宽沟矿卸压冲击煤层综采面矿压显现规律*

卢 俭

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京100083;2.神华新疆能源公司，新疆 乌鲁木齐830000)

0 引 言

煤矿开采条件复杂多变，致灾因素众多，一些未发生冲击地压灾害的矿井也相继出现了冲击灾害［1-2］。冲击灾害不仅严重威胁煤矿的安全生产，也引发了社会的极大关注。在这方面，国内外学者进行了大量的理论和实践研究，提出了许多行之有效的冲击地压预测预报和防治技术方法与措施，在煤矿生产中的应用也取得了显著的效果［3-5］。

根据关键层理论，工作面来压受到顶板硬厚关键层的控制。坚硬顶板的大面积悬露形成工作面超前压力集中导致大面垮落，是诱发工作面冲击地压的源头。监控和处理坚硬顶板的运动规律，采取合理措施释放顶板应力集中区的煤体应力集中，减小顶板悬露范围，有助于预防工作面冲击地压灾害的发生［4-5］。准南煤田是新疆大型煤炭现代化生产基地，受到区域构造影响，在煤层开采过程中发生了强矿压显现。工作面煤岩体释放出极大的能量，形成强矿压，在生产过程中发生了多次冲击矿压显现，造成了工作面严重的人员和财产损失灾害事故［6］。

由于宽沟煤矿特殊的地应力条件、岩层结构和地质条件，工作面冲击地压防治尤为突出。尤其是煤层顶板坚硬在采空区大面积悬露难冒造成工作面应力集中，极易诱发冲击煤层发生地压灾害事故。在生产中，系统地分析采用冲击煤层顶板大面积卸压方法对矿山压力分布的影响，研究采用了冲击煤层顶板预裂爆破法、水压致裂［7-10］等的综合卸压效果，具有重要的意义。本文结合宽沟煤矿顶板卸压条件下综采工作面条件，采用综合的矿压观测手段，结合工作面煤柱钻孔观测和液压支架工况研究，分析了冲击煤层工作面顶板卸压煤柱应力分布，以及液压支架的工作特性，揭示了冲击煤层卸压条件下的综采工作面矿压特点，研究结果为类似冲击煤层综采工作面的安全生产提供了参考依据。

1 矿山压力观测方法

宽沟煤矿开采4 -1 煤层，该煤层具备发生冲击矿压的条件。4 -1 煤层顶板为粉砂岩，平均厚度9 m，属于Ⅱ类顶板，为具有弱冲击倾向性的岩层;4 -2 煤层，平均厚度3 m，直接顶为粗砂岩，厚度大，顶板属于Ⅲ类;底板为中粗砂岩厚度18.1 m，为具有强冲击倾向性的岩层。试验综采工作面运输巷布置在实体煤层侧，回风巷道沿采空区布置，留设20 m 煤柱护巷。工作面开采前方顶板实施了超前水压致裂和预裂爆破等防冲措施进行煤层卸压，图1 中虚线范围为顶板卸压措施区间。

1.1 应力监测

1.1.1 应力观测设计

采动应力的演化过程对冲击地压的发生具有重要诱发作用。为此在试验工作面设计了工作面内部和煤体应力的监测站如图1 所示。15 个钻孔应力计共布置3 组，分别在回风巷道实体煤中距工作面129 m 处布置第1 组1#～5#共5 个煤体应力计;在采空区侧煤中距工作面139 m 处布置第2 组11#～15#共5 个煤体应力计。在运输巷下帮距工作面425 m 处布置第3 组6#～10#共5 个煤体应力计。测站钻孔直径为48 mm，每组测站钻孔的深度分别为5，7，9，11 和13 m.记录采动过程中工作面监测站的应力变化结果。

图1 工作面和煤柱观测方案Fig.1 Face and coal pillar observation program

1.1.2 观测设备

观测设备采用天地股份公司研发的KSE -Ⅲ型钢弦压力观测系统，由KSE-Ⅲ-R 型钢弦记录仪和KSE-Ⅲ-C 型钢弦采集仪、系统地面适配器和计算机等组成。巡检周期最短为1 s，压力测量量程为0 ～30 MPa，集中载荷量程为0 ～600 kN.本次矿压观测设定为30 min 自动记录一次，遇顶板来压缩短观测时间至5 min.

