劉鵬偉

（汾西礦業(yè)集團賀西煤礦， 山西 柳林 033300）

1 工程概況

某礦3下01綜采放頂煤工作面北部臨近井田邊界，南部尚未開采，東部臨近北徐樓斷層，西面臨近F1斷層。工作面平均寬約87 m，走向長約788 m，工作面總面積約73 205 m2，煤層標高-720.7～-889.2 m。地面標高+34.3～+35.5 m，地面無建筑物體，均為農(nóng)田，對工作面回采沒有多大影響。

頂板砂巖平均厚25.2m，底板砂巖平均厚4.46m，裂隙局部發(fā)育，充填方解石脈，區(qū)內(nèi)未發(fā)現(xiàn)漏水點。工作面揭露的斷層落差1.8～15 m，斷層裂隙均被泥巖充填，導水能力差，基本無水。F1、F5正斷層：兩正斷層富水性較弱，導水性較差，對工作面的回采影響不大。正常涌水量112.69 m3/h，最大涌水量225.38 m3/h。3下01工作面采用偽傾斜長壁后退式綜采放頂煤采煤方法，工作面用采煤機割煤，輕型放頂煤液壓支架支護，全部垮落法管理頂板。

2 工作面支架荷載分析

2.1 觀測方案設計

2.1.1 觀測內(nèi)容

通過在線監(jiān)測系統(tǒng)，測定在工作面推進過程中液壓支架的工作阻力變化，進而分析出工作面的初步來壓步距及周期來壓步距。分析工作面液壓支架是否滿足頂板支護要求[1-2]。

2.1.2 儀器布置

在工作面及順槽內(nèi)共布置5類礦壓測區(qū)，礦壓監(jiān)測位置示意圖如圖1所示。

2.2 工作面觀測研究

2.2.1 工作面宏觀顯現(xiàn)

1）直接頂。由現(xiàn)場觀測分析可知，工作面從開切眼推進至12 m左右時，工作面中部（40～60號支架）頂板基本冒落；工作面推進16.2 m時，23～60號支架頂板垮落。從以上數(shù)據(jù)分析看，受到工作面溜頭溜尾推進步距不同步的影響，工作面上下端頭的頂板不同步冒落，直接頂?shù)娜靠迓涞木嚯x19.8 m，即為直接頂初次垮落步距。

圖1 礦壓監(jiān)測位置示意圖

2）老頂。綜放工作面平均推進到44.8 m時，綜放工作面中部出現(xiàn)煤壁片幫，工作面煤炮頻繁發(fā)生，觀測區(qū)域最大測定壓力達到36.8 MPa，可判定此時老頂初次來壓。由于工作面采煤高度2.2 m，放煤厚度為4.8 m，直接頂厚度1.6 m左右，由于來壓期間為保證工作面不受頂板壓力的沖擊，放煤明顯減少，頂煤和直接頂垮落膨脹后充填了采空區(qū)，接實了老頂，使老頂斷裂持續(xù)時間長，頂板以緩慢下沉方式垮落，持續(xù)時間為8個循環(huán)。

2.2.2 工作面支架阻力測區(qū)

工作面內(nèi)礦壓監(jiān)測包括基本頂初次來壓和兩個周期來壓部分，在工作面共設5個測站，分別是1站（58號、59號、60號支架）、2測站（45號、46號、47號支架）、3測站（30號、31號、32號支架）、4測站（17號、18號、19號支架）和5測站（3號、4號、5號支架）。利用KJ327型礦山壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)監(jiān)測液壓支架的工作阻力隨推進步距變化關(guān)系曲線，進而推斷基本頂來壓步距和來壓強度。

2.2.3 工作面支架載荷觀測分析

從2015年9月6日開始，工作面采用KJ327型礦山壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)對工作面液壓支架進行監(jiān)測，地面計算機配套安裝綜采支架壓力監(jiān)測系統(tǒng)進行數(shù)據(jù)的處理與分析，整個系統(tǒng)對綜采支架工作阻力進行連續(xù)監(jiān)測。監(jiān)測從2015年9月6日開始到10月14日結(jié)束，對工作面支架實行實時在線監(jiān)測[3]。

合現(xiàn)場實際觀測中宏觀礦壓顯現(xiàn)，可以得到礦壓顯現(xiàn)規(guī)律參數(shù)，列入表1。

表1 各測站支架礦壓顯現(xiàn)規(guī)律參數(shù)

由表1可知：

1）工作面下端頭（58號、59號、60號支架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距20.8 m，平均來壓峰值為29 MPa。

2）工作面中下部位置（45號、46號、47號支架）：離散性稍大，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為32.65 MPa。

