“兩硬”綜放工作面礦壓顯現規律實測研究

劉謀珍

（山西鋪龍灣煤業有限公司，山西 大同037100）

綜放開采對煤體物理特性要求較高，若煤層硬度過大則不利于及時冒落，且冒落形成的煤體塊度較大，放煤難度較高，因此綜放開采對于煤層硬度較低的工作面應用效果較好。山西忻州窯礦所采煤層為“兩硬”煤層，即工作面煤層硬度大，頂板硬度大，采用傳統分層開采存在的主要問題是工藝復雜、產能低、成本高，頂煤回收困難，不利于提高礦井的綜合效益，經研究決定采用綜放技術進行回采該煤層。綜放開采涉及到割煤和放煤，對于周圍煤巖體擾動作用較普通開采更大，對于支架－圍巖平衡關系要求更高，巷道穩定性控制難度更大，故有必要對“兩硬”煤層綜放工作面的礦壓顯現規律進行研究，只有這樣才能對工作面頂板管理、頂煤冒放、支 架調整等進行指導，并指導工作面安全開采。現以該礦8911工作面為例，分析“兩硬”綜放工作面礦壓顯現規律。

1 工作面概況

8911工作面位于該礦二采區，埋深為310～350m，該工作面西部為回風下山、軌道下山和皮帶下山，北部為正在掘進的8913工作面，南部和東部均為實體煤。該工作面所采煤層硬度系數f＝3～4.5；煤層厚度為5.5～9.2m，平均厚度為6.8m；煤層傾角為4°～12°，平均為8.5°。工作面偽頂為厚0.1～0.23m的深灰色粉砂巖，直接頂為厚2.1～3.4m的灰黑色粉砂巖，基本頂為厚7.8～15.3m的灰白色中粒砂巖－粉砂巖－中粒砂巖。根據實驗室巖石力學測試可知，該工作面直接頂和基本頂單軸抗壓強度分別為135.6MPa和110.5～150.6MPa。該工作面設計可采走向長度和傾斜長度分別為964m和150m，設計采放比為1∶1.2。工作面共布置4條巷道，其中底層2條巷道分別為進風順槽和回風順槽，頂層2條巷道用作工作面的頂板和頂煤預爆弱化。工作面采場采用ZFS6000－22／35型放頂煤支架進行支護，支架設計額定工作阻力為6000 kN，初撐力為5218kN。工作面頂板、頂煤預爆處理是通過頂層巷道在工作面前方30m進行裝藥爆破。

2 礦壓觀測方案設計

生產實踐表明，工作面頂板來壓情況可由支架支護狀態直接反映，如支架活柱下縮量、支護阻力變化、安全閥的開啟等可直接或者間接的反映工作面頂板來壓步距、強度和影響時間等。將8911工作面分為上、中、下3個測區，每個測區布置3臺連續支架安裝KJ127型礦山壓力監測儀對支架工作阻力進行實時監測，對應的支架分別為18＃、19＃、20＃、50＃、51＃、52＃、86＃、87＃、88＃支架，該型壓力監測儀所測數據直接通過數據線傳輸到平地計算機系統中進行分析。為了進一步掌握該工作面礦壓顯現特征，對工作面液壓支架活柱下縮量、煤壁片幫情況進行宏觀觀測和分析，8911工作面礦壓監測系統布置見圖1。

圖1 8911工作面礦壓監測系統布置示意

3 工作面來壓特征分析

3.1 工作面來壓特征

隨著工作面的逐步推進，支架支護阻力逐漸增大，當推至距離開切眼16.8m時直接頂開始垮落，當推至距開切眼18.2m時直接頂垮落完畢，可知直接頂垮落步距為16.8～18.2m。直接頂垮落期間支架支護阻力明顯加大，平均為5045kN，最大支護阻力為5875kN，其中煤壁也出現了不規則連續性片幫現象。隨著工作面進一步推進，支架支護阻力呈現先減小后增大的趨勢，即在距離開切眼34.5m時支架支護阻力達到峰值，由此可知工作面初次來壓步距為34.5m，來壓期間支架平均阻力為5210kN，最大支護阻力為6015kN；隨著工作面的持續推進，支架支護阻力呈周期性變化，其中分別在距離開切眼45m、61.2m、78.7m、94.3m和110.2m出現峰值，在峰值期間，煤壁也出現了規律性的片幫現象，與直接頂來壓期間不同的是部分區域煤壁出現了整體下滑現象，部分支架端頭也出現了頂板破碎現象，故知統計期間工作面周期來壓步距分別為15.5m、16.2m、17.5m、15.6m 和15.9m。由所得數據和現場實測可知，工作面來壓呈現出分段不規則來壓現象，即由工作面中部首先出現頂板破斷，然后由中部向兩端依次破斷，表現形式是工作面中部先來壓，兩端后來壓。觀測期間支架支護阻力變化情況見表1。

