特厚煤層采場頂板運移及礦壓特征的現場實測研究

劉德增

(山西西山晉興能源有限責任公司斜溝煤礦，山西 呂梁 035300)

引 言

在我國，煤炭資源儲量的20%以及煤炭資源年產量的10%為特厚煤層，可見，特厚煤層在煤炭資源儲量中占有不可或缺的地位。隨著地質條件簡單的淺部近水平煤層的不斷開采，其資源幾近枯竭，許多礦井面臨著不得不開采復雜條件下賦存的煤炭資源的問題，特厚煤層的開采就是急需解決的問題之一，在保證特厚煤層工作面穩定的前提下盡可能地提高煤炭資源回收率，可以實現資源高效安全的開發以及礦井的可持續化[1-2]。本文通過現場監測方法進行特厚煤層采場頂板運移特征以及礦壓規律的研究，從而系統地分析特厚煤層工作面的采場采動情況。

1 礦壓觀測布置

對山西某煤礦特厚煤層工作面進行礦壓觀測，其目的在于分析采場頂板隨工作面開挖的破裂規律以及礦壓變化特征，超前支撐壓力的動態變化特征；探索有效管理頂板的措施，從而保證工作面的安全高效生產；通過監測支架阻力來分析支架對工作面的有效適應性；通過分析回采工作面的來壓參數和步距來確定支架合理的初撐力和阻力[3]。

選用液壓支架應根據頂板和底板的巖性確定架型和支護強度，根據煤層的最大開采高度確定支架的支撐高度。而且，液壓支架要與工作面采煤機以及輸送機等采掘設備相匹配，液壓支架寬度要與輸送機中部槽長度相一致；另一方面，移架速度也要與采煤機的割煤速率相適應。該1604工作面采煤機割煤高度為2.4 m，采場支護方式為及時支護。對1604工作面進行礦壓監測時需在工作面布置19個應力監測儀，分別布置在19個液壓支架上。通過對應力數據進行采集分析可得到采場礦壓顯現規律。具體監測布置示意圖見圖1所示。

圖1 采場礦壓監測布置示意圖

2 礦壓觀測結果分析

在19個支架阻力檢測儀中選擇151#、171#和191#支架作為采場的上部測站，編號為III；選擇81#、101#和121#支架作為采場的中部測站，編號為II；選擇11#、31#和51#支架作為采場的下部測站，編號為I。液壓支架阻力的加權值可以更好地反映采場頂板來壓狀況。在采場頂板周期來壓期間，支架所受載荷會增大，故通過對支架受載情況進行監測進而統計分析，可以判斷頂板來壓情況。開始進行監測工作時，工作面已經開采了300 m，由于采場上部測站的151#和191#支架與覆巖接觸不好，所采集的數據誤差較大，故圖2a)～圖2g)表示了工作面繼續推進過程中其余7臺支架所受載荷變化特征。

從圖2中各個測站采集到的支架受載特征均可得到采場老頂的周期來壓。表1為統計的采場頂板來壓狀況。

圖2 工作面繼續推進過程中不同支架所受載荷變化特征示意圖

表1 采場頂板來壓狀況

從圖2和表1可以得知，測站I、測站II和測站III的來壓步距分別為12.2 m、9.2 m和10.2 m，說明采場中部頂板來壓步距最小，而機尾部來壓步距最大，對其取平均值可得采場頂板來壓步距平均為10.53 m，而來壓前支架的工作阻力均值為849.91 kN～2 486.41 kN，來壓時支架的工作阻力均值為1 605.37 kN～4 281.62 kN；測站I、測站II和測站III的動載系數分別為1.39、1.59和1.57，對其取平均值可得動載系數平均為1.51；由工作面頂板的來壓步距和動載系數綜合分析可知采場頂板來壓比較明顯。

測站I顯示11#液壓支架有2次周期來壓，測站II顯示81#液壓支架有3次周期來壓，測站III顯示171#液壓支架有2次周期來壓，其余有1次周期來壓。如果實測液壓支架阻力在頂板來壓臨界值之上，則認為頂板來壓；如果實測液壓支架阻力在頂板來壓明顯判定臨界值之上，則認為頂板來壓明顯；以此為依據，則認為31#和171#液壓支架都有1次明顯的來壓發生。

