坚硬顶板工作面矿山压力显现特征.pdf

收稿日期 ２００３ － １２ － ０４ 作者简介 任宝（１９６６ － ） ， 山西省山阴县人 ， １９８９ 年毕业于中国矿业大学 ，从事煤矿开采及矿井通风工作 ，任燕子山矿副总工程师 。 文章编号 １００３ － ５９２３（２００４）０３ － ００７９ － ０３ 坚硬顶板工作面矿山压力显现特征 任宝 （大同煤矿集团 燕子山矿 ，山西 大同 ０３７０３７） 摘 要 针对大同矿区坚硬顶板来压显现比较强烈的条件 ， 通过观测支架载荷变化及顶板垮落特征 ， 研究 工作面矿山压力显现规律 ， 分析支架与顶板的相互作用关系 ， 以及液压支架的适应性 ， 为工作面的安全开采提 供依据 。 关键词 坚硬顶板 ； 矿山压力显现 ； 支架适应性 中图分类号 TD３２３ 文献标识码 B 1 工作面概况 ８９１１ 、 ８９１３ 工作面位于 ３０９ 盘区东北部 ，西北 为 ３０９ 盘区巷 ， 东北为 ８９１５ 工作面 ， 东南为盘区边 界 ， 西为 ８９０１ 、 ８９０２ 工作面采空区 ，工作面中部上 方 ４ ＃ 、 ８ ＃ 小窑已开采 。 ４ ＃ 至 ８ ＃ 层间距为 ４２ m ； ８ ＃ 至 １２ ＃ 层间距为 ５８ m 。 伪顶为粉砂岩 、水平层 理发育 ， 含大量植物化石 ， 厚度一般为 ０ ． ２ m ； 直接 顶为粉砂岩 、 细砂岩 、 中砂岩互层 ， 呈水平层理及斜 层理 ， 以石英长石为主 ， 厚度一般为 ８ ． ２ m ， 单向抗 压强度 ８０ MPa 。 两工作面煤层地质构造简单 ，８９１１ 工作面 ５９１１ 巷距切眼 １１２０ ～ １１３０ m 范围内有两条正断 层 ， 第一条断层 ， 走向 ２ ， 倾向 ２８２ ，倾角 ７８ ，落差 １ ． ３ m ；第二条断层 ，走向 ２ ，倾向 ２７２ ，倾角 ８０ ， 落差 ０ ． ２５ m 。 ８９１３ 面煤层结构较复杂 ，煤层厚 ２ ．４５ ～ ４ ．７５ m 之间 ， 由西北向东南逐渐变薄 ，呈分叉趋势 ，平 均煤厚 ３ ． ５０ m ， 东北部赋存 ０ ． ０５ ～ ０ ． ６２ m 的细砂 岩夹石 。 工作面内地质构造简单 ，在 ５９１３ 巷和 ２９１３ 巷实见四条落差为 ０ ． ２ ～ ０ ． ８ m 正断层 ， 对采 煤影响不大 ， 在工作面中部有一处冲刷宽 ０ ． ５ ～ ０ ． ６ m ， 长 １ ． ０ m 。 工作面中部有一条断面 ７ ．８ m ２ 的空巷 ，影响 的开采范围 ９８ m ， 与工作面成 ２６ 斜交 。 ８９１１ 工作面可采走向长度 １４４０ m ，工作面长 度 ２００ m ， 煤厚 ２ ． １０ ～ ４ ． ６０ m ，平均厚 ３ ．５３ m ，采 高为 ３ ．４ m 煤层倾角 １ ～ ４ ，工作面工业储量为 １３２ 万 t 。 ８９１３ 工作面可采走向长度 １３３０ m ，工作面长 度 ２００ m ， 煤厚 ２ ． ４５ ～ ４ ． ７５ m ，平均厚 ３ ．５０ m ，采 高为 ３ ． ４ m ，煤层倾角 １ ～ ６ ，工作面工业储量为 １３８ 万 t 。 工作面开采采用全部垮落法管理顶板 ， 工作面 支护采用 ZZS６０００ － １７／３７ 型支撑掩护式支架 ，工 作阻力 ６０００ kN ， 初撑力 ５１０５ kN 。 