尹時雨

(中國石化長城能源化工有限公司煤礦安全管理處，北京 100020)

0 引言

采煤工作面是煤礦頂板事故的易發(fā)地，在頂板事故中約占70%。統(tǒng)計資料表明［1-3］，頂板事故約占煤礦事故40%～50%。頂板事故與礦山壓力、瓦斯突出、突水、沖擊礦壓等密切關(guān)系［4］。為此，探尋礦山壓力規(guī)律研究巖層移動對預(yù)防頂板事故意義重大。

20世紀(jì)80年代，學(xué)者霍勃爾瓦依特就淺部長壁開采的礦壓現(xiàn)象展開觀測研究［5］。目前在國外學(xué)者的研究中，普遍認(rèn)為如果在淺埋煤層開采過程中出現(xiàn)了頂板破斷現(xiàn)象，會對地表產(chǎn)生一定的影響，同時造成頂板破斷角變大，地表下沉速度加快，來壓明顯且難以控制等現(xiàn)象［6］。1999年，侯忠杰教授在關(guān)鍵層理論的基礎(chǔ)之上結(jié)合“組合關(guān)鍵層”判據(jù)就頂板控制相關(guān)理論進(jìn)行了深入研究［7-9］。由于研究時間的滯后性，淺埋煤層長壁開采中工作面頂板礦山壓力與巖層控制在其他地質(zhì)條件下并不能完全適用，如采煤工作面沿煤層傾斜布置走向推進(jìn)過程中，礦山壓力顯現(xiàn)明顯，就需要對該煤層賦存條件重新研究討論，總結(jié)更加適應(yīng)的礦壓規(guī)律。因此，文中對于動載礦壓顯現(xiàn)劇烈、壓架事故頻發(fā)礦井的回采工作面巷道支護(hù)理論開展初步研究，通過采集數(shù)據(jù)、使用Matlab軟件對數(shù)據(jù)進(jìn)行圖像處理從而得出礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律并提出可行性建議。

1 工作面概況

1．1 工作面位置及煤層賦存

石圪臺煤礦位于神東礦區(qū)北部，東西長約10 km，南北寬約8 km。井田含煤巖系為下中侏羅紀(jì)，可采煤層有8層。其中22301綜采工作面位于2－2上煤三盤區(qū)，處于 2－2上煤與 2－2煤復(fù)合區(qū)，局部起伏較大。工作面1～25架上覆12304綜采工作面采空區(qū)，26～33架上覆12304綜采工作面順槽保護(hù)煤柱，機(jī)頭區(qū)域1－2煤與2－2上煤的層間距厚度為14.23～19．95 m，靠近回撤通道區(qū)域最薄、切眼側(cè)厚，靠近切眼側(cè)上部存在1－2煤火燒邊界，回風(fēng)側(cè)上部存在1－2上煤火燒邊界。

2－2上煤厚為0．8 ～2．4 m，平均煤厚為1．6 m，傾角1°～3°，整體呈負(fù)坡回采，局部有波狀起伏。根據(jù)巷道素描揭露整個工作面受到不同程度的沖刷構(gòu)造影響，最薄煤厚為0．8 m，屬于較穩(wěn)定煤層。

2－2上煤301工作面推進(jìn)長度544 m，寬度300 m，設(shè)計采高2．0 m，工作面采用7LS1A/LWS632型采煤機(jī)，采高范圍1 500～3 300 mm，滾筒直徑1 500 mm，滾筒截深865 mm，地質(zhì)儲量為33．42萬 t，可采儲量為31．75 萬 t，見表1。

