尚雁文
(同煤國電同忻煤礦有限公司,山西 大同 037001)
同煤國電同忻煤礦現(xiàn)開采一盤區(qū)石炭系3~5號煤層,一個綜采放頂煤工作面生產(chǎn),工作面最大采放高度達20m,年產(chǎn)原煤可達1 000萬t。為摸清特厚煤層放頂煤工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,對首采8101 面進行了詳細的礦壓觀測,總結(jié)來壓規(guī)律,完善來壓防范措施,為綜放工作面安全回采提供了理論與技術(shù)支持。
8101工作面所采石炭系3~5號煤層結(jié)構(gòu)較復(fù)雜,為一特厚煤層,層厚11.0~23.64m,平均厚度17.7m,煤層傾角0~4°。該煤層為半暗型煤層,中夾半亮型煤,性脆易碎。煤層中夾矸5~10層,巖性一般為高嶺巖、砂質(zhì)泥巖和炭質(zhì)泥巖,偶見粉砂巖或細砂巖,夾矸總厚度2.75m。頂?shù)装鍘r性見表1。
8101工作面走向長度為1674.6m,可采走向長度為1 494.6m,工作面傾向長度為199.5m。工作面采用三巷布置,一進兩回“U+I”型通風(fēng)方式,其中2101巷、5101巷沿3~5 號煤層底板布置,8101 頂抽巷沿3~5 號煤層頂板掘進。2101巷為進風(fēng)、運煤兼作行人巷,巷內(nèi)靠煤柱側(cè)穩(wěn)設(shè)轉(zhuǎn)載機、皮帶機;5101巷為回風(fēng)、運輸、兼作行人巷;8101頂抽巷為專用抽瓦斯巷道。
表1 8101工作面頂?shù)装鍘r性
圖1 8101工作面巷道布置圖
工作面采用單一走向長壁后退式綜合機械化一次采全高放頂煤開采,一刀一放多輪順序放煤的方式,采高3.9m,平均放頂煤厚度13.8m。循環(huán)進度放煤步距都為0.8m。工作面正常推進時,兩端頭過渡支架處不放煤,即頭三尾四架不放煤,其他地點全部放煤,見矸關(guān)窗,全部垮落法管理頂板。
工作面共布置118 架支架,頭1 號為ZTZ20000/30/42型端頭支架,2~4號和尾115~118號為ZFG13000/27.5/42H 型過渡支架,其余110架為ZF15000/27.5/42型中間支架,相鄰支架中心距為1.75m。中間支架參數(shù):額定工作阻力15 000kN,初撐力12 778kN;底板平均比壓2.48~3.26MPa;;結(jié)構(gòu)高度2 750~4 200mm;支護強度1.46 MPa;推移行程960 mm;主頂梁長3 715mm,前探梁長1 600mm。
工作面礦壓觀測采用KJ216型煤礦頂板動態(tài)監(jiān)測系統(tǒng)。工作面共布置11條測線,壓力分機從9號支架開始每間隔9個支架安設(shè)一組,分別安裝在9 號、19 號……109 號支架上。壓力分機的3個接口分別接支架的前柱、后柱、前探梁的下腔。所測的壓力值通過數(shù)據(jù)線傳輸?shù)降孛嬗嬎銠C系統(tǒng)進行數(shù)據(jù)分析,實現(xiàn)連續(xù)不間斷在線監(jiān)測。
另外在每個支架上安裝一組數(shù)顯壓力表,對前柱、后柱下腔的壓力進行監(jiān)測,用于檢測支架的初撐力和工作阻力。
當(dāng)工作面推進到頭6.8m,尾6.4m,平均6.6m時,采空區(qū)頂煤開始從33~66號架處垮落,垮落高度1.5~2.0m;當(dāng)工作面推進到頭9.2m,尾8m,平均8.6m 時,20~70號支架處頂煤垮落,垮落高度2.5~3.0 m;當(dāng)工作面推進到頭10.8 m,尾11.4m,平均11.1m 時,采空區(qū)頂煤已經(jīng)全部垮落,頂煤垮落厚度大于6 m。當(dāng)工作面推進到頭21.9m,尾23.6m,平均22.8m時,直接頂初次垮落。
工作面自開采以來共計經(jīng)過50次來壓,平均周期來壓步距為32.37m。因工作面開采初期CO超限,為加快工作面推進速度,前100m 只割煤不放頂煤,致使工作面基本頂初次來壓步距加大,達222.5m。正常放頂煤開采期間,周期來壓步距一般為25~35m;當(dāng)生產(chǎn)不正常、推進速度緩慢時,周期來壓步距縮短,為15~20m。其觀測數(shù)據(jù)見圖2。
圖2 8101面來壓步距示意圖
由于工作面煤層厚度大,采出的空間大,導(dǎo)致采場上履巖層破壞嚴重[1],每次來壓時工作面壓力也較大,達到14 000kN(34.4 MPa)以上;同時由于工作面傾斜長度較大,中部壓力顯現(xiàn)比較明顯。來壓強度統(tǒng)計見圖3。