机组割煤后距 采煤机后滚筒 ６ m 开始正常移架 ， 最小端面距 ４６８ mm ， 最大端面距 １４６８ mm 。 两工作面均采用两巷布置 ，机轨合一 ，巷宽 ５ ． ０ m ， 高 ２ ． ８ m ，采用钢带锚杆支护和水泥托板支 护 ， 为运煤 、 进风顺槽 ， 并布置设备车 ； 回风巷宽 ４ ． ２ m ， 高 ２ ． ８ m ， 采用水泥托板锚杆支护 ， 为回风 、 运 料顺槽 。 2 顶板垮落特征 2 ． 1 直接顶初次垮落 （１） ８９１１ 工作面直接顶初次垮落 当工作面推进到距切眼煤壁 １２ m 时 ，从工作 面中尾部直接顶开始冒落 ，推进到距切眼煤壁 １５ m 时 ， 采空区直接顶除头尾落山角留有少量悬板 外 ， 其它都全部垮落 ，垮落高度为 ２ ．５ ～ ３ ．５ m 。 从冒落的岩石可看出直接顶层理发育厚度一般为 ０ ． ７ m 左右 ，块度不大 。 以后老塘顶板随采随冒 ， 岩石碎胀系数在 １ ． ２ ～ １ ． ３ 之间 。 （２） ８９１３ 工作面直接顶初次垮落 ８９１３ 工作面直接顶初次垮落与 ８９１１ 面基本 ９７矿山压力与顶板管理 ２００４ ．№ ３ 相同 ， 当工作面推进到距切眼煤壁 １３ ～ １７ m 时 ， 采空区直接顶除头尾落山角留有少量悬板外 ， 其它 都全部垮落 ，垮落高度为 ３ m 左右 ，层理厚度比 ８９１１ 面稍大 ， 一般为 ０ ． ８ ～ ０ ． ９ m 之间 。 2 ． 2 老顶初次来压和周期来压 （１） ８９１１ 面老顶初次来压 工作面直接顶初次垮落后 ， 随着工作面不断向 前推进 ， 支架后方的直接顶随支架的前移而冒落 ， 机道上方顶板完整无裂隙 。 当工作面推进到距煤壁 ２８ m 时 ，顶板开始响 动 ， 伴有炮声 ，片帮加剧 ，工作面推进到 ３２ m 处 ， 采高 ２ ． ７ m 左右 ，老顶初次来压 ，工作面尾部有约 ６０ ～ ８０ m ２ 的悬板全部垮落 ， 采空区被冒落岩石覆 盖 ， 伴有闷声现象 ，煤壁片帮最大达到 １０ m 左右 ， 机道顶板距煤壁 ０ ． ３ ～ ０ ． ５ m 处出现断裂缝隙 ，但 较完整 ， 有 ２４ 个支架立柱安全阀开启 ， 支架最大载 荷达 ６０００ kN 以上 。 （２） ８９１３ 面老顶初次来压 ８９１３ 面由于有 ０ ．０５ ～ ０ ．６２ m 的细砂岩夹石 的影响 ， 推进速度比 ８９１１ 面较慢 。 当工作面推进 距切眼煤壁 ２９ ．５ m 时 ，工作面压力开始逐渐增大 煤壁片帮 。 到工作面推进 ３９ ．５ m ，工作面老顶初 次来压 ， 来压强度及压力显现与 ８９１１ 面相仿 ， 最大 片帮深 ０ ．７ ～ ０ ．９ m 之间 ，采空区被冒落岩石覆 盖 ， 伴有闷声现象 ， 机道顶板没有出现断裂缝隙 ， 支 架最大载荷达到 ５８９５ kN ，有个别立柱安全阀开 启 。 （３） 工作面的周期来压 初次来压后 ， 工作面煤壁片帮减轻 ，但片帮深 度仍达 ０ ．３ ～ ０ ．５ m 左右 ，尾部略大于头中部 ，循 环支架载荷继续呈增阻 。 以后的周期来压都比较明显 。 