KSE-Ⅲ型测力仪测试压力与频率的关系为

式中 F 为测力仪所测的压力值，MPa;C 为计算系数;f0，f1为测力仪测试的初始频率和工作频率。

1.2 支架压力观测

工作面支架工况观测目的是掌握在开采过程中支架的初撑力和工作阻力等支架工作特性，掌握工作面周期来压规律。采用CDW -60R 型支架压力监测系统进行观测，布置在工作面的下部Ⅰ组、中部Ⅱ组和上部Ⅲ组支架上，每组由3 个支架组成，如图1 所示。

2 工作面的矿压规律

2.1 超前工作面压力的影响规律

根据工作面和巷道煤柱应力观测结果，得到工作面煤体压力分布曲线如图2 所示。由于在观测过程中5#应力计损坏，不计入统计观测。因此采用图2 中给出的1#～4#应力计的观测结果统计，其中1#应力观测曲线显示工作面的超前压力影响范围为0 ～62 m，峰值位置出现在工作面前方24 ～25 m;2#应力计观测的超前压力影响范围为0 ～38 m，峰值位置为16 ～18 m.3#应力计观测工作面的超前影响范围为0 ～63 m，峰值位置为工作面前方19 m 位置。4#钻孔应力计观测工作面的超前压力影响范围为0 ～45 m，峰值位置为工作面前方21 m位置。平均影响范围0 ～50 m，峰值区在16 ～25 m之间。与巷道煤帮不同距离压力观测表明，距离煤帮5 m 处应力下降，出现卸压情况，7 m 处应力出现峰值，9 m 处应力有所下降，而至11 m 处煤层应力较小而均匀。

相应地根据煤体6#～10#应力计的观测结果，得到超前工作面煤体压力分布曲线如图3 所示。观测结果显示，试验工作面超前支承压力影响范围为0 ～63 m，峰值位置为工作面前方16 ～25 m范围内。与巷道煤帮不同距离压力观测表明，距离煤帮5 m 处应力下降，出现卸压情况，7 m 处应力出现峰值，9 m 处应力有所下降，而至11 m 处煤层应力较小而均匀。与工作面回风巷煤帮压力分布基本一致。

图2 1# ～4#钻孔应力分布曲线Fig.2 1# ～4# Drilling stress distribution curve

图3 6# ～10#钻孔应力分布曲线Fig.3 6# ～10# Drilling stress distribution curve

2.2 煤柱支承压力分布

根据煤层钻孔应力计11#～15#的观测结果，综合得出如图4 所示的距离工作面100，80，60，40，20 m 等位置处的侧向煤体支承压力的分布曲线。

图4 巷道煤柱支承压力曲线Fig.4 Coal pillar bearing pressure curve

观测显示，工作面推进过程中煤柱压力处于动态变化中，煤柱核部支承压力距离工作面约60 m 范围时迅速增加，而距离工作面60 m 以外时煤柱核部支承压力基本稳定。根据侧向煤柱应力观测结果，煤柱压力峰值范围在9 m 左右。而煤柱不同深度应力观测表明，顶板卸压后在30 m 煤柱中，距离煤帮5 m 深处最小，7 m 深处在增加，9 m 深处最大，11，13 m 深处降低，但是最大的9 m 处未超过岩石破坏强度，煤柱稳定，可以将煤柱从30 m 留设减少至20 m 宽度。

