建北矿综放工作面矿压规律研究*

张 博，张 杰，陈 超，梁 军

(西安科技大学 能源学院，陕西 西安710054)

0 引 言

建北煤矿位于陕西省延安市黄陵建庄矿区的北部，地处延安市黄陵县腰坪乡境内，行政区划隶属黄陵县腰坪乡管辖。矿井设计生产能力210 万t/年，目前开采4-2煤层，4-2煤层赋存平缓，底板平缓，倾角为2° ～5°，首采工作面4-2101 工作面煤层厚度5 ～10 m，平均厚度7.6 m，沿走向方向，煤层底板呈高至低之势，煤层厚度由薄变厚，标高为827 ～920 m，煤层埋藏深度为473 ～570 m.属低瓦斯矿井。黄陵矿区采后证明，综放工作面支架能承载上覆岩层重量，但是这必须以选择合理的综合机械化设备及设备的良好运转为前提，否则并不能保证矿井安全和高产高效［1-3］。并且建北矿的煤层地质条件、支护方式、采高等与其相邻矿井都有比较大的差异，如果直接按照经验套用相邻矿井工作面的矿压规律参数，有可能在安全方面存在很大隐患［4-6］。因此，只有对其综放面的矿压规律进行深入的研究，可以进一步得出保障矿井安全，高产的合理参数和技术措施［7］。

1 工作面概况

4-2101 工作面位于建北矿一盘区大巷西侧，属建庄矿首采工作面，北为矿井大巷保护煤柱，南为102 工作面(未掘)，东为一盘区巷道煤柱。煤层底板标高为+827 ～+920 m，对应地面标高为+1 300 ～+1 490 m.工作面倾斜长度200 m，采用走向长壁综合机械化放顶煤一次采全高，全部垮落法管理顶板的采煤方法。中部支架采用ZF8600/18/35 型放顶煤液压支架支护顶板并同时放煤，工作面端头采用ZFT19800/22/35 型端头架支护，过渡架采用ZFG8600/22/35 支护，两巷超前支护均采用单体支柱配合铰接顶梁支护。两巷超前支护采用DW38 -150/110LD 型单体液压支柱和DJB -1200 型金属绞接顶梁，一梁一柱支护方式，超前支护距离不小于20 m.

2 矿压观测方案

工作面总长196 m，沿工作面共布置了3 个测点。1 号和3 号测点各布置在距离运输和回风巷的距离为20 m，2 号测点布置在工作面的正中部位。在运输和回风巷相邻间距10 m 各布置2 个超前支护压力测站A1，A2和B1，B2. 与此同时，在两巷各布置2 个监测A3，A4和B3，B4，相邻测站间距为20 m，如图1 所示。支架工作阻力的压力传感器在3 个测站中2 号测站布置8 架，每隔3 架支架监测1 架。1 号测站和3 号测站布置7 架，每隔3架支架监测1 架。实际一共监测22 架支架。

图1 矿压观测布置Fig.1 Pressure observation layout

3 矿压规律分析

3.1 总体矿压特征

工作面矿压观测时间历时近52 d，工作面推进了137 m 处。推进过程中，工作面采空区内直接顶从20#液压支架到92#液压支架范围内逐渐垮落，由于垮落岩层基本充填满采空区冒落空间，此时可以确定为直接顶初次冒落阶段。工作面推进到25 m 时，工作面支架阻力普遍增加，持续时间约一天［8-10］。此时顶底板移近速度出现峰值，活柱下缩量也达最大，主要是基本顶断裂下沉所造成，巷道监测表明超前支护压力和巷道变形在这此时也有明显变化，这是工作面来压前的预兆［11］。在进一步分析支架阻力及巷道移近变形的基础上，得出的老顶初次来压步距为25 m 左右，在初次来压之后每推进一定距离发生周期来压。

