五溝煤礦三采區10煤首采工作面礦壓顯現規律研究

摘 要：我國是一個煤炭生產大國，在一次能源消費結構中煤炭占70%以上。綜合機械化采煤以其安全高效、掘進率低、成本低、經濟效益好等優點，已作為我國主要采煤方法之一，經過多年的發展，其開采技術日益成熟。但由于工程地質條件的隨機性，不同地質條件下綜采工作面采場礦壓顯現及控制、覆巖運動都有新的特點，因此在支架——圍巖系統控制和頂板管理等方面有自身的一些要求。而面臨這些新問題，解決的方法主要是依靠經驗類比法，缺乏科學的指導，往往會導致工作面支架選型不合理、頂板難于管理、圍巖難以控制等影響生產的安全問題。通過綜合研究相應地質條件下的綜采采場礦壓顯現規律，對豐富綜采采場圍巖控制理論有十分重要的意義。

關鍵詞：頂板動態監測；頂板來壓；表面位移

1 立項背景

五溝煤礦是安徽恒源煤電股份有限公司所屬主力礦井之一。2008年9月投產，設計年生產能力60萬噸，2009年經核定年生產能力為150萬噸。五溝煤礦礦井內共含10個煤層（組）計18～27層煤，可采煤層有31、51、52、71、72、81、82和102計8層，煤層平均總厚15.27m，其中72、81、82和102煤為主要可采煤層，平均總厚10.69m，占可采煤層平均總厚的70.0%。井田被F3、F14、F6、F9斷層切割為三大塊，根據煤層賦存情況、塊段走向長度及開采方式，共劃分五個采區：南翼F14斷層至F6斷層為一采區，F6斷層至F9斷層二采區和二上采區，F3斷層以北至礦井邊界為三采區和三上采區。

1031工作面是三采區首采面，采用傾斜長壁綜合機械化回采，工作面煤層平均厚度平均4.0m，地質構造復雜。因此針對該工作面生產地質條件，開展大采高綜采采場礦壓顯現規律研究，采用現場實測、理論分析等研究方法，以準確掌握該地質條件下的采場礦壓顯現和支架變化規律，為采煤工作面頂板管理、巷道的超前支護和綜采支架的合理選型提供依據，以保證首采面安全回采和正常生產，減少頂板事故，提高礦井煤炭資源采出率，具有顯著的經濟效益和社會效益。研究成果為今后類似條件下工作面的安全生產、工作面支架選型、圍巖控制和頂板管理提供依據。

2 研究內容與方法

2.1 研究的主要內容

（1）工作面頂板礦壓顯現規律研究。對工作面支架壓力和工作阻力進行觀測，分析和掌握頂板來壓規律（直接頂初次垮落步距、初次來壓步距和周期來壓步距），為工作面安全高效開采提供保障。（2）工作面超前支承壓力分布規律研究。研究支承壓力影響范圍、支承壓力分區、支承壓力集中系數K值及兩巷圍巖受力變形規律，為回采巷道支護形式選擇和支護參數科學設計提供指導。（3）工作面側向支承壓力分布規律研究，為相鄰工作面巷道布置設計提供指導。

2.2 研究方法與技術路線

通過現場實測和理論分析的方法對1031工作面回采礦壓顯現規律進行研究，掌握傾斜長壁回采工作面礦壓顯現和支架變化規律。采用的技術路線如圖1所示。

3 技術開采條件

3.1 工作面巷道布置

工作面跟頂回采，1031工作面機巷可采走向長1411m，風巷可采走向長1411m，1#切眼長88m，2#切眼長178m。風巷采用錨網帶索聯合支護時，巷道斷面為斜矩形，巷道斷面規格：B（凈）×H（凈）=4.6×2.9m，S凈=13.3m2，S掘=14.9m2。架29U型鋼梯形棚規格：B（腰扎）×H（凈）=4.5×2.7m，S凈=13.7m2，S掘=15m2。機巷采用錨網帶索聯合支護時，巷道斷面為斜矩形，巷道斷面規格：B（凈）×H（凈）=4800×3400mm，S凈=16.32m2，S掘=17.5m2。架29U型鋼梯形棚支護時，巷道斷面規格：B（腰扎）×H（凈）=4800×3400mm，S凈=17.8m2，S掘=19.8m2。

3.2 采煤工藝

根據煤層賦存條件，現有裝備和技術管理水平等因素，1031工作面采用傾斜長壁、綜合機械化采煤工藝。工作面煤層厚度在1.6m～5.4m，平均3.8m，煤層傾角為3～16°，平均傾角8°。雙向住返割煤，采用端頭斜切進刀方式進刀，工藝順序為采煤機割煤→運輸機運煤→移架支護頂板。

