軟煤層大采高長壁工作面礦壓觀測及顯現規律

朱 濤,郝慶利,宋 敏,康立勛

(1.太原理工大學礦業工程學院,太原 030024;2.內蒙古煤礦設計研究院,內蒙古 呼和浩特 010010;3.山東水利職業學院建筑工程系,山東日照 276826)

國外在1960年代就開始對大采高綜采技術進行研究,并實現了礦井的高產高效。如德國熱羅林礦開采4.0 m厚的煤層,捷克LAZY礦開采高度平均為6.0 m,美國在懷俄明州卡幫縣1號煤礦采用長壁大采高綜采技術采高達到了4.5～4.7 m[1],南非和澳大利亞也都進行了大采高綜采的相關實驗并取得了成功。我國在1970年開始研究大采高綜采技術,現已經在西山、開灤、兗州、潞安、邢臺、大同、神東、晉城等礦區得以成功運用,我國部分大采高綜采技術指標已經達到國際領先水平[2]。隨著煤層開采高度的增大,工作面前后支撐壓力、兩側支撐壓力、垮落帶和裂隙帶范圍、礦山壓力及其顯現等方面均有新的特點,尤其是對于軟煤層大采高長壁工作面而言,分析其頂板礦壓顯現規律與特征就顯得尤為重要。本文以山西晉城無煙煤礦業集團有限責任公司趙莊煤礦3305工作面礦壓數據為基礎,分析了軟煤層大采高長壁工作面的礦壓顯現規律,煤壁片幫情況,并提出了相應的建議及措施。

1 工作面概況

1.1 地質概況

趙莊煤礦3305工作面開采二疊系下統山西組3號煤,工作面地面標高為965.9～1087.9 m,煤層底板標高為448～502 m,工作面蓋山厚度為463.9～633.9 m。煤層物理性質為黑色,亮煤為主,夾鏡煤條帶,玻璃光澤。煤層從上往下松軟—較硬—松軟,整體表現質軟,疏松。宏觀煤巖類型以半亮—光亮型煤為主,局部可見半暗型,宏觀煤巖組分以亮煤為主,少量的暗煤或鏡煤。煤層主要為線理狀、條帶狀、層狀結構,有時可見均一塊狀結構。工作面設計可采長度1757.86 m,工作面長219.75 m,面積為386289.74 m2,煤層厚度為4.2～6.2 m,平均厚度為5.5 m,煤層傾角1°～ 15°,平均傾角為 8°,煤的容重1.39 t/m3,煤層賦存穩定。根據現場取芯和實驗室煤巖體物理力學參數試驗結果,對3305工作面3號煤層及其頂、底板巖石物理力學參數分析評價見表1。

表1 3305工作面 3號煤層及其頂、底板巖石物理力學參數分析評價表

3305工作面自切眼回采至952 m處時有一陷落柱DX38,EW向長96 m,NS向長47 m。揭露斷層28個,均表現為正斷層。煤層節理總體較為發育,主要兩個方向,走向分別為45～60°,135～150°,以45～60°方向節理密度大,節理面平直,裂隙緊密無充填,其它方向節理延伸短,節理面不夠平直,發育密度及規范性不強。

1.2 生產情況

3305工作面設計生產能力6 Mt/a,采用四巷布置,采用三進一回通風方式,其中32054巷為進風、排水巷,32052巷為進風、運煤巷,32051巷為進風、進料巷,32053巷為回風巷。工作面選用艾柯夫SL500電牽引雙滾筒采煤機,沿工作面頂、底板推進,循環進度0.865 m,采用“四·六制”作業方式,循環方式為每班5個循環,日進15個循環。工作面頂板采用ZY12000/28/62D型兩柱掩護式液壓支架,其額定工作阻力為12000 kN,額定初撐力為7916 kN,工作面最小控頂距為5.037 m,最大控頂距為5.902 m。

2 工作面礦壓觀測方案

在3305工作面安裝了13臺YHY60(B)型礦用本安型數字壓力計對整個工作面進行支架工作阻力全程監測。布置方法為在整個工作面劃分5個測區:機頭4,5號支架;工作面中間30,31,32號支架;66,67,68號支架;95,96,97號支架;機尾126,127號支架。同時以支架壓力表、EEP等設備輔助配合監測支架工作阻力的變化情況。測區布置見圖1。

圖1 3305工作面測區布置圖

在無工序影響時進行煤壁片幫情況的觀測,其中煤壁片幫觀測要求至少觀測工作面的一個初次來壓和五次周期來壓,直至掌握其規律為止。

3 工作面礦山壓力顯現規律及特征

3.1 工作面初次來壓和周期來壓規律

1)工作面初次來壓規律分析。根據趙莊煤礦3305工作面實測的液壓支架載荷與工作面推進距離的變化關系,當工作面自切眼推進到6.02 m時,直接頂初次垮落,此時頂板來壓時支護阻力的平均值為31.7 MPa,頂板非來壓期間支護阻力的平均值為20.58 MPa,動載系數為1.54。工作面推進到25.4 m時,老頂初次垮落,此時頂板來壓時支護阻力的平均值為48.3 MPa,頂板非來壓期間支護阻力的平均值為24.9 MPa,動載系數為1.94。