表1 2－2上301綜采工作面煤層賦存特征表

1．2 工作面水文地質(zhì)條件

2－2上301 工作面上覆基巖厚19．1 ～52．32 m，靠回風(fēng)順槽一側(cè)最薄;松散層19．17～58．1 m，回風(fēng)順槽側(cè)較厚;2－2上301工作面上部有12304采空區(qū)，2－2上煤與 1－2煤層間距為 14．23 ～19．95 m，靠近回撤通道最薄、切眼側(cè)厚;煤厚靠近切眼側(cè)較厚;靠近切眼側(cè)上部存在1－2煤火燒邊界，共施工探放水孔61個，累計泄水量9．7萬m3，預(yù)計在回采過程中，上部會有少量積水，工作面淋水連續(xù)5架且水量超過60 m3/h或正常涌水量持續(xù)大于150 m3/h，超前工作面探放水孔出現(xiàn)異常涌水時，停止生產(chǎn)，建議工作面按600 m3/h的排水能力設(shè)防，做好防排水工作。

工作面涌水主要來源于頂板裂隙水和上層煤采空區(qū)積水，預(yù)計正常涌水量150 m3/h，最大涌水量300 m3/h。

2 礦壓觀測及分析

2．1 礦壓觀測內(nèi)容

綜采工作面的礦壓觀測研究的內(nèi)容主要有:支架工作阻力觀測、支架活柱伸縮量觀測、巷道圍巖變形觀測、巷道圍巖表面位移量觀測、順槽超前支護(hù)范圍內(nèi)單體液壓支柱的阻力觀測，以及支護(hù)質(zhì)量的動態(tài)監(jiān)測。

根據(jù)觀測結(jié)果對工作面頂板及頂板活動規(guī)律、來壓特征，工作面支架受力特點(diǎn)，支架對頂板的適應(yīng)性和控制效果，超前支撐壓力影響范圍和分布特點(diǎn)，頂板、煤層穩(wěn)定性，工作面支護(hù)質(zhì)量等進(jìn)行分析，并進(jìn)一步了解煤、巖體力學(xué)參數(shù)等基礎(chǔ)數(shù)據(jù)［10］。

2．2 觀測方法及步驟

支架阻力觀測:人員現(xiàn)場采集記錄，從機(jī)頭10架開始每10架選取一個觀測點(diǎn)，每割一刀煤記錄一組數(shù)據(jù);記錄以實(shí)際割煤刀數(shù)為準(zhǔn)，加甩刀時加甩刀距離在60架以內(nèi)的不采集數(shù)據(jù)，加甩刀距離超過60架的按整刀記錄;記錄時須待壓力穩(wěn)定后記錄，指定支架壓力異常時參照相鄰支架。

采場頂?shù)装逡平坑^測:首先應(yīng)選好觀測地點(diǎn)，由于采場是隨工作面推進(jìn)運(yùn)動，且采場寬度較小，所以測點(diǎn)的存在時間很短，一般從靠近煤壁設(shè)置測點(diǎn)起，測至靠近采空區(qū)測點(diǎn)報廢止，只有幾天時間，且受干擾影響極大。選好測點(diǎn)后，要分別在頂?shù)装迳瞎潭ɑc(diǎn)，然后用ADL-2．5型測桿人工測量，每隔2～4 h或移架前后各測讀一次，做好記錄，后續(xù)做整理分析。

單體摩擦支柱支護(hù)阻力觀測測力計:單體摩擦支柱支護(hù)阻力可用ADJ-45和ADJ-50型機(jī)械測力計測定。機(jī)械式測力計俗稱壓力盒，其基本原理就是通過變形來反映受力大小，如圖1、圖2所示。

圖1 單體摩擦支柱支護(hù)阻力

圖2 測力計待定特性曲線

3 來壓統(tǒng)計及頂板來壓分析

據(jù)統(tǒng)計從工作面剩余270～48 m，共計來壓27次，見表2、表3。

3．1 初次來壓

直接頂垮落情況:2015年5月31日早班，2－2上301綜采工作面推進(jìn)4 m后對切眼范圍內(nèi)頂板進(jìn)行強(qiáng)制放頂爆破工作，采空區(qū)頂板局部垮落。工作面機(jī)頭推進(jìn)至31．4 m，機(jī)尾推進(jìn)至31．9 m時，采空區(qū)直接頂基本全部垮落，采空區(qū)充填不完全，工作面支架壓力不大，垮落情況良好。

