淺埋煤層復雜頂板礦壓顯現規律研究

周　虎，劉國慶

（神木匯森涼水井礦業有限責任公司，陜西 神木 719319）

淺埋煤層復雜頂板礦壓顯現規律研究

周虎，劉國慶

（神木匯森涼水井礦業有限責任公司，陜西 神木 719319）

摘要：采用現場觀測和理論分析研究的方法，對涼水井礦淺埋深3-1煤層首采工作面進行了系統的礦壓觀測和分析研究。研究結果表明：老頂初次來壓步距40.30m，動載系數1.40，礦壓顯現比較劇烈；周期來壓步距11.50 m～16.25m，平均步距14.36m，動載系數為1.25～1.38，平均動載系數為1.32。工作面來壓時，煤層上方300mm～500 mm頂板破碎嚴重，冒落速度快。工作面回采過后，采空區垮落速度快，架后3m～5m外頂板垮落已基本充填采空區，架后2m～3m頂板彎曲下沉成三角凹弧狀。

關鍵詞：淺埋煤層；復雜頂板；礦壓顯現規律

礦壓研究的廣泛開展，對煤礦頂板事故的防治起到了積極作用，已成為煤礦安全生產過程中一項必不可少的保證措施［1-4］。涼水井煤礦3-1煤層賦存特點是埋深淺，頂板條件復雜、基巖薄易破碎，上覆厚砂土層，且含潛水，開采過程中遇到的問題不同于一般開采，礦壓顯現規律也不大相同［5-6］。通過對3-1煤層首采工作面進行系統的礦壓觀測和分析研究，摸清3-1煤層復雜頂板礦壓顯現規律，不僅能指導首采工作面安全生產，保證首采工作面安全有效回撤，而且對于接下來3-1煤層其他工作面的安全、高效開采以及工作面回撤的優化選擇都具有重要的現實指導意義。

1　工程概況

1.1工作面地質特性

1）煤層特性：埋深淺、結構簡單。3-1煤層首采工作面煤層呈層狀，層位較穩定，煤層平均埋深105.43m，煤層厚度變化在3.0m～3.4 m之間，平均厚度3.28m，煤層沿工作面回采方向整體處于一個傾角小于2°、緩慢向西北的單斜構造中，煤層結構簡單，屬較穩定煤層。

2）上覆巖土層特性：頂板條件復雜、基巖薄易破碎，上覆厚砂土層，且含潛水。煤層上覆基巖平均厚度26.61 m，巖性以粉砂巖為主，局部為細粒砂巖和泥巖，其中直接頂平均厚度4.01 m，巖層以粉砂巖為主，夾細粒砂巖薄層，屬中等風化巖層，基本頂平均厚度22.60m，巖層以粉砂巖為主，平均厚度17.60 m，屬中等風化巖層，泥巖和細粒砂巖次之，平均厚度5.0m，屬風化巖層。基巖正上方厚紅黃土層平均厚度68.80 m，其中紅土層厚度45.75 m，粘結性強，隔水性能好，為主要隔水層；黃土層厚度23.05m，潛水層富水性好，地表上覆松散砂層厚度10.02m。

3）底板特性：底板平整，為較完整底板。煤層底板平均厚度6.20 m，巖性以粉砂巖為主，細粒砂巖次之，屬中等風化巖層。

1.2工作面生產技術條件

首采工作面煤層開采方法為綜合機械化長壁采煤法，直接垮落式頂板管理方法，工作面傾斜長度為240m，設計推進長度968m，可采推進長度873 m。

2　礦壓監測分站布置及觀測方法

2.1礦壓監測分站布置

為安全可靠的掌握頂板的運動規律，在工作面共布置了25個礦壓監測分站，分別布置在機頭監測段：1號、2號、8號、14號、20號、26號支架；中間監測段：32號、38號、44號、50號、56號、62號、68號、74號、80號、92號、98號、104號、110號支架；機尾監測段：116號、122號、128號、134號、140號、141號支架。主要觀測工作面支架工作阻力的變化情況。

