柳塔礦不穩定厚硬煤層綜放面礦壓顯現規律研究

佘永明 任永強

（神華神東煤炭集團柳塔煤礦，內蒙古自治區鄂爾多斯市，017200）

1 試驗工作面基本情況

柳塔礦是神東煤炭集團主力礦井之一，該礦過去一直采用一次采全高采煤工藝。但是，隨著東部盤區1－2煤層的開采，發現以往的一次采全高工藝不但不能實現工作面高產高效及高回收率，而且無法保證生產安全。為了解決上述問題，與煤炭科學研究總院開采所合作，在柳塔礦東部盤區的12108工作面進行了綜合機械化放頂煤開采試驗。12108工作面是神東礦區侏羅紀煤層首個采用綜合機械化大采高放頂煤開采技術的工作面。該工作面地質條件復雜，煤層厚度變化大且堅硬，但直接頂卻易破碎。許多學者對厚煤層綜放開采工作面礦壓特征進行過研究，但在如此地質條件下進行大采高綜放開采試驗，神東礦區和國內外都無成功經驗可借鑒。因此，對柳塔礦首采綜放面的礦壓顯現規律的研究，就顯得非常有價值和意義。

柳塔礦12108工作面開采1－2煤層，該煤層平均厚度7.3 m，傾角1～3°，含1層厚 0.05～0.28 m粉砂質泥巖夾矸。該工作面傾向寬度275 m，走向長度978 m，平均埋深100 m，設計采高4 m，采用ZFY10200／25／42型兩柱掩護式放頂煤支架，采煤機型號為SL750，前后刮板輸送機型號為SGZ1000／2×1000。

2 綜放面礦壓顯現規律的數值模擬分析

2.1 數值模型建立

應用FLAC3D軟件對12108工作面綜放開采進行數值模擬。根據工作面覆巖柱狀建立計算模型，模型300 m×270 m×127 m（長×寬×高），模型中各巖層物理力學參數根據實驗室測試數據給定，見表1，采用莫爾－庫侖強度準則計算。

表1 1－2煤層及圍巖試塊物理力學性質

2.2 模擬結果及分析

2.2.1 頂煤與頂板破壞情況

模擬了工作面推進到6 m、12 m和54 m時，頂煤與頂板垮落狀況。

模擬從形成自重場開始，工作面推進6 m時，頂煤發生初次垮落，煤層中的夾矸層也完全垮落，但直接頂基本保持完好并沒有破壞；當工作面推進了12 m時，直接頂發生初次垮落，垮落比較理想，支架后方夾矸與頂煤幾乎與直接頂同時垮落，無明顯滯后，老頂基本保持完好并沒有破壞；當工作面推進了18 m、24 m、30 m時，直接頂都發生比較理想的垮落，破壞與12 m時類似，煤壁也不存在明顯片幫現象，支架后方夾矸和頂煤依然發生比較理想的垮落；當工作面推進了54 m時，基本頂發生初次破斷。可以推斷此時基本頂發生初次來壓，工作面初次來壓步距約為54 m。模擬發現基本頂周期性垮落步距為8.7 m，直接頂和頂煤基本能夠隨采隨冒，幾乎同時垮落，無明顯滯后，由此可以推斷，老頂、直接頂和頂煤之間沒有明顯離層，垮落都比較理想，煤壁片幫問題不嚴重。

2.2.2 工作面超前支承壓力狀況

模擬了工作面推進到6 m、12 m和36 m時不同階段，工作面前方煤層頂板垂直應力分布狀況。

當工作面推進6 m時，煤壁前方應力峰值位置不明顯；當工作面推進12 m時，煤壁前方約3 m的位置出現支承壓力峰值，大小約為8.8 MPa，而在煤壁頂部正上方位置支承壓力峰值更大，約為10 MPa；當工作面推進到36 m時，煤壁及其上方頂煤的支承壓力峰值分布狀況與前面階段基本相似，但峰值位置約前移了1 m，數值增加至12 MPa；當工作面推進至54 m時基本頂發生初次破斷，初次來壓時支承壓力峰值出現在煤壁前方7 m，大小為15 MPa，應力影響區范圍15 m。

綜上分析得出：該工作面頂板來壓時的支承壓力峰值和影響范圍都明顯小于其他類似厚度和硬度煤層綜放面，這將有利于堅硬頂煤的冒放，從而提高綜放面資源回收率。

3 綜放面礦壓顯現實測及結果分析

3.1 工作面測站布置

12108工作面支架載荷測站和工作面超前支承壓力測站布置如圖1所示。

圖1 工作面測站布置

（1）支架載荷測線。在工作面內共設3個測站，如圖1所示，分上、中、下三條測線。為了觀測支架左右立柱的工作阻力，在測線一（23＃、25＃、27＃架）、測線二（83＃、84＃架）、測線三（130＃、131＃架）共7架支架上分別安裝1臺CDW－60R礦用數字壓力計。

（2）超前支承壓力測站。觀測超前支承壓力的儀器為KSE－Ⅲ型鋼弦記錄／采集系統。觀測站設在12108工作面回風巷，在工作面煤幫布置鉆孔應力計進行觀測。應力計測力儀安裝在回風巷工作面側煤壁內，并超前工作面125 m，見圖1。在12108工作面綜放開采過程中，在規定的時間內，用專用的頻率計測試一次測力儀頻率。在回風巷工作面煤壁側設計了8個測點，測點之間水平距離為1.5 m，8＃～1＃測點應力計在煤壁內的埋深分別為16 m、14 m、13 m、12 m、10 m、8 m、6 m、4 m。

