辛置煤礦2-104綜放工作面頂煤運移規律及礦壓特征研究

姚建偉

（山西焦煤霍州煤電集團辛置煤礦，山西 霍州 031412）

1 工程概況

霍州煤電辛置煤礦2-104工作面，工作面走向長度639m，傾斜長度180m，主采2#煤層，煤層均厚5.2m，煤層平均傾角2°，含有0-2層夾矸，屬全區穩定可采煤層，煤層直接頂為砂質泥巖，均厚11.8m，基本頂為中粒砂巖，均厚9.5m，直接底為泥巖，均厚3.13m，老底為細粒砂巖，均厚為4.1m，具體煤層頂底板巖層特征如表1所示。該工作面采用綜合機械化放頂煤開采，采高為2.5m，放煤高度為2.7m，采放比 1：1.08，放煤步距 0.63m。

表1 煤層頂底板特征表

2 頂煤運移及破壞機理分析

2.1 影響頂煤運移的因素

影響頂煤運移、破壞的因素眾多，包括煤層埋深、煤體硬度、采動應力影響、放煤步距、支架作用等[1-2]，現主要分析支架作用及采動影響下形成的超前支承壓力對頂煤運移的影響。

2.1.1 支架初撐力作用

在綜放工作面進行回采時，頂煤會受到支架的反復支承，會使得煤體內的裂隙不斷發育、擴展，進而會使得頂煤充分破壞。通過確定合理的支架工作阻力及初撐力會利于頂煤的破碎。為現對2-104工作面在不同初撐力條件下工作面煤壁附近的冒頂情況進行實測，依此確定合理的支架初撐力，實測結果如表2所示，不同支架初撐力下工作面的冒頂情況如圖1所示。

圖1 不同支架初撐力下工作面的冒頂高度

通過分析圖1及表2可知，對于2-104綜放工作面，支架的初撐力過大或者過小時均會使得頂板的冒落平均高度及次數不斷增加，根據實測結果知，支架的支護強度在6860～7500kN范圍內時，工作面頂板的穩定性會得到有效控制。

表2 不同支架初撐力下工作面冒頂情況實測數據

2.1.2 超前支承壓力

對于厚煤層綜放工作面，其回采過程直接頂破斷后會形成懸臂梁，從而使得頂煤受到的上覆巖層的壓力會增大，在圍巖壓力的作用下頂煤中的裂隙會擴展、發育，隨后出現拉應變[3-4]。

通過FLAC3D模擬軟件對2-104工作面煤巖的應力分布進行模擬，結果表明，支承壓力梯度會隨著支承壓力峰值點距煤壁距離的縮短而逐漸增大（如圖2所示），隨著支承壓力的增大頂煤中的裂隙會不斷擴展、位移也會不斷增大。另一方面，工作面放煤工作的進行會進一步加劇頂煤的破碎和位移。

圖2 2-104工作面超前支承壓力梯度變化圖

2.2 頂煤變形破壞過程分析

工作面回采過程中，頂煤主要會經歷裂隙發育、擴展到破壞，然后從支架放煤口放出的過程，具體過程如下：

1）塑性變形；回采動壓影響下，頂煤中的水平裂隙會在壓力作用下出現閉合，致使頂煤在垂直方向上出現變形。

2）塑性變形進一步發展，垂直方向上產生次生裂隙；隨著回采工作的持續進行，超前支承壓力的影響范圍會逐漸增大，頂煤塑性變形進一步擴大，且在垂直方向上會產生次生裂隙。

3）劇烈破壞；在超前工作面煤壁4～20m范圍內，由于為超前支承壓力的劇烈影響區，該段頂煤內水平及垂直裂隙會以較快的速度發育、擴展，水平位移會增大，進而致使靠近頂板的頂煤最先出現破壞[5-6]。

3 工作面礦壓特征分析

為分析2-104綜放工作面回采過程中支架的工作狀況、回采對巷道變形的影響以及工作面超前支承壓力的分布規律，通過布置相應測點的方式對回采過程中的相應的礦壓數據進行監測，進而分析其礦壓規律。

