堅硬石灰巖頂板礦壓規律研究及其控制方法

王帥帥

（晉城煤業集團鳳凰山煤礦 ，山西 晉城 048007）

晉煤鳳凰山礦是一個歷史悠久的現代化礦井，由于井田范圍內3#煤層和9#煤層資源開采已趨于枯竭，15#煤的開采勢在必行。15#煤層頂板無偽頂，直接頂與老頂為堅硬巨厚K2石灰巖，平均厚度9.11m，其巖性較好、結構單一，單軸抗壓強度平均47MPa，屬堅硬不易冒落頂板[1]，采場回采過后極易形成大面積懸頂，對采場的安全生產構成了極大威脅。為此，晉煤鳳礦在一五二盤區首采面進行了采場堅硬頂板礦壓顯現規律研究，進一步探索并夯實了頂板支護技術及控制方法，實現了礦井的安全生產與高產高效。

1 工作面概況

XV2304綜采工作面為鳳凰山礦一五二盤區首采面，設計傾斜長175.93m、走向長1196.88m，平均采高2.15m，所采的15#煤層位于石炭系太原組底部，平均埋深271m，傾角0～12°，平均3°，可采指數1.0，整體屬于穩定可采中厚層。工作面為一單斜構造，采用“U”型巷道布置方式，共布置有118架ZZ8000-17/32型及2架一組ZT16000-16/30型端頭支架支護工作面頂板，采用全部垮落法管理采空區頂板，兩巷采用錨網梁組合支護并采用單體液壓支柱進行超前20m加強支護管理。

2 工作面及兩巷礦壓觀測設計

2.1 工作面觀測設計

工作面通過采用KJ216型多功能壓力監測儀，分為五個測站進行布置，將10臺壓力分機分別布置在工作面的 4#、5#、31#、32#、58#、59#、84#、85#、112#、113#支架上，同時將7臺KBJ-60Ⅲ-1型綜采壓力記錄儀分別布置在工作面的5#、21#、40#、43#、64#、86#、109#支架上的方法，來監測支架的初撐力與工作阻力[2]；工作面活柱下縮量觀測點設在機頭、中部、機尾，具體支架號實測時選定；工作面宏觀觀測統計按順序從5#支架開始每隔10個架設置一個觀測剖面，計12個，采用鋼卷尺結合目測估法每天測一次。

圖1 巷道頂板壓力監測

圖2 煤體應力監測

2.2 兩巷觀測設計

工作面兩巷內每隔50m布置布置一組頂板離層儀對頂板離層情況進行監測，工作面煤避向外每隔60m進行一次綜合測站觀測頂幫變化情況。其中綜合測站觀測內容主要包括：①工作面超前支護區使用單體柱連續監測記錄儀對巷道頂板壓力監測，詳見圖1；②在工作面前方120m向外，于實體煤側每隔2m布置一個應力計，共安裝7組，進行煤體應力監測，詳見圖2；③使用多點位移計觀測頂板圍巖位移變化量和非回采幫煤體變形量進行圍巖深部位移觀測，如圖3所示；④在巷道的頂板和非回采幫分別安裝兩組錨桿測力計進行受力觀測，如圖4所示。

圖3 圍巖深部位移觀測

圖4 錨桿受力觀測

3 工作面及兩巷礦壓顯現特征分析

3.1 工作面來壓特征分析

1）初次來壓分析：根據工作面布置的壓力監測儀數據分析可知，工作面出切眼后，隨著推進度的不斷增大，支架所受載荷在逐漸增高，基本頂初次垮落大面積來壓期間，初次來壓步距為37.6m，支架最大工作阻力為7074.81kN，動載系數為1.42。

2）周期來壓分析：根據工作面初次來壓結束后，在推進過程中前5次周期來壓數據統計為：周期來壓步距為16.7～27.4m，平均21.28m；支架的初撐力平均值為3925kN，占額定初撐力6185kN的63.46%；支架工作阻力分布在6103.38～7467.31kN，平均6736.24 kN，占額定工作阻力8000 kN的84.2%，平均動載系數1.27。具體特征見表1。

