深部綜放面支架與單體荷載觀測分析

劉鵬偉

（汾西礦業集團賀西煤礦， 山西 柳林 033300）

1 工程概況

某礦3下01綜采放頂煤工作面北部臨近井田邊界，南部尚未開采，東部臨近北徐樓斷層，西面臨近F1斷層。工作面平均寬約87 m，走向長約788 m，工作面總面積約73 205 m2，煤層標高-720.7～-889.2 m。地面標高+34.3～+35.5 m，地面無建筑物體，均為農田，對工作面回采沒有多大影響。

頂板砂巖平均厚25.2m，底板砂巖平均厚4.46m，裂隙局部發育，充填方解石脈，區內未發現漏水點。工作面揭露的斷層落差1.8～15 m，斷層裂隙均被泥巖充填，導水能力差，基本無水。F1、F5正斷層：兩正斷層富水性較弱，導水性較差，對工作面的回采影響不大。正常涌水量112.69 m3/h，最大涌水量225.38 m3/h。3下01工作面采用偽傾斜長壁后退式綜采放頂煤采煤方法，工作面用采煤機割煤，輕型放頂煤液壓支架支護，全部垮落法管理頂板。

2 工作面支架荷載分析

2.1 觀測方案設計

2.1.1 觀測內容

通過在線監測系統，測定在工作面推進過程中液壓支架的工作阻力變化，進而分析出工作面的初步來壓步距及周期來壓步距。分析工作面液壓支架是否滿足頂板支護要求[1-2]。

2.1.2 儀器布置

在工作面及順槽內共布置5類礦壓測區，礦壓監測位置示意圖如圖1所示。

2.2 工作面觀測研究

2.2.1 工作面宏觀顯現

1）直接頂。由現場觀測分析可知，工作面從開切眼推進至12 m左右時，工作面中部（40～60號支架）頂板基本冒落；工作面推進16.2 m時，23～60號支架頂板垮落。從以上數據分析看，受到工作面溜頭溜尾推進步距不同步的影響，工作面上下端頭的頂板不同步冒落，直接頂的全部垮落的距離19.8 m，即為直接頂初次垮落步距。

圖1 礦壓監測位置示意圖

2）老頂。綜放工作面平均推進到44.8 m時，綜放工作面中部出現煤壁片幫，工作面煤炮頻繁發生，觀測區域最大測定壓力達到36.8 MPa，可判定此時老頂初次來壓。由于工作面采煤高度2.2 m，放煤厚度為4.8 m，直接頂厚度1.6 m左右，由于來壓期間為保證工作面不受頂板壓力的沖擊，放煤明顯減少，頂煤和直接頂垮落膨脹后充填了采空區，接實了老頂，使老頂斷裂持續時間長，頂板以緩慢下沉方式垮落，持續時間為8個循環。

2.2.2 工作面支架阻力測區

工作面內礦壓監測包括基本頂初次來壓和兩個周期來壓部分，在工作面共設5個測站，分別是1站（58號、59號、60號支架）、2測站（45號、46號、47號支架）、3測站（30號、31號、32號支架）、4測站（17號、18號、19號支架）和5測站（3號、4號、5號支架）。利用KJ327型礦山壓力在線監測系統監測液壓支架的工作阻力隨推進步距變化關系曲線，進而推斷基本頂來壓步距和來壓強度。

2.2.3 工作面支架載荷觀測分析

從2015年9月6日開始，工作面采用KJ327型礦山壓力在線監測系統對工作面液壓支架進行監測，地面計算機配套安裝綜采支架壓力監測系統進行數據的處理與分析，整個系統對綜采支架工作阻力進行連續監測。監測從2015年9月6日開始到10月14日結束，對工作面支架實行實時在線監測[3]。

合現場實際觀測中宏觀礦壓顯現，可以得到礦壓顯現規律參數，列入表1。

表1 各測站支架礦壓顯現規律參數

由表1可知：

1）工作面下端頭（58號、59號、60號支架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距20.8 m，平均來壓峰值為29 MPa。

2）工作面中下部位置（45號、46號、47號支架）：離散性稍大，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為32.65 MPa。

3）工作面中部位置（30號、31號、32號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為32.05 MPa。

