近距離煤層群綜采工作面礦壓顯現特征研究

王斌，崔豪桐

（1.中煤平朔山西小回溝煤業有限公司，太原030400；2.山西長平煤業有限責任公司，山西高平 048400）

近距離煤層群綜采工作面礦壓顯現特征研究

王斌1，崔豪桐2

（1.中煤平朔山西小回溝煤業有限公司，太原030400；2.山西長平煤業有限責任公司，山西高平 048400）

以趙莊礦8301綜采工作面為研究對象，采用支架壓力記錄儀、單體支柱壓力儀等監測儀器對該工作面圍巖壓力進行監測分析；結合采場頂板巖層運移規律對該工作面礦壓顯現特征做系統的分析和研究，得出：8103工作面來壓步距3.5m～13.2m；工作面超前支承壓力影響范圍為40m，應力集中系數1.49～1.78；8301工作面進、回風巷道頂底板移近量最大值為168mm，兩幫收縮量最大值為340mm。這些結果為相似開采技術條件的礦井提供了技術經驗，有利于綜采工作面圍巖控制。

礦壓顯現；來壓步距；超前支撐壓力

隨著我國煤礦開采深度的不斷增加，工作面礦壓顯現問題日益突出。錢鳴高等人研究提出了單體支柱工作面中頂底板移近量及支柱受載等礦壓顯現規律，并提出了我國的緩傾斜煤層工作面頂板分類試行方案[1]；黃慶享等人研究了淺埋煤層礦壓特征和巖層控制技術以及近距離煤層群內礦壓和覆巖移動規律，一定程度上解決了淺埋深近距離煤層下位工作面外錯巷道礦壓顯現強烈的問題[2-5]，但是礦壓具體特征量化程度還有提升空間。在此期間，錢鳴高等人還提出了砌體梁理論、傳遞巖梁理論、鍵層理論、采場薄板礦壓理論、支護與圍巖相互作用波動性平衡理論等，促進了礦壓理論的發展[6-8]。近距離煤層群開采由于其回采空間圍巖應力的重新分布，導致下層位工作面應力環境和頂板結構發生變化，其礦壓顯現問題比普通的單一煤層開采更為復雜。文章針對該特殊開采條件進行了綜采工作面礦壓顯現特征規律研究，為類似開采條件提供一定的借鑒。

1 工作面圍巖條件及開采技術

晉華宮礦8103工作面走向長度1 362 m，傾斜長度219.5 m。開采煤層厚度2.12 m～4.4 m，平均3.48 m，煤層傾角平均6°。11號煤層頂板以中砂巖、泥巖為主，偽頂為泥巖，硬度中等；直接頂為中砂巖，平均厚度16.7m。頂板再向上依次為5.8 m鋁質泥巖，4.6 m泥巖。老底為砂質泥巖，平均厚度9 m。

8103 工作面平均采高為3.48 m，工作面沿頂、底板推進，循環進度0.865 m。本工作面選用ZY12000/28/62D兩柱掩護式液壓支架及其相配套的排頭液壓支架和過渡液壓支架。

由于8103工作面所屬煤層屬于近距離煤層群內，在開采過程中上煤層采空后由于采空區的形成會導致采空區和煤柱的壓力從新分布，采空區下方為壓力減小區，而煤柱下方為應力急劇升高區，對本煤層開采時頂板的管理以及巷道的支護有很大的影響。

2 工作面礦壓監測方法

2.1礦壓顯現監測方案

為分析頂板活動狀況及支護阻力變化規律，掌握工作面頂板來壓特征，統計分析支架工作阻力分布特征。在整個工作面布置14個測點，采用綜采支架壓力記錄儀14臺對整個工作面進行全程監測支架工作阻力。為及時掌握支架的工作情況，每5min記錄1次數據。

2.2超前支承壓力觀測

為掌握工作面超前支承壓力影響范圍、峰值位置以及強度，采用了單體支柱受力監測和煤體應力監測兩種方法對工作面超支承壓力影響范圍、峰值位置以及強度進行監測、記錄。4 d～7 d采集1次數據，測點距工作面較近時根據巷道變形速度增加觀測頻率，每天記錄1次；80m范圍以外一般每周1次。圖1為工作面超前支護范圍內斷面單體柱監測儀布置圖。

