石拉烏素煤礦2- 2 上201 首采工作面礦壓規律研究

張云寧，杜廷斌，宋先峰

（兗州煤業股份有限公司濟南煤炭科技研究院分公司，山東 濟南 250000）

1 首采工作面及兩順槽概況

1.1 工作面位置

2- 2上201 工作面位于222 盤區西部，是石拉烏素煤礦回采的第一個綜采工作面。該工作面西部為設計的2- 2上201A 綜采工作面（未回采），南部到DP53H 油氣井保護煤柱停采，北部為切眼沿吉祥?；鬯卤Ｗo煤柱邊界布置，東部為設計的2- 2上202 綜采工作面（未回采）。

2- 2上201 工作面煤層底板標高：+697.0～+686.5m，地面標高：+1393.59～+1359.73m。

1.2 工作面參數、開采技術條件及煤層賦存特征

1.2.1 工作面參數

2- 2上201 工作面面長330m（兩順槽內幫垂直平距），回采推進長度830.5m。

1.2.2 工作面煤層賦存特征

2- 2上201 工作面煤層賦存穩定，煤層產狀整體變化不大，中部傾角相對較大，兩端傾角相對平緩。煤層厚度變化較小，北部較薄，南部較厚，煤層結構復雜，大部分含1～2 層泥巖夾矸，個別鉆孔含3 層。2- 2上煤層和2- 2中煤層層間距由南向北逐漸增大，頂、底板特征如表1 所示。

工作面 2- 2上煤層厚度 4.39 ～6.49m， 平均5.43m，工作面煤層傾角0～3°，平均1°。

表1 煤層頂、底板參數表

1.3 工作面地質構造情況

2- 2上201 工作面煤層起伏變化較小，兩端相對平緩，中部傾角較大，煤層走向以NNW 向為主。根據煤層底板等高線分析，該面北部有一小背斜，對巷道掘進影響較小。

1.4 工作面采煤方法

工作面選用走向長壁采煤方法，一次采全高后退式回采（綜采工藝），頂板全部垮落。

2 首采工作面及兩順槽專項礦壓觀測方案

2.1 工作面礦壓觀測

2.1.1 工作面液壓支架支護阻力數據采集

利用液壓支架壓力實時監測系統采集工作面液壓支架支護阻力。通過對支架壓力數據采集分析，得出支架初撐力、工作阻力、時間加權阻力隨工作面推進的變化規律，進而分析得出工作面頂板初次來壓步距及強度、周期來壓步距及強度，以及工作面見方期間評價液壓支架對開采煤層的適應性。支架壓力數據收集分別在工作面中部、中上部、中下部各選2～3 組支架，每2～5 天自支架壓力監測系統采集一次。采集位置：工作面推進280m～380m 范圍內，采集時長預計1 個月。

工作面礦壓統計觀測，包括采空區頂板冒落狀況、煤壁片幫深度、端面距及頂板完整狀況、安全閥開啟等

每天通過現場數據采集、整理，結合支架壓力變化規律，綜合分析得出工作面礦壓顯現規律，評價支架的支護效果，指導工作面頂板管理。

2.2 工作面順槽礦壓觀測

2.2.1 工作面兩順槽圍巖變形觀測

在工作面兩順槽超前工作面切眼300m（1#）、330m（2#）、360m（3#）分別設置 3 組圍巖變形測站。每個測站設置一個觀測剖面，采用“十字”觀測法，分別觀測頂板下沉量、底鼓量、兩幫移近量及變形量，以此分析受采動影響兩順槽圍巖變形規律，為工作面及兩順槽超前支護提供依據。巷道變形測點距工作面煤壁50m 以內時，每天觀測一次，測點距工作面煤壁50- 100m 范圍內時，根據測點變形情況，每1- 2 天觀測一次。

2.2.2 工作面超前支承壓力觀測

在工作面兩順槽采用鉆孔應力計，觀測受采動影響超前支承壓力分布規律，以此分析巷道應力升高區、應力峰值區、應力降低區的范圍及應力集中系數，為工作面超前支護和沖擊地壓治理措施制定提供依據。

2.2.3 工作面兩順槽頂板離層、錨桿錨索受力觀測

利用掘進期間設置的頂板離層儀和錨桿錨索測力計，進行現場數據觀測，頂板離層儀、錨桿錨索測力計根據現場設置情況各觀測3 組。綜合整理分析，可得出工作面受采動影響時的頂板離層變化及錨桿錨索受力變化規律，以評價巷道支護參數是否合理，為進一步優化支護參數提供設計依據。

3 首采工作面及兩順槽礦壓觀測

3.1 工作面直接頂垮落

工作面自推進開始便對頂板垮落情況進行了全面觀測記錄。當工作面推進至12.8m 時，采空區頂板首先從11#架后開始垮落，并逐漸向168#架（機尾）延伸，最大冒落高度3m，隨著工作面推進，冒落高度逐漸加大。在工作面推進至18.4m 時，直接頂除1- 3#架后未垮落，163- 165#架后未垮落外，其他架后均已垮落。由此，可確定工作面直接頂初次垮落步距為18.4m。

3.2 工作面老頂垮落

工作面直接頂初次垮落以后，隨著工作面繼續推進，老頂懸頂距離逐漸增大，當工作面回風順槽推進47.2m、膠帶順槽推進49m 時，工作面礦壓顯現較平時有所增大，主要表現在支架支護阻力升高、煤壁片幫深度明顯增大，頂板伴有煤炮聲響，且淋水明顯增大。

