复杂条件大采高综采面矿压规律及围岩控制技术*

杨 勇

（阳泉煤业(集团)有限责任公司技术中心，山西 阳泉 045000）

1 工作面概况

9711工作面西邻9804采空区，南靠9814设计工作面，东接9711工作面（东），工作面上覆局部区域为3#煤层采空区，层间距35.8 m。工作面埋深364～417 m，平均390.5 m，走向长度平均462 m，倾斜长220 m。工作面共布置进风顺槽、回风顺槽、低位抽放巷和高位抽放巷四条回采巷道。该工作面煤层倾角2°～6°，平均4°，煤层厚度5.2～5.9 m，平均5.4 m；以8#+9#煤为主，局部存在8#、9#分叉区，大部分回采区域夹矸厚度较薄，夹矸一般为多层，累计厚度小于0.3 m。切巷以东408 m至停采线为8#、9#煤分叉区域，靠近停采线位置层间距最大增厚至3.0 m。9711工作面存在小型褶曲构造，煤层倾角发生变化，不仅两顺槽高度有一定的起伏，工作面局部存在仰采、俯采情况，易造成设备管控困难。工作面位置及煤层厚分布见图1。

图1 9711工作面位置及煤层厚度分布

工作面老顶为细粒砂岩，平均厚度6.3 m，灰色，成份以石英为主；直接顶为砂质泥岩、泥岩，平均厚度7.8 m，水平层理，含砂量上多下少，含植物化石。9711工作面是开元矿首个采用一次采全高大采高综采工艺的工作面。工作面采用MG750/1900-GWD型机组双向割煤，ZY8000/26/56D两柱掩护式综采支架管理顶板，最大割煤高度为5.6 m。

2 工作面矿压显现规律实测分析

2.1 矿压测站布置

9711工作面采用矿压监测系统实时监测工作面支架工作阻力、煤体应力。在工作面共布置10个支架压力和活柱伸缩量测点，支架号分别为：1#、10#、25#、40#、55#、70#、85#、100#、115#、128#支架。在9711工作面运输顺槽超前切眼200 m的实体煤侧（内帮）和煤柱侧（外帮）各安装一组钻孔应力计，用于监测工作面开采过程中超前支承压力的分布规律和煤柱应力以及侧向支承压力的分布规律，分析煤柱尺寸的合理性，见图2。

图2 9711工作面矿山压力监测测点布置

2.2 支护质量分析

支架的初撑力直接影响到支架的支护效果，合理的初撑力对防止顶板离层、工作面煤壁的片帮起着重要作用。9711工作面支架额定初撑力为6 395 kN（31.5 MPa），支架实际平均初撑力为3 193 kN，折合15.77 MPa，达不到规定的额定初撑力80%的要求。在正常回采后，经过加强支护质量管理，支架初撑力大幅度提高，见图3。

图3 支架平均初撑力分布

支架循环末阻力是指一个采煤循环结束时，在下一循环开始移架前的支架工作阻力。一般为该循环内支架的最大工作阻力。工作面支架平均末阻力为4 876 kN，支架最大末阻力平均为7 407 kN，占支架额定工作阻力92.58%；支架额定工作阻力能够满足来压期间工作面的支护需要，且有足够富余量。

图4 支架末阻力分布

图5 工作面正常回采期间各支架循环增阻情况统计

工作面支架循环增阻量界于583～1 600 kN，平均为916 kN，循环增阻率界于13.3%～31.57%，平均为21.42%，见图5。支架增阻不显著，说明支架初撑力提高后，支架受力状况明显改善，并有效控制了顶板下沉。

2.3 支架工作阻力频率分布

支架工作阻力频率能够很好的反映支架的工作状态是否在合理的工作区间，进而判断支架的适应性。各支架工作阻力的频率分布见图6。分析可知，支架工作阻力主要分布在3 000～6 000 kN范围内，该比例为66.18%；工作阻力峰值区间为4 000～5 000 kN，所占比例为30.8%；在7 000～8 000 kN范围的工作阻力平均仅占2.72%,安全阀开启较少。支架工作阻力频率分布整体呈现正态分布，支架工作阻力频率分布合理，支架适应性较好。

图6 工作面支架平均工作阻力频率分布直方图

2.4 周期来压特征分析

大采高工作面下位关键层即基本顶的破断，一方面会引起工作面矿压显现，表现为工作面初采来压或周期来压，工作面支架载荷明显增大，另一方面由于上覆岩层的破断或裂隙发育，导致工作面瓦斯释放量增大。9711工作面沿6#煤层底板布置走向高抽巷用于抽采采空区瓦斯，垂直方向上距离8#煤层21 m，水平方向与回风顺槽内错44 m。高抽巷层位位于工作面下位基本顶与上位基本顶之间的软弱岩层当中。因此高抽巷瓦斯的抽放效果与下位基本顶的破断直接相关，并伴随下位基本顶的周期性破断而呈现同步的周期性。由于工作面上覆岩层破断难以直接观测，因此可用工作面周期来压规律和高抽巷瓦斯抽放规律来分析工作面覆岩破断规律。