表2 來壓統(tǒng)計情況

表3 來壓統(tǒng)計(去掉加甩刀頻繁區(qū)域和空巷區(qū)域)情況

初次來壓情況:6月9日中班，機(jī)頭推進(jìn)到36．9 m，當(dāng)機(jī)尾推進(jìn)38．2 m時，工作面40～80架來壓，壓力值在360～420 bar，此范圍安全閥開啟率為60%，活柱下縮量最大300 mm，持續(xù)3刀后壓力值減小。6月9日夜班，機(jī)頭推進(jìn)33 m，機(jī)尾推進(jìn)34．3 m時，工作面10～100架范圍內(nèi)個別支架有壓力顯現(xiàn)，壓力值為300～360 bar，個別支架最大壓力顯現(xiàn)為380 bar。推進(jìn)2刀后壓力值減小，工作面推進(jìn)過程中局部煤壁出現(xiàn)片幫、炸幫現(xiàn)象，片幫厚度約100 mm，對應(yīng)地表無裂隙。6月10日上午10點(diǎn)據(jù)地表觀測，工作面上部地表出現(xiàn)裂隙，裂隙寬度0．1～1 cm，最遠(yuǎn)裂隙超前工作面24．29 m。此后工作面推進(jìn)過程中，支架壓力260～350 bar，局部煤壁有片幫和炸幫現(xiàn)象，片幫厚度100 mm左右，如圖3所示。6月10日夜班，機(jī)頭推進(jìn)41．6 m，機(jī)尾推進(jìn)42 m，工作面100～150架來壓，壓力值在350～430 bar，局部片幫深度達(dá)1 000 mm，活柱下縮量最大達(dá)到400 mm，此范圍安全閥開啟率達(dá)到70%，壓力持續(xù)3刀。本工作面初次來壓步距機(jī)頭36．9+7．5=44．4 m，機(jī)尾42+7．5=49．5 m，平均為47 m。主運(yùn)輸槽、輔運(yùn)輸槽及回風(fēng)巷沒有異常壓力顯現(xiàn)。

圖3 6月10日地表裂隙圖

3．2 來壓特點(diǎn)及礦壓

工作面正?；夭?工作面正?；夭善陂g采高2.1～2．2 m，回采期間來壓時壓力值在360～420 bar之間，個別支架達(dá)到430 bar，壓力持續(xù)3～4刀;工作面無壓時支架壓力為260～350 bar，無壓段持續(xù)5～7刀，來壓步距8～11刀。

末采期間:第17～27次來壓期間工作面頻繁加甩刀調(diào)整工作面安全出口、中部滯后和過空巷，除去這11次來壓，來壓步距平均11．1刀，來壓持續(xù)平均約4．4刀，無壓段平均為6．7刀。來壓期間壓力范圍為360～420 bar，工作面壓力顯現(xiàn)不明顯，個別支架壓力能達(dá)到447 bar;無壓段壓力范圍為252～340 bar。

掛網(wǎng)期間:貫通前倒數(shù)第二次周期來壓位置為距貫通9．7～8．9 m位置，來壓范圍在20#～120#支架間，壓力值為38～435 bar，來壓較之前強(qiáng)烈，工作面貫通期間整個工作面漏矸嚴(yán)重，漏矸厚度達(dá)到300～800 mm。貫通最后一次來壓位置為2．8～1．2 m之間，壓力持續(xù)割煤三刀后消失。聯(lián)網(wǎng)期間工作面未出現(xiàn)來壓征兆，掃底、挑梁后支架壓力值穩(wěn)定在380 bar以下。