（1）采用MG400/920-QWD型雙滾筒采煤機落煤。（2）采用采煤機組上下滾筒割、裝煤和運輸機前移配合裝運底板煤。（3）工作面采用SGZ800/2×400型中雙鏈刮板運輸機運煤，機巷用橋式轉載機（型號為SZZ800/250）、皮帶機（型號為DSJ-1200/2×400）運煤。（4）雙滾筒采煤機割煤，采高2.24～4.48m，割煤深度為0.6m，采煤機正常割煤采用前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤的方式；改變采煤機割煤方向時，將滾筒的上、下位置調換。（5）采用ZY7600-24/50型兩柱式液壓支架支護頂板，全部垮落法處理采空區。

4 1031工作面礦壓觀測方案

4.1 觀測目的和任務

1031工作面為三采區首采工作面。在1031工作面生產的同時，對由工作面開采過程中產生的礦壓顯現進行觀測，分析和掌握其頂板運動規律、頂板與支架的相互作用關系、采動對巷道變形的影響，指導工作面的正常和安全生產，并為以后其它工作面的生產、支架的選型和改進、規程和措施的制定提供堅實的依據。本次礦壓觀測的目的和任務為：（1）揭示三采區首采工作面礦壓顯現規律，完善相應開采技術及支護措施。（2）分析工作面液壓支架適應性，為該礦其他工作面提供參考依據。（3）分析回采巷道礦壓顯現規律：包括巷道圍巖表面位移、超前支護壓力等。

在1031工作面開采過程中通過實施頂板動態監測，掌握工作面的來壓步距和來壓強度，分析工作面支架的適應性，為五溝煤礦其它工作面的頂板管理與支架選型及支護參數確定提供依據，確保對頂板的有效控制，保證工作面安全高效回采。

4.2 觀測內容

1031工作面礦壓觀測的主要內容有：（1）工作面液壓支架支護阻力的測定，包括支架的初撐力和最大工作阻力；（2）工作面兩巷圍巖移動量的觀測，包括兩幫移近量和頂底板移近量；（3）工作面兩巷深部位移觀測；（4）工作面礦壓顯現宏觀現象統計觀測；（5）工作面安全閥開啟率統計觀測。

4.3 測站布置與觀測方法

4.3.1 工作面支架壓力觀測

在1#切眼后工作面上部、中部和下部支架建立3個觀測站，工作面接長后2#切眼工作面設2個觀測站，每站設2條觀測線，在所觀測的支架的立柱上安裝YHY60（B）型礦用數字壓力計，用Fch2G/1型礦用壓力數據采集儀對數字壓力計記錄的數據進行采集，然后在地面輸入計算機進行數據處理分析。

4.3.2 立柱下縮量觀測

在來壓期間對觀測支架的立柱循環下縮量進行觀測。采用標點法用鋼直尺測讀。

4.3.3 工作面統計觀測

（1）煤壁片幫統計；（2）安全閥開啟統計；（3）頂板冒落狀況統計。

4.3.4 巷道表面位移

在工作面的運輸巷和軌道巷內，設立3個位移觀測站，1#測站距切眼20～40m，2#測站距切眼80～100m，3#測站距切眼140～160m。每測站設5個觀測斷面，采用十字布點法，用測桿和鋼卷尺進行測讀，觀測采動對巷道變形的影響。

4.3.5 巷道深部位移

在巷道160m測站兩側煤體打深鉆孔，安設2個深部多點位移計，觀測兩幫深部位移情況。

4.3.6 單體測壓柱

在切眼前方兩巷內80m、180m處設立液壓單體測壓柱，測壓單體必須獨立設置，不受挑棚、拉架等工序影響。

5 觀測儀器儀表

工作面支架工作阻力觀測采用尤洛卡公司生產的YHY-60型液壓支架壓力記錄儀（采集型），連續記錄監測支架工作狀況。該記錄儀能監測液壓支架壓力數據并及時存儲壓力數據，可調節采樣周期，觀測的數據可儲存到記錄儀里，并由Fch2G/1型紅外采集器采集數據，采集數據方便、完整，如圖2所示。

系統組成如圖3所示，該數字壓力計具有兩個（或三個）壓力測孔，可同時測量兩個（或三個）測點的壓力，并連續記錄在壓力計內，一個工作面可布置1～24個分機，可使用一臺數據采集器進行采集，數據采集器攜帶至井上后通過數據線將數據自動地傳送到PC 計算機處理。