来压强度与初 次来压强度相仿 ，８９１１ 工作面周期来压步距 １５ ～ ２７ m ， ８９１３ 工作面周期来压步距 １７ ～ ２８ m ，来压 时压力较大 ， 支架安全阀有开启现象 。 2 ． 3 过夹石的矿压显现 ８９１３ 工作面煤层厚 ２ ．４５ ～ ４ ．７５ m ，平均 ３ ．２ m ， 从 ８９１３ 切眼自尾端头起 ， 沿工作面倾向约有厚 度为 ０ ．１５ m 细砂夹石 。 由工作面煤壁往巷口方 向 ４０ m 夹石需打震动炮 ， 夹石厚度最大达 ０ ． ７ m ， 一般距顶板 １ ． ４５ ～ １ ． ７０ m 之间 ，经点载荷和标准 件测试 ， 夹石的平均硬度系数 f ＝ ５ 。 振动炮钻孔使用 TXN － ７５ 型液压钻孔 ，孔径 不小于 ５０ mm ， 钻孔打在夹石层中间 ，孔距按夹石 厚度确定一般为 ５ ～ ７ m ， 夹石越厚 ， 孔距越小 。 爆 破后破碎半径 １ ． ５ m ，松动半径 ３ m ，孔口在 ８９１３ 巷 ， 超前工作面煤壁 ２０ m 放振动炮 。 工作面过夹石层期间经历了老顶初次来压和 ２４ 次周期来压 ， 最大来压强度为 ６０００ kN ，来压步 距 ７ ～ ２５ m ，工作面日平均推进速度为 ４ ．１５ m 。 机道顶板除了来压期间有较小范围较破碎外 ， 基本 保持顶板完整 ， 没有影响正常生产 ，由于振动炮放 在夹石层 ， 对顶板影响较小 。 2 ． 4 过断层的矿压显现 ８９１１ 面和 ８９１３ 面共有 ６ 条断层 ，均属挤压正 断层 ， 除最大落差为 １ ．３ m 断层对回采有一定影 响外 ， 其它断层落差在 ０ ． ２ ～ ０ ． ８ m 之间 。 因断层 处煤层厚度均在 ３ ．４ ～ ４ ．２ m 之间 ，除去断层落 差 ， 最小过断层煤厚在 ３ m 以上 。 在开采过程中 ， 没有发现破碎带 ， 按正常生产的速度均顺利通过断 层 ， 工作面内有明显的断裂面 ，而机道顶板顶煤均 较完整 ， 支架载荷也无明显的增大 ，无其它异常矿 压显现 。 ８９１１ 面 ５９１１ 巷所见的落差 １ ．３ m 断层与工 作面斜交约 ４５ ～ ５５ ，距切眼煤壁 １１２０ m ，切眼一 侧为该断层的下盘 ， 另一侧为上盘 ， 属挤压正断层 ， 断层处煤层厚 ４ ．２ ～ ４ ．３ m 。 当工作面距断层 １０ m 时 ， 由原来的沿顶开采 ，逐步进行刹底 ，每刀刹 底量为 １００ mm 。 工作面采高保证在 ３ m 以上 ，工 作面推进到断层时已沿底开采 ， 断层下盘落差最大 为巷道处 ， 越往工作面越小 ，断层面有明显的挤压 光面 ， 工作面片帮为 ０ ． ３ ～ ０ ． ５ m ，日推进 ８ m 。 过 断层时经历了一次周期来压 ，来压较明显 ，支架最 大载荷为 ５８９０ kN ， 工作面机道顶板基本完整 。 2 ． 5 其它矿压显现情况 ２９１１ 巷和 ２９１３ 巷宽为 ５ m 和 ４ ． ６ m ， 是大同 局断面最大的顺槽巷 。 ５９１１ 和 ５９１３ 巷宽 ４ m ，在 生产过程中 ，上下顺槽均进行 ２０ m 超前支护 ，其 中 ， ２９１１ 和 ２９１３ 巷采用双排单体柱戴工字钢花边 柱帽 。 ５９１１ 、 ５９１３ 巷采用前 １０ m 双排 ， 后 １０ m 单 排超前支护 。 通过两个工作面生产证明 ， 巷道维护 是成功的 。 