建北礦綜放工作面礦壓規律研究*

張 博，張 杰，陳 超，梁 軍

(西安科技大學 能源學院，陜西 西安710054)

0 引 言

建北煤礦位于陜西省延安市黃陵建莊礦區的北部，地處延安市黃陵縣腰坪鄉境內，行政區劃隸屬黃陵縣腰坪鄉管轄。礦井設計生產能力210 萬t/年，目前開采4-2煤層，4-2煤層賦存平緩，底板平緩，傾角為2° ～5°，首采工作面4-2101 工作面煤層厚度5 ～10 m，平均厚度7.6 m，沿走向方向，煤層底板呈高至低之勢，煤層厚度由薄變厚，標高為827 ～920 m，煤層埋藏深度為473 ～570 m.屬低瓦斯礦井。黃陵礦區采后證明，綜放工作面支架能承載上覆巖層重量，但是這必須以選擇合理的綜合機械化設備及設備的良好運轉為前提，否則并不能保證礦井安全和高產高效［1-3］。并且建北礦的煤層地質條件、支護方式、采高等與其相鄰礦井都有比較大的差異，如果直接按照經驗套用相鄰礦井工作面的礦壓規律參數，有可能在安全方面存在很大隱患［4-6］。因此，只有對其綜放面的礦壓規律進行深入的研究，可以進一步得出保障礦井安全，高產的合理參數和技術措施［7］。

1 工作面概況

4-2101 工作面位于建北礦一盤區大巷西側，屬建莊礦首采工作面，北為礦井大巷保護煤柱，南為102 工作面(未掘)，東為一盤區巷道煤柱。煤層底板標高為+827 ～+920 m，對應地面標高為+1 300 ～+1 490 m.工作面傾斜長度200 m，采用走向長壁綜合機械化放頂煤一次采全高，全部垮落法管理頂板的采煤方法。中部支架采用ZF8600/18/35 型放頂煤液壓支架支護頂板并同時放煤，工作面端頭采用ZFT19800/22/35 型端頭架支護，過渡架采用ZFG8600/22/35 支護，兩巷超前支護均采用單體支柱配合鉸接頂梁支護。兩巷超前支護采用DW38 -150/110LD 型單體液壓支柱和DJB -1200 型金屬絞接頂梁，一梁一柱支護方式，超前支護距離不小于20 m.

2 礦壓觀測方案

工作面總長196 m，沿工作面共布置了3 個測點。1 號和3 號測點各布置在距離運輸和回風巷的距離為20 m，2 號測點布置在工作面的正中部位。在運輸和回風巷相鄰間距10 m 各布置2 個超前支護壓力測站A1，A2和B1，B2. 與此同時，在兩巷各布置2 個監測A3，A4和B3，B4，相鄰測站間距為20 m，如圖1 所示。支架工作阻力的壓力傳感器在3 個測站中2 號測站布置8 架，每隔3 架支架監測1 架。1 號測站和3 號測站布置7 架，每隔3架支架監測1 架。實際一共監測22 架支架。

圖1 礦壓觀測布置Fig.1 Pressure observation layout

3 礦壓規律分析

3.1 總體礦壓特征

工作面礦壓觀測時間歷時近52 d，工作面推進了137 m 處。推進過程中，工作面采空區內直接頂從20#液壓支架到92#液壓支架范圍內逐漸垮落，由于垮落巖層基本充填滿采空區冒落空間，此時可以確定為直接頂初次冒落階段。工作面推進到25 m 時，工作面支架阻力普遍增加，持續時間約一天［8-10］。此時頂底板移近速度出現峰值，活柱下縮量也達最大，主要是基本頂斷裂下沉所造成，巷道監測表明超前支護壓力和巷道變形在這此時也有明顯變化，這是工作面來壓前的預兆［11］。在進一步分析支架阻力及巷道移近變形的基礎上，得出的老頂初次來壓步距為25 m 左右，在初次來壓之后每推進一定距離發生周期來壓。

