復雜條件大采高綜采面礦壓規律及圍巖控制技術*

楊 勇

（陽泉煤業(集團)有限責任公司技術中心，山西 陽泉 045000）

1 工作面概況

9711工作面西鄰9804采空區，南靠9814設計工作面，東接9711工作面（東），工作面上覆局部區域為3#煤層采空區，層間距35.8 m。工作面埋深364～417 m，平均390.5 m，走向長度平均462 m，傾斜長220 m。工作面共布置進風順槽、回風順槽、低位抽放巷和高位抽放巷四條回采巷道。該工作面煤層傾角2°～6°，平均4°，煤層厚度5.2～5.9 m，平均5.4 m；以8#+9#煤為主，局部存在8#、9#分叉區，大部分回采區域夾矸厚度較薄，夾矸一般為多層，累計厚度小于0.3 m。切巷以東408 m至停采線為8#、9#煤分叉區域，靠近停采線位置層間距最大增厚至3.0 m。9711工作面存在小型褶曲構造，煤層傾角發生變化，不僅兩順槽高度有一定的起伏，工作面局部存在仰采、俯采情況，易造成設備管控困難。工作面位置及煤層厚分布見圖1。

圖1 9711工作面位置及煤層厚度分布

工作面老頂為細粒砂巖，平均厚度6.3 m，灰色，成份以石英為主；直接頂為砂質泥巖、泥巖，平均厚度7.8 m，水平層理，含砂量上多下少，含植物化石。9711工作面是開元礦首個采用一次采全高大采高綜采工藝的工作面。工作面采用MG750/1900-GWD型機組雙向割煤，ZY8000/26/56D兩柱掩護式綜采支架管理頂板，最大割煤高度為5.6 m。

2 工作面礦壓顯現規律實測分析

2.1 礦壓測站布置

9711工作面采用礦壓監測系統實時監測工作面支架工作阻力、煤體應力。在工作面共布置10個支架壓力和活柱伸縮量測點，支架號分別為：1#、10#、25#、40#、55#、70#、85#、100#、115#、128#支架。在9711工作面運輸順槽超前切眼200 m的實體煤側（內幫）和煤柱側（外幫）各安裝一組鉆孔應力計，用于監測工作面開采過程中超前支承壓力的分布規律和煤柱應力以及側向支承壓力的分布規律，分析煤柱尺寸的合理性，見圖2。

圖2 9711工作面礦山壓力監測測點布置

2.2 支護質量分析

支架的初撐力直接影響到支架的支護效果，合理的初撐力對防止頂板離層、工作面煤壁的片幫起著重要作用。9711工作面支架額定初撐力為6 395 kN（31.5 MPa），支架實際平均初撐力為3 193 kN，折合15.77 MPa，達不到規定的額定初撐力80%的要求。在正常回采后，經過加強支護質量管理，支架初撐力大幅度提高，見圖3。

圖3 支架平均初撐力分布

支架循環末阻力是指一個采煤循環結束時，在下一循環開始移架前的支架工作阻力。一般為該循環內支架的最大工作阻力。工作面支架平均末阻力為4 876 kN，支架最大末阻力平均為7 407 kN，占支架額定工作阻力92.58%；支架額定工作阻力能夠滿足來壓期間工作面的支護需要，且有足夠富余量。

圖4 支架末阻力分布

圖5 工作面正?；夭善陂g各支架循環增阻情況統計

工作面支架循環增阻量界于583～1 600 kN，平均為916 kN，循環增阻率界于13.3%～31.57%，平均為21.42%，見圖5。支架增阻不顯著，說明支架初撐力提高后，支架受力狀況明顯改善，并有效控制了頂板下沉。

2.3 支架工作阻力頻率分布

支架工作阻力頻率能夠很好的反映支架的工作狀態是否在合理的工作區間，進而判斷支架的適應性。各支架工作阻力的頻率分布見圖6。分析可知，支架工作阻力主要分布在3 000～6 000 kN范圍內，該比例為66.18%；工作阻力峰值區間為4 000～5 000 kN，所占比例為30.8%；在7 000～8 000 kN范圍的工作阻力平均僅占2.72%,安全閥開啟較少。支架工作阻力頻率分布整體呈現正態分布，支架工作阻力頻率分布合理，支架適應性較好。

圖6 工作面支架平均工作阻力頻率分布直方圖

2.4 周期來壓特征分析

大采高工作面下位關鍵層即基本頂的破斷，一方面會引起工作面礦壓顯現，表現為工作面初采來壓或周期來壓，工作面支架載荷明顯增大，另一方面由于上覆巖層的破斷或裂隙發育，導致工作面瓦斯釋放量增大。9711工作面沿6#煤層底板布置走向高抽巷用于抽采采空區瓦斯，垂直方向上距離8#煤層21 m，水平方向與回風順槽內錯44 m。高抽巷層位位于工作面下位基本頂與上位基本頂之間的軟弱巖層當中。因此高抽巷瓦斯的抽放效果與下位基本頂的破斷直接相關，并伴隨下位基本頂的周期性破斷而呈現同步的周期性。由于工作面上覆巖層破斷難以直接觀測，因此可用工作面周期來壓規律和高抽巷瓦斯抽放規律來分析工作面覆巖破斷規律。

根據瓦斯抽放純量的周期性變化判斷得出的基本頂周期垮斷特征分析，基本頂周期垮斷步距界于9～18 m，平均為12.7 m。而由工作面礦壓數據分析，工作面直接頂垮斷步距為8～9 m，基本頂初次來壓步距平均為28.1 m，基本頂周期來壓步距平均為12.6 m?？梢?，根據高抽巷瓦斯抽采純量和工作面礦壓顯現規律判斷得出的覆巖破斷規律基本相符。