3.2 液压支架载荷分析

根据各观测支架的载荷随工作面推进的变化特点，可以判断出老顶来压的强度和步距，从而绘制出老顶顶来压判据，如图2 所示。依据来压判据，结合工作面来压特征可知，基本顶的初次来压步距大约25 m.周期来压中最大步距为15.7 m，最小为9.6 m，平均为12.5 m. 由支架的平均工作阻力变化规律可知，支架普遍处于额定工作阻力以下，这说明老顶运动不够强烈，来压强度相对较小［12］。

3.3 支架运行状况

整个观测过程中，对支架阻力进行了统计分析，得到了工作面阻力频率分布图3 和工作面初撑阻力频率分布图4. 由图可知，支架的初撑力达到额定初撑力80%以上(25.25 MPa)的架次只占到测试架次的14%，而支架的初撑力达到额定初撑力31.5 MPa 的架次只占到测试架次的5%，支架的初撑力达在15 MPa 以下的占40%，工作面支架的初撑力存在严重不足现象，必须加强操作管理［13］。

图2 工作面来压判据Fig.2 Face pressure criterion

图3 工作阻力分布图Fig.3 Distribution of the load

工作阻力大于31.5 MPa 的架次占测试架次的26%，其中达到额定工作阻力42.2 MPa 的架次占测试架次的8%，在非来压期间绝大部分架次的工作阻力在额定初撑力以下，而处于额定工作阻力附近的架次基本都处于顶板来压时。总体来说工作面来压强度相对较小，顶板比较容易管理［14］。

4 巷道表面观测

图4 初撑力分布图Fig.4 Distribution of the set load

图5 巷道移近速度Fig.5 Roadway moving velocity

回风巷的顶底板移近速度随工作面推进距离的变化规律由图5 可以表明，巷道围岩移近速度曲线的波动规律与顶板运动具有一定的对应关系，顶底板或两帮移近量小，表明顶板运动不剧烈，回风巷的现有支护方式比较安全，工作面的采动对它的扰动影响不大。运输巷的顶底板移近速度随工作面推进距离的变化规律表明，围岩位移速度变化较小，其变化都大多在3.0 mm/d 以内。总体上巷道在工作面前方35 m 开始收敛，6 ～15 m 阶段顶底板移近速度较快，在其它范围内巷道高度变化则较为平缓，巷道累计移近量小［15-20］。超前支护压力分析表明，支承压力峰值在煤壁前方3 ～6 m，支承压力影响范围在工作面前方35 m 范围内，其分布规律见图6 所示。超前支护压力影响范围较小，支承压力值也不大，巷道矿压显现比较缓和，现有20 m 超前支护距离足以满足巷道支护要求。

图6 超前支承压力Fig.6 Distribution of the ahead pressure

5 结 论

1)工作面支架的实际工作阻力普遍不高，基本顶初次来压之前大部分在额定初撑力之下工作，初次来压之后一般在周期来压期间支架阻力变化明显。综放支架基本满足4-2101 工作面顶板管理的需求。在观测期间虽然有支架大幅度活柱下缩、安全阀开启、冒顶、片帮、采动裂隙发生，实际上是由于支架实际初撑力太小、工作面推进速度太慢等原因所致。因此，应提高初撑力，加强工作面支护质量管理，在来压期间加快工作面的推进速度。

2)工作面基本顶的初次来压步距为25 m，周期来压步距最小9.6 m，最大15.7 m，平均12.5 m，周期来压步距为基本顶初次来压步距的1/3 ～2/3。直接顶属2 类中等稳定顶板，基本顶属于Ⅱ级。在来压前后应分别管理，以防止动压冲击和切顶事故发生。

3)基本顶来压时支架上动载系数平均1.5，有明显的周期来压，顶板管理难度中等。但支架的合理工作阻力为额定工作阻力的99.3%，没有富裕系数，随着工作面的推进，基本顶的周期破断可能存在大的周期来压，应当加强支护阻力的管理，在推进过程中如果遇到比较大的来压，应采用单体支柱进行加强支护，避免由于支撑力不足而导致安全事故。

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