大柳煤矿大采高工作面矿压规律分析.pdf

2023 年 10 月Oct.,2023doi：10.3969/j.issn.1672-9943.2023.05.005大柳煤矿大采高工作面矿压规律分析（1.华亭煤业有限公司大柳煤矿，甘肃 平凉 744100；2.华北科技学院矿山安全学院，河北 廊坊 065000；3.北京窗口科技有限公司，北京 100083）摘要 为研究大采高工作面矿压规律，以大柳煤矿1405工作面为研究对象，采用现场实测的方法分析采场与巷道受力变形特征。研究结果表明：工作面初次来压步距为19.7耀26.5 m；液压支架工作阻力均值42.4 MPa，动载系数为1.35；周期来压步距范围为13.0耀16.6 m；来压支架阻力均值为40.5 MPa，动载系数为1.30；超前支承影响范围约为70 m，剧烈影响区为40耀50 m。回风巷作为沿空掘巷仅留小煤柱，回风巷道整体变形量远高于运输巷；同一巷道断面内，浅部围岩变形量高于深部，顶板受力与变形量和回风巷侧帮大致相等，高于运输巷侧帮受力变形。关键词 大采高工作面；矿压实测；来压步距；巷道位移；锚杆受力中图分类号 TD323文献标识码 A 文章编号 1672蛳9943（2023）05蛳0015蛳040引言长期以来，煤炭作为我国的主体能源，是保障国家经济发展的重要矿产资源。由于煤矿面临的地质条件复杂多变、环境恶劣，矿井安全生产已经成为社会和企业非常关注的问题咱1-2暂。我国煤矿作业多集中在井下。井下环境恶劣、地质条件特殊，为生产及员工健康带来很大的安全威胁咱3-5暂。大柳煤矿作为新建矿井，正在进行 4 煤层采掘工作。该煤层埋深 400550 m，采高 58 m。在开采过程中，工作面出现了周期来压大、工作面淋水、巷道围岩变形较大等问题。因此，建立稳定可靠的井下矿压监测数据系统对于矿山安全管理具有重要意义咱6暂。1工作面概况大柳煤矿 1405 回采工作面属矿井 1 采区 4 煤，位于工业广场西北位置，平均煤厚 5.5 m，平均倾角7毅；地面以低山、丘陵为主，黑河横穿工作面南部，有柳家河村；工作面标高+755.6+934.9 m，埋深平均 450 m，走向长度 1 850 m，倾向宽为 231 m。工作面东面为 1406 掘进工作面，南面为西翼 3 条大巷保护煤柱，北面为井田边界，西面为未采区。工作面直接顶岩性主要为细粒砂岩、粉砂岩、泥岩，基本顶岩性为砂岩，直接底岩性为页油岩。2工作面液压支架来压分析2.1测点布置为收集工作面液压支架工作阻力数据，在工作面布置 15 个支架工作阻力记录仪收集 1405 综采工作面矿压数据。支架工作阻力记录仪分别安装在1 号测站（5#、7#、9#）、2 号测站（34#、36#、38#）、3 号测站（63#、65#、67#）、4 号测站（92#、94#、96#）、5 号测站（121#、123#、125#）。工作面矿压监测记录仪器布置如图 1 所示。图 1工作面矿压监测记录仪器布置2.2工作面来压特征分析随着工作面开采工作的进行，监测系统记录开采初次来压阶段液压支架的数据。选取的 15 个工作面支架压力变化数据如表 1 所示。由表 1 可知，工作面来初次压时，液压支架工作阻力开始增大，第1、2、3、4、5 测站液压支架工作阻力均值 42.4 MPa；工作面来压步距为 19.726.5 m，平均值为 21.2 m。两端支架阻力明显小于中部的液压支架阻力，动载系数的范围大致为 1.21.5。基金项目：华能集团总部科技项目（HNKJ21-HF20）1405 工作面推进方向区段运输平巷区段回风平巷5#7#9#34#36#38#63#65#67#92#94#96#121#123#125#能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 5 期Vol.48 No.5152023 年 10 月Oct.,2023高潮，等大柳煤矿大采高工作面矿压规律分析表 1工作面来压步距与支架阻力在初次来压后，工作面暂时摆脱了基本顶失稳的影响，顶板状况大大好转，但随着工作面继续推进，基本顶继续破断。工作面第一次周期来压步距范围为 14.116.6 m，平均值为 15.0 m；综采工作面来压支架阻力范围 38.042.5 MPa，平均值为40.2 MPa，动载系数范围 1.161.49，平均值为 1.33；第二次周期来压步距在 13.014.6 m，平均值为13.9 m，来压时的工作阻力在 38.342.9 MPa，平均值为 40.7 MPa，动载系数范围在 1.211.41，均值为1.35。