2.3 工作面周期来压规律

根据工作面支架载荷观测结果，得到如图5 所示的工作面推进距离与顶板压力的关系，反映了工作面顶板卸压后的矿压显现规律。

图5 支架压力与推进距离关系图Fig.5 Support pressure and advancing distance relationship

图5 中，观测工作面上、中、下不同位置的顶板来压先后步距不同。由于水压致裂卸压、深孔预裂爆破等顶板防冲措施的作用，在工作面矿压观测过程，工作面下部顶板来压步距较小，基本都在10 m 以下，但工作面上部顶板来压步距在20 m 左右;工作面中部顶板来压步距介于10 ～20 m 之间。

顶板卸压区开采过程中，未在出现工作面顶板的切顶现象，煤壁来压平稳，全部工作面顶板来压步距较顶板预裂前步距减小0.7 ～2 倍，顶板来压期间工作面正常推进速度为5.6 m. 同时，在工作面顶板卸压区进行的煤柱钻粉试验测定，结果正常，具体分析将另文阐述。因此，适时进行工作面的顶板水压预裂和爆破切顶处理［7-9］，对工作面顶板矿压显现控制有重要的作用。

3 液压支架工况分析

3.1 支架工作阻力分析

液压支架工况分析，按实测支架立柱的最大工作阻力统计，分5 个区间进行分析，得到了工作面下部、中部和上部不同位置支架在卸压区推进过程的工作阻力分布，如图6 所示。

图6 支架工作阻力分布图Fig.6 Support resistance distribution

由图6 可见，下部Ⅰ组支架在8 ～25 MPa 区间内的工作阻力占到了92.3%;中部支架工作阻力在16 ～32 MPa 区间的占到了74.7%;上部支架工作阻力在19 ～29 MPa 区间占到57.2%，10 ～19 MPa 区间的占到了27.8%.

可见，支架工作阻力分布为下部小，上部大，工作面中部居中的规律。工作面支架平均工作阻力小于支架的额定工作阻力，表明经过顶板卸压等切顶防冲措施后，工作面顶板悬顶面积减小，支架压力较小，支架的工作阻力和支护强度出现了过剩。

3.2 支架初撑力分析

液压支架的额定初撑力为P=31.5 MPa.通过观测得到了工作面下部、中部、上部不同位置支架在卸压区间推进过程中实际初撑力的分布，如图7所示。

图7 支架初撑力分布区间直方图Fig.7 Support setting force distribution interval histogram

可以看出，工作面支架的初撑力分布在0 ～8 MPa 之间占了11.52%;在8 ～16 MPa 之间占了33.86%;在16 ～24 MPa 之间占了38.83%;在24～32 MPa 之间的数据占了15.78%.

由此可见，工作面55%的支架的初撑力超过支架额定初撑力的50%;其余支架的额定初撑力在16 MPa 以下。

3.3 循环末阻力分析

支架循环末阻力是指在支架每个割煤循环结束时，支架开始向前移动前支架的工作阻力。支架循环末阻力的大小直接反映了工作面顶板对支架的作用强度如图8 所示。

从图8 中可以看出，工作面下部支架的循环末阻力较小，分布在8 ～24 MPa 的占到了90%.中部和上部支架阻力较下部支架高，分布在16 ～24 MPa 之间占了41.63%;在24 ～32 MPa 之间占了37.16%;在32 ～40 MPa 之间占了6.73%;在40 MPa 以上的数据占了1.24%. 在8 ～16 MPa 之间的仅有3.25%.说明支架循环末阻力较高。

图8 支架工作阻力分布Fig.8 Support resistance distribution

综合可见，工作面液压支架处于微增阻和恒阻运行状态。

4 结 论

1)冲击煤层顶板卸压条件下，综采工作面超前支承压力显现规律明显，同样具有超前影响区和应力峰值区，观测工作面应力集中区超前工作面16 ～25 m;巷道煤帮支承压力影响范围为11 m，卸压区5 m，煤柱核区峰值压力距离煤帮9 m 左右。在煤层卸压措施影响下，综采工作面煤壁顶板的切顶消除，煤壁来压期间平稳，顶板来压步距较预裂前减小0.7 ～2 倍，顶板来压期间工作面正常推进速度为5.6 m.卸压后沿空侧煤帮煤体中的应力集中最大，煤柱煤核应力集中较小;

