霍寶干河煤礦采煤工作面礦壓規律分析

（山西霍寶干河煤礦有限公司，山西 洪洞 041600）

我國煤炭儲量較為豐富，在已經探明的煤炭儲量中，其中接近一半的儲量為中厚煤層。其開采方法主要有分層開采、綜放開采和大采高綜采三種，而對于中厚煤層而言比較高效的開采方式即為大采高一次全采工藝。國內專家學者對于綜采工作面的礦壓顯現規律進行了深入研究[1-8]，但隨著煤層采高和地質條件的變化，工作面礦壓顯現情況與其他一般開采的工作面有著較大差距[9]。因此，本文將以山西焦煤霍州煤電霍寶干河煤礦2-126采煤工作面為研究對象，分析一次采全高走向長壁后退式綜合機械化采煤工藝技術特點和施工參數，對該工作面的礦壓顯現規律進行現場觀測，并對觀測數據進行分析探討，以期掌握該采煤方法的礦壓顯現規律。

1 工作面概況

2-126采煤工作面總體為單斜構造，開采煤層平均厚度3.75m，夾矸0.55 m左右，煤層結構1.8（0.55）1.4，煤層傾角7°～11°，平均9°，煤層硬度（f）為1.5，屬于穩定性煤層。煤層直接頂板為細粒砂巖，厚2.45m，基本頂為中粒砂巖，厚4.8m，直接底板為炭質泥巖，厚2.9m，老底為中粒砂巖，厚3.1m，見圖1。鉆探驗證該工作面所有驗證鉆孔施工過程中均未出水，表明工作面無水害威脅。

圖1 煤層頂底板情況

2-1261工作面兩巷沿煤層走向布置，工作面沿煤層傾向布置，Ⅰ塊段長190m，切巷長216 m；Ⅱ塊段113m，切巷長142 m；Ⅲ塊段長101m，切巷長78m，工作面采用走向長壁后退式綜合機械化一次采全高采煤方法。為了盡量減少儲量損失，提高資源回收率，同時結合工作面三機配套，工作面采高定為3.75m，采用垮落法處理采空區頂板。根據工作面巖性特征、煤層特征等相關工程地質條件進行機械化配套選型，確定ZY9000/25.5/55型雙柱掩護式液壓支架作為中間架，機頭排頭架4架和機尾排頭架選擇4架均選用ZY13000/26/55型液壓支架，主要技術參數見表1。

表1 液壓支架主要技術參數

2 礦壓監測方案及其顯現規律

2.1 礦壓監測方案

（1）工作面

工作面礦壓監測內容包括液壓支架載荷量、頂底板移近量。工作面液壓支架工作阻力監測采用KJ216無線監測系統，工作面共有125個支架，每隔5架安裝一臺，共計分站25個，即3#、8#、13#、18#、23#、28#、33#、38#、43#……118#、123#。

（2）兩巷

①兩巷超前應力監測。每巷的超前、端頭及封口支護段共計選取10根單體液壓支柱，使用礦用本安型數字壓力計進行監測，并通過監測得到的壓力狀況來分析判定超前采動影響范圍及其壓力峰值距工作面的大致距離。

②表面位移量觀測。采取安設表面位移測點的辦法，量取巷道圍巖的變形量，通過比較圍巖的變形量和允許值，看是否超過其安全最大允許值，從而判定是否滿足巷道的正常使用。

③頂板離層及錨桿受力監測。工作面順槽巷道需要對掘進期間安裝的頂板離層、錨桿（索）受力進行觀測，每兩天觀測一次。采用多點位移計和錨桿測力計分別監測不同層位的頂板離層量和支護錨桿的受力狀況，分析判斷錨桿的工作狀態及支護參數是否設計合理。