第一次周期来压期间，仍然有明显的来压预兆。这与初次来压时基本相同。来压时，中部工作阻力较大，安全阀部分开启。随着回采的不断深入、采空区面积的不断增大、密实程度的提高，工作面整体的来压显现都比较明显。生产中需要保证足够的支架初撑力以保证安全生产的正常进行。3工作面巷道矿压观测分析3.1测站布置在工作面双巷内共布置 6 个测站，运输巷与回风巷各布置 3 个测站。1405 工作面两侧巷道测站具体位置如图 2 所示。图 21405 工作面巷道矿压测站布置3.2巷道表面位移监测在观 3 与观 6 测站断面监测表面位移，采用十字布点法布置。各测站表面位移变化如图 3 所示。由图 3 分析可知，当工作面位置距离测点处超过75 m 时，巷道表面位移量几乎为 0；当工作面距测点 4050 m 范围内，随着工作面不断推进，巷道围岩变形破坏速率逐渐急剧增加，巷道表面位移量陡增。工作面运输巷顶底板累计变形量为 137 mm，两帮累计变形量为 79 mm。由于工作面回风巷作为沿空掘巷仅留小煤柱，回风巷道变形量远高于运输巷，巷道顶底板累计变形量为 467 mm，两帮累计变形量为 458 mm。（a）观 3 测站（b）观 6 测站图 3各测站表面位移测站支架初次来压第一次周期来压第二次周期来压步距/m来压支架阻力/MPa步距/m来压支架阻力/MPa步距/m来压支架阻力/MPa第 1 测站5#21.239.015.339.214.340.37#21.839.215.538.013.539.69#26.538.914.339.114.539.2第 2 测站34#21.239.514.640.213.640.536#22.639.315.240.913.241.238#22.839.714.340.813.340.5第 3 测站63#23.344.316.642.214.642.965#22.642.614.042.513.042.867#23.941.515.541.814.541.6第 4 测站92#22.339.515.340.214.340.694#19.739.214.141.813.841.996#20.138.815.341.914.342.2第 5 测站121#22.438.214.638.214.640.6123#23.137.615.338.413.338.3125#20.339.515.538.314.539.5均值21.242.415.040.213.940.7观 1观 2观 3观 4观 5观 650 m50 m50 m50 m100 m100 m停采线距工作面距离/m100 125 150 175 200 225 25025 50 75-250500450400350300250200150100500顶底板移近量两帮移近量距工作面距离/m100 125 150 175 200 225 250255075-250140120100806040200顶底板移近量两帮移近量162023 年 10 月Oct.,20233.3巷道深部位移监测3.3.1测点安装在观 2 测站与观 5 测站监测断面的顶板与两帮部位安装 1 组深基点位移计。深基点位移计最大测量深度为 6.0 m，每个钻孔布置 6 个测点，分别为6.0、5.0、4.0、3.0、2.0、1.0 m。深部位移监测测点布置如图 4 所示。图 4深部位移监测测点布置3.3.2测量结果观 2 测站与观 5 测站深部位移变化分别如图5、6 所示。（a）顶板位移（b）运输巷侧位移（c）回风巷侧位移图 5观 2 测站各点深部位移（a）顶板位移（b）运输巷侧位移（c）回风巷侧位移图 6观 5 测站各点深部位移6 m5 m4 m3 m2 m1 m1 m1 m2 m2 m3 m3 m4 m4 m6 m6 m5 m5 m距工作面距离/m10012014020406080-200141210864201 m 测点2 m 测点3 m 测点4 m 测点5 m 测点6 m 测点距工作面距离/m10012014020406080-2002.52.01.51.00.50.01 m 测点2 m 测点3 m 测点4 m 测点5 m 测点6 m 测点距工作面距离/m10012014020406080-200109876543210-11 m 测点2 m 测点3 m 测点4 m 测点5 m 测点6 m 测点距工作面距离/m10012014020406080-20010864201 m 测点2 m 测点3 m 测点4 m 测点5 m 测点6 m 