软煤层大采高长壁工作面矿压观测及显现规律

朱 涛,郝庆利,宋 敏,康立勋

(1.太原理工大学矿业工程学院,太原 030024;2.内蒙古煤矿设计研究院,内蒙古 呼和浩特 010010;3.山东水利职业学院建筑工程系,山东日照 276826)

国外在1960年代就开始对大采高综采技术进行研究,并实现了矿井的高产高效。如德国热罗林矿开采4.0 m厚的煤层,捷克LAZY矿开采高度平均为6.0 m,美国在怀俄明州卡帮县1号煤矿采用长壁大采高综采技术采高达到了4.5～4.7 m[1],南非和澳大利亚也都进行了大采高综采的相关实验并取得了成功。我国在1970年开始研究大采高综采技术,现已经在西山、开滦、兖州、潞安、邢台、大同、神东、晋城等矿区得以成功运用,我国部分大采高综采技术指标已经达到国际领先水平[2]。随着煤层开采高度的增大,工作面前后支撑压力、两侧支撑压力、垮落带和裂隙带范围、矿山压力及其显现等方面均有新的特点,尤其是对于软煤层大采高长壁工作面而言,分析其顶板矿压显现规律与特征就显得尤为重要。本文以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司赵庄煤矿3305工作面矿压数据为基础,分析了软煤层大采高长壁工作面的矿压显现规律,煤壁片帮情况,并提出了相应的建议及措施。

1 工作面概况

1.1 地质概况

赵庄煤矿3305工作面开采二叠系下统山西组3号煤,工作面地面标高为965.9～1087.9 m,煤层底板标高为448～502 m,工作面盖山厚度为463.9～633.9 m。煤层物理性质为黑色,亮煤为主,夹镜煤条带,玻璃光泽。煤层从上往下松软—较硬—松软,整体表现质软,疏松。宏观煤岩类型以半亮—光亮型煤为主,局部可见半暗型,宏观煤岩组分以亮煤为主,少量的暗煤或镜煤。煤层主要为线理状、条带状、层状结构,有时可见均一块状结构。工作面设计可采长度1757.86 m,工作面长219.75 m,面积为386289.74 m2,煤层厚度为4.2～6.2 m,平均厚度为5.5 m,煤层倾角1°～ 15°,平均倾角为 8°,煤的容重1.39 t/m3,煤层赋存稳定。根据现场取芯和实验室煤岩体物理力学参数试验结果,对3305工作面3号煤层及其顶、底板岩石物理力学参数分析评价见表1。

表1 3305工作面 3号煤层及其顶、底板岩石物理力学参数分析评价表

3305工作面自切眼回采至952 m处时有一陷落柱DX38,EW向长96 m,NS向长47 m。揭露断层28个,均表现为正断层。煤层节理总体较为发育,主要两个方向,走向分别为45～60°,135～150°,以45～60°方向节理密度大,节理面平直,裂隙紧密无充填,其它方向节理延伸短,节理面不够平直,发育密度及规范性不强。

1.2 生产情况

3305工作面设计生产能力6 Mt/a,采用四巷布置,采用三进一回通风方式,其中32054巷为进风、排水巷,32052巷为进风、运煤巷,32051巷为进风、进料巷,32053巷为回风巷。工作面选用艾柯夫SL500电牵引双滚筒采煤机,沿工作面顶、底板推进,循环进度0.865 m,采用“四·六制”作业方式,循环方式为每班5个循环,日进15个循环。工作面顶板采用ZY12000/28/62D型两柱掩护式液压支架,其额定工作阻力为12000 kN,额定初撑力为7916 kN,工作面最小控顶距为5.037 m,最大控顶距为5.902 m。

2 工作面矿压观测方案

在3305工作面安装了13台YHY60(B)型矿用本安型数字压力计对整个工作面进行支架工作阻力全程监测。布置方法为在整个工作面划分5个测区:机头4,5号支架;工作面中间30,31,32号支架;66,67,68号支架;95,96,97号支架;机尾126,127号支架。同时以支架压力表、EEP等设备辅助配合监测支架工作阻力的变化情况。测区布置见图1。

图1 3305工作面测区布置图

在无工序影响时进行煤壁片帮情况的观测,其中煤壁片帮观测要求至少观测工作面的一个初次来压和五次周期来压,直至掌握其规律为止。

3 工作面矿山压力显现规律及特征

3.1 工作面初次来压和周期来压规律

1)工作面初次来压规律分析。根据赵庄煤矿3305工作面实测的液压支架载荷与工作面推进距离的变化关系,当工作面自切眼推进到6.02 m时,直接顶初次垮落,此时顶板来压时支护阻力的平均值为31.7 MPa,顶板非来压期间支护阻力的平均值为20.58 MPa,动载系数为1.54。工作面推进到25.4 m时,老顶初次垮落,此时顶板来压时支护阻力的平均值为48.3 MPa,顶板非来压期间支护阻力的平均值为24.9 MPa,动载系数为1.94。