根据瓦斯抽放纯量的周期性变化判断得出的基本顶周期垮断特征分析，基本顶周期垮断步距界于9～18 m，平均为12.7 m。而由工作面矿压数据分析，工作面直接顶垮断步距为8～9 m，基本顶初次来压步距平均为28.1 m，基本顶周期来压步距平均为12.6 m。可见，根据高抽巷瓦斯抽采纯量和工作面矿压显现规律判断得出的覆岩破断规律基本相符。

3 大采高采场覆岩结构力学模型

根据9711工作面覆岩结构综合柱状图顶板结构和关键岩层判断结果，工作面直接顶由平均厚度为1.0 m的泥岩和平均厚度为6.8 m的砂质泥岩构成，总厚度平均为7.8 m，基本顶为6.3 m厚的细粒砂岩，煤层总厚度平均为5.4 m，工作面实际采高取5.0 m。根据工作面矿压显现规律实测分析结果，基本顶的周期垮断步距取12 m。

图7 大采高采场覆岩结构力学模型

9711工作面大采高采场“砌体梁”覆岩结构力学模型见图7。根据“砌体梁”理论，在工作面走向方向上，周期断裂后的基本顶岩块B与前方未发生垮断的岩块A在水平推力作用下形成铰接关系，并承担上覆岩层载荷。随着工作面不断向前推进，基本顶岩块形成的“砌体梁”结构发生周期性失稳，从而在采场形成周期来压现象[1]。“砌体梁”结构是采场上覆岩层的大结构，而真正对工作面矿压显现影响较大的却是“砌体梁”结构中的几个关键块体[2]。关键块是否稳定及其失稳形态对分析工作面矿压规律十分重要。

大采高工作面开采空间大，直接顶难以充实采空区，原来的基本顶断裂后难以触矸，岩块A和B在水平方向上失去力学联系，原来的砌体梁结构变成悬臂梁结构，块体间无相互挤压作用力，岩块破断后在采空区规则排列，对采场起到保护作用的砌体梁结构向更上层位岩层发展。

更高层位的C12关键岩层垂直方向上距离9#煤层工作面较远，在C12和C7岩层之间间隔有3#煤层采空区，上方砌体梁结构旋转空间小，周期性破断的动载小，且3#煤层冒落带对上方砌体梁结构周期性失稳起到很大的缓冲作用，再加之，C12、C13、C14岩层已受到3#煤层开采破坏，岩层破断应力也得到很大程度释放。因此，综合以上因素分析认为，C12、C13、C14岩层组成的砌体梁结构对9#煤层采场矿压显现的影响程度有限。9#煤层采场矿压显现主要受到上位和下位基本顶周期性破断失稳的作用，因而形成了开元矿9711大采高工作面特殊的 “悬臂梁+铰接岩梁”覆岩结构模型，见图7。

4 工作面围岩控制技术措施

4.1 加快工作面推进速度

尽量加快工作面推进速度，减小每循环的顶板下沉总量，控制煤壁片帮[3]。一方面应提高外运系统的能力，并保证采区内大采高工作面优先出煤，另一方面尽量减小各种不正常事故导致的工作面停产，当出现事故时要及时处理，尽可能的缩短停产时间。

4.2 加强支架管理

加强支护质量监测，及时对支架进行二次注液，保证支架具有足够的初撑力和支护阻力，减小煤帮压力，提高“支架—围岩”体系的整体刚度，确保良好的支架位态[4-6]。

4.3 控制割煤质量

不留顶煤，保持煤壁平直，割煤时上滚筒要贴近顶板割煤，不留顶煤，使煤壁平直，以使护帮板紧贴煤壁，发挥作用。

4.4 控制采高

严格控制割煤高度。正常条件下，严格控制割煤高度，不超高开采[7]。过断层、褶曲等地质构造破碎带时，煤壁稳定性难度加大，应适当降低采高。

4.5 注浆加固提高煤层强度

根据9711工作面煤壁片帮观测，煤壁片帮主要发生在1#—90#支架范围内；31#—90#支架范围的工作面中部煤体片帮主要与工作面中部顶板压力大有关；1#—30#支架范围的工作面下部煤体片帮主要与进风顺槽位于3#煤层遗留区段煤柱下方应力集中有关。根据煤壁片帮特点，对工作面中部煤体采取局部浅孔注浆和进风顺槽侧超前注浆加固端头三角煤结合的注浆方式。

5 结语

通过理论分析、现场测试及验证，对开元矿大采高工作面矿压规律进行了研究，提出了相应围岩控制技术，结论如下：

1）9711工作面由于工作面机头超前推进，直接顶初次垮落呈现从机头向机尾方向依次垮落的规律，基本顶初次来压步距28.1 m，周期来压步距分12.6 m。

2）工作面初采期间支架平均初撑力为15.77 MPa，初撑力偏低，正常回采期间，随着支架初撑力管理加强，工作面支架初撑力整体有了较大提高。

3）工作面支架循环增阻量平均为916 kN，循环增阻率平均为21.42%，增阻不显著，说明支架初撑力提高后，支架受力状况明显改善，并有效控制了顶板下沉。

4）建立了开元矿大采高工作面“悬臂梁+铰接岩梁”覆岩结构模型，下位基本顶由于回转失稳无法形成铰接结构而形成悬臂梁，上位基本顶满足稳定条件能够形成砌体梁结构。

5）针对煤壁片帮原因和影响因素提出了加快工作面推进速度、加强支护质量管理、控制割煤质量和采高等技术措施，效果良好。