2)工作面周期來壓規律分析。第一次周期來壓到第五次周期來壓的情況見表2。

表2 工作面前五次周期來壓情況表

3.2 工作面液壓支架工作阻力分析

實測3305工作面液壓支架平均初撐力為2211.133 kN,為額定初撐力(7916 kN)的27.9%,實測工作面液壓支架工作阻力平均值為4947.55 kN,為額定工作阻力(12000 kN)的41.2%;其中最大工作阻力14961.39 kN,為額定工作阻力的124.7%;最小工作阻力117.8 kN,為額定工作阻力的0.98%;液壓支架工作阻力分布在0～5000 kN范圍內的占統計循環數的52.2%,分布在5000～8500 kN范圍內的占統計循環數的33.94%,超出額定工作阻力占統計循環數的2.07%。總體分析可知,液壓支架工作阻力較小。

實測4,5,95和126號支架工作阻力為雙正態分布;30,31,32,67和127號支架工作阻力為近似正態分布;66,68號支架工作阻力為非正態分布;96和97號支架工作阻力為近似負指數分布。

實測各支架的最大工作阻力分別為:4號支架14961.39 kN,5號支架12752.53 kN,30號支架13606.62 kN,31號支架11986.79 kN,32號支架13371.01 kN,66號支架14666.88 kN,67號支架12811.43 kN,68號支架12458.01 kN,95號支架14607.98 kN,96號支架13901.04 kN,97號支架12251.85 kN,126號支架13960.04 kN,127號支架11751.17 kN,各支架最大工作阻力平均為13314.37kN。

實測工作阻力超出額定工作阻力主要原因是由于上覆巖層突然垮落沖擊液壓支架,并且液壓支架安全閥在瞬時未能開啟所造成。實測支架工作阻力超出額定工作阻力均發生在來壓期間或工作面推進速度太慢時。

3.3 工作面煤壁片幫情況

現場實測、理論計算和數值模擬均表明:隨著采高的增加,煤壁片幫更加容易發生[3]。由于該礦3號煤層較軟,極易出現工作面大面積片幫,進而在工作面端部產生冒頂現象,引發頂板事故。還可能會導致支架接頂不實、歪架和倒架等現象的發生,給工作面安全生產帶來嚴重隱患,更會影響到工作面主要設備的開機率和回采率。通過對工作面煤壁片幫情況的觀測,3305工作面片幫情況統計詳見表3。

開采初期,工作面煤壁片幫現象較少,隨著工作面的推進,片幫現象比較嚴重,通過觀測,來壓時,最嚴重的一次片幫發生在71～77號支架之間,經測量,片幫最深達1370 mm,垂直高度最高可達3200 mm,煤壁有“吱吱”的聲音并伴有端面掉矸現象。總體上,在非來壓期間煤壁的片幫深度、垂直高度和范圍均比較小;在來壓期間,片幫的深度、垂直高度和范圍均比較大,特別是在工作面中部以及工作面機頭和機尾受構造影響的部分區域片幫較嚴重。

表3 3305工作面片幫情況統計表

4 建議及措施

1)在觀測期間,液壓支架實際初撐力偏低,工作阻力較小,但來壓時動載系數較大,說明頂板控制效果并不理想,頂板的穩定性較差,易存在工作面片幫及頂板冒漏隱患。要加大對液壓系統的檢修力度,保證乳化液泵站壓力大于30 MPa,以加強對支架初撐力的管理,提高支架初撐力。

2)實測支架工作阻力超出額定工作阻力均發生在來壓期間或工作面推進速度太慢時,因此在頂板來壓區域應認真檢修工作面設備,提高支架的工作性能及支護質量。加快工作面推進速度,分散工作面上部巖層的應力,甩掉一部分壓力。

3)實測 66號支架和 95號支架工作阻力為14666.9kN,超出額定工作阻力,并長時間未見安全閥有開啟現象。說明部分支架運行狀態較差,統計測線中安全閥未開啟測區占15.4%,建議進行支架安全閥質量全面檢測,確保液壓系統無跑、冒、漏、竄等現象,并及時更換不合格及廢舊的安全閥。

4)對煤體實施超前加固。對煤壁松軟、節理裂隙發育、頂板壓力大及地質構造破壞嚴重等易發生片幫冒頂的地段,采用瑪麗散對煤壁實施超前加固,以有效提高煤體的整體性,增大破碎煤壁的穩定性,防止片幫發生。

5)支架在拉架時要做到少降、快拉、快升、帶壓移架的原則,當片幫超過規定要求時必須堅持超前拉架并及時打出護幫板。

通過采取以上措施,對控制頂板下沉、減輕煤壁處頂板壓力、減小工作面煤壁的片幫程度會起到積極作用。

[1]尹希文,閆少宏,安宇.大采高綜采面煤壁片幫特征分析與應用[J].采礦與安全工程學報,2008,25(2):222-225.

[2]胡國偉,靳鐘銘.大采高綜采工作面礦壓觀測及其顯現規律研究[J].太原理工大學學報,2006,37(2):127-130.

[3]寧宇.大采高綜采煤壁片幫冒頂機理與控制技術[J].煤炭學報,2009,34(1):50-52.