除工作面两顺槽在超前 ２５ ～ ３５ m 片 帮达 ０ ． ５ ～ ０ ． ８ m 外 ，巷道顶板上下安全出口的顶 板始终保持完整 ， 没有发生严重漏顶事故 。 ８９１１ 面切眼巷宽 ６ ． ５ m ， 由原来掘进完成宽 ３ m 使用炮掘扩帮 ６ ． ５ m ， 巷内采用水泥托板锚杆支 护 ， 排间距 １ m ， 靠工作面一侧支设带帽木点柱 ，柱 距 １ ． ５ m ， 为工作面安装设备提供空间 。 在安装过 程中没有发现片帮 、漏顶现象 ，确保了设备井下安 装 ， 保证了按时试产投产 。 ０８ ２００４ ．№ ３ 矿山压力与顶板管理 3 支架载荷 3 ． 1 支架初撑力 ZZS６０００ － １７／３７ 支架 额定 初 撑 力 为 ５１０５ kN／架（当泵站压力为 ２６ MPa 时） ，实际初撑力变 化在 ２６０３ ～ ５６０６ kN 之间 ， 见表 １ 。 表 １ 工作面初撑力分布 架 号 实测／kN 最小 最大 平均 分布区间／kN ＜ ２０００～ ３０００～ ４０００～ ５０００～ ６０００ １０＃３５０４ ５４０６５０３５００１ ． ６ ％２８ ． ８ ％６９ ． ６ ％ ３０＃３０００ ５６００４０９９００３ ． ５ ％４５ ． ４ ％５１ ． １ ％ ６９＃２６０３ ５６０６４９００００ ． ８ ％２ ． ２ ％４４ ％５３ ％ １０７＃２６０３ ５６０６４９０９００ ． ４ ％２ ． ９ ％４８ ． ８ ％４７ ． ９ ％ １２７＃２８０３ ５６０６５０１９００ ． ５ ％２ ． ７ ％３５ ． ８ ％６１ ． ６ ％ 上表说明 ， 实际初撑力有 ５６ ． ６４ ％ 达到或超过 支架初撑力 ， 头 、 尾部支架初撑力略高于中部 ， 以统 计数可看出 ， 最大初撑力已达到支架额定工作阻力 的 ９３ ． ４３ ％ 。 3 ． 2 支架载荷变化 从矿压数据统计结果得知 ，支架增阻明显 ，没 有出现 降 阻 型 ，而 恒 阻 型 占 ８ ．１ ％ ，增 阻 型 占 ９１ ． ９ ％ ， 其增阻类型分布见表 ２ 。 表 ２ 支架载荷变化 架号降阻型恒阻型 增阻型 一增二增多增合计 １０＃０９ ． ４４ ％６９ ． ４４ ％１９ ． ８９ ％２ ． ２３ ％９０ ． ５６ ％ ３０＃０７ ． ９３ ％６９ ． １６ ％２０ ． ２７ ％２ ． ６４ ％９２ ． ０７ ％ ６９＃０６ ． ９３ ％７０ ． ６１ ％１９ ． １９ ％３ ． ２７ ％９３ ． ０７ ％ １２７＃０１３ ． ８８ ％６７ ． ７８ ％１５ ． ５６ ％２ ． ７８ ％８６ ． １２ ％ 从末阻力和增阻力统计来看 ，末阻力在 ５０００ ～ ６０００ kN 之间 ，占总循环数的 ８４ ．３２ ％ ，大于等 于 ６０００ kN 的占总数 ６ ． ９２ ％ 。 增阻量占比例最多 的是 ４００ 至 ８００ kN 之间 ，占总数的 ４１ ．３ ％ ，其详 细统计结果见表 ３ 、 ４ 。 