2)工作面周期来压规律分析。第一次周期来压到第五次周期来压的情况见表2。

表2 工作面前五次周期来压情况表

3.2 工作面液压支架工作阻力分析

实测3305工作面液压支架平均初撑力为2211.133 kN,为额定初撑力(7916 kN)的27.9%,实测工作面液压支架工作阻力平均值为4947.55 kN,为额定工作阻力(12000 kN)的41.2%;其中最大工作阻力14961.39 kN,为额定工作阻力的124.7%;最小工作阻力117.8 kN,为额定工作阻力的0.98%;液压支架工作阻力分布在0～5000 kN范围内的占统计循环数的52.2%,分布在5000～8500 kN范围内的占统计循环数的33.94%,超出额定工作阻力占统计循环数的2.07%。总体分析可知,液压支架工作阻力较小。

实测4,5,95和126号支架工作阻力为双正态分布;30,31,32,67和127号支架工作阻力为近似正态分布;66,68号支架工作阻力为非正态分布;96和97号支架工作阻力为近似负指数分布。

实测各支架的最大工作阻力分别为:4号支架14961.39 kN,5号支架12752.53 kN,30号支架13606.62 kN,31号支架11986.79 kN,32号支架13371.01 kN,66号支架14666.88 kN,67号支架12811.43 kN,68号支架12458.01 kN,95号支架14607.98 kN,96号支架13901.04 kN,97号支架12251.85 kN,126号支架13960.04 kN,127号支架11751.17 kN,各支架最大工作阻力平均为13314.37kN。

实测工作阻力超出额定工作阻力主要原因是由于上覆岩层突然垮落冲击液压支架,并且液压支架安全阀在瞬时未能开启所造成。实测支架工作阻力超出额定工作阻力均发生在来压期间或工作面推进速度太慢时。

3.3 工作面煤壁片帮情况

现场实测、理论计算和数值模拟均表明:随着采高的增加,煤壁片帮更加容易发生[3]。由于该矿3号煤层较软,极易出现工作面大面积片帮,进而在工作面端部产生冒顶现象,引发顶板事故。还可能会导致支架接顶不实、歪架和倒架等现象的发生,给工作面安全生产带来严重隐患,更会影响到工作面主要设备的开机率和回采率。通过对工作面煤壁片帮情况的观测,3305工作面片帮情况统计详见表3。

开采初期,工作面煤壁片帮现象较少,随着工作面的推进,片帮现象比较严重,通过观测,来压时,最严重的一次片帮发生在71～77号支架之间,经测量,片帮最深达1370 mm,垂直高度最高可达3200 mm,煤壁有“吱吱”的声音并伴有端面掉矸现象。总体上,在非来压期间煤壁的片帮深度、垂直高度和范围均比较小;在来压期间,片帮的深度、垂直高度和范围均比较大,特别是在工作面中部以及工作面机头和机尾受构造影响的部分区域片帮较严重。

表3 3305工作面片帮情况统计表

4 建议及措施

1)在观测期间,液压支架实际初撑力偏低,工作阻力较小,但来压时动载系数较大,说明顶板控制效果并不理想,顶板的稳定性较差,易存在工作面片帮及顶板冒漏隐患。要加大对液压系统的检修力度,保证乳化液泵站压力大于30 MPa,以加强对支架初撑力的管理,提高支架初撑力。

2)实测支架工作阻力超出额定工作阻力均发生在来压期间或工作面推进速度太慢时,因此在顶板来压区域应认真检修工作面设备,提高支架的工作性能及支护质量。加快工作面推进速度,分散工作面上部岩层的应力,甩掉一部分压力。

3)实测 66号支架和 95号支架工作阻力为14666.9kN,超出额定工作阻力,并长时间未见安全阀有开启现象。说明部分支架运行状态较差,统计测线中安全阀未开启测区占15.4%,建议进行支架安全阀质量全面检测,确保液压系统无跑、冒、漏、窜等现象,并及时更换不合格及废旧的安全阀。

4)对煤体实施超前加固。对煤壁松软、节理裂隙发育、顶板压力大及地质构造破坏严重等易发生片帮冒顶的地段,采用玛丽散对煤壁实施超前加固,以有效提高煤体的整体性,增大破碎煤壁的稳定性,防止片帮发生。

5)支架在拉架时要做到少降、快拉、快升、带压移架的原则,当片帮超过规定要求时必须坚持超前拉架并及时打出护帮板。

通过采取以上措施,对控制顶板下沉、减轻煤壁处顶板压力、减小工作面煤壁的片帮程度会起到积极作用。

[1]尹希文,闫少宏,安宇.大采高综采面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报,2008,25(2):222-225.

[2]胡国伟,靳钟铭.大采高综采工作面矿压观测及其显现规律研究[J].太原理工大学学报,2006,37(2):127-130.

[3]宁宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与控制技术[J].煤炭学报,2009,34(1):50-52.