表1 XV2304工作面前歷次來壓動載特征

綜上數據分析及現場觀測結果表明，XV2304堅硬頂板工作面初次來壓步距和周期來壓步距均相對較大，來壓期間，工作面超前支承壓力峰值在煤壁前方5～10m左右，在距煤壁2～6m范圍影響劇烈，支架載荷普遍較大，應在來壓前做好上、下端頭的加強支護[3]，及時進行退錨放項工作，防止大面積頂板垮落事故的發生。

3.2 工作面兩巷礦壓特征分析

1）頂板離層儀監測結果分析：工作面前方120m范圍內，隨著回采不斷向前推進，頂板持續性出現離層現象，XV2207巷頂板離層值最大達37mm，XV2208巷離層值最大達43mm。

2）兩巷超前支護壓力觀測：根據兩巷超前支護單體柱工作阻力統計數據分析，XV2207巷超前單體柱支護區距工作面10.5m為壓力峰值區，最大工作阻力平均在84.1kN；XV2208巷超前單體柱支護區距工作面12m為壓力峰值區，最大工作阻力平均在102.5kN。如圖5所示。

圖5 兩巷超前支護壓力曲線圖

3）煤體應力及錨桿（索）受力觀測：根據煤體應力計及錨桿（索）受力數據統計分析，受動壓影響，煤柱幫內8m處的應力最大，2m處應力最小，說明煤柱邊緣處內應力隨著工作面的推移在逐漸釋放，頂板錨索受力峰值在工作面前方12m向外逐漸前移，讀數值與基數值最大差值為35kN。

圖6 兩巷頂底板移近量曲線圖

圖7 兩巷幫部移近量曲線圖

4）圍巖深部位移觀測：在回采過程中，根據綜合測站監測數據整理分析，XV2207巷頂板最大下沉量為17mm，底板最大底鼓量為195mm，非回采幫最大位移量為412mm，回采幫最大位移量為260mm；XV2208巷頂板最大下沉量為22mm，底板最大底鼓量為340mm，非回采幫最大位移量為530mm，回采幫最大位移量為210mm。隨著工作面推進，當測站距工作面20m左右時，受支承壓力影響巷道圍巖變形速度加快，頂底板最大移近量362mm。具體頂幫表面位移情況分別見圖6、圖7。

4 對應頂板管控措施

1）在回采過程中，加長升架時間，提高支架初撐力達標率，同時加強支架立柱的檢修與維護，根據頂板動載劇烈程度，將安全閥開啟值調至合理范圍，確保支架工作的整體性。

2）來壓期間，要適當加快工作面的推進速度，從而縮短工作面的來壓時間，促使支架能夠及時“甩壓”[3]，同時對上、下端頭需加強支護，嚴格按退錨放頂措施要求進行退錨放頂，確保放頂效果，尤其是上隅角切頂柱要成排成線，嚴禁出現缺梁少柱現象，減小三角區懸頂面積。

3）針對來壓期間煤壁片幫嚴重的問題，要做到帶壓擦頂移架，移架后梁端要頂緊煤壁，升架時先升后柱再升前柱，并及時打出護幫板進行護幫，充分利用礦壓規律調整移架順序，盡可能用支架分擔一部分煤壁前方的支承壓力來減緩煤體的受力[4]。

4）在兩巷內超前工作面煤壁120m進行錨索補強，超前工作面煤壁30m范圍套單體柱板梁棚進行超前補強維護，以增強巷道圍巖的整體性和自穩能力，以此來“抵抗”巷道圍巖的快速變形[5]。

5 結語

一五二盤區首采面礦壓規律復雜多變，通過分析研究其礦顯現特征，提出了合理的頂板管控安全技術措施，充分依托現有的科學技術手段，能極大提高圍巖監測的精準度，為工作面的來壓步距、來壓強度及壓力分布等規律的分析提供了必要的技術支撐，基本弄清了一五二盤區頂板來壓顯現規律，為盤區后續工作面頂板科學管理、巷道合理支護、礦井的安全生產與高產高效創造了條件。