表 ３ 末阻力分布统计表 （单位 kN） 架号＜ ２０００ ２０００ ～ ３０００ ３０００ ～ ４０００ ４０００ ～ ５０００ ５０００ ～ ６０００ ＞ ６０００ １０＃０００８ ． ３ ％６７ ． ７ ％３ ． ８ ％ ３０＃０００ ． ８ ％７ ． ９ ％８２ ． ３ ％８ ． ８ ％ ６９＃０００２ ． ４ ％９４ ． ２ ％３ ． ２ ％ １０７＃０００ ． ４ ％１１ ． ４ ％８０ ． ２ ％８ ． ３ ％ １２７＃００１ ． １ ％１１ ． １ ％７７ ． ２ ％１０ ． ５ ％ 表 ４ 增阻量分布表 架号 ０ ～ ４００ kN／架 ４００ ～ ８００ kN／架 ８００ ～ １２００ kN／架 １２００ ～ １６００ kN／架 １６００ ～ ２０００ kN／架 ２０００ ～ ２４００ kN／架 平均增阻量 ／kN 架 － １ １０＃３６ ． ６ ％４５ ％６ ． ６ ％２ ． ２ ％６ ％０３９６ ３０＃１９ ． ８ ％３７ ． ４ ％１７ ． １ ％７ ． ４ ％２ ． ２ ％０ ． ６ ％５５２ ６９＃２０ ％４０ ． ４ ％２２ ． ４ ％８ ． １ ％１ ． ６ ％０ ． ４ ％６０６ １０７＃２８ ． ３ ％４０ ． ４ ％２３ ． ２ ％４ ． ６ ％０ ． ９ ％０５７０ １２７＃３１ ． ６ ％４３ ． ６ ％６ ． ６ ％３ ． ８ ％００３８９ 3 ． 3 支架适应性分析 由上 述 分 析 可 知 ，来 压 强 度 最 大 时 超 过 ６０００ kN／架即 ７４３ kN／m ， 支架最大实际支护强度 为０ ． ７４ MPa 。 ZZS６０００ － １７／３７ 型液压支架的支 护强度为 ０ ． ８１ ～ ０ ．９１ MPa ，完全能符合支护强度 要求 ， ８９１１ 工作面共推进 １４４０ m ， 经历了 １２２ 次周 期来压的考验 ， 没有发现支架本身损坏影响生产的 情况 ， 也可说明该支架的总体性能能满足工作面生 产的需要 。 由表 ２ ， 实际初撑力有 ５６ ．６４ ％ 达到或超过支 架的初撑力 ， 表明泵站流量和泵站压力均能满足工 作要求 ， 支架快速移动系统可满足移架需要并能保 证较高的支架初撑力 。 但以统计数可知最大初撑 力为 ５６０６ kN ， 已达到工作面额定阻力的 ９３ ． ４３ ％ 。 工作面的老顶初次来压和周期来压期间 ， 工作 面机道顶板都出现过 １ ～ ３ 条裂隙 ，由于该支架采 用楔形顶梁 ， 完整性好 ， 避免了机道顶板破碎 ， 从本 工作面生产过程中来看 ， 采用楔形顶梁优越于铰接 形前梁 。 4 结论 （１） 燕子山矿 １２ ＃ 直接顶初次跨落步距 １５ m ， 属 ２ b 类中等稳定顶板 ， 老顶初次来压步距为 ３９ ． ５ m ， 来压强度比较明显 ， 属 Ⅲ 类老顶 。 （２） ZZS６０００ － １７／３７ 型支架承受了最大超过 ６０００ kN 的载荷 ，整体结构合格 ，支护强度可满足 开采要求 。 楔形顶梁对维护机道顶板起到了积极 作用 ， 避免了顶板破碎 。 其快速移架系统加快了移 架速度 。 （３） 周期来压与非周期来压期间压力变化不 大 ， 动载系数仅为 １ ． １５ 。 （４） 工作面初撑力较高 ， 减少了顶板下沉和压 力释放 ， 造成支架工作面阻力偏大 ，建议支架的初 撑力保持在额定工作阻力的 ７５ ％ ～ ８５ ％ 之间 ，泵 站压力相应保持在 ０ ． ２６ ～ ０ ． ２７ MPa 之间 。 １８矿山压力与顶板管理 ２００４ ．№ ３