3 支架阻力觀測結果分析

判斷工作面支架是否可以有效地支撐頂板，其最主要的判定參數之一就為初撐力。液壓支架合理的初撐力可以避免覆巖過大的變形以及離層現象發生，防止頂板下位巖層的破碎，保證工作面的安全高效生產。第146頁圖3對各個測站支架初撐力不同分布區間情況進行了統計。

本次研究的特厚煤層工作面支架初撐力額定值為6 184 kN，第146頁表2為統計的液壓支架初撐力。

根據圖3和表2分析，工作面支架初撐力在682.95 kN～1 641.08 kN，回采工作面機頭、中部和機尾的支架初撐力分別為786.39 kN、1 412.82 kN和1 641.08 kN，對其取平均值可得支架的初撐力平均值為1 177 kN，這僅為支架工作阻力額定值的19%，而且實際監測到的液壓支架初撐力可達到額定值的架數為0。說明工作面支架的初撐力遠達不到安全生產的需要，初撐力嚴重偏小，由此分析可能的原因有兩個方面：

圖3 各個測站支架初撐力不同分布區間統計直方圖

測站編號支架編號/#支架初撐力/kN支架初撐力均值/kNIIIIII11682.9531721.3151948.66811 189.321011 701.081211 328.041711 641.08786.391 412.821 641.08

1) 液壓支架管路發生漏串液；

2) 覆巖下位巖層破碎度較高，液壓支架升架時間短，而且有可能是支架阻力還未達到額定值時工人就已經關閉了供液閥。

4 液壓支架循環末阻力分析

液壓支架在循環作業末期的工作阻力稱為循環末阻力，此值可以為液壓支架合理支護形式和參數的選擇提供一定的依據。圖4對不同支架的循環末阻力分布區間進行了整合分析，表3為統計的循環末阻力。

圖4 不同支架循環末阻力分布區間統計直方圖

測站編號支架編號支架初撐力/kN支架初撐力均值/kNIIIIII11551.12311 168.98511 842.31811 901.681012 469.861211 521.321711 683.04786.391 412.821 641.08

根據圖4和表3分析，回采工作面機頭、中部和機尾的支架加權阻力分別為1 201.53 kN、1 968.89 kN和1 679.87 kN，對其取平均值可得支架的初撐力平均值為1 616.76 kN，僅為支架工作阻力額定值的25%；而且不同位置支架阻力最小為551.12 kN，僅為支架工作阻力額定值的9%，支架阻力最大為2 469.82 kN，也僅為支架阻力額定值的35%。故此說明沒有液壓支架末阻力可達到額定值，更加說明了支架未充分發揮支撐特性。

5 液壓支架適應性分析

判斷回采工作面支架對采場的適應性主要是以支架阻力隨時間的變化關系為依據。支架阻力隨時間的變化關系曲線可分為一次增阻型、二次增阻型、微增阻型和降阻型4種[4]。一次增阻型形成說明移架后液壓支架初撐力較小；二次增阻型形成的原因是液壓支架隨著覆巖的變形而降低，說明液壓支架初撐力不足；微增阻型和降阻型形成說明液壓支架初撐力較大。圖5為支架阻力隨時間的變化曲線圖。

圖5 支架阻力隨時間的變化曲線圖

從圖5中分析可得，一次增阻型比例最大，占到了支架總數的74.6%，而支架中沒有支架為降阻型，微阻型所占比例微乎其微，二次增阻型比例也僅為20.2%，總體說明液壓支架實際工作阻力較低，無法較好地控制頂板穩定。一方面，可能是人為操作的緣故，另一方面，供液壓力不足以及供液管道故障等因素均會導致此現象，所以并非是支架型號不符合安全生產的需求。

6 結論

本文通過現場監測方法進行了特厚煤層采場頂板運移特征以及礦壓規律的研究，從而系統分析了特厚煤層工作面的采場采動情況。

1) 頂板來壓步距平均為10.53 m，動載系數平均為1.51；由工作面頂板的來壓步距和動載系數綜合分析可知采場頂板來壓比較明顯。

2) 支架的初撐力平均值為1 177 kN，僅為支架工作阻力額定值的19%，而且實際監測到的液壓支架初撐力可達到額定值的架數為0。故說明工作面支架的初撐力遠達不到安全生產的需要，初撐力嚴重偏小。由此分析可能的原因有兩方面：一方面是由于液壓支架管路發生漏串液；另一方面是由于覆巖下位巖層破碎度較高，液壓支架升架時間短，而且有可能是支架阻力還未達到額定值時工人就已經關閉了供液閥。