辛置煤矿2-104综放工作面顶煤运移规律及矿压特征研究_姚建伟.pdf

辛置煤矿 2- 104 综放工作面顶煤运移规律及矿压特征研究 姚建伟 （山西焦煤霍州煤电集团辛置煤矿 ，山西 霍州 031412 ） 摘要 为充分了解 2- 104 工作面顶煤的运移规律及矿压特征， 通过对顶煤的破坏机理进行分析， 并 在工作面回采期间对各类矿压数据进行监测。 结果表明 工作面超前支承压力及支架初撑力对顶煤运 移的影响较大， 工作面合理的支架支护强度为 6860～7500kN； 工作面周期来压步距平均为 18.4m， 运 输顺槽在超前工作面 0～35m的范围内围岩变形较为剧烈， 超前支承压力的最大值为 16.3MPa， 位于煤 壁前方 12m左右。 关键词 综放工作面 ； 顶煤运移 ； 矿压监测 中图分类号 TD823文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 03- 0054- 03 Research on the migration law of top coal and the ore pressure characteristics of 2-104 fully-mechanized caving face in xinzhi coal mine YAO Jianwei （Xizhi Coal Mine, Shanxi Jiaozhou Huozhou Coal and ElectricityGroup , Huozhou 031412 , China ） Abstract In order tofullyunderstand the migration lawand mine pressure characteristics oftop coal of2- 104 workingface, the failure mechanismoftop coal is analyzed, and various mine pressure data are monitored duringstopingofworkingface. The results showthat the advance supportingpressure ofworkingface and the initial supportingforce ofsupportingstand have great influence on the movement oftop coal. The reasonable supportingstrength ofworkingface is 6860～7500kN. The average cyclic step distance ofthe workingface is 18.4m, the surroundingrock deation in the transport trough within the range of0- 35min advance workingface, and the maximumadvance bearing pressure is 16.3mpa, about 12min front ofthe coal wall. Key words Fullymechanized cavingface; The top- coal migration; Mine pressure monitoring 1工程概况 霍州煤电辛置煤矿 2- 104 工作面， 工作面走向 长度 639m， 倾斜长度 180m， 主采 2 煤层， 煤层均厚 5.2m， 煤层平均倾角 2， 含有 0- 2 层夹矸， 属全区 稳定可采煤层，煤层直接顶为砂质泥岩，均厚 11.8m， 基本顶为中粒砂岩， 均厚 9.5m， 直接底为泥 岩， 均厚 3.13m， 老底为细粒砂岩， 均厚为 4.1m， 具 体煤层顶底板岩层特征如表 1 所示。该工作面采用 综合机械化放顶煤开采， 采高为 2.5m， 放煤高度为 2.7m， 采放比 1 1.08， 放煤步距 0.63m。 表 1煤层顶底板特征表 2顶煤运移及破坏机理分析 2.1影响顶煤运移的因素 影响顶煤运移、 破坏的因素众多， 包括煤层埋 深、 煤体硬度、 采动应力影响、 放煤步距、 支架作用 等[1-2]， 现主要分析支架作用及采动影响下形成的超 前支承压力对顶煤运移的影响。 2.1.1支架初撑力作用 在综放工作面进行回采时， 顶煤会受到支架的 反复支承， 会使得煤体内的裂隙不断发育、 扩展， 进 而会使得顶煤充分破坏。通过确定合理的支架工作 阻力及初撑力会利于顶煤的破碎。为现对 2- 104 工 作面在不同初撑力条件下工作面煤壁附近的冒顶 情况进行实测， 依此确定合理的支架初撑力， 实测 结果如表 2 所示， 不同支架初撑力下工作面的冒顶 情况如图 1 所示。 图 1 不同支架初撑力下工作面的冒顶高度 通过分析图 1 及表 2 可知， 对于 2- 104 综放工 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 顶底板名称 顶底岩性厚度m岩 性 特 征 基本顶中粒砂岩9.50 浅灰色， 中粒砂状结构， 钙质胶结， 中厚层 状， 局部富集云母碎片 直接顶砂质泥岩11.8 灰黑色， 砂质泥状结构， 水平层理， 含植物 化石碎片 直接底泥岩3.13 深灰色， 泥质结构， 水平层理， 含植物化石 碎片 老底细粒砂岩4.1灰色， 细粒砂状结构， 交错层理， 钙质胶结 54 ChaoXing 作面， 支架的初撑力过大或者过小时均会使得顶板 的冒落平均高度及次数不断增加，根据实测结果 知，支架的支护强度在 6860～7500kN 范围内时， 工 作面顶板的稳定性会得到有效控制。 表 2不同支架初撑力下工作面冒顶情况实测数据 2.1.2超前支承压力 对于厚煤层综放工作面， 其回采过程直接顶破 断后会形成悬臂梁， 从而使得顶煤受到的上覆岩层 的压力会增大， 在围岩压力的作用下顶煤中的裂隙 会扩展、 发育， 随后出现拉应变[3-4]。 