2.2觀測方法

1）通過頂板壓力監測系統實時記錄工作面支架工作阻力，監測工作面上覆巖層運動及支柱的工作狀況。

2）在現場觀測過程中，隨時注意工作面頂板、煤壁、采空區及巷道的宏觀礦壓顯現以及支架漏液、安全閥開啟等現象。

3　礦壓觀測結果及分析

3.1工作面來壓情況分析

自2014年11月至2015年3月，對首采工作面進行了連續初采，這期間對首采工作面支架工作阻力、支柱下縮量以及工作面頂板破碎冒落情況、煤壁片幫情況以及采空區冒落情況等都進行了詳細的統計。工作面連續初采期間來壓統計如表1所示。

表1　首采工作面連續初采來壓統計表

由表可知：

1）工作面推采至15.05m位置，直接頂初次垮落，垮落步距為15.05m。

2）工作面推采至40.30 m，老頂初次垮落，來壓劇烈，30-90架架前頂板破碎冒落嚴重，100-120架頂板淋水大，由于此次來壓頂板破碎嚴重，冒落速度快，工作面推采難度較大，推采較慢，截止到2014年11月28日中班，推采至51.65 m，初次來壓壓力過。

3）工作面推采至65.80 m，老頂第一次周期來壓，來壓步距14.15m；工作面推采至79.45 m，老頂第二次周期來壓，來壓步距13.65m；工作面推采至92.65m，老頂第三次周期來壓，來壓步距13.20 m，中部監測段頂板下沉量較大，最大落差40 cm；截止到2015年3月18日，共統計分析周期來壓次數22次，周期來壓步距11.50m～16.25 m，平均周期來壓步距14.36m。

3.2支架受力情況分析

首采工作面現用的是額定工作阻力為8 000 kN的兩柱式掩護液壓支架（正常支架），支架初撐力按額定工作阻力的80%計算為6 400 kN，工作面支架支護中心距1.75 m，頂梁長度4.26 m，由此可計算支架支護強度。

額定工作阻力時液壓支架支護強度為：

8 000/（1.75×4.26）=1 073 kN/m2.

初撐力時液壓支架支護強度為：

6 400/（1.75×4.26）=858 kN/m2.

衡量周期來壓強度的指標動載系數q計算公式為：

式中：P1為周期來壓時工作阻力平均值，MPa；P2為周期來壓前工作阻力平均值，MPa。

由此，可計算工作面周期來壓時的動載系數，隨機抽取2014年11月到12月的統計數據進行分析，如表2所示。

表2　動載系數、支架受力與周期來壓對應一覽表

由此可確定，老頂初次來壓時，動載系數1.40，礦壓顯現比較劇烈，老頂周期來壓期間，動載系數為1.25～1.38，周期來壓平均動載系數為1.32。

另外，隨機抽取老頂第1次來壓期間，工作面支架前后柱平均受力情況，對支架前后柱受力情況進行分析，表3為支架前后柱受力情況，圖1為支架前后柱受力曲線。

表3　支架前后柱受力情況

圖1　支架前后柱受力曲線

由表3和圖1可以看出，支架前后柱受力基本吻合，由此說明，支架前后柱受力均勻，另外，來壓期間兩端頭支架受力小于中部支架受力。

綜上所述，連續初采過程中，無論是老頂初次來壓期間，還是老頂周期性來壓期間，工作面支架未出現過被壓死現象，說明支架的額定工作阻力是合適的，能夠支撐首采工作面上覆巖層，適應3-1煤層首采工作面開采需要。

3.3頂板破碎冒落情況分析

工作面來壓時，煤層上方300 mm～500 mm頂板破碎嚴重，冒落速度快、冒落巖塊塊度大。

工作面回采過后，采空區巖層垮落速度快，觀測有錨網索支護的兩順槽采空區垮落情況，架后3 m～5m外頂板垮落已基本充填實，架后2 m～3 m頂板以架后梁和垮落填充巖石為支撐點，彎曲下沉成三角凹弧狀。