3.2 液壓支架載荷分析

根據各觀測支架的載荷隨工作面推進的變化特點，可以判斷出老頂來壓的強度和步距，從而繪制出老頂頂來壓判據，如圖2 所示。依據來壓判據，結合工作面來壓特征可知，基本頂的初次來壓步距大約25 m.周期來壓中最大步距為15.7 m，最小為9.6 m，平均為12.5 m. 由支架的平均工作阻力變化規律可知，支架普遍處于額定工作阻力以下，這說明老頂運動不夠強烈，來壓強度相對較小［12］。

3.3 支架運行狀況

整個觀測過程中，對支架阻力進行了統計分析，得到了工作面阻力頻率分布圖3 和工作面初撐阻力頻率分布圖4. 由圖可知，支架的初撐力達到額定初撐力80%以上(25.25 MPa)的架次只占到測試架次的14%，而支架的初撐力達到額定初撐力31.5 MPa 的架次只占到測試架次的5%，支架的初撐力達在15 MPa 以下的占40%，工作面支架的初撐力存在嚴重不足現象，必須加強操作管理［13］。

圖2 工作面來壓判據Fig.2 Face pressure criterion

圖3 工作阻力分布圖Fig.3 Distribution of the load

工作阻力大于31.5 MPa 的架次占測試架次的26%，其中達到額定工作阻力42.2 MPa 的架次占測試架次的8%，在非來壓期間絕大部分架次的工作阻力在額定初撐力以下，而處于額定工作阻力附近的架次基本都處于頂板來壓時。總體來說工作面來壓強度相對較小，頂板比較容易管理［14］。

4 巷道表面觀測

圖4 初撐力分布圖Fig.4 Distribution of the set load

圖5 巷道移近速度Fig.5 Roadway moving velocity

回風巷的頂底板移近速度隨工作面推進距離的變化規律由圖5 可以表明，巷道圍巖移近速度曲線的波動規律與頂板運動具有一定的對應關系，頂底板或兩幫移近量小，表明頂板運動不劇烈，回風巷的現有支護方式比較安全，工作面的采動對它的擾動影響不大。運輸巷的頂底板移近速度隨工作面推進距離的變化規律表明，圍巖位移速度變化較小，其變化都大多在3.0 mm/d 以內。總體上巷道在工作面前方35 m 開始收斂，6 ～15 m 階段頂底板移近速度較快，在其它范圍內巷道高度變化則較為平緩，巷道累計移近量小［15-20］。超前支護壓力分析表明，支承壓力峰值在煤壁前方3 ～6 m，支承壓力影響范圍在工作面前方35 m 范圍內，其分布規律見圖6 所示。超前支護壓力影響范圍較小，支承壓力值也不大，巷道礦壓顯現比較緩和，現有20 m 超前支護距離足以滿足巷道支護要求。

圖6 超前支承壓力Fig.6 Distribution of the ahead pressure

5 結 論

1)工作面支架的實際工作阻力普遍不高，基本頂初次來壓之前大部分在額定初撐力之下工作，初次來壓之后一般在周期來壓期間支架阻力變化明顯。綜放支架基本滿足4-2101 工作面頂板管理的需求。在觀測期間雖然有支架大幅度活柱下縮、安全閥開啟、冒頂、片幫、采動裂隙發生，實際上是由于支架實際初撐力太小、工作面推進速度太慢等原因所致。因此，應提高初撐力，加強工作面支護質量管理，在來壓期間加快工作面的推進速度。

2)工作面基本頂的初次來壓步距為25 m，周期來壓步距最小9.6 m，最大15.7 m，平均12.5 m，周期來壓步距為基本頂初次來壓步距的1/3 ～2/3。直接頂屬2 類中等穩定頂板，基本頂屬于Ⅱ級。在來壓前后應分別管理，以防止動壓沖擊和切頂事故發生。

3)基本頂來壓時支架上動載系數平均1.5，有明顯的周期來壓，頂板管理難度中等。但支架的合理工作阻力為額定工作阻力的99.3%，沒有富裕系數，隨著工作面的推進，基本頂的周期破斷可能存在大的周期來壓，應當加強支護阻力的管理，在推進過程中如果遇到比較大的來壓，應采用單體支柱進行加強支護，避免由于支撐力不足而導致安全事故。

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