近距离煤层群综采工作面矿压显现特征研究

王斌，崔豪桐

（1.中煤平朔山西小回沟煤业有限公司，太原030400；2.山西长平煤业有限责任公司，山西高平 048400）

近距离煤层群综采工作面矿压显现特征研究

王斌1，崔豪桐2

（1.中煤平朔山西小回沟煤业有限公司，太原030400；2.山西长平煤业有限责任公司，山西高平 048400）

以赵庄矿8301综采工作面为研究对象，采用支架压力记录仪、单体支柱压力仪等监测仪器对该工作面围岩压力进行监测分析；结合采场顶板岩层运移规律对该工作面矿压显现特征做系统的分析和研究，得出：8103工作面来压步距3.5m～13.2m；工作面超前支承压力影响范围为40m，应力集中系数1.49～1.78；8301工作面进、回风巷道顶底板移近量最大值为168mm，两帮收缩量最大值为340mm。这些结果为相似开采技术条件的矿井提供了技术经验，有利于综采工作面围岩控制。

矿压显现；来压步距；超前支撑压力

随着我国煤矿开采深度的不断增加，工作面矿压显现问题日益突出。钱鸣高等人研究提出了单体支柱工作面中顶底板移近量及支柱受载等矿压显现规律，并提出了我国的缓倾斜煤层工作面顶板分类试行方案[1]；黄庆享等人研究了浅埋煤层矿压特征和岩层控制技术以及近距离煤层群内矿压和覆岩移动规律，一定程度上解决了浅埋深近距离煤层下位工作面外错巷道矿压显现强烈的问题[2-5]，但是矿压具体特征量化程度还有提升空间。在此期间，钱鸣高等人还提出了砌体梁理论、传递岩梁理论、键层理论、采场薄板矿压理论、支护与围岩相互作用波动性平衡理论等，促进了矿压理论的发展[6-8]。近距离煤层群开采由于其回采空间围岩应力的重新分布，导致下层位工作面应力环境和顶板结构发生变化，其矿压显现问题比普通的单一煤层开采更为复杂。文章针对该特殊开采条件进行了综采工作面矿压显现特征规律研究，为类似开采条件提供一定的借鉴。

1 工作面围岩条件及开采技术

晋华宫矿8103工作面走向长度1 362 m，倾斜长度219.5 m。开采煤层厚度2.12 m～4.4 m，平均3.48 m，煤层倾角平均6°。11号煤层顶板以中砂岩、泥岩为主，伪顶为泥岩，硬度中等；直接顶为中砂岩，平均厚度16.7m。顶板再向上依次为5.8 m铝质泥岩，4.6 m泥岩。老底为砂质泥岩，平均厚度9 m。

8103 工作面平均采高为3.48 m，工作面沿顶、底板推进，循环进度0.865 m。本工作面选用ZY12000/28/62D两柱掩护式液压支架及其相配套的排头液压支架和过渡液压支架。

由于8103工作面所属煤层属于近距离煤层群内，在开采过程中上煤层采空后由于采空区的形成会导致采空区和煤柱的压力从新分布，采空区下方为压力减小区，而煤柱下方为应力急剧升高区，对本煤层开采时顶板的管理以及巷道的支护有很大的影响。

2 工作面矿压监测方法

2.1矿压显现监测方案

为分析顶板活动状况及支护阻力变化规律，掌握工作面顶板来压特征，统计分析支架工作阻力分布特征。在整个工作面布置14个测点，采用综采支架压力记录仪14台对整个工作面进行全程监测支架工作阻力。为及时掌握支架的工作情况，每5min记录1次数据。

2.2超前支承压力观测

为掌握工作面超前支承压力影响范围、峰值位置以及强度，采用了单体支柱受力监测和煤体应力监测两种方法对工作面超支承压力影响范围、峰值位置以及强度进行监测、记录。4 d～7 d采集1次数据，测点距工作面较近时根据巷道变形速度增加观测频率，每天记录1次；80m范围以外一般每周1次。图1为工作面超前支护范围内断面单体柱监测仪布置图。

