1、21305工作面所采煤层为1-2煤,位于三盘区。煤层厚度为3.7~5.9m,总体近切眼侧较薄,近回撤通道侧较厚,平均厚度为4.6m,煤层倾角0~5°。工作面走向长度3002.18m,倾斜长度257.2m。煤层为易爆炸煤层,易自燃。图1为21305工作面布置平面图,红色为1-2上煤层巷道布置,黑色为1-2煤巷道布置情况。工作面东侧为本矿井1-2煤三盘区辅运大巷。工作面北侧为本矿井的21304面,南侧上覆的1-2上煤层12上306-1面已经回采。切眼外(西)侧为已采旺采区。 21306工作面倾斜长255.7m,推进长度2699.3m,煤层厚度为3.8~5.9m,平均厚度为4.75m,煤层倾角为0
2、°~5°。设计采高4.31m.,地质储量422.9万吨,可采储量393万吨,可采期6.7个月。该面东侧为本矿井1-2煤三盘区集中回风、辅运大巷。工作面北侧为21305面。上覆的21上306-1、21上306-2面已回采。 图1 工作面布置平面图 工作面采用单一煤层一次采全高走向长壁后退式全部垮落法的综合机械化采煤。工作面的支架为北煤ZY12000/25/50D两柱掩护式电液控制型支架,该液压支架的工作阻力为12000kN,初撑力6413 kN,顶梁长4.030m,支架中心距为1.750m,21305共用152个支架,21306共用151个支架。工作面采用双向割煤方式,往返割两刀。 2
3、 层间距变化概况 活鸡兔井三盘区1-2煤与1-2上煤层间距为6-27m,21305面对应煤层间距在工作面切眼位置最大,约为26m,由切眼至工作面回撤通道,层间距逐渐减小,特别在距回撤通道250m处,煤层间距开始小于20m,且在此区域煤层间距急剧减小,变化较快,在回撤通道处,两层煤的间距仅有2-6m,局部地区甚至更小。21305工作面煤层顶部距12上305面(已回采)煤层底板间的正常基岩厚6~27.16m,其中正常基岩厚度小于15m的只有距回撤通道250~78m的地段,其余段的正常基岩厚度在15m以上。21305工作面回撤通道附近煤层间距变化情况如图2所示,红色表示1-2上煤层工作面,蓝色表示
4、1-2煤层工作面。 21306工作面在距回撤通道312.45m范围内,层间距从20m逐渐减少到4m,其中位于采空区下的层间距变化的范围9~20m,距回撤通道71.53~312.45m;距回撤通道210.18m时,层间距开始小于15m,同时,当距回撤通道202.4m时,工作面后部98-151#支架范围内,上部为21上305回撤通道外实体煤柱,不存在层间距变化的影响,距回撤通道146.3m时,层间距开始小于12m。工作面位置及层间距变化的情况见图2所示。 图大柳塔井三不拉采区探基岩钻孔柱状图(T1-T24)2 21305、21306工作面层间距变化情况 3工作面矿压规律 为了便于发现
5、层间距变化对压力影响的差异,选取观测区域:工作面推进至上煤层21上305-2面主回撤通道正下方,对应推进距为2756.2~2926.6m,共推进170.4m。 根据现场测量的结果,在非来压时期,活柱下缩量很小,一般在10mm左右。表1为非来压期间测量的活柱下缩量情况,表2为工作面上部支架来压时所测的活柱下缩量情况,对应层间距机尾处为7m,机头处为13m。图3~图4分别为对应的支架载荷与下缩量关系曲线。 表1 117#支架非来压时支架载荷与活柱下缩量 表2 48#支架来压时支架载荷与活柱下缩量 压力/bar 载荷/kN 活柱量/mm 下缩量/mm 310 7
6、444.4922 2052 0 341 8188.9414 2049 3 345 8284.9994 2049 3 351 8429.0863 2047 5 363 8717.2602 2046 6 压力/bar 载荷/kN 活柱量/mm 下缩量/mm 350 8405.0718 2070 0 400 9605.7964 2065 5 456 10950.608 2044 26 440 10566.376 2037 33 451 10830.535 2032 38 456 10950.608 2030
7、 40 487 11695.057 2010 60 图3 非来压时117#支架载荷与活柱下缩量曲线 图4 来压时48#支架载荷与活柱下缩量曲线 由以上图表可见,当来压时,支架工作阻力迅速由初撑力增大至末阻力,时间间隔较小,在10-15min之间,活柱下缩10-20mm,与层间距较大时相比,来压较为剧烈。 根据实际观测的结果,从工作面推进入层间距较近的(小于15m)时,机尾回风巷超前工作面15m范围内开始出现两帮片帮显现,其中10月16日观测结果现显示,回风巷远离煤壁一侧片帮破碎程度较大,片帮量约达200mm。 根据现场观测结果,在工作面推进到层间距7~8m时,来压强度