插值擬合:通過使用Matlab數(shù)學(xué)軟件分別對割1、2、361、362刀次所采集到的各支架測點(diǎn)工作阻力數(shù)據(jù)進(jìn)行插值擬合，如圖4所示。除此之外，170臺支架共17個觀測點(diǎn)，作出各個觀測點(diǎn)隨工作面推進(jìn)長度的增加支架工作阻力不斷發(fā)生變化的總體效果圖，如圖5所示，從圖像上分析大致得到擬合不同階的方程表達(dá)式，為研究礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律提供理論依據(jù)。

起始布好的支架測點(diǎn)在起初刀次進(jìn)刀過程中，隨著推進(jìn)長度的增加，頂板壓力變化從0緩慢增至峰值后，壓力在小范圍上下波動約10組測點(diǎn)，最終壓力逐漸減小;末端的支架測點(diǎn)在末刀次進(jìn)刀過程中，隨著推進(jìn)長度的增加，頂板壓力變化從最小值迅速增至最大值，礦山壓力顯現(xiàn)明顯，在推進(jìn)中經(jīng)歷增壓減壓循環(huán)數(shù)次，大約16 m后壓力大小趨于穩(wěn)定，此時易于對頂板采取控制與維護(hù)。

將2－2上301工作面全部刀次在170臺支架測點(diǎn)上記錄數(shù)據(jù)，根據(jù)記錄的數(shù)據(jù)通過采用Matlab數(shù)據(jù)可視化功能以將矩陣用圖形表現(xiàn)方法處理得到圖5所示的圖形效果。從圖5結(jié)果表明，根據(jù)數(shù)據(jù)分布規(guī)律擬合出3次樣條插值以及高階多元非線性回歸方程，得到此工作面礦山壓力作用在支架上的顯現(xiàn)規(guī)律，其呈現(xiàn)出先增大后減小反復(fù)數(shù)次循環(huán)后大致趨于穩(wěn)定，表現(xiàn)出了周期來壓的步距大約為20 m，支架所受壓力數(shù)值維持在250～350 MPa，壓力達(dá)到350 MPa以上，礦山壓力顯現(xiàn)明顯，對工作面會造成一定影響，使得頂板支護(hù)也較困難，所以需要掌握此規(guī)律總結(jié)的初次來壓步距以及周期來壓步距之后提前做好頂板控制維護(hù)工作，防止由礦壓所導(dǎo)致的井下災(zāi)害發(fā)生。

4 結(jié)論

(1)工作面來壓時，支架壓力顯現(xiàn)較為明顯，持續(xù)時間短，主運(yùn)順槽、回風(fēng)順槽來壓顯現(xiàn)不明顯，有片幫、炸幫、活柱下縮、漏矸等現(xiàn)象。片幫、炸幫厚度200～300 mm，活柱下縮100～200 mm，漏矸高度在200～500 mm，來壓時工作面支架安全閥開啟率為5% ～10%。

(2)掛網(wǎng)期間，工作面處于無壓段。周期來壓時支架壓力顯現(xiàn)更加明顯，頂板出現(xiàn)的片幫、漏頂高度為200～400 mm，采煤機(jī)在割煤1刀后壓力基本消失，工作面壓力值為280～320 bar，來壓影響范圍大。

圖4 不同刀次對應(yīng)的各支架測點(diǎn)工作阻力變化情況圖

圖5 22上301工作面全部刀次170臺支架測點(diǎn)隨推進(jìn)長度支架工作阻力變化

(3)回采工作面的礦山壓力大致趨勢是先逐漸增大至最大峰值點(diǎn)后，支架阻力逐漸減小，即隨著巖層裂隙發(fā)育程度、裂隙度，煤層厚度、硬度、裂隙度以及地質(zhì)構(gòu)造的不同將會達(dá)到二次峰值點(diǎn)或持續(xù)減小，循環(huán)數(shù)次，礦山壓力在支架前端即第三組測點(diǎn)前總會逐漸增大至擬合曲線的最大值，而在支架末端即第15個測點(diǎn)后逐漸減小甚至減小至擬合曲線的最小值。