图1 工作面超前支护范围内断面单体柱监测仪布置图

2.3巷道表面位移变形

为监测工作面采动对巷道变形的影响情况，分别在进风巷各布置4个测点；回风巷4个测点；测点布置时采用十字布点法，在顶底板中安设牢固的基点。在采动影响条件下测定巷道顶底板移近量、两帮移近量，以此来评估巷道受采动影响的变形情况。

3 测定结果分析

3.1工作面矿压显现规律分析

在为期20 d的监测周期里机头累计推进83.2 m，机尾累计推进80.6 m。8103工作面周期来压情况如表1所示。

表1 8103工作面周期来压情况

由表1可知：工作面不同地段周期来压不同步，来压方向大致是从机头向机尾，老顶周期来压步距在3.5m～13.2 m，平均7.5m左右。工作面机头地段周期来压步距平均6.7m，工作面上部周期来压步距平均8.9 m，工作面中部周期来压步距平均7.8m，工作面下部周期来压步距平均7.0m，工作面机尾周期来压步距平均6.7m。此外，老顶周期来压期间，工作面支架工作阻力呈两端小中间大的趋势。

3.2工作面超前支承压力分布特征

超前支承压力测点布置在进风巷超前支护范围内，测试结果见图2、图3所示。由图可知：工作面推进过程中单体支柱受力逐渐增加，当测点距离工作面60m左右时，巷道超前支承压力明显升高，超前支承压力在220 kN~260 kN之间，平均240 kN；距离工作面48 m时，超前支承压力有变缓趋势，逐渐趋于稳定值。左帮单体柱压力普遍比右帮大，原因之一是工作人员给单体柱注液时压力不够，另外左帮受到煤柱影响，压力较右帮偏大。图4、图5为回风巷测点数据，由图可知：随工作面推进，回风巷顶板压力逐渐增大，在工作面距离测点30m左右时，顶板压力变化速率较之前增大，且左右两帮单体柱压力相差不大。

图2 进风巷单体柱压力监测仪2号测点

图3 进风巷单体柱压力监测仪3号测点

图4 回风巷单体柱压力监测仪1号测点

图5 回风巷单体柱压力监测仪3号测点

工作面超前支承压力的影响范围为40 m左右，其中距工作面22.2m～32.8m范围内影响显著增大；超前支承压力峰值位于工作面前方5.4m～6.6 m，平均6 m；峰值介于19.54 MPa～23.37 MPa，应力集中系数1.49～1.78，平均应力集中系数1.64。

当距离工作面40m左右时，支承压力开始增大；在测点距离工作面21 m～25.4 m范围内，支承压力增大显著；支承压力峰值介于19.31 MPa～19.75MPa，安装在62巷左帮，深度为15m的13号钻孔应力计测得最大应力增量0.55 MPa；应力集中系数为1.47～1.51，平均应力集中系数1.49。支承压力峰值随着采场的推进不断向煤体深处转移，应力集中现象越来越明显。

3.3巷道围岩变形规律分析

3.3.1 进风巷1号测点位移变化分析

观测期间内（从布置测点到1号测点距离工作面-19.5 m）两帮移近量最大为340 mm，移近速率最大为12.5mm/d；顶底板移近量最大为168mm，移近速率最大为16.5 mm/d；顶板下沉量最大为73 mm，下沉速率最大为4.5 mm/d；底鼓量最大为95 mm，最大速率为12mm/d。

1号测点距离工作面80m外，其表面位移变形结果见图3-6；可发现巷道变形量不明显，近似小斜率的线性增长；80 m范围内，随着工作面的推进，巷道两帮移近量明显增加，近似对数曲线式增长；距离工作面40m时，两帮变形量显著增大，变形速率显著大于40 m以内范围时的变形速率；当距离工作面20m左右时，两帮变形速率急剧增长；当1号测点在工作面后方19.5m时，两帮变形量依然以较大的速率增长。

顶板下沉量和底鼓量的变化，近似小斜率的线性增长；距离工作面50m外时，顶板下沉量和底板量随工作面推进缓慢增长，距离工作面50 m左右，顶板下沉量和底鼓量随工作面推进有较明显变化，距离工作面40m左右，底鼓量的变化速率较顶板下沉量变化速率大。