3.2 礦壓觀測結果及分析

3.2.1 頂煤與頂板破壞情況分析

礦壓實測結果表明，12108工作面頂煤初次垮落步距和直接頂初次垮落步距分別為7 m和12 m；基本頂的初次來壓步距為58 m，與數值模擬結果基本一致，初次來壓期間煤壁片幫深度平均為1.5 m，片幫較為嚴重，且部分支架架前發生漏冒現象；支架工作阻力最大值達到10338.59 k N；工作面周期來壓步距平均9.43 m，平均動載系數為1.36，周期來壓時煤壁片幫不明顯，見表2。

由表2可以看出，沿工作面方向周期來壓有明顯的規律性：一是工作面中部的周期來壓步距明顯小于兩端，最大值出現在機尾位置；二是周期來壓期間工作面中部支架的平均動載系數明顯小于兩端，極值出現在機頭位置。

3.2.2 工作面超前支承壓力

工作面超前支承壓力共觀測40 d，在此期間工作面推進了166 m。

各應力計監測工作面前方煤體應力分布數據如表3，工作面前方煤體應力實測曲線見圖2。

表2 基本頂周期來壓時實測數據統計

表3 工作面前方煤體應力分布

由表3可以看出，柳塔礦12108綜放工作面采動支承壓力超前影響范圍平均為17 m，最大采動支承壓力發生在工作面前方平均7.8 m處，最大應力集中系數為1.16。應力集中程度不高，平均只有1.08，主要原因是12108面埋藏淺，煤層硬度大。煤層堅硬導致支撐壓力峰值點距離煤壁的距離也不大，大約在8 m左右，與數值模擬結果基本一致。實測的12108工作面超前支承壓力劇烈影響范圍大約在工作面前方15 m范圍內，不但小于本礦井其他大采高工作面，也小于其他礦區類似綜放工作面。因此，在12108綜放工作面巷道實際超前支護合理距離為15 m。

實測資料表明，隨著工作面采動變化，煤壁應力也隨之發生顯著改變。由圖2可知，4＃應力計安裝時，其初始應力為5.25 MPa。當工作面向前推進距測點位置21 m時，應力計能夠采集到采動應力；隨著工作面的繼續推進，采動應力持續增大，當工作面距測試點10 m時，應力達到最大值6.09 MPa；也就是在采動應力作用下，工作面前方煤體內壓力提高了0.84 MPa，相當于煤體受到30 m厚度巖層的重力作用。由此可知，必須加強工作面巷道超前支護。隨著工作面繼續推進，采動應力逐漸減小，當工作面距離應力計4 m時，采動應力開始小于原巖應力，表明從此處開始，煤體處于塑性破壞狀態。由于塑性狀態的煤炭對頂板支護能力降低，所以必須加強支架對頂板的支撐，否則易于產生煤壁片幫。

圖2 4＃應力計監測的應力曲線

3.2.3 工作面支架載荷

實測工作面支架平均初撐力為4670 k N，遠小于支架額定初撐力7144 k N。工作面機頭部支架初撐力達到6000 k N的比例最低，為11.96%，平均初撐力為4256.60 k N；工作面中間支架初撐力超過6000 k N的比例最高，達到33.33%，初撐力平均為5857.29 k N。由此可知，工作面絕大部分支架的初撐力低于額定初撐力，支架工作效能低。該工作面支架初撐力偏小的原因有：移架后升架時間不足，升柱不到位，支架不能充分接頂；支架立柱維護不善，支架管路存在漏液和串液現象。

圖3 84＃支架工作阻力頻率分布

對工作面各支架的平均循環末阻力進行了實測統計，工作面所有支架平均循環末阻力值為6596 k N，遠小于支架的額定工作阻力10200 k N。因此，支架實際支護能力遠低于設計工作阻力，該型支架對于12108綜放面仍有很大的富余量。實測表明工作面支架工作阻力分布較合理，例如84＃支架工作阻力頻率分布圖見圖3，從圖3中可以看出支架工作阻力絕大部分分布于5000～7000 k N的區間，遠小于支架的額定工作阻力10200 k N。工作面回采完畢前，支架對工作面頂板的條件適應性是可以的。根據采集到的近一個月的有效礦壓數據，對該段時間內液壓支架安全閥開啟情況進行分析，整體工作面安全閥開啟率達到5.36%，表明支架基本能滿足支護要求。

4 結論

（1）通過數值模擬方法初步分析了不穩定厚硬煤層綜放面的礦壓顯現規律；12108綜放面礦壓實測結果表明：工作面初次來壓步距為58 m，周期來壓步距9.43 m，平均動載系數1.36，周期來壓期間工作面支架平均循環末阻力為6596 k N，遠小于支架的額定工作阻力10200 k N。

（2）應力實測結果表明：12108綜放面支承壓力超前影響范圍約為15 m，支承壓力峰值出現在煤壁前方6～8 m處，極值為15 MPa，確定柳塔礦綜放面超前支護合理距離為15 m。

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