3）工作面中部位置（30號、31號、32號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為32.05 MPa。

4）工作面中上部位置（17號、18號、19號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為36.65 MPa。

5）工作面上端頭（3號、4號、5號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距18.23 m，平均來壓峰值為26.65 MPa。

根據(jù)獲得的來壓參數(shù)，確定頂板初次來壓步距為44.5 m，來壓峰值為31.22 MPa；周期來壓步距平均為21.03 m，來壓峰值為31.74 MPa。

3 超前單體支護觀測研究

3.1 超前支護單體液壓支柱荷載變化規(guī)律分析

在工作面超前支護載荷觀測范圍確定為60 m，共布置14個測點，對超前支護單體支柱的壓力進行觀測。隨著工作面的推進，在原50 m測點距工作面只剩20 m時，單體支柱液壓顯著增加，距工作面為7 m時，壓力值達到最大；原65 m測點在距工作面22 m時支柱荷載持續(xù)上升，距工作面為7 m時，達到最大，隨后壓力值逐漸減??；85 m測點在距工作面40 m時，老頂斷裂后，支承壓力得到釋放，當推進到距離工作面38 m左右時上覆巖層全部斷裂，壓力完全釋放，然后隨著工作面繼續(xù)向前推進，當推進到距離工作面25 m左右時支護載荷再次較劇烈增加，說明第一次周期來壓的到來，繼而工作面壓力回調(diào)正常，當工作面推進到77 m時工作面壓力再次劇烈增加，到距工作面10 m范圍內(nèi)基本達到20 MPa[4]。

另外根據(jù)支架載荷觀測分析來看，在三個來壓之日，即9月27日、10月4日和10月14日，上部老頂斷裂，出現(xiàn)兩個應力場。取這三個日期的超前支護數(shù)據(jù)可以看出，其內(nèi)靠近煤壁側(cè)壓力峰值分別出現(xiàn)在距工作面8.5 m和9.5 m左右。同時在距煤壁24.5～28.5 m的范圍內(nèi)支承壓力再次上升到一個比較大的數(shù)值。超前支護的范圍在30 m壓力是比較顯現(xiàn)的，說明超前支護的范圍確定在150 m是比較合理的。

3.2 軌道平巷表面位移變化規(guī)律

1）當工作面推進4 m左右時，巷道變形量開始明顯增大，當推到18 m時，又經(jīng)歷了一次劇烈增加，最終頂?shù)装逡平吭谟^測期間達到27 mm，兩幫移近量達到10 mm；當距離工作面32 m時，巷道變形量開始明顯增大；在工作面距測點38.4 m時，巷道變形量明顯增大，工作面推進45.6 m時，又經(jīng)歷了一次劇烈變形，頂?shù)装逡平窟_到197 mm，兩幫變形量最大54 mm。當工作面推進55.5 m左右時，巷道變形量開始顯著增加，當推進到76.5 m達到10月4日的斷裂前夕時又有一個劇烈的增加，頂?shù)装謇塾嬕平孔畲筮_到153 mm，兩幫變形量最大205 mm。

2）從下頁圖 2、3、4 可得出，頂?shù)装遄冃瘟浚?64 mm）大于兩幫變形量（115 mm）。從變形曲線中可得，巷道的移近量無論是巷道兩幫變形量還是頂?shù)装遄冃瘟慷际窃谙锏啦蓜佑绊懛秶挟a(chǎn)生，巷道圍巖開始有比較明顯的變形是在距工作面為25 m以內(nèi)產(chǎn)生，在該范圍內(nèi)巷道變形速度加快明顯。這說明煤層開采一般影響到煤壁前方25 m左右。

3.3 超前壓力影響范圍的確定

綜合兩種結(jié)果的情況可得，綜放工作面超前明顯的影響范圍在30 m內(nèi)，劇烈影響范圍為25 m，斷裂峰值區(qū)為8 m，則巷道超前單體支柱支護距離大于25 m，3下01工作面超前單體支柱支護距離為150 m左右，基本可以滿足支護要求[5]。

4 結(jié)論

通過對3下01綜放工作面進行礦壓顯現(xiàn)實測可知：頂煤初垮步距為6 m，直接頂初垮步距19.8 m，老頂初次來壓步距平均44.5 m，來壓峰值為31.22 MPa；周期來壓步距平均為21.03 m，來壓峰值為31.74 MPa。ZF4200/16/26液壓支架額定工作阻力具有較大的富余，對3下01綜放工作面具有較好的適應性。

圖2 測區(qū)2（距工作面40 m處）巷道變形曲線

圖3 測區(qū)3（距工作面60 m處）巷道變形曲線

圖4 測區(qū)4（距工作面80 m處）巷道變形曲線