張文宗

摘 要：為了掌握回采工作面上覆巖層運動橫向和縱向的發(fā)展規(guī)律及移動概況與支架的相互關系，更好地進行老頂來壓的預報，需要提出合理的頂板管理措施。本文以神華寸草塔二礦31203綜放工作面為研究對象，制訂礦壓觀測的方案，利用液壓支架壓力自動監(jiān)測系統(tǒng)對31203工作面初采期間的頂板來壓現(xiàn)象及輔助運輸順槽的頂板移近量進行研究，得出綜采工作面初采期間內(nèi)礦壓顯現(xiàn)的基本規(guī)律，為工作面應對礦壓現(xiàn)象、實現(xiàn)安全高效生產(chǎn)提出了理論性指導。

關鍵詞：綜采;礦壓規(guī)律;頂板來壓

中圖分類號：TD323 文獻標識碼：A 文章編號：1003-5168（2018）31-0078-03

Research on Actual Measurement of Mine Pressure Behavior in

Fully Mechanized Mining Face

ZHANG Wenzong

（Shenhua Shendong Cuncao Tower No.2 Mine，Ordos Inner Mongolia 017209）

Abstract： In order to grasp the lateral and vertical development law of overburden strata movement and the relationship between overburden strata movement and support in mining face， and predict the main roof pressure better， reasonable roof management measures are needed. Taking the 31203 fully mechanized caving face of Shenhua Shendong Cuncao Tower No.2 Mine as the research object， the mine pressure observation scheme was formulated， and the hydraulic support pressure automatic monitoring system used the roof plate pressing phenomenon during the initial mining of 31203 working face and the roof displacement of the auxiliary transportation channel. The research on the quantity was carried out， and the basic law of mine pressure in the initial mining period of the fully mechanized mining face was obtained， which provided theoretical guidance for the working face to deal with the phenomenon of mine pressure and achieve safe and efficient production.

Keywords： fully mechanized mining;mine pressure law;roof pressure

煤礦在開采過程中，在掘進的擾動作用下，改變了自然狀態(tài)下原巖的賦存狀態(tài)。隨著工作面的推進，煤體被不斷剝落，巷道及其周圍硐室的圍巖所承受的應力也會不斷加大并趨于復雜化，在一系列動力現(xiàn)象（如巖體變形、支護物折損、頂板破碎等）下呈現(xiàn)出不同的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。強烈的礦壓顯現(xiàn)引發(fā)的礦壓事故一直占據(jù)著煤礦傷亡事故的首位，嚴重威脅著安全高效生產(chǎn)的順利進行。因此，深入研究礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，科學總結預防控制措施，對煤礦實現(xiàn)安全高效生產(chǎn)具有重要意義。

1 工作面概況

神華寸草塔二礦31203綜放工作面位于31煤二盤區(qū)、B54和補勘2鉆孔連線西南側(cè)，與連線平行[1]。工作面推進長度2 609.7m，工作面寬度253.6m，煤層厚度為3.8～7.5m，平均煤厚6.42m，傾角為4°?；夭煞秶挥?1煤與42上煤層分叉復合線兩側(cè)，分叉區(qū)范圍為：主運順槽（8—9聯(lián)巷）482.52m處至主回撤通道、輔運順槽（6聯(lián)巷附近）334.87m處至主回撤通道;復合區(qū)范圍為：主運順槽485.2m處至切眼段、輔運順槽334.87m至切眼段;工作面采用放頂煤開采，具體流程以放煤工序為中心，以一采一放為基本工藝，采放平行作業(yè)。其回采工藝流程為：割煤→移架→推前部運輸機、放煤→拉后部運輸機[2]。液壓支架選用ZFY18000/25/39D雙柱掩護式放頂煤液壓支架。

