中厚煤層綜采工作面礦壓顯現特征研究

張進波

(山西煤炭進出口集團 鹿臺山煤業公司， 山西 晉城 048000)

我國已經探明的煤炭儲量十分豐富，而在富含煤的煤層中有相當一部分為厚和中厚煤層，將近占到所有煤層的一半，與此同時，豐富的開采經驗也形成了一套針對性的開采技術，可實現大產量、高效率的生產目的。綜采工作面的礦壓顯現規律，一直是工程技術人員的重點研究課題之一，王占立等[1]采用現場監測的方法，對工作面突發沖擊性礦壓的預防措施進行了研究，通過設置切頂巷和頂板深孔爆破的方法降低了沖擊危險性，取得了顯著效果；于斌等[2]采用理論分析與現場監測相結合的方法，對工作面超前支承壓力的顯現特征進行了研究，提出并實施巷道頂板水壓致裂有效控制技術，實現巷道圍巖高應力的轉移。本文通過對山西煤炭進出口集團鹿臺山煤業公司2202工作面礦壓規律的現場實測與分析，總結了其顯現規律，對條件類似的中厚煤層綜采工作面具有一定的指導意義。

1 工作面概況

鹿臺山煤業公司2202工作面目前主采2號煤，煤層厚度為1.35～3.20 m，平均2.5 m，煤層傾角3～6°，平均4°，屬于近水平煤層。工作面地面標高為+990-+1 120 m，工作面標高為+696～+801.5 m，煤層埋深在300～320 m之間。煤層直接頂為黑色的砂質泥巖，厚度4.25 m，基本頂為灰色的細砂巖，屬于致密堅硬的巖層，厚度為1.76 m；直接底為砂質泥巖，較為破碎，厚度為3.54 m，基本底為灰色的細砂巖，以石英為主，致密堅硬，內部夾雜有黑色的泥巖，厚度為4.70 m。2202工作面東部為2201工作面，已回采完畢，西部為2203工作面，尚未回采。工作面布置如圖1所示。工作面采用ZY8600/24-50D支撐掩護式液壓支架，共布置95臺。

圖1 2202工作面布置

2 礦壓觀測方案

在工作面液壓支架的立柱上，每隔10架安裝一個壓力傳感器，分別安裝在10號、20號、30號、40號、50號、60號、70號、80號、90號液壓支架上，共安裝9臺，通過附屬光纜聯接設施將實時數據傳輸至地面，用專業的支架數據監測記錄軟件，實時記錄顯示分析工作面液壓支架前、后立柱上的載荷數值，并形成綜合分析報表。通常每兩天收集一次工作面壓力數據，在工作面來壓時變為每天收集一次數據。

同時，技術人員在生產現場記錄工作面頂板來壓期間煤壁片幫程度、頂板漏矸、支架立柱下縮、安全閥開啟等現象，與頂板壓力平面圖結合，共同分析總結工作面礦壓顯現規律。通過觀測工作面液壓支架的工作阻力隨工作面推進度的變化情況，判斷工作面初次來壓步距以及周期來壓步距的大小，并進一步分析頂板的來壓強度。

3 礦壓觀測結果分析

3.1 工作面來壓分析

圖2 支架平均工作阻力分布

圖2為2202工作面推進至90 m的過程中，支架平均工作阻力的分布情況。由于2號煤層直接頂為砂質泥巖，巖層較為破碎，在綜采工作面推進的過程中，極容易發生頂板破碎垮塌的現象，當工作面推進到10 m的時候，中部20～50號液壓支架的直接頂巖層首先出現垮落，此時液壓支架工作阻力在5 500～6 000 kN之間，未出現大幅度的變化；當工作面推進到12 m的時候，端頭的10號液壓支架直接頂出現垮落，其工作阻力顯示在5 500～6 000 kN之間；當工作面推進到18 m時，中部的30～50號液壓支架頂板發生初次來壓，工作阻力大于6 500 kN，而工作面端頭的液壓支架工作阻力處于5 500～6 000 kN之間。

隨著工作面繼續向前推進，當工作面推進至32 m位置時，工作面端頭至15號液壓支架依舊可以正常工作，20號、30號液壓支架和50號至工作面尾端的液壓支架，工作阻力均達到6 500 kN以上，并且60號液壓支架的安全閥出現頻繁開啟的情況，支架前柱的收縮量增大，偶爾出現無法升起的情況，影響工作面的正常推進，因此需要對工作面進行挖底，方可保證采煤機正常割煤。當工作面繼續向前推進時，工作面端頭的前20架支架的工作阻力達到6 500 kN以上，20號至工作面尾端的支架的工作阻力為6 000～6 500 kN之間。當采煤機繼續前移時，液壓支架的工作阻力恢復正常。可見，該工作面在生產過程中，是中部率先出現來壓，隨后兩端發生來壓現象。

當支架工作阻力發生增大時，即代表工作面發生來壓，根據工作面推進過程中液壓支架的工作阻力變化情況，2202綜采工作面直接頂初次來壓步距為8～12 m，平均9.7 m，工作面基本頂的初次來壓步距為18～24 m，平均21.5 m。隨后工作面在推進至32 m、47 m、56 m、68 m、80 m處均出現液壓支架工作阻力超過6 500 kN的情況，因此可判定工作面在這些位置發生周期來壓，周期來壓步距為9～15 m，平均12.5 m。

圖3為工作面推進60 m內，機頭位置10號支架與中部位置50號支架的工作阻力變化情況。從圖中可以看出，綜采工作面支架阻力的變化曲線與工作面頂板周期來壓的分布，具有不均衡性和非同步性，具體表現出綜采工作面中部液壓支架阻力變化明顯，即中部周期來壓明顯，工作面兩端的液壓支架控頂范圍內，頂板周期來壓不明顯，工作阻力的變化也不是很大。當工作面推進至10 m左右時，直接頂發生初次來壓，10號和50號液壓支架的工作阻力在5 500～6 000 kN。隨著工作面的繼續推進，當達到20～25 m時，工作面基本頂發生初次來壓，液壓支架工作阻力在6 000～6 500 kN范圍內，且10號液壓支架的來壓時間滯后于50號液壓支架大約2～3 m。工作面在33 m、46 m、58 m處均出現來壓現象，支架工作阻力在6 000～7 000 kN之間，工作面的周期來壓步距平均為12.5 m，而工作面正常推進過程中，支架工作阻力均小于5 500 kN。

圖3 10號與50號支架工作阻力變化

3.2 巷道圍巖變形分析

2202綜采工作面推進期間，在巷道入口以及巷道內每隔50 m安設一臺頂板離層儀，兩巷道內共安裝四臺頂板離層儀，并循環交替移動，對工作面推進70 m范圍內的巷道表面位移進行觀測。觀測結果如圖4所示。

由于煤層強度大，地應力小，且軌道巷的兩幫為實體煤，因此巷道兩幫和頂底板變形量的差異不明顯，兩幫變形量最大值為90 mm，頂底板變形量最大值為85 mm。由于受到2202工作面采動的影響，膠帶巷的變形量較大，頂底板變形量最大值為125 mm，兩幫變形量最大值為275 mm。

4 結 語

1) 鹿臺山煤業公司2202綜采工作面直接頂的初次來壓步距為8～12 m，平均9.7 m，基本頂的初次來壓步距為18～24 m，平均21.5 m，周期來壓步距為9～15 m，平均12.5 m，工作面兩端來壓滯后工作面中部來壓約2～3m。

圖4 巷道表面變形量

2) 軌道巷兩幫和頂底板的變形量較小，沒有不明顯的差距，而膠帶巷的變形量較大。