4）工作面中上部位置（17號、18號、19號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距22.05 m，平均來壓峰值為36.65 MPa。

5）工作面上端頭（3號、4號、5號架）：來壓步距及峰值不均勻，平均周期來壓步距18.23 m，平均來壓峰值為26.65 MPa。

根據獲得的來壓參數，確定頂板初次來壓步距為44.5 m，來壓峰值為31.22 MPa；周期來壓步距平均為21.03 m，來壓峰值為31.74 MPa。

3 超前單體支護觀測研究

3.1 超前支護單體液壓支柱荷載變化規律分析

在工作面超前支護載荷觀測范圍確定為60 m，共布置14個測點，對超前支護單體支柱的壓力進行觀測。隨著工作面的推進，在原50 m測點距工作面只剩20 m時，單體支柱液壓顯著增加，距工作面為7 m時，壓力值達到最大；原65 m測點在距工作面22 m時支柱荷載持續上升，距工作面為7 m時，達到最大，隨后壓力值逐漸減小；85 m測點在距工作面40 m時，老頂斷裂后，支承壓力得到釋放，當推進到距離工作面38 m左右時上覆巖層全部斷裂，壓力完全釋放，然后隨著工作面繼續向前推進，當推進到距離工作面25 m左右時支護載荷再次較劇烈增加，說明第一次周期來壓的到來，繼而工作面壓力回調正常，當工作面推進到77 m時工作面壓力再次劇烈增加，到距工作面10 m范圍內基本達到20 MPa[4]。

另外根據支架載荷觀測分析來看，在三個來壓之日，即9月27日、10月4日和10月14日，上部老頂斷裂，出現兩個應力場。取這三個日期的超前支護數據可以看出，其內靠近煤壁側壓力峰值分別出現在距工作面8.5 m和9.5 m左右。同時在距煤壁24.5～28.5 m的范圍內支承壓力再次上升到一個比較大的數值。超前支護的范圍在30 m壓力是比較顯現的，說明超前支護的范圍確定在150 m是比較合理的。

3.2 軌道平巷表面位移變化規律

1）當工作面推進4 m左右時，巷道變形量開始明顯增大，當推到18 m時，又經歷了一次劇烈增加，最終頂底板移近量在觀測期間達到27 mm，兩幫移近量達到10 mm；當距離工作面32 m時，巷道變形量開始明顯增大；在工作面距測點38.4 m時，巷道變形量明顯增大，工作面推進45.6 m時，又經歷了一次劇烈變形，頂底板移近量達到197 mm，兩幫變形量最大54 mm。當工作面推進55.5 m左右時，巷道變形量開始顯著增加，當推進到76.5 m達到10月4日的斷裂前夕時又有一個劇烈的增加，頂底板累計移近量最大達到153 mm，兩幫變形量最大205 mm。

2）從下頁圖 2、3、4 可得出，頂底板變形量（264 mm）大于兩幫變形量（115 mm）。從變形曲線中可得，巷道的移近量無論是巷道兩幫變形量還是頂底板變形量都是在巷道采動影響范圍之中產生，巷道圍巖開始有比較明顯的變形是在距工作面為25 m以內產生，在該范圍內巷道變形速度加快明顯。這說明煤層開采一般影響到煤壁前方25 m左右。

3.3 超前壓力影響范圍的確定

綜合兩種結果的情況可得，綜放工作面超前明顯的影響范圍在30 m內，劇烈影響范圍為25 m，斷裂峰值區為8 m，則巷道超前單體支柱支護距離大于25 m，3下01工作面超前單體支柱支護距離為150 m左右，基本可以滿足支護要求[5]。

4 結論

通過對3下01綜放工作面進行礦壓顯現實測可知：頂煤初垮步距為6 m，直接頂初垮步距19.8 m，老頂初次來壓步距平均44.5 m，來壓峰值為31.22 MPa；周期來壓步距平均為21.03 m，來壓峰值為31.74 MPa。ZF4200/16/26液壓支架額定工作阻力具有較大的富余，對3下01綜放工作面具有較好的適應性。

圖2 測區2（距工作面40 m處）巷道變形曲線

圖3 測區3（距工作面60 m處）巷道變形曲線

圖4 測區4（距工作面80 m處）巷道變形曲線