圖3 8101面周期來壓強度統(tǒng)計
由圖4~下頁圖7可知,放頂煤工作面支架初撐力普遍偏低。其原因是煤層節(jié)理、裂隙發(fā)育,煤層松軟,如前探梁不能及時支護割煤后暴露的頂板,極易造成頂煤離層破碎,支架初撐力達不到規(guī)定值,形成惡性循環(huán),導(dǎo)致在幾個循環(huán)之內(nèi),支架初撐力都偏低。工作面來壓前后,煤壁片幫大,機道頂煤破碎度大、冒落高度大。
圖4 9號支架初撐力與最大工作阻力比較
圖5 69號支架初撐力與最大工作阻力比較
圖6 109號支架初撐力與最大工作阻力比較
圖7 初撐力與工作阻力沿工作面分布圖
中部支架來壓時壓力大于頭尾支架壓力,35~85號是來壓強烈區(qū),來壓強度大,持續(xù)時間長,安全閥開啟頻繁;34~221號、86~100號兩個區(qū)域來壓強度相對較小,持續(xù)時間相對較短,來壓時安全閥個別開啟;20~3號、101~116號來壓不明顯,來壓時表現(xiàn)為持續(xù)增阻,但安全閥開啟較少,來壓時短時間開啟,相對增阻時間長。
未來壓時,前柱的工作阻力普遍大于后柱,8101工作面支架前后柱載荷比最小為1.07,最大為1.69,平均載荷比為1.35。來壓期間,前柱增載系數(shù)為1.14,后柱增載系數(shù)為1.22。
通過對8101工作面礦壓實測結(jié)果分析,得出特厚煤層放頂煤工作面有如下礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。
1)特厚煤層放頂煤工作面初次來壓步距較大,周期來壓步距與一般綜采面大致相同。
2)因采高大,基本頂或直接頂出現(xiàn)懸頂,積聚的勢能大,如遇基本頂或直接頂堅硬,出現(xiàn)大面積懸頂時,對支架構(gòu)成較大威脅,必須采取措施控制,消除生產(chǎn)隱患。同忻礦在實際生產(chǎn)中,采取了在來壓強烈的中部60~70號支架留設(shè)條帶煤柱,該區(qū)域在預(yù)計來壓前不放煤,來壓結(jié)束后正常放煤,防止了摧架事故的發(fā)生。
3)鄰面順槽巷道壓力大。2100巷與8101面回風(fēng)順槽留設(shè)45m 煤柱,8101面開采后,2100巷出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象,局部頂板離層。臨空巷道礦壓顯現(xiàn)強烈,開采前必須加強支護及采取必要的卸壓措施。
4)頂板主要以緩慢回轉(zhuǎn)運動方式來壓[2]。當(dāng)工作面具有合理的推進速度(不小于6.0m)時,頂板運動向采空區(qū)方向緩慢下沉,后柱阻力明顯高于前柱;當(dāng)工作面推進不正?;蛲.a(chǎn)時間長時,頂板一般向煤壁方向回轉(zhuǎn)下沉,造成機道頂板臺階下沉,支架阻力急增,安全閥開啟,小時內(nèi)活柱下縮量最大時無行程,顯現(xiàn)為工作面整體來壓,出現(xiàn)壓架現(xiàn)象。
5)推進速度影響支架活柱下縮量。日進度大于6.0m 時,活柱下縮量為10~60mm/h,日進度小于4.0m 時,活柱下縮量為100~300mm/h。
6)工作面端頭及超前范圍內(nèi)應(yīng)力顯現(xiàn)不明顯,單體液壓支柱阻力變化不大,巷道煤壁沒有片幫。其原因與工作面周邊為實煤區(qū)有關(guān)。
7)頂板巖性的變化是影響工作面來壓強度的一個重要因素。8101工作面長度相對較長,為復(fù)合型頂板,頂板來壓呈現(xiàn)分段來壓的特征,造成工作面來壓時間較長,一般影響2d左右。正常情況下,工作面來壓步距基本保持一長一短的現(xiàn)象。
8)煤層的厚度變化影響工作面的應(yīng)力顯現(xiàn)[3]。煤層較厚時,老頂巖梁斷裂高度較高,超前煤壁斷裂后緩慢下沉,無法發(fā)揮前梁前支點的作用,不能夠及時折斷造成支架長時間帶壓。
通過對8101 工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的研究總結(jié),初步掌握了特厚煤層放頂煤工作面頂板活動規(guī)律,解決了開采過程中出現(xiàn)的液壓支架沖擊性來壓、來壓強度大壓支架等問題,保證了工作面的安全高效生產(chǎn)。
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