2 礦壓觀測內(nèi)容與方案

2.1 觀測內(nèi)容

①統(tǒng)計液壓支架立柱工作阻力。

②觀測工作面周期來壓期間的礦壓顯現(xiàn)情況。

③觀測頂板動態(tài)，包括頂?shù)装逡平?、周期來壓步距、巷幫變形情況等。

2.2 觀測方案

2.2.1 測點布置。31203綜放工作面共設127臺液壓支架，在工作面液壓支架上每隔5架布置一個測點，即將測點布置在5#、15#、25#、……115#、125#支架上，工作面共布置了25個測點[3]。從工作面切眼開始觀測回采期間的礦壓變化情況。

2.2.2 研究方法。利用Excel表格及Surfer軟件將觀測的礦山壓力數(shù)據(jù)制作成曲面圖表，生產(chǎn)現(xiàn)場采用人工記錄的方法，記錄工作面頂板來壓期間的煤壁片幫程度、頂板漏矸、支架立柱下沉度等現(xiàn)象，與頂板壓力曲面圖相結合，共同分析總結綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[4]。

3 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律實測分析

3.1 初采期間的頂板觀測

在31203綜放工作面內(nèi)面，當工作面機頭推進到17m、機尾推進5m時，17#～95#支架處頂煤開始垮落、切眼頂板冒落;機頭推進到23m、機尾推進15m時，機頭頂板開始垮落;機頭推進到34m、機尾推進22.5m時，機尾頂板開始垮落;工作面機頭至43m時，機尾推進至48m時，工作面頂板全部垮落。

3.2 初采期間的來壓觀測

工作面推進約24.22m時，直接頂開始初次來壓，來壓不明顯。當工作面推進至約36m時，工作面老頂來壓，壓力持續(xù)6m。其中，75#～90#液壓支架處壓力明顯，壓力值顯示在400bar以上。此段煤壁片幫較為嚴重，有炸幫現(xiàn)象。機頭、機尾段來壓不明顯，未發(fā)生片幫、蹦錨桿、錨索及底鼓現(xiàn)象[5]。由此可以確定為工作面局部開始來壓。

工作面推進約62.3m時，第一次周期來壓（老頂來壓），距離上次工作面老頂來壓的距離為26.3m。其中，40#～95#支架段大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點壓力值為252～300bar，40#～95#液壓支架處片幫嚴重。本次來壓45#～95#液壓支架段壓力持續(xù)近9.5m?？梢?，工作面整體來壓明顯。

工作面推進約86.5m時，第二次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為24.2m。其中，65#～90#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點為252～300bar，65#～75#液壓支架處煤壁片幫嚴重。本次來壓65#～75#液壓支架段壓力持續(xù)5.2m?？梢?，工作面整體來壓不明顯。

工作面推進至111.7m時，工作面第三次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為25.2m。其中，20#～95#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點均為252～300bar，煤壁片幫嚴重，大部分支架安全閥打開，機尾超前架段靠近副幫側(cè)發(fā)生底鼓，底鼓高度0.3m，正幫4#超前架側(cè)片幫嚴重，片幫長度10m，深度1m。本次來壓20#～90#液壓支架段壓力持續(xù)10.3m?？梢?，工作面整體來壓強烈。

工作面推進至130.7m時，工作面第四次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為19m。其中20#～95#支架段來壓，煤壁片幫嚴重，大部分支架安全閥打開，機尾超前架段靠近副幫側(cè)發(fā)生底鼓，底鼓高度0.3m，正幫4#超前架側(cè)片幫嚴重，片幫長度10m，深度1m。本次來壓20#～90#液壓支架段壓力持續(xù)10.3m?？梢姡ぷ髅嬲w來壓強烈。

工作面推進至150.6m時，工作面第五次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為20m。其中25#～125#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點均為252～300bar，煤壁片幫嚴重，大部分支架安全閥打開，底鼓高度0.3m，機尾1#～4#超前架靠近副幫底鼓2次，礦壓顯現(xiàn)強烈，1#號超前架距機尾靠近副幫頂板下沉400～500mm，機尾擋煤板距副幫安全出口為800mm，機尾驅(qū)動電機處因幫鼓影響，安全出口較小，工作面116#～121#頂板壓力大，頂板出現(xiàn)漏頂現(xiàn)象，來壓明顯?？梢?，工作面整體來壓強烈。