通过 FLAC3D 模拟软件对 2- 104 工作面煤岩的 应力分布进行模拟， 结果表明， 支承压力梯度会随 着支承压力峰值点距煤壁距离的缩短而逐渐增大 （如图 2 所示） ， 随着支承压力的增大顶煤中的裂隙 会不断扩展、 位移也会不断增大。另一方面， 工作面 放煤工作的进行会进一步加剧顶煤的破碎和位移。 图 22- 104 工作面超前支承压力梯度变化图 2.2顶煤变形破坏过程分析 工作面回采过程中，顶煤主要会经历裂隙发 育、 扩展到破坏， 然后从支架放煤口放出的过程， 具 体过程如下 1）塑性变形； 回采动压影响下， 顶煤中的水平 裂隙会在压力作用下出现闭合， 致使顶煤在垂直方 向上出现变形。 2）塑性变形进一步发展， 垂直方向上产生次生 裂隙； 随着回采工作的持续进行， 超前支承压力的 影响范围会逐渐增大，顶煤塑性变形进一步扩大， 且在垂直方向上会产生次生裂隙。 3） 剧烈破坏；在超前工作面煤壁 4～20m 范围 内， 由于为超前支承压力的剧烈影响区， 该段顶煤 内水平及垂直裂隙会以较快的速度发育、扩展， 水 平位移会增大， 进而致使靠近顶板的顶煤最先出现 破坏[5-6]。 3工作面矿压特征分析 为分析 2- 104 综放工作面回采过程中支架的工 作状况、 回采对巷道变形的影响以及工作面超前支 承压力的分布规律， 通过布置相应测点的方式对回 采过程中的相应的矿压数据进行监测， 进而分析其 矿压规律。 3.1液压支架支护阻力监测 在 2- 104 工作面回采过程中，通过对 20、 56 支架及 86 液压支架进行持续监测， 通过监测这三 架液压支架达到工作面上部、 中部及下部的支架的 受力状况进行分析的目的。 56 支架工作阻力曲线图如图 3 所示， 通过分析 图 3 可知， 2- 104 工作面平均周期来压步距为 22m， 来压的平均影响范围约为 8m，支架的时间平均动载 系数为 1.2， 在工作面来压时， 液压支架的时间加权阻 力平均值为 7427.4kN， 达到支架额定阻力的 62； 另 外根据支架监测结果可知支架来压过程中循环末平 均阻力为 9212kN， 达到支架额定阻力的 78。 图 356 支架工作时间加权阻力曲线图 根据工作面上部 20 支架的监测结果可知工作 面上部平均周期来压步距为 16.9m，来压的影响范 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 序号支架初撑力 /MPa冒顶次数 /N平均冒顶高度 /m 11932150.36 23251120.33 3357290.28 4418360.24 5520150.22 6554440.17 7686120.14 8712330.15 9750220.13 10784170.18 11825090.22 12847180.27 138793110.25 149122130.28 159451160.34 55 ChaoXing 围约为 5.5m，时间加权阻力平均动载系数约为 1.13， 末阻力平均动载系数为 1.19。根据工作面下部 86 支架的监测结果可知， 工作面下部的平均周期来 压步距为 16.4m， 其影响范围约为 5.7m， 循环末阻力 的动载系数为 1.32， 时间加权平均阻力为 1.37。 综合上述工作面上部、中部及下部液压支架的 监测数据能够得出， 2- 104 工作面的平均周期来压步 距为 18.4m， 工作面的动载系数呈现出两头大中间小 的特点， 但工作面各来压部位的影响范围大致相同。 3.2回采巷道表面位移监测 通过在 2- 104 运输顺槽距工作面 120m 的位置 布置一个测站， 对巷道顶底板及两帮相对移近量进 行观测， 监测结果如图 4 所示。 图 4 2- 104 运输顺槽测站巷道表面位移 由图 4 可知， 2- 104 工作面回采期间， 巷道顶底 板 最 大 移 近 量 为 260mm， 两 帮 最 大 移 近 量 为 464mm； 另外结合液压支架的监测结果可知， 在工作 面周期来压期间巷道在超前工作面 0～35m 的范围 内围岩变形较为剧烈， 回采工作面的超前影响范围 最大为 90m， 巷道变形最严重的区域， 煤柱帮最大 移近量为 370mm， 底板鼓起量最大为 520mm。 3.3工作面超前支承压力监测 在 2- 104 工作面回采过程中， 通过在 2- 104 运 输顺槽超前工作面 60m 的位置布置一个测站， 运用 单体液压支柱压力计对超前工作面 60m 范围内的 支承压力进行监测。将观测结果绘制成压力值 - 测 站距工作面煤壁的距离曲线图， 如图 5 所示。 图 5测站单体液压支柱压力值 - 距工作面煤壁距离曲线图 分析图 5 可知， 单体支柱的受力状态随着距离 工作面煤壁距离的减小而逐渐增大， 其中在距工作 面煤壁 24～50m 时， 单体支柱的受力在缓慢增加； 在 距工作面煤壁 13～24m 时，单体支柱的受力在迅速 增加， 并且在距工作面约 13m 的位置处支柱所受压 力达到最大值 16.5MPa，支承压力集中系数为 1.80～2.0； 在距工作面 0～10m 范围内， 支柱的受力会 逐渐降低至小于原岩应力， 据此可推测出在煤壁至超 前支承压力峰值点范围内的煤体已经处于塑性状态， 且该范围内随着距离工作面煤壁距离的增大顶煤的 支承应力在不断提升， 离散程度在不断降低。 4结论 1） 2- 104 综放工作面顶煤的运移与破坏规律受 到液压支架初撑力与支承压力的影响较大， 放顶煤 支架初撑力的增大会增加工作面的冒顶次数， 支架 的合理支护强度在 6860～7500kN 范围内。 2） 根据 2- 104 工作面的矿压观测结果可知， 工 作面的平均来压步距为 18.4m，且工作面的动载系 数呈现出两头大中间小的特点； 工作面回采期间顶 底板最大移近量为 260mm，两帮最大移近量为 464mm； 2- 104 运输顺槽的工作面超前支承压力的 峰值为 16.3MPa 出现在煤壁前方 13m。 参考文献 [1] 黄志增,毛德兵,刘前进.大采高综放开采特厚顶煤运移特 征实测研究[J].中国煤炭,2015,41 （11） 41- 4363. 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