綜放首采工作面異常礦壓顯現分析及控制措施

張宏龍

（汾西礦業(yè)集團高陽煤礦，山西 孝義 032300）

0 引言

綜放工作面的主要事故類型包括端面頂板冒頂事故、煤體片幫事故和機械故障事故等，并且主要發(fā)生在工作面來壓期間。調查統(tǒng)計表明，造成這些事故的主要原因是工作面礦壓顯現異常，工作面機械設備特別是液壓支架不適應異常礦壓顯現規(guī)律，或者端面距過大、液壓支架操作不當、工程質量管理不善等。基于此，有必要對采場礦壓顯現特征如液壓支架工作阻力、頂底板破壞特征、煤壁破壞特征等進行實時觀測，并對大量的觀測數據進行統(tǒng)計分析，從而得出采場礦壓顯現規(guī)律。通過對液壓支架的適應性進行分析，最終確定采場支架-圍巖耦合關系及關鍵控制指標，提升采場圍巖的管理水平，保障安全生產[1-4]。針對9102工作面的礦壓顯現特征進行分析，并制定出具體的應對方案和措施，從而保障采場圍巖穩(wěn)定和生產安全。

1 工程概況

9102 工作面是采區(qū)首采工作面，主采9 號煤層，煤層平均厚度6.2 m，平均傾角2°。工作面傾斜長度為172 m，走向長度1 100 m，割煤高度3.1 m，放煤高度3.1 m，采放比約為1∶1。本工作面回采采用常規(guī)的傾斜長壁后退式采煤法及綜采放頂煤工藝，全部垮落法管理頂板。工作面附近尚未有其他工作面回采活動，北部至礦界，東部為盤區(qū)大巷，西部為未開拓區(qū)，南部為采區(qū)大巷。工作面采用MG300/701-WD 型交流電牽引采煤機，安裝113 臺ZF7200/20/32 型支撐掩護式液壓支架；2 臺ZFG7200/20.5/33 型過渡液壓支架，分別位于上下端頭；安裝2 部SGZ764/500 型可彎曲刮板輸送機，分別負責割煤和放煤的運輸任務；使用1 臺SZZ-764/132 型轉載機。煤層賦存整體較穩(wěn)定，受地質變化的影響，局部煤層頂板較破碎，煤層頂底板巖性情況如表1 所示。地質說明書顯示，9102 工作面回采過程中將揭露12 條較大斷層，其中2 條逆斷層、10 條正斷層，落差2.5～8.5 m，對工作面影響較大。

表1 煤層頂底板特征表

2 工作面常規(guī)礦壓及異常礦壓顯現特征分析

2.1 工作面常規(guī)礦壓觀測

工作面礦壓觀測的主要工作是通過監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)對工作面實際礦壓顯現情況進行記錄，根據記錄的內容進行分析，確定工作面初次來壓、周期來壓等各項基本數據，為其他工作面初采、本工作面后續(xù)回采工作提供指導，同時驗證本工作面支護形式是否達到要求強度，以及實施的礦壓分析、指導是否符合實際情況，工作面支護是否達到要求強度，從而形成礦壓觀測閉環(huán)管理體系[5-6]。課題組綜合相關理論、實踐成果和礦井實際經驗，于6 月1 日—7 月27 日對9102工作面進行了57 d 的礦壓觀測。沿9102 工作面均勻布置6 個測站，分別設在10 號、30 號、50 號、70 號、90 號、110 號支架處，具體測站布置如圖1 所示。

圖1 9102 工作面礦壓觀測測站布置圖

經過礦壓觀測及統(tǒng)計分析，工作面平均初次來壓步距達到34.5 m；工作面前4 次周期來壓步距分別為17.43 m、17.03 m、17.57 m、17.73 m，平均步距達到17.73 m；在工作面傾斜方向上，10 號支架測站平均步距達到18.65 m，30 號支架測站平均步距達到18.25 m，50 號測站平均步距達到16.73 m，70 號支架測站平均步距達到16.18 m，90 號支架測站平均步距達到17.13 m，110號支架測站平均步距達到17.8 m。整體周期來壓情況如表2 所示。

同時，對工作面液壓支架立柱全部液壓信息分布特征進行研究，在工作面回采過程中，實施了全程礦壓觀測，在工作阻力方面，大部分液壓支架的工作阻力沒超過額定值，支撐效果良好，但在工作面來壓過程中，個別液壓支架安全閥開啟，起到了保護油缸和管路的作用。從表3 中來壓與未來壓時的工作阻力數據可知，整體上工作面中部液壓支架的工作阻力值較大，動載系數也較大，兩端的液壓支架工作阻力值相對較小，動載系數也較小，符合常規(guī)的礦壓顯現特征。