3.1 液壓支架支護阻力監測

在2-104工作面回采過程中，通過對20#、56#支架及86#液壓支架進行持續監測，通過監測這三架液壓支架達到工作面上部、中部及下部的支架的受力狀況進行分析的目的。

56#支架工作阻力曲線圖如圖3所示，通過分析圖3可知，2-104工作面平均周期來壓步距為22m，來壓的平均影響范圍約為8m，支架的時間平均動載系數為1.2，在工作面來壓時，液壓支架的時間加權阻力平均值為7427.4kN，達到支架額定阻力的62%；另外根據支架監測結果可知支架來壓過程中循環末平均阻力為9212kN，達到支架額定阻力的78%。

圖3 56#支架工作時間加權阻力曲線圖

根據工作面上部20#支架的監測結果可知工作面上部平均周期來壓步距為16.9m，來壓的影響范圍約為5.5m，時間加權阻力平均動載系數約為1.13，末阻力平均動載系數為1.19。根據工作面下部86#支架的監測結果可知，工作面下部的平均周期來壓步距為16.4m，其影響范圍約為5.7m，循環末阻力的動載系數為1.32，時間加權平均阻力為1.37。

綜合上述工作面上部、中部及下部液壓支架的監測數據能夠得出，2-104工作面的平均周期來壓步距為18.4m，工作面的動載系數呈現出兩頭大中間小的特點，但工作面各來壓部位的影響范圍大致相同。

3.2 回采巷道表面位移監測

通過在2-104運輸順槽距工作面120m的位置布置一個測站，對巷道頂底板及兩幫相對移近量進行觀測，監測結果如圖4所示。

圖4 2-104運輸順槽測站巷道表面位移

由圖4可知，2-104工作面回采期間，巷道頂底板最大移近量為260mm，兩幫最大移近量為464mm；另外結合液壓支架的監測結果可知，在工作面周期來壓期間巷道在超前工作面0～35m的范圍內圍巖變形較為劇烈，回采工作面的超前影響范圍最大為90m，巷道變形最嚴重的區域，煤柱幫最大移近量為370mm，底板鼓起量最大為520mm。

3.3 工作面超前支承壓力監測

在2-104工作面回采過程中，通過在2-104運輸順槽超前工作面60m的位置布置一個測站，運用單體液壓支柱壓力計對超前工作面60m范圍內的支承壓力進行監測。將觀測結果繪制成壓力值-測站距工作面煤壁的距離曲線圖，如圖5所示。

圖5 測站單體液壓支柱壓力值-距工作面煤壁距離曲線圖

分析圖5可知，單體支柱的受力狀態隨著距離工作面煤壁距離的減小而逐漸增大，其中在距工作面煤壁24～50m時，單體支柱的受力在緩慢增加；在距工作面煤壁13～24m時，單體支柱的受力在迅速增加，并且在距工作面約13m的位置處支柱所受壓力達到最大值16.5MPa，支承壓力集中系數為1.80～2.0；在距工作面0～10m范圍內，支柱的受力會逐漸降低至小于原巖應力，據此可推測出在煤壁至超前支承壓力峰值點范圍內的煤體已經處于塑性狀態，且該范圍內隨著距離工作面煤壁距離的增大頂煤的支承應力在不斷提升，離散程度在不斷降低。

4 結論

1）2-104綜放工作面頂煤的運移與破壞規律受到液壓支架初撐力與支承壓力的影響較大，放頂煤支架初撐力的增大會增加工作面的冒頂次數，支架的合理支護強度在6860～7500kN范圍內。

2）根據2-104工作面的礦壓觀測結果可知，工作面的平均來壓步距為18.4m，且工作面的動載系數呈現出兩頭大中間小的特點；工作面回采期間頂底板最大移近量為260mm，兩幫最大移近量為464mm；2-104運輸順槽的工作面超前支承壓力的峰值為16.3MPa出現在煤壁前方13m。