6 頂板分類

6.1 直接頂分類

根據原煤炭工業部頒發的緩傾斜煤層工作面頂板分類方案，采煤工作面直接頂的類別按其在開采過程中表現的穩定程度，共分四類。依據的指標是直接頂的初次垮落步距L。以直接頂的初次垮落步距L作為分類指標，分為四類，如表1所示。

表1 直接頂分類

6.2 老頂的分級

按直接頂厚度與采高比值 N=∑h/m，并參照老頂初次來壓步距L，將老頂分為四級，如表2所示。

也可采用老頂初次來壓平均當量Pe作為分級指標。

Pe=241.3ln（L）-15.5N+52.6m

式中， Pe，老頂初次來壓當量；

L，老頂初次來壓步距；

N=∑h/m，直接頂厚度與采高之比。

按老頂初次來壓當量將老頂分四級，如表3所示。

表3 老頂分級指標

1031工作面直接頂為致密泥巖，初次垮落步距為13.7～18m，屬兩類中等穩定直接頂。

老頂來壓當量Pe=241.3ln（32）-15.5*2.87+52.6*4=1002.2

式中，取L=32m；N=11.5/4=2.875；M=4

計算結果，老頂屬來壓明顯的Ⅱ級，若采高增大，直接頂變薄來壓顯現等級接近Ⅲ級。

7 結論與建議

7.1 主要結論

本項目針對五溝煤礦1031工作面生產地質條件，采用現場實測、理論分析等研究方法，對工作面及其兩巷礦壓特征進行研究，得到如下主要結論：

（1）在切眼采用高強錨梁網和錨索支護的條件下，直接頂初次垮落步距14～18m，直接頂屬兩類頂板；基本頂初次來壓步距，1#切眼面為32m，2#切眼面為30.4m；周期來壓步距為11～14.5m之間，屬于來壓明顯的Ⅱ級和Ⅲ級老頂。

（2）初次來壓時，安全閥開啟率達25%，過2#切眼聯絡巷時，支架連續13個循環出現安全閥大面積開啟，顯示強烈的來壓現象，動載系數大于1.6。支架的初撐力偏低，在理論值的21%～35%之間，尤其是工作面中部初撐力分布不合理；支架平均末阻力是支架額定工作阻力36%～55%，這說明支架的工作阻力有富裕。

（3）兩柱式支架同樣存在左右立柱受載不均勻現象，約有21%～25%兩柱工作阻力不相等。來壓時，工作面支架總體安全閥開啟率達25%；正常開采階段中部支架的單柱循環開啟率達16%，兩端支架單柱開啟率在5%左右。說明支架的工況良好，支架的支撐能力得到較好利用，支架選型合理。

（4）由巷道的表面位移及深部位移分析結果表明，采動超前支承壓力的影響范圍在工作面前方40m，顯著影響范圍在工作面前方18m以內，目前的超前支護距離合理。 巷道煤幫的松動范圍大于1m小于2.5m；工作面超前支承壓力的峰值在煤幫前方7m左右，即煤體的塑性區范圍為7m，可以作為區段煤柱留設的依據。

7.2 建議

7.2.1 目前回采階段，工作面采高在3.5m以上，傾角在10°左右，工作面支架的工作狀況良好，有效地發揮了支架的控頂作用。但是隨著工作面向前推進，煤層的傾角會增大到16°，如果煤層的采高降低，支架掩護梁會出現嚴重背矸現象，甚至接頂，支架的支撐效率會大大降低，必須引起重視。要通過調節平衡千斤頂，適當臥底加大支架支撐高度等措施，保證支架的良好工作狀態。

7.2.2 實際測定工作面支架的初撐力偏低，由于煤層結構簡單，煤質較硬，煤壁片幫現象不嚴重。但是工作面接近斷層破碎帶，片幫現象會加重，加大支架初撐力是有效控制片幫措施之一。

7.2.3 目前階段由于采深較淺，巷道變形量和采動超前影響范圍都不大，兩巷的超前支護較為合適。但隨工作面的推進，采深逐漸加大，需要根據具體情況，調整超前支護的范圍。

參考文獻

[1]錢鳴高.礦山壓力與巖層控制[M].北京：中國礦業大學出版社，2003.

[2]高延法.礦山巖體力學[M].北京：中國礦業大學出版社，2000.

作者簡介：陳偉強（1985-），男，五溝煤礦助理工程師，2006年7月畢業于淮南職業技術學院采礦工程專業，現從事采煤技術管理工作。