綜合礦壓觀測數據分析，工作面老頂初次來壓步距為53.6m，來壓期間礦壓顯現較明顯，來壓強度不高。主要原因一是工作面直接頂冒落比較充分，對老頂有較好的支撐作用。二是老頂為粉細砂巖，厚度21.43m，f=3.5，老頂抗壓強度相對較低，頂板壓力向工作面煤壁前方傳遞的程度相對較弱，故工作面來壓顯現強度不高。

3.3 工作面頂板周期來壓步距

工作面老頂初次來壓以后，隨工作面的繼續推進，工作面頂板再次出現垮落，并周期性出現，這說明該工作面的頂板能夠形成懸頂，并呈周期性垮落。工作面共連續觀測到五次周期來壓，周期來壓步距最大22.4m，平均19.7m，動載系數最大1.25，平均1.23，來壓期間支架工作阻力平均14110kN/ 架。

3.4 工作面老頂來壓強度

動載系數作為衡量工作面來壓強度標準，是老頂來壓時的支架載荷與非頂板來壓時的支架載荷的比值。該面周期來壓的動載系數按循環末工作阻力平均為1.23，動載系數不高，說明該工作面頂板礦壓顯現不是很明顯，來壓強度不高。

表2 煤層頂、底板參數表

3.5 巷道礦壓觀測

3.5.1 巷道圍巖變形觀測

工作面推過回風順槽1#測點，實測1#測點超前影響范圍為40m 左右，影響高峰區為15m 左右，頂、底板移近量累計203mm，移近速度最大19mm/d，平均7.63mm/d；兩幫移近量累計107mm，移近速度最大34mm/d ，平均5.85mm/d。圍巖變形曲線如圖1 所示。

表3 回風順槽圍巖變形觀測表

圖1 回風順槽1# 測點圍巖變形曲線

工作面推過回風順槽2#測點，實測2#測點超前影響范圍為40m 左右，影響高峰區為15m 左右，頂、底板移近量累計96mm，移近速度最大17mm/d，平均5.05mm/d；兩幫移近量累計113mm，移近速度最大24mm/d ，平均5.95mm/d。圍巖變形曲線如圖2 所示。

圖2 回風順槽2# 測點圍巖變形曲線

工作面推過回風順槽3#測點，實測3#測點超前影響范圍為40m 左右，影響高峰區為15m 左右，頂、底板移近量累計203mm，移近速度最大15mm/d，平均4.65mm/d；兩幫移近量累計75mm，移近速度最大17mm/d ，平均3.75mm/d。圍巖變形曲線如圖3 所示。

工作面推至膠帶順槽1#測點，實測超前影響范圍為50m 左右，影響高峰區為20m 左右，頂、底板移近量累計209mm，移近速度最大22mm/d，平均9.29mm/d；兩幫移近量累計71mm，移近速度最大15mm/d ，平均4.83mm/d。圍巖變形曲線如圖4 所示。

圖3 回風順槽3# 測點圍巖變形曲線

圖4 膠帶順槽1# 測點圍巖變形曲線

表4 膠帶風順槽圍巖變形觀測表

工作面推至膠帶順槽2#測點，實測超前影響范圍為50m 左右，影響高峰區為20m 左右，頂、底板移近量累計116mm，移近速度最大21mm/d，平均9.47mm/d；兩幫移近量累計105mm，移近速度最大17mm/d ，平均6.17mm/d。巖變形曲線如圖5 所示。

圖5 膠帶順槽2# 測點圍巖變形曲線

工作面推至膠帶順槽3#測點。實測超前影響范圍為50m 左右，影響高峰區為20m 左右，頂、底板移近量累計144mm，移近速度最大19mm/d，平均9mm/d；兩幫移近量累計117mm，移近速度最大17mm/d，平均7.31mm/d。圍巖變形曲線如圖6 所示。

圖6 膠帶順槽3# 測點圍巖變形曲線

3.5.2 煤體內部應力觀測

經分析膠帶順槽，受工作面采動影響，煤體內部應力值超前工作面煤壁17～28m 開始有較明顯變化，實測9m 深度各測點的最大值5.6MPa～9.6MPa，平均6.99MPa；15m 深度各測點的最大值 5.3MPa～8MPa，平均6.35MPa。

經分析回風順槽，受工作面采動影響，煤體內部應力值超前工作面煤壁15～26m 開始有較明顯變化，實測9m 深度各測點的最大值5.6MPa～9.6MPa，平 均 7.54MPa；15m 深 度 各 測 點 的 最 大 值5.6MPa～10.6MPa，平均 7.03MPa。

通過對兩順槽煤體內部應力數據分析表明，受工作面采動影響，兩順槽煤體內部應力變化較小。

4 結 論

1） 實測2- 2上201 工作面直接頂初次垮落步距為18.4m，老頂初次來壓步距為53.6m，動載系數1.08，周期來壓步距最大22.4m，平均19.7m，動載系數1.23。工作面頂板屬礦壓顯現程度較明顯，強度不高的工作面。

2）回風順槽受采動影響，巷道圍巖變形超前影響范圍40m 左右，影響高峰區為15m 左右，應超前20m加強支護。

3）膠帶順槽受采動影響，超前影響范圍50m 左右，影響高峰區20m 左右，應超前20m 加強支護。