测点距工作面距离/m10012014020406080-2001.00.80.60.40.20.04 m 测点5 m 测点6 m 测点1 m 测点2 m 测点3 m 测点距工作面距离/m1001201402040608005432101 m 测点2 m 测点3 m 测点4 m 测点5 m 测点6 m 测点能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 5 期Vol.48 No.5172023 年 10 月Oct.,2023由图 5、6 分析可知：（1）当工作面推进至测站 70 m 范围外时，巷道深部位移量数值很小，且几乎保持不变；当工作面距测站 50 m 范围内时，巷道围岩深部离层量逐渐增大，且在工作面距测站 20 m 左右时，离层变形速率最大，超前支承压力达到峰值；工作面超前段破坏影响范围为 4050 m。（2）当工作面推进至距每一测站相同距离时，浅部 13 m 的围岩变形破坏高于深部 46 m，巷道深部 45 m 范围内围岩变形破坏最为严重。同一测站内，顶板围岩深部变形量大体与回风巷侧帮变形量相等，高于运输巷侧帮变形量，需对顶板与回风巷侧帮进行支护与扩帮。3.4锚杆受力监测在观 1 与观 4 测站监测断面的顶板与两帮部位安装 1 组锚杆测力计，锚杆受力情况如图 7 所示。（a）观 1 测站（b）观 4 测站图 7各测站锚杆受力情况由图 7 分析可知：（1）随着工作面向前推进，锚杆测力计读数逐渐缓慢增大。工作面推进至测站 40 m 范围内，测力计读数变化速率陡增，直至测站 515 m 范围内，超前支承应力达到峰值状态。（2）同一测站内，巷道顶板围岩与回风侧帮所受挤压力较大，两处变形较明显。4结论（1）工作面初次来压步距为 19.726.5 m；液压支架工作阻力均值 42.4 MPa，两端支架阻力明显小于中部的液压支架阻力，动载系数为 1.35；第一次周期来压步距范围为 14.116.6 m；来压支架阻力均值为 40.2 MPa，动载系数为 1.33；1405 工作面第二次周期来压步距为 13.014.6 m，来压时的工作阻力均值为 40.7 MPa，动载系数为 1.35。（2）当工作面位置距离测点处超过 75 m 时，巷道表面与深部位移量几乎为 0；当工作面距测点 4050 m 范围内，随工作面推进，巷道围岩变形破坏速率逐渐急剧增加，巷道表面位移量陡增，深部离层量加剧；工作面超前支承影响范围约为 70 m，剧烈影响区为 4050 m。（3）工作面运输巷顶底板累计变形量为 137mm，两帮累计变形量为 79 mm；由于工作面回风巷作为沿空掘巷仅留小煤柱，回风巷道变形量远高于运输巷，巷道顶底板累计变形量为 467 mm，两帮累计变形量为 458 mm。（4）当工作面推进至距每一测站相同距离时，浅部 13 m 的围岩变形破坏高于深部 46 m，巷道深部 45 m 范围内围岩变形破坏最为严重；同一测站内，顶板围岩深部变形量大体与回风巷侧帮变形量相等，高于运输巷侧帮受力变形。工作面回采时，需对顶板与回风巷侧帮进行支护与扩帮。参考文献1鲁晶津，王冰纯，李德山，等.矿井电阻率法监测系统在采煤工作面水害防治中的应用 J.煤田地质与勘探，2022，50（1）：36-44.2刘虎生，李杰.浅埋深 8.8 m 超大采高工作面冒顶机理及防治技术研究 J.煤炭工程，2022，54（增刊 1）：121-126.3谢亮.高突综采工作面地质灾害超前综合探测技术 J.能源与环保，2022，44（8）：68-72.4严俭祝，李博.夏阔坦煤矿 1007 综放工作面灾害综合防治技术 J.能源技术与管理，2020，45（6）：108-110.5孙东飞.彬长矿区多重灾害条件下工作面采煤方法及工艺参数研究 J.煤炭工程，2019，51（4）：1-5.6吴雪菲，李红霞，潘明涛.小庄矿大采高综放面强矿压显现规律研究 J.煤炭技术，2022，41（12）：32-35.作者简介高潮（1985-），男，采矿工程师，毕业于西安科技大学，长期从事煤炭开采与安全管理方面的科研工作。收稿日期：2023-02-23距工作面距离/m100 120 140 160 180 20020406080-2003530252015105距工作面距离/m10012014020406080040353025201510运输巷侧帮顶板回风巷侧帮运输巷侧帮顶板回风巷侧帮能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 5 期Vol.48 No.518