表1 8911綜放工作面液壓支架支護阻力變化情況

由表1可知，工作面推進期間支架動載系數為2.1～2.5，平均為2.32，說明頂板來壓情況較顯著，但是，支架存在的主要問題是初撐力普遍較低，平均為3541kN，僅為額定初撐力的45%左右，分析認為是支架工升架時間偏短導致，低初撐力支架不能夠給予頂板主動的支護作用，對于維護破碎的偽頂和直接頂極其不利，故應加大支架初撐力管理，同時確保供液系統的穩定，避免供液管路出現“跑、冒、滴、漏”現象的發生。

3.2 支架支護阻力分布

由實測分析得出，支架支護阻力呈近似正態分布，且支架后柱工作阻力明顯大于前柱。為了掌握采場頂板來壓特征，根據KJ127型壓力監測儀所測數據繪制支架支護阻力分布圖（見圖2）。

圖2 8911綜放工作面支護阻力分布直方圖

由圖2可知，液壓支架支護阻力主要分布在4000～5500kN范圍內，約占總統計數的78.9%；支護阻力分布在3000～4000kN范圍內的統計數約占總統計數的8.1%，0～3000kN范圍內的統計數約占總統計數的10%，5500～6000kN范圍內的統計數約占總統計數的2.5%，超出額定工作阻力6000kN的統計數約占總統計數的0.5%。由此可知，工作面在回采推進期間，頂板來壓強度并不突出，先采用的支架可滿足采場支護要求。

3.3 宏觀觀測

開采實踐和理論研究認為，工作面煤壁片幫與煤體物理特性、采高、頂板來壓特點和回采工藝等因素密切相關。8911綜放工作面所采煤層硬度較大，在非來壓期間煤壁普遍較完整，只是在拉架不及時或者割至預爆破范圍內時會有區域性小面積片幫；在來壓期間，煤壁會出現一定程度的不均勻片幫現象，根據現場實測可知，來壓期間煤壁片幫率約占工作面總長的32%，片幫大小（長×深×高）為3 m×0.4m×2.2m，分析認為來壓期間煤壁片幫程度加劇主要是頂板來壓、煤體預爆破、采高大和支架支護不及時導致。根據工作面實際開采情況，采用拉超前架和及時護幫可以有效避免煤壁片幫現象出現。

采用標點法對支架活柱下縮量進行測量，由觀測結果可知，活柱下縮呈現出先慢后快的特點，分析認為符合支架支護阻力變化規律。同時由觀測結果可知，在回采期間活柱下縮量在0～9mm之間，平均為3.2mm，其中非來壓期間活柱下縮量平均為2.3mm，來壓期間活柱下縮量平均為4.1mm。由此可知，支架活柱下縮量在回采期間普遍較小，說明該支架對采場條件適應性較好，能夠滿足現場支護要求。

4 結語

1）8911工作面初次來壓步距為16.3m，周期來壓步距為15.5～17.5m，平均為16.1m。

2）在工作面回采期間支架平均工作阻力在4000～5500kN范圍內，約占總統計數的78.9%；平均工作阻力為4433.55kN，為額定工作阻力的73.89%；支架初撐力普遍較低，平均初撐力僅為2811.79kN，僅為額定初撐力的53.88%；動載系數平均值為2.32，頂板來壓現象較明顯。

3）回采期間煤壁片幫程度較輕，支架活柱下縮量在0～9mm之間，平均為3.2mm，支架整體適應性較好。

4）盡管8911工作面采用了預爆破方式對頂煤巖進行了處理，但是根據觀測結果可知，工作面推進期間頂板來壓現象較顯著，故應適當提高液壓支架初撐力，同時確保供液系統的穩定、可靠，確保支架能給予頂板合理的主動支護力，只有這樣才能避免頂板事故的發生。

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