圖1 工作面超前支護范圍內斷面單體柱監測儀布置圖

2.3巷道表面位移變形

為監測工作面采動對巷道變形的影響情況，分別在進風巷各布置4個測點；回風巷4個測點；測點布置時采用十字布點法，在頂底板中安設牢固的基點。在采動影響條件下測定巷道頂底板移近量、兩幫移近量，以此來評估巷道受采動影響的變形情況。

3 測定結果分析

3.1工作面礦壓顯現規律分析

在為期20 d的監測周期里機頭累計推進83.2 m，機尾累計推進80.6 m。8103工作面周期來壓情況如表1所示。

表1 8103工作面周期來壓情況

由表1可知：工作面不同地段周期來壓不同步，來壓方向大致是從機頭向機尾，老頂周期來壓步距在3.5m～13.2 m，平均7.5m左右。工作面機頭地段周期來壓步距平均6.7m，工作面上部周期來壓步距平均8.9 m，工作面中部周期來壓步距平均7.8m，工作面下部周期來壓步距平均7.0m，工作面機尾周期來壓步距平均6.7m。此外，老頂周期來壓期間，工作面支架工作阻力呈兩端小中間大的趨勢。

3.2工作面超前支承壓力分布特征

超前支承壓力測點布置在進風巷超前支護范圍內，測試結果見圖2、圖3所示。由圖可知：工作面推進過程中單體支柱受力逐漸增加，當測點距離工作面60m左右時，巷道超前支承壓力明顯升高，超前支承壓力在220 kN~260 kN之間，平均240 kN；距離工作面48 m時，超前支承壓力有變緩趨勢，逐漸趨于穩定值。左幫單體柱壓力普遍比右幫大，原因之一是工作人員給單體柱注液時壓力不夠，另外左幫受到煤柱影響，壓力較右幫偏大。圖4、圖5為回風巷測點數據，由圖可知：隨工作面推進，回風巷頂板壓力逐漸增大，在工作面距離測點30m左右時，頂板壓力變化速率較之前增大，且左右兩幫單體柱壓力相差不大。

圖2 進風巷單體柱壓力監測儀2號測點

圖3 進風巷單體柱壓力監測儀3號測點

圖4 回風巷單體柱壓力監測儀1號測點

圖5 回風巷單體柱壓力監測儀3號測點

工作面超前支承壓力的影響范圍為40 m左右，其中距工作面22.2m～32.8m范圍內影響顯著增大；超前支承壓力峰值位于工作面前方5.4m～6.6 m，平均6 m；峰值介于19.54 MPa～23.37 MPa，應力集中系數1.49～1.78，平均應力集中系數1.64。

當距離工作面40m左右時，支承壓力開始增大；在測點距離工作面21 m～25.4 m范圍內，支承壓力增大顯著；支承壓力峰值介于19.31 MPa～19.75MPa，安裝在62巷左幫，深度為15m的13號鉆孔應力計測得最大應力增量0.55 MPa；應力集中系數為1.47～1.51，平均應力集中系數1.49。支承壓力峰值隨著采場的推進不斷向煤體深處轉移，應力集中現象越來越明顯。

3.3巷道圍巖變形規律分析

3.3.1 進風巷1號測點位移變化分析

觀測期間內（從布置測點到1號測點距離工作面-19.5 m）兩幫移近量最大為340 mm，移近速率最大為12.5mm/d；頂底板移近量最大為168mm，移近速率最大為16.5 mm/d；頂板下沉量最大為73 mm，下沉速率最大為4.5 mm/d；底鼓量最大為95 mm，最大速率為12mm/d。

1號測點距離工作面80m外，其表面位移變形結果見圖3-6；可發現巷道變形量不明顯，近似小斜率的線性增長；80 m范圍內，隨著工作面的推進，巷道兩幫移近量明顯增加，近似對數曲線式增長；距離工作面40m時，兩幫變形量顯著增大，變形速率顯著大于40 m以內范圍時的變形速率；當距離工作面20m左右時，兩幫變形速率急劇增長；當1號測點在工作面后方19.5m時，兩幫變形量依然以較大的速率增長。

頂板下沉量和底鼓量的變化，近似小斜率的線性增長；距離工作面50m外時，頂板下沉量和底板量隨工作面推進緩慢增長，距離工作面50 m左右，頂板下沉量和底鼓量隨工作面推進有較明顯變化，距離工作面40m左右，底鼓量的變化速率較頂板下沉量變化速率大。

