大采高綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究

杜 斌

（山西朔州平魯區(qū) 后安煤炭有限公司，山西 朔州 036800）

1 9304工作面的基本概況

9304工作面位于礦井西南部，工作面標(biāo)高+1195.83～+1262.34m，地面標(biāo)高+1 354.21～+1 447.93m。工作面走向長度1 520 m，傾向長度300 m，煤層傾角2°～6°、平均傾角3°，煤層厚度10.62～15.08 m、平均厚度12.49 m。直接頂主要成分灰色的砂質(zhì)泥巖、細(xì)砂巖，平均厚度1.64 m?；卷斨饕煞只疑?灰白色的中砂巖，平均厚度8.75m。直接底主要成分灰黑色的泥巖，平均厚度1.2m。9304工作面割煤高度3.5 m，平均放煤高度8.99 m，采放比為1∶2.568；采用走向長壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤方法采煤，一采兩放平行作業(yè),機(jī)頭、機(jī)尾各留1臺排頭支架不放煤，以維護(hù)出口頂板的安全，采用全部垮落法管理頂板。

2 礦壓的觀測方案與儀器布置

9304工作面全長300 m，選用掩護(hù)式電液控放頂煤液壓支架進(jìn)行支護(hù)，共布置174架；其中布置ZFY12000/23/40D基本支架161架，ZT27600/23/40D過渡 支 架 4架，ZT27600/23/40D 端 頭 支 架 1架，ZT27600/23/40D排頭支架8架。礦壓觀測過程中，工作面布置11條測線（12號、18號、42號、58號、90號、100號、122號、128號、140號、150號、158號支架），3個測區(qū)（上部測區(qū)、中部測區(qū)、下部測區(qū)）；其中12號和18號支架代表下部測區(qū)，90號和100號支架代表中部測區(qū)，140號和150號支架代表上部測區(qū)。每個支架設(shè)置1個尤洛卡儀表（全工作面共設(shè)置11個），隨工作面推進(jìn)尤洛卡自動記錄支架壓力數(shù)據(jù)。測區(qū)布置見圖1。

圖1 9304綜放面礦壓監(jiān)測測的區(qū)布置圖

3 工作面的來壓規(guī)律

通過所測支架阻力確定工作面來壓步距。設(shè)定18號支架代表9304工作面下部測區(qū)，90號支架代表9304工作面中部測區(qū)，140號支架代表9304工作面上部測區(qū)。當(dāng)工作面從開切眼向前推進(jìn)29.7～32.6 m時，12～18號支架壓力明顯增大，老塘有悶響，煤幫出現(xiàn)片幫現(xiàn)象；其中18號支架所測工作阻力達(dá)到最大值10 827.34 kN，由此推斷工作面下部初次來壓，來壓步距29.7～32.6m、平均31.15m。當(dāng)90號支架在工作面從開切眼向前推進(jìn)28.6～31.2m時，工作阻力達(dá)到最大值11 643.31 kN，礦壓顯現(xiàn)明顯，由此推斷工作面中部初次來壓，來壓步距28.6～31.2m、平均29.9m。當(dāng)140號支架在工作面從開切眼向前推進(jìn)30.2～33.4m時，工作阻力達(dá)到最大值9 987.62 kN，礦壓顯現(xiàn)明顯，由此推斷工作面上部初次來壓，來壓步距30.2～33.4m、平均31.8m。在整個礦壓觀測期間，9304工作面向前推進(jìn)89.7 m，頂板共來壓4次。初次來壓步距和周期來壓步距，如表1所示。

表1 工作面觀測支架來壓步距

4 確定支架的合理工作阻力

1）實(shí)測支架阻力。工作面推進(jìn)過程中，通過分析所測3個支架的初撐力和末阻力可知，初撐力與末阻力存在線性變化關(guān)系。工作面上、中、下部位的18號、90號和140號支架荷載，如表2所示。

表2 工作面支架工作阻力統(tǒng)計數(shù)據(jù)

2）支護(hù)強(qiáng)度驗算。①利用充填采空區(qū)的跨落巖石厚度，計算支架的支護(hù)強(qiáng)度，進(jìn)而計算支架的工作阻力：

式中：q 為支架支護(hù)頂板所需的支護(hù)強(qiáng)度，kN/m2；γ 為下位巖石的容重，kN/m2，取γ=20；K p為巖石松散系數(shù)，一般為1.25～1.5，取K p=1.45；M 為采高，m，取M=12.49；n為動載系數(shù)，綜采放頂煤工作面n=1.4。經(jīng)計算q=777.2 kN/m2。支架的工作阻力：

式中：q 為支架支護(hù)頂板所需的支護(hù)強(qiáng)度，kN/m2；P 為支架工作阻力，kN；L 為支架頂梁長度，5.316 m；a 為支架的梁端距，0.444 m；B 為支架的寬度，1.65 m（滯后架寬度為1.5 m）。對于機(jī)尾滯后架工作阻力：PZ=6715kN。經(jīng)計算P=7 386 kN，PZ=6 715 kN，圓整后最大取8 000 kN。②采用經(jīng)驗公式計算工作面合理的支護(hù)強(qiáng)度，進(jìn)而計算支架的工作阻力：

式中：Pt為工作面合理的支護(hù)強(qiáng)度，kN/m2；h 為采高，m，h=3.5m；γ 為頂板巖石重力密度t/m3，一般可取25t/m3；k 為支架應(yīng)該支護(hù)的上覆巖層厚度與采高之比，一般為4～8，這里取k=8。經(jīng)計算Pt=700kN/m2。支架的工作阻力：

式中：Pt為支架支護(hù)頂板所需的支護(hù)強(qiáng)度，kN/m2；P 為支架工作阻力，kN；L 為支架頂梁長度，5.316 m；a 為支架的梁端距，0.444 m；B 為支架的寬度，1.65 m。對于機(jī)尾滯后架工作阻力：PZ=6 048 kN。經(jīng)計算P=6 653 kN，PZ=6048kN，圓整后最大取7000kN。③上述兩種計算支架工作阻力的方法，所得支架工作阻力差距較小，應(yīng)取其大值并圓整，液壓支架的工作阻力最大8 000 kN。所選配套支架工作阻力12000kN，符合回采要求。

5 結(jié)束語

1）9304工作面頂板周期來壓時，礦壓顯現(xiàn)明顯；通過礦壓觀測可知，工作面上、中、下部頂板來壓步距差別不是很大，頂板的初次來壓步距均值為31.6 m，周期來壓步距平均為16.2m。

2）工作面初撐力均值5 436.27 kN，占額定值（7 758 kN）85.72%；循環(huán)末阻力均值7 367.84 kN，占額定值（10 300 kN）的67.4%；初撐力滿足支護(hù)要求，末阻力有較大富余，支架支護(hù)效果良好。

3）工作面頂板來壓時，通過觀測發(fā)現(xiàn)所測支架阻力超出支架額定工作阻力的現(xiàn)象沒有出現(xiàn)，則知9304工作面選定的ZF12000/23/40D型液壓支架較合理。

[1]錢鳴高，劉聽成.礦上壓力及其控制[M].北京：煤炭工業(yè)出版社，1991.

[2]閆少宏，富強(qiáng).放頂煤開采頂煤與頂板活動規(guī)律研究[D].北京：中國礦業(yè)大學(xué),1995.

[3]閆少宏，尹希文.大采高綜放開采幾個理論問題的研究[J].煤炭學(xué)報，2008,33（5）：481-484.