3 大采高采場覆巖結構力學模型

根據9711工作面覆巖結構綜合柱狀圖頂板結構和關鍵巖層判斷結果，工作面直接頂由平均厚度為1.0 m的泥巖和平均厚度為6.8 m的砂質泥巖構成，總厚度平均為7.8 m，基本頂為6.3 m厚的細粒砂巖，煤層總厚度平均為5.4 m，工作面實際采高取5.0 m。根據工作面礦壓顯現規律實測分析結果，基本頂的周期垮斷步距取12 m。

圖7 大采高采場覆巖結構力學模型

9711工作面大采高采場“砌體梁”覆巖結構力學模型見圖7。根據“砌體梁”理論，在工作面走向方向上，周期斷裂后的基本頂巖塊B與前方未發生垮斷的巖塊A在水平推力作用下形成鉸接關系，并承擔上覆巖層載荷。隨著工作面不斷向前推進，基本頂巖塊形成的“砌體梁”結構發生周期性失穩，從而在采場形成周期來壓現象[1]?！捌鲶w梁”結構是采場上覆巖層的大結構，而真正對工作面礦壓顯現影響較大的卻是“砌體梁”結構中的幾個關鍵塊體[2]。關鍵塊是否穩定及其失穩形態對分析工作面礦壓規律十分重要。

大采高工作面開采空間大，直接頂難以充實采空區，原來的基本頂斷裂后難以觸矸，巖塊A和B在水平方向上失去力學聯系，原來的砌體梁結構變成懸臂梁結構，塊體間無相互擠壓作用力，巖塊破斷后在采空區規則排列，對采場起到保護作用的砌體梁結構向更上層位巖層發展。

更高層位的C12關鍵巖層垂直方向上距離9#煤層工作面較遠，在C12和C7巖層之間間隔有3#煤層采空區，上方砌體梁結構旋轉空間小，周期性破斷的動載小，且3#煤層冒落帶對上方砌體梁結構周期性失穩起到很大的緩沖作用，再加之，C12、C13、C14巖層已受到3#煤層開采破壞，巖層破斷應力也得到很大程度釋放。因此，綜合以上因素分析認為，C12、C13、C14巖層組成的砌體梁結構對9#煤層采場礦壓顯現的影響程度有限。9#煤層采場礦壓顯現主要受到上位和下位基本頂周期性破斷失穩的作用，因而形成了開元礦9711大采高工作面特殊的 “懸臂梁+鉸接巖梁”覆巖結構模型，見圖7。

4 工作面圍巖控制技術措施

4.1 加快工作面推進速度

盡量加快工作面推進速度，減小每循環的頂板下沉總量，控制煤壁片幫[3]。一方面應提高外運系統的能力，并保證采區內大采高工作面優先出煤，另一方面盡量減小各種不正常事故導致的工作面停產，當出現事故時要及時處理，盡可能的縮短停產時間。

4.2 加強支架管理

加強支護質量監測，及時對支架進行二次注液，保證支架具有足夠的初撐力和支護阻力，減小煤幫壓力，提高“支架—圍巖”體系的整體剛度，確保良好的支架位態[4-6]。

4.3 控制割煤質量

不留頂煤，保持煤壁平直，割煤時上滾筒要貼近頂板割煤，不留頂煤，使煤壁平直，以使護幫板緊貼煤壁，發揮作用。

4.4 控制采高

嚴格控制割煤高度。正常條件下，嚴格控制割煤高度，不超高開采[7]。過斷層、褶曲等地質構造破碎帶時，煤壁穩定性難度加大，應適當降低采高。

4.5 注漿加固提高煤層強度

根據9711工作面煤壁片幫觀測，煤壁片幫主要發生在1#—90#支架范圍內；31#—90#支架范圍的工作面中部煤體片幫主要與工作面中部頂板壓力大有關；1#—30#支架范圍的工作面下部煤體片幫主要與進風順槽位于3#煤層遺留區段煤柱下方應力集中有關。根據煤壁片幫特點，對工作面中部煤體采取局部淺孔注漿和進風順槽側超前注漿加固端頭三角煤結合的注漿方式。

5 結語

通過理論分析、現場測試及驗證，對開元礦大采高工作面礦壓規律進行了研究，提出了相應圍巖控制技術，結論如下：

1）9711工作面由于工作面機頭超前推進，直接頂初次垮落呈現從機頭向機尾方向依次垮落的規律，基本頂初次來壓步距28.1 m，周期來壓步距分12.6 m。

2）工作面初采期間支架平均初撐力為15.77 MPa，初撐力偏低，正常回采期間，隨著支架初撐力管理加強，工作面支架初撐力整體有了較大提高。

3）工作面支架循環增阻量平均為916 kN，循環增阻率平均為21.42%，增阻不顯著，說明支架初撐力提高后，支架受力狀況明顯改善，并有效控制了頂板下沉。

4）建立了開元礦大采高工作面“懸臂梁+鉸接巖梁”覆巖結構模型，下位基本頂由于回轉失穩無法形成鉸接結構而形成懸臂梁，上位基本頂滿足穩定條件能夠形成砌體梁結構。

5）針對煤壁片幫原因和影響因素提出了加快工作面推進速度、加強支護質量管理、控制割煤質量和采高等技術措施，效果良好。