圖6 進風巷道1號測點位移變化曲線

圖7 回風巷道1號測點位移變化曲線

3.3.2 回風巷1號測點位移變形分析

回風巷1號測點位移變化曲線圖見圖3-7；此觀測期間內（從1號測點距離工作面25 m至工作面推到測點處）：兩幫移近量最大為335 mm，移近速率最大為190 mm/d；左幫收縮量最大為245 mm，收縮速率最大為130 mm/d；頂底板移近量最大為150mm，移近速率最大為35 mm/d；頂板下沉量最大為60 mm，下沉速率最大為10 mm/d；底鼓量最大為90mm，最大速率為30 mm/d。1號測點在距離工作面25m范圍內變化顯著，兩幫變形量近似對數曲線增加；隨著工作面的推進，巷道兩幫移近量急劇增長。頂板下沉量和底鼓量的變化，近似線性增長，底鼓量的變化明顯大于頂板下沉量。

由于8103工作面頂板0~16 m范圍中的砂巖為控制頂板變形與破壞的關鍵層位，超前影響范圍較大。在采動應力超前作用區域，首先順巖層界面及裂隙面等弱面發育離層，隨回采工作面的逐步推進，裂隙帶發育過程出現周期性變化。

4 結論

1）趙莊礦8301工作面沿傾斜方向，老頂周期來壓步距不同步，來壓方向大致是從機頭向機尾，來壓步距3.5m～13.2m，平均7.5m。工作面機頭段來壓步距平均6.7 m，工作面上部平均8.9 m，工作面中部平均7.8 m，工作面下部平均7.0 m，工作面機尾平均6.7m。

2）趙莊礦8301工作面超前支承壓力影響范圍為40 m，其中超前工作面22.2 m～32.8 m影響顯著。支承壓力峰值超前工作面5.4m～6.6 m，平均6 m；應力集中系數1.49～1.78，平均1.64m。

3）趙莊礦8301工作面進、回風巷道頂底板移近量最大值為168 mm，兩幫收縮量最大值為340 mm，底鼓量最大值為95 mm。

[1]錢鳴高，石平五，許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010.

[2]黃慶享.淺埋煤層長壁開采頂板結構及巖層控制研究[M].徐州：中國礦業大學出版社，2000．

[3]王路軍，朱衛兵，許家林，等.淺埋深極近距離煤層工作面礦壓顯現規律研究［J］.煤炭科學技術,2013,41(3):47-50.

[4]黃慶享.淺埋煤層長壁開采頂板結構及巖層控制研究[M].徐州:中國礦業大學出版社,2000.

[5]任艷芳.淺埋深近距離煤層礦壓及覆巖運動規律研究[J].煤炭科學技術,2015（7）：11-14.

[6]錢鳴高.巖層控制的關鍵層理論[M].徐州：中國礦業大學出版社,2000.

[7]黃慶享.神府淺埋煤層的礦壓特征與淺埋煤層定義［J］.巖石力學與工程學報,2002,21(8):1174-1177.

[8]汪華君.不同覆巖淺埋深煤層旺采工作面礦壓規律研究[J].煤炭科學技術，2013，41（1）：9-12.

（編輯：樊敏）

Strata Behavior of Fully-mechanized M ining Face in Close-distance Coal Seam Group

WANG Bin1,CUIHaotong2
(1.Xiaohuigou Coal Co.,Ltd.,ChinaCoal Pingshuo Group Co.,Ltd.,Taiyuan 030400,China; 2.Changping Coal Co.,Ltd.,Gaoping 048400,China)

Taking No.8301 fully-mechanized mining face in Zhaozhuang Mine as the study object, pressure recorderofsupports,pressuremeterofsingle props,and othermonitoring instrumentsareused to monitorand analyze the pressure of the surrounding rock.The results show thatweighting interval ranges from 3.5m to 13.2m on No.8103 working face;the influential range of advanced supporting pressure is 40m,with factor of stress concentration from 1.49 to 1.78.Themaximum convergence of roof and floor is 168 mm and themaximum two-side contraction is 340mm of the intake and return airway on No.8301 working face.The results could provide technicalexperience for effective surrounding rock controlon the fully-mechanizedmining face in the similarmines.

strata behavior;weighting interval;advanced supporting pressure

TD 322

A

1672-5050（2016）06-006-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.12.002

2016-05-10

王斌（1986-），男，山西河曲人，大學本科，助理工程師，從事礦井安全管理工作。