礦壓監測點布設分布見圖2，其中L為頂板離層計，Y為錨桿應力計。

2.2 礦壓監測數據分析

（1）基本頂來壓步距

基本頂的來壓步距（初次來壓和周期來壓）受到采面推進距離、采面液壓支架阻力、采空區及煤壁變形的影響。分別選取工作面上部8#支架、工作面中部58#支架以及工作面下部115#支架，觀測采面來壓情況。從表2可知，2-162采煤工作面基本頂初次來壓并非同時來壓，而是沿著工作面傾斜方向分段來壓，即按上中下順序先后來壓，采煤工作面初次來壓的步距，以部分觀測點為例，上部8#為36.5m，中部58#為38.9m，下部115#為43.0m，可見工作面初次來壓步距36～43 m。由表2觀測數據可知，基本頂周期來壓步距為15～24m，其來壓特征類似于初次來壓。

圖2 礦壓監測點布設

表2 工作面基本頂來壓步距

（2）液壓支架荷載分析

分析工作面頂板無線監測系統監測數據可知（見圖3），工作面基本頂初次來壓時，采面支架最大工作阻力為6493.25～6815.34 kN，基本頂周期來壓時，支架平均最大工作阻力為6373.46～6635.68 kN。

圖3 液壓支架荷載觀測數據

（3）煤層頂底板移近量

2-162采煤工作面底鼓量很小，因此頂底板移近量可用頂板下沉量表示。

表3 部分測點的平均頂板移近量

分析表3數據可知：工作面上部（3#、33#）、下部（83#、113#）的煤層頂底板平均移近量均小于中部（58#附近）的煤層頂板平均移近量17.24 mm。

（4）巷道頂板壓力監測數據分析。

兩巷超前支護段選用DW-35和DW-32型單體液壓支柱，頂板壓力監測結果見圖4。分析可知：其支護阻力受采動影響，單體支柱的峰值壓力距工作面煤壁約為9.8m，最大工作阻力為285 kN，超前支護段影響距離為19 m。

圖4 兩巷超前支護段頂板壓力監測

（5）兩巷表面位移分析。

兩巷表面位移測定結果，見表4，分析數據可知：皮帶巷測點距離工作面煤壁15.7m時（工作面大約推進5 d），巷道開始出現頂板下沉、底鼓和片幫，當推進45 d左右，測點變形量達到最大，最大頂板下沉量為1.3 mm，非回采側幫部最大位移約為112 mm，回采側幫位移最大值137 mm，而底板鼓起的最大值約為95 mm；回風巷測點距離工作面煤壁17m時，巷道開始出現頂板下沉、底鼓和片幫，當推進45 d，測點變形量達到最大，最大頂板下沉量為1.9 mm，非回采側幫部最大位移約為135 mm，回采側幫位移最大值142 mm，而底板鼓起的最大值約為107 mm。

表4 兩巷表面位移

（6）錨桿測力計監測數據分析

兩巷錨桿軸力監測在掘進期間安裝錨桿測力計，根據測得數據分析，見圖5。回采側錨桿端部最大受力為88 kN，非回采側錨桿端部最大受力為45 kN，錨桿軸力小于極限錨固力，表明采空區和兩巷支護措施和參數設計有效。

圖5 錨桿軸力監測

3 結語與建議

1）根據現場監測數據分析，工作面來壓的最大支架載荷為6635.68 kN，初次來壓最大荷載為6815.34 kN，均小于液壓支架最大工作阻力，表明本文選擇的中間和端頭液壓支架布置滿足采煤工作面頂板控制的要求。

2）工作面初次來壓步距和周期來壓步距分別為36～43 m和15～24m，說明工作面頂板控制效果較好。

3）根據兩巷觀測數據得知，單體支柱的峰值壓力距工作面煤壁約為9.8m，最大超前支護段影響距離為19m，兩巷最大位移值為142 mm，頂板離層最大值為9.53 mm，最大錨固力為88 kN，上述變形量和受力值均在規定范圍內，由此說明，兩巷的支護設計符合現場要求。