表3 9102 工作面支架在來壓與未來壓時工作阻力

2.2 工作面異常礦壓顯現特征分析

工作面老頂周期來壓期間，來壓動載系數的平均值為1.36，整個工作面立柱液壓值均較未來壓時增大，其中工作面中部和下部支架立柱的液壓值均大于工作面上部支架立柱的液壓值。工作面中部老頂周期來壓時支架立柱的液壓值達到36.5 MPa，而未來壓時僅僅為25.8 MPa，來壓時和未來壓時立柱液壓值之比為1.41，這說明工作面中部礦壓在來壓和未來壓時區(qū)別較明顯。

9102 工作面頂板來壓與未來壓時圍巖狀況如表4 所示。從表4 中可以看出，工作面在非來壓期間，煤壁片幫深度和架前漏頂程度均不明顯，工作面端面煤巖體控制效果良好，有利于工作面快速推進；但在工作面來壓期間，受礦山壓力的反復擾動，端面煤巖體變得極為破碎，煤壁片幫深度顯著增加；同時，由于存在梁端距，碎裂煤體也出現了漏冒，最大冒高達到了0.78 m。因此，要加強工作面過斷層等特殊時段的頂板管理工作，防止惡性冒頂事故的發(fā)生。

表4 9102 工作面頂板來壓與未來壓時圍巖狀況 單位：m

3 采場圍巖控制實踐及效果評價

端面煤巖體控制應以日?？茖W的頂板管理和支架的正規(guī)支護為基礎，據此設計了綜放工作面采場圍巖控制體系，如圖2 所示。整個體系分為三個方面：一是提高塊裂巖體強度，避免頻繁操作液壓支架，減少支架反復支承次數，同時使支架初撐力達標，減緩煤壁前方支承壓力，在特殊時期對頂板采取加固處理等措施；二是改善塊裂巖體承載條件，避免仰斜開采，保障支架合理的初撐力和工作阻力，提高支護強度等；三是采取有效支護措施，包括增大支架水平支護力，縮小工作面端面距，采取更及時、更合理的移架方式，以及及時處置工作面冒頂事故等措施。此外，需高度重視提高液壓支架的管理水平，包括加強日常的維修維護、優(yōu)化液壓支架的工況條件、確保液壓支架應有支護能力的發(fā)揮。

圖2 綜放工作面采場圍巖控制體系

在實際生產過程中，應高度重視液壓支架與采場圍巖協(xié)同支護作用的發(fā)揮，協(xié)同支護作用發(fā)揮得好，就可以充分利用圍巖的自承載能力來控制圍巖變形，發(fā)揮事半功倍的效果；協(xié)同支護作用發(fā)揮得差，圍巖的載荷則主要由液壓支架來承擔，當液壓支架承載能力不足或者處于較差的工況條件時，就會發(fā)生端面冒頂片幫事故。在具體的指標控制方面，應該將支架梁端距控制在0.2～0.4 m，使液壓支架的工作阻力不低于7 000 kN，將液壓支架前立柱走向傾角控制在85°左右，從而提供給煤壁一定的水平支護力。除此之外，還必須加強液壓支架的使用管理工作，例如，工作面周期來壓期間，支架工必須跟緊煤機前滾筒拉架，煤機司機控制好割煤速度，出現煤壁片幫增加、懸頂面積增大等漏頂征兆時，為了保證快速推進，可以適當提高采煤機割煤速度；當工作面局部壓力較大或有漏頂預兆時，在刮板運輸機可彎曲程度內，實行局部反復割煤，快速推過壓力集中區(qū)；周期來壓期間，盡可能超前拉架，針對壓力集中區(qū)域應采用帶壓擦頂拉架，但必須保證支架一次拉到位，并充分發(fā)揮護幫板的作用；加強液壓系統(tǒng)及液壓支架的檢修和維護，保證所有液壓支架能夠達到初撐力，保證所有支架的立柱、平衡油缸安全閥能夠正常開啟。

4 結語

作為首采工作面，礦區(qū)上下高度重視9102 工作面采場礦壓觀測及端面煤巖體控制，在分析常規(guī)情況及異常情況下礦壓顯現特征的基礎上，對采場礦壓顯現規(guī)律進行了深入研究，并基于此研究成果實施了采場圍巖控制實踐，得出液壓支架梁端距應控制在0.2～0.4 m、液壓支架的工作阻力應不低于7 000 kN、液壓支架前立柱走向傾角控制在85°上下等關鍵指標，使得采場支架-圍巖系統(tǒng)的支護能力高效、可靠，有力保障了工作面的安全生產。