图6 进风巷道1号测点位移变化曲线

图7 回风巷道1号测点位移变化曲线

3.3.2 回风巷1号测点位移变形分析

回风巷1号测点位移变化曲线图见图3-7；此观测期间内（从1号测点距离工作面25 m至工作面推到测点处）：两帮移近量最大为335 mm，移近速率最大为190 mm/d；左帮收缩量最大为245 mm，收缩速率最大为130 mm/d；顶底板移近量最大为150mm，移近速率最大为35 mm/d；顶板下沉量最大为60 mm，下沉速率最大为10 mm/d；底鼓量最大为90mm，最大速率为30 mm/d。1号测点在距离工作面25m范围内变化显著，两帮变形量近似对数曲线增加；随着工作面的推进，巷道两帮移近量急剧增长。顶板下沉量和底鼓量的变化，近似线性增长，底鼓量的变化明显大于顶板下沉量。

由于8103工作面顶板0~16 m范围中的砂岩为控制顶板变形与破坏的关键层位，超前影响范围较大。在采动应力超前作用区域，首先顺岩层界面及裂隙面等弱面发育离层，随回采工作面的逐步推进，裂隙带发育过程出现周期性变化。

4 结论

1）赵庄矿8301工作面沿倾斜方向，老顶周期来压步距不同步，来压方向大致是从机头向机尾，来压步距3.5m～13.2m，平均7.5m。工作面机头段来压步距平均6.7 m，工作面上部平均8.9 m，工作面中部平均7.8 m，工作面下部平均7.0 m，工作面机尾平均6.7m。

2）赵庄矿8301工作面超前支承压力影响范围为40 m，其中超前工作面22.2 m～32.8 m影响显著。支承压力峰值超前工作面5.4m～6.6 m，平均6 m；应力集中系数1.49～1.78，平均1.64m。

3）赵庄矿8301工作面进、回风巷道顶底板移近量最大值为168 mm，两帮收缩量最大值为340 mm，底鼓量最大值为95 mm。

[1]钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010.

[2]黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000．

[3]王路军，朱卫兵，许家林，等.浅埋深极近距离煤层工作面矿压显现规律研究［J］.煤炭科学技术,2013,41(3):47-50.

[4]黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究[M].徐州:中国矿业大学出版社,2000.

[5]任艳芳.浅埋深近距离煤层矿压及覆岩运动规律研究[J].煤炭科学技术,2015（7）：11-14.

[6]钱鸣高.岩层控制的关键层理论[M].徐州：中国矿业大学出版社,2000.

[7]黄庆享.神府浅埋煤层的矿压特征与浅埋煤层定义［J］.岩石力学与工程学报,2002,21(8):1174-1177.

[8]汪华君.不同覆岩浅埋深煤层旺采工作面矿压规律研究[J].煤炭科学技术，2013，41（1）：9-12.

（编辑：樊敏）

Strata Behavior of Fully-mechanized M ining Face in Close-distance Coal Seam Group

WANG Bin1,CUIHaotong2
(1.Xiaohuigou Coal Co.,Ltd.,ChinaCoal Pingshuo Group Co.,Ltd.,Taiyuan 030400,China; 2.Changping Coal Co.,Ltd.,Gaoping 048400,China)

Taking No.8301 fully-mechanized mining face in Zhaozhuang Mine as the study object, pressure recorderofsupports,pressuremeterofsingle props,and othermonitoring instrumentsareused to monitorand analyze the pressure of the surrounding rock.The results show thatweighting interval ranges from 3.5m to 13.2m on No.8103 working face;the influential range of advanced supporting pressure is 40m,with factor of stress concentration from 1.49 to 1.78.Themaximum convergence of roof and floor is 168 mm and themaximum two-side contraction is 340mm of the intake and return airway on No.8301 working face.The results could provide technicalexperience for effective surrounding rock controlon the fully-mechanizedmining face in the similarmines.

strata behavior;weighting interval;advanced supporting pressure

TD 322

A

1672-5050（2016）06-006-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.12.002

2016-05-10

王斌（1986-），男，山西河曲人，大学本科，助理工程师，从事矿井安全管理工作。