工作面推進至170.5m時，工作面第六次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為20m。其中，45#～110#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點均為252～300bar，煤壁片幫嚴重，大部分支架安全閥打開，機尾通過提前頂幫補強支護Φ28.6mm的錨索及掛鉛絲網(wǎng)片支護，機尾頂板未出現(xiàn)下沉現(xiàn)象，但原支護錨索、錨桿、托盤蹦出較多，部分支護失效?？梢姡ぷ髅嬲w壓力顯現(xiàn)強烈。

工作面推進至187.8m時，工作面第七次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為17.3m。其中，50#～80#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他地點均為252～300bar，煤壁片幫嚴重，部分支架安全閥打開?？梢?，工作面整體壓力顯現(xiàn)不明顯。

工作面推進至207.7m時，工作面第八次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為20m。其中，30#～50#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他壓力為300～400bar，煤壁片幫嚴重，部分支架安全閥打開?？梢?，工作面整體壓力顯現(xiàn)不明顯。

工作面推進至226.7m時，工作面第九次周期來壓，距離上次工作面老頂來壓的距離為18m。其中，50#～70#支架段來壓，大部分液壓支架壓力值顯示在400bar以上，其他壓力均為300～400bar，煤壁片幫嚴重，部分支架安全閥打開。可見，工作面壓力顯現(xiàn)不明顯。

3.3 頂板移近量觀測

根據(jù)在31203工作面兩順槽作測點標記，每隔5m布置一組測點。超前支護范圍內(nèi)，50m范圍內(nèi)布置10組測點（根據(jù)頂板移近量進行分析，因50m范圍之外巷道頂板無明顯變化，不做專門的觀測分析），初采期間31203輔運順槽頂板移近量觀測數(shù)據(jù)見表1所示。

4 巷道維護技術

根據(jù)寸草塔煤礦的監(jiān)測數(shù)據(jù)及周期來壓時的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，為保證該礦實現(xiàn)安全高效生產(chǎn)，提出以下幾點巷道維護措施。

第一，初采期間，工作面周期來壓時支架工作阻力明顯增大，需要在周期來壓前提前調(diào)整工作面采高，加強支架檢修及初撐力管理，防止周期來壓因采高過低壓死支架過損壞纜線及液管等現(xiàn)象。

第二，在31203綜采工作面推進至100m左右時出現(xiàn)了應力集聚，需要在巖體中進行定向爆破，從而在巖體內(nèi)部形成大量的裂隙，形成連續(xù)松散的破碎卸壓帶，將作用于高應力區(qū)域的支撐壓力峰值傳遞到圍巖深部，降低應力集中的現(xiàn)象，起到緩沖墊層的作用。

第三，確定合理的巷道布置與支護技術。為了最大程度上避開由于采掘活動引起的應力集中區(qū)，應避免在遺留煤柱下方布置巷道，最好將巷道布置在煤層開采后形成的應力降低區(qū)的區(qū)域內(nèi)。支架選型時，要與地質(zhì)條件相匹配，防止突然來壓將支架壓死。

第四，工作面周期來壓時，煤壁片幫嚴重，推進過程極易出現(xiàn)卡死現(xiàn)象，需要控制采煤機推進速度與推溜長度，使用伸縮頂梁及護幫板對巷道圍巖體進行及時支護。

5 結論

①初次來壓步距的大小和礦壓顯現(xiàn)程度與工作面的支架初撐力、工作面的推進速度有很大關系，推進速度越慢，周期來壓步距越短。

②工作面推至機尾聯(lián)巷前后20m范圍內(nèi)時，工作面周期來壓時機尾易發(fā)生底鼓及幫鼓現(xiàn)象，需要快速推進。同時，要加強機尾超前段管理，嚴格控制超前支架與端頭支架的空頂距離。

③需要加強工作面工程質(zhì)量管理，根據(jù)周期來壓規(guī)律，合理控制采高，防止周期來壓時，支架采高過低壓壞液管及煤機無法割煤。

參考文獻：

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