4　結論

1）直接頂運移規律：直接頂初次垮落步距為15.05m。

2）老頂運移規律：老頂初次來壓步距40.30 m；老頂周期來壓步距11.50m～16.25m，平均周期來壓步距14.36m。

3）支架與圍巖適應性：a.老頂初次來壓時，動載系數1.40，礦壓顯現比較劇烈，老頂周期來壓期間，動載系數為1.25～1.38，周期來壓平均動載系數為1.32。b.支架前后柱受力均勻，來壓期間未出現過支架被壓死現象，支架工作阻力合適，與圍巖適應性良好，能夠支撐首采工作面上覆巖層，滿足3-1煤層首采工作面開采需要。c.工作面來壓時，煤層上方300mm～500mm頂板破碎嚴重，冒落速度快、冒落巖塊塊度大。d.工作面回采過后，采空區巖層垮落速度快，有錨網索支護的兩順槽采空區，架后3m～5m外頂板垮落已基本充填實，架后2m～3 m頂板以架后梁和垮落填充巖石為支撐點，彎曲下沉成三角凹弧狀。

5　建議

1）工作面來壓時，煤層上方300 mm～500 mm頂板破碎嚴重，冒落速度快、冒落巖塊塊度大，可采用超前移架和留護頂煤的方式，及時有效地支護頂板，以減小頂板破碎程度和冒落速度。

2）工作面回采過后，架后3m～5m外頂板垮落已基本充填實采空區，架后2m～3m頂板以架后梁和垮落填充巖石為支撐點，彎曲下沉成凹弧狀，采空區巖層垮落速度快，末采支護階段，可考慮增打1～2排支護錨桿，并同時增拉1～2根鋼絲繩，使鋼絲繩和錨桿聯合支護的工作面頂板范圍在3 m左右，開幫時在局部頂板破碎段要增打錨索，以減緩回撤支架時架后采空區頂板垮落速度，保證工作面支架安全回撤。

3）工作面回采過程中，頂板破碎比較嚴重，末采期間，要在連續推采的前提下，保證工作面較快的推采速度以及液壓支架初撐力達到要求，從而使工作面礦壓顯現預測能夠有規律可尋，以便選擇最佳停采位置，保證工作面回撤工作安全有效的進行。

參考文獻：

［1］趙宏珠.淺埋采動煤層工作面礦壓規律研究［J］.礦山壓力與頂板管理，1996（2）：27-32.

［2］黃慶享.淺埋煤層的礦壓特征及淺埋煤層的定義［J］.巖石力學與工程學報，2002，21（8）：114-117.

［3］張世凱，王永申，李鋼.厚松散層薄基巖煤層礦壓顯現規律［J］.礦山壓力與頂板管理，1998（1）：5-8.

［4］李鳳儀，梁冰，黃尹庚.淺埋煤層工作面頂板活動及其控制［J］.礦山壓力與頂板管理，2005（4）：78-80.

［5］吳文湘.厚土層淺埋煤層綜采覆巖破壞規律與支架阻力研究［D］.西安：西安科技大學，2006.

［6］錢鳴高，劉聽成.礦山壓力及其控制［M］.北京：煤炭工業出版牡，1984.

（編輯：樊敏）

中圖分類號：TD353

文獻標識碼：A

文章編號：1672-5050（2016）03-061-04

DOI：10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxm t.2016.06.018

收稿日期：2015-12-27

作者簡介：周虎（1986-），男，河南南陽人，碩士，助理工程師，從事礦山壓力與巖層控制研究工作。

M ine Pressure Behavior of Com p lex Roof in Shallow Coal Seam

ZHOU Hu,LIU Guoqing
（Shenmu Huisen Liangshuijing Mining Co.，Ltd.，Shenmu 719319，China）

Abstract：Field observation and theoretical analysiswere used to study the initialmining face of the shallow coal seam 3-1in Liangshuijing Mine.The results show that the initialweighting interval ofmain roof is 40.30 meters and dynamic load coefficient is 1.40，with some severemine pressure behaviors. Periodic weighting interval ranges from 11.50 to 16.25 meters，14.36 meters on average；dynamic load coefficient ranges from 1.25 to 1.38，1.32 on average.Weighting of the working face causes serious cracking of the roof situated at 300 to 500mm above the seam with fast caving.After themining of the working face，rapid gob falling causes thatexterior roof，3 to 5meters behind the support，collapses and fills thegob.The roof，2 to3metersbehind the support，bendsand subsides intoa concaveshape.

Keywords：shallow coalseam；complex roof；mine pressure behavior