8、较大,支架上方有不断的被压缩的响声,煤壁片帮量增大,工作面中部最大片帮量达到0.8m。来压持续3刀后结束,但支架的压力仍在7535kN以上。与层间距较大时,来压过后支架压力主要在6329~7535kN之间的现象相比,非来压时的支架工作阻力增大。 在来压时,活柱在10~15分钟内下缩达20mm,支架阻力由初撑力很快上升到11302kN左右,监测过程中,最大下缩量达64mm。非来压时,立柱下缩量不大,一般仍在10~20mm之内,与层间距较大时没有太大区别。 进入实体煤柱 进入实体煤柱 80号支架 进入实体煤柱 进入实体煤柱 120号支架 图5 工作面支架载荷曲线
9、 表3、4为不同层间距工作面来压统计表,表中Pz为来压时支架的平均工作阻力,Pf为非来压时支架的平均工作阻力。动载系数平均为1.39。 表3 层间距15-20m来压统计 支架 来压 步距/m 最大工 作阻力 /kN 最小工 作阻力 /kN Pz /kN Pf /kN 动载 系数 21305工作面60# 11.0 12206 6781 11879 7308 1.63 21305工作面80# 10.5 11453 6781 11252 7007 1.61 21305工作面120# 9.8 10096 6630 9971 6
10、957 1.43 21306工作面60# 9.2 11182 6000 10693 6636 1.62 21306工作面80# 9.8 11864 5864 11219 6583 1.71 21306工作面120# 9.9 11682 6227 10465 6636 1.54 平均 10.1 11414 6381 10913 6855 1.59 表4 层间距9-15m来压统计 支架 来压 步距/m 最大工 作阻力 /kN 最小工 作阻力 /kN Pz /kN Pf /kN 动载 系数
11、21305工作面50# 9.4 12206 6781 11779 7761 1.67 21305工作面70# 9.3 12357 7082 11854 7987 1.49 21305工作面80# 9.2 11453 6480 11126 7283 1.42 21306工作面60# 9.04 11318 6273 10781 7219 1.50 21306工作面80# 8.5 12546 7091 11864 7227 1.56 平均 9.09 11976 6741 11481 7495 1.53 由图5、表3、
12、表4可以看出,当层间距由20m变为15m时,支架来压特征没有明显的变化,压力值与来压时的强度均无明显差异,支架在来压时片帮最大0.5m,活柱最大下缩50mm,来压显现情况与层间距大于20m时无异。工作面周期来压步距平均为10.1m。来压时动载系数平均为1.59。80#支架由于前后来压连在一起,使来压步距变长,同时位于中部,表现的来压更为强烈,动压系数也更大。 当层间距小于15m之后,来压的持续长度有所减弱,来压时压力值升高幅度不大,但是非来压时候,压力值却相应开始增加,没有像前一阶段那样保持在30MPa左右,与前一阶段相比最大增加12.2%,达33.2Mpa。根据来压曲线和分析统计结果,来压
13、持续长度减小,反映出老顶随着层间距减小破碎程度增加。实测中活柱最大下缩40mm,由于来压相对较缓,加之移架、护帮及时,片帮最大0.5m。工作面周期来压步距平均9.09m,;来压时动载系数平均1.53。 通过不同区域与不同层间距阶段的来压情况对比可以发现,在层间距大于15m时,下部工作面开采不会受上部层间距变化的影响。层间距小于15m时,规律与之前相比变化明显。尤其在小于12m之后,来压的规律性进一步减弱,来压与百来压区分不明显。 4 结论 (1)来压时,支架工作阻力迅速由初撑力增大至末阻力,时间间隔较小,与层间距较大时相比,来压较为剧烈。在工作面推进到层间距7~8m时,来压强度较大,煤
14、壁片帮量增大,来压持续3刀后结束,但支架的压力仍在7535kN以上。与层间距较大时,来压过后支架压力主要在6329~7535kN之间的现象相比,非来压时的支架工作阻力增大。 (2)当层间距由20m变为15m时,支架来压特征没有明显的变化,压力值与来压时的强度均无明显差异,来压显现情况与层间距大于20m时无异。工作面周期来压步距平均为10.1m。来压时动载系数平均为1.59。 (3)当层间距小于15m之后,来压的持续长度有所减弱,来压时压力值升高幅度不大,但是非来压时候,压力值相应开始增加,来压持续长度减小,反映出老顶随着层间距减小破碎程度增加。工作面周期来压步距平均9.09m,;来压时动载系数平均1.53。