2)支架工况观测表明，煤层卸压区液压支架工作阻力和顶板支护强度出现富余，支架循环末阻力较高，工作面液压支架处于微增阻和恒阻运行状态;

3)工作面煤层钻粉试验和顶板卸压措施由于篇幅有限，将另文阐述。

References

［1］ 窦林名.煤矿开采冲击矿压灾害防治［M］.北京:中国矿业大学出版社，2006.DOU Lin-ming.Prevention and control rock burst in coal mine［M］.Beijing:China University of Ming and Technology Press，2006.

［2］ 宋振骐，卢国志，彭林军，等.煤矿冲击地压事故预测控制及其动力信息系统［J］. 山东科技大学学报:自然科学版，2006，25(4):1 -5.SONG Zhen-qi，LU Guo-zhi，PENG Lin-jun，et al. Forecast and control of rock burst in collieries and its dynamic information system［J］.Journal of Shandong University of Science and Technology:Natural Science，2006，25(4):1 -5.

［3］ 袁 亮. 煤与瓦斯共采:领跑煤炭科学开采［N］. 科学时报，2011 -02 -21(B1).YUAN Liang. Exploit coal and gas simultaneously:lead scientific coal exploration［N］. Science Times，2011 -02 -21(B1).

［4］ 范维唐，卢鉴章，申宝宏，等.煤矿灾害防治的技术与对策［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2007.FAN Wei-tang，LU Jian-zhang，SHEN Bao-hong，et al.Coal mine disaster prevention and control technologies and countermeasures［M］. Xuzhou:China University of Ming and Technology Press，2007.

［5］ 齐庆新，窦林名.冲击地压理沦与技术［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2008.QI Qing-xin，DOU Lin-ming. Rock burst theory and technology［M］. Xuzhou:China University of Ming and Technology Press，2008.

［6］ 邓广哲.硬煤裂隙能量补偿原理和应用［J］. 岩石力学与工程学报，2000，19(4):440 -444.DENG Guang-zhe. Energy compensation principle of hard coal crack and its applications［J］.Journal of Rock Mechanics and Engineering，2000，19(4):440 -444.

［7］ 邓广哲.煤层裂隙应力场控制渗流特性的模拟实验研究［J］.煤炭学报，2000，25(6):593 -598.DENG Guang-zhe.Study on seepage features of coal-bed cracks under controlling stress［J］.Journal of China coal society，2000，25(6):593 -598.

［8］ 邓广哲.封闭型煤层裂隙地应力场控制水压致裂特性［J］.煤炭学报，2001，26(5):478 -482.DENG Guang-zhe.The cracked characteristic of occlude type of coal-bed crack under Controlling hydraulic pressure in strata stress field［J］.Journal of China Coal Society，2001，26(5):478 -482.

［9］ 邓广哲，王世斌，黄炳香.煤岩水压裂缝扩展行为特性研究［J］. 岩石力学与工程学报，2004，23(20):3 489 -3 493.DENG Guang-zhe，WANG Shi-bin，HUANG Bing-xiang.Research on behavior character of crack development induced by hydraulic fracturing in coal-rock mass［J］.Journal of Rock Mechanics and Engineering，2004，23(20):3 489 -3 493.

［10］邓广哲，江万刚，郝珠成.基于统计损伤的综放区段煤柱变形时间相关性分析［J］. 采矿与安全工程学报，2009，26(4):413 -417.DENG Guang-zhe，JIANG Wan-gang，HAO Zhu-cheng.Correlation analysis of deformation time of coal pillars based on statistical damage in fully mechanized top-coal caving［J］. Journal of Mining ＆ Safety Engineering，2009，26(4):413 -417.