近距离煤层同采工作面矿压观测分析及合理错距研究

闫 宇 超

（山西义棠煤业有限责任公司，山西 介休 032000）

0 前 言

义棠矿9201 及10201 工作面垂直布置，层间距为1.18m，10 号煤顺槽外错9 号煤顺槽10m 布置。由于9、10 号煤进行同时回采作业，相对于单一煤层的开采矿山压力的显现会呈现出不同的特征，为了掌握9、10 号煤工作面同采时，不同错距条件下工作面矿压显现规律、工作面围岩稳定情况、顺槽超前变形情况，在工作面现场布置测站，并且对收集到的现场实测数据进行分析研究，以对同采工作面的矿压规律及围岩变形情况进行掌握。为工作面巷道布置及工作面错距的确定提供指导。

1 观测工作面概述

义棠矿9201 工作面采用综合机械化采煤工艺，煤层厚度为1.13m，工作面选用MG200/448—BWD型采煤机，SGZ730/400 型中双链刮板机、SZZ764/160型桥式转载机，ZY3400/8.5/18 型液压支架，支护宽度为1.42～1.59m，根据工作面的实际长度确定使用100架，该支架控制顶板的最小距离为4.1m，最大距离为4.7m。设计工作面的长度为150m，根据目前的生产状况每日可截割6 个循环刀煤，每刀截深600mm，顶板采用垮落法进行管理。

10201 也是一个综采工作面，煤层厚度为4.32m，采用一次采全厚的采煤方法，工作面采煤机型号为MG400/930-GWD，该采煤机截割深度为0.8m，刮板输送机型号为SGZ800/1050，配合SZZ800/250 型转载机一起使用，ZY6800/24/48 型液压支架共设置114架，最大控顶距5173mm，最小控顶距为4373mm，过渡 支 架 为：ZYG6800/24/48， 端 头 支 架 为：ZYD6800/24/48。在总长为170m 的工作面中每日可割3 刀煤，日推进度为2.4m，顶板采用垮落法自动垮落充填采空区。

2 现场观测方案及测站布置

2.1 测点布置

1）每架支架必须安设压力表对支架初撑力及工作阻力进行观测，在9201 工作面共布置测线3 条，在工作面推进过程中实时记录液压支架上各测线数据的变化并通过对比分析对顶板的来压步距进行确定。三条测线所在的支架为：1 号测线：5～7#；2 号测线：50～52#；3 号测线：93～95#。

2）同样的在10201 工作面布置3 条测线，三条测线 所 在 的 支 架 为：1 号 测 线：10～14#；2 号 测 线：49～53#；3 号测线：98～102#。通过对收集到的液压支架阻力数据变化，分析得出10201 工作面的顶板来压步距。

（3）为了了解两工作面顺槽超前支护范围内围岩的变形情况，分别在两顺槽的超前支护段内以10m的间距均布测点，每条顺槽内的测点数为6 个。

（4）为了了解顶板的离层情况，顶板离层仪在顺槽顶板以每50m 的间距设置一个，同时为了对顺槽断面的变形情况进行观测，在同一位置设置观测点。

2.2 观测方法

1）支架初撑力及阻力观测。将压力表安装于主要用于承载重量的立柱上，通过对压力表数值变化的记录来了解支架的初撑力及支护阻力的变化。

2）顶板动态观测。通过在预设测点处对采煤高度、端面距、煤壁的片帮情况等的观测来对顶板的变化情况进行了解。

3）支架几何参数观测。采用目测观察，包括支架倾角、俯仰角、顶梁错茬、架间距。

4）液压支架活柱下缩量观测。对测点的支架采用标记法进行观测，使用钢卷尺测量每次移架前后立柱行程，其差值即为活柱下缩量。

5）两顺槽超前支护质量监测。该部分的监测主要包括两个方面： 一是通过测压计对单体柱压力的监测；二是时刻关注巷道围岩的变形量及顶板的离层情况。

3 矿压观测数据分析

3.1 工作面支架工作阻力分析

3.1.1 9201 工作面

图1 1#测线支架阻力变化曲线

图2 2#测线支架阻力变化曲线

图3 3#测线支架阻力变化曲线

9201 工作面液压支架工作阻力监测的时间为11.14～1.30，一共观测79 天，工作面累计推进长度约为140m，每天监测一次数据，共有79 个观测数据。由工作面3 条测线处液压支架的工作阻力统计数据分析可以得出9 号煤工作面的周期来压步距。三条测线液压支架随时间的变化曲线如图1～图3所示。

由以上监测数据图表可以对各支架处的周期来压步距进行了解，同时结合现场观测现象得出，当顶板来压时液压支架后柱的压力要比前柱所受的压力大的多，煤壁略微出现片帮现象，在工作面的中部位置的较小范围内，支架受到顶板来压冲击较为明显，其他部位顶板的压力相对较稳定，没有对支架造成明显冲击，也未出现大面积冒顶、片帮。

结合9 号煤层工作面的推进度，可计算得到工作面顶板每次来压的步距，9 号煤工作面来压步距见表1。经分析可知，9 号煤工作面周期来压步距为12～20m，平均16.73m。

3.1.2 10201 工作面

10201 工作面液压支架工作阻力监测的时间为12.10～1.30，一共观测51 天，工作面累计推进80m，每天监测一次数据，共有51 个观测数据。由工作面3 条测线处液压支架的工作阻力统计数据分析可以得出10 号煤工作面的周期来压步距。三条测线液压支架随时间的变化曲线如下图4～图6 所示。

结合10 号煤层工作面的推进度，可计算得到工作面顶板每次来压的步距，10 号煤工作面来压步距见表2。经分析可知，10 号煤工作面周期来压步距为3.25～12.35m，平均8.46m。

图4 1#测线支架阻力变化曲线

图5 2#测线支架阻力变化曲线

图6 3#测线支架阻力变化曲线

表1 9201 工作面周期来压步距统计分析表

表2 10201 工作面周期来压步距统计分析表

图7 所示为9201 及10201 工作面各支架的工作阻力，不同曲线表示不同天数时的支架工作阻力，对比分析可知，工作面支架工作阻力均呈现：中部＞下部＞上部的规律。

通过对10201 工作面顶板来压情况的观测可以发现，顶板来压时工作面矿压显现较弱，受到的冲击力不明显，究其原因是由于9 号煤层被开采完毕之后，9、10 号煤层之间所夹的岩层较薄，当10201 工作面的顶板垮落不能够充满采空区时，原先位于9 号煤层采空区中的矸石便会向下垮落充填进入10 煤层的采空区，此时便会引起9 号煤层冒落带的高度再次向上发展。再加上9 号煤层开采后上覆岩层所行成的稳定结构与10 号煤层还有一段距离，当该结构再次失稳时，原先9 号煤层采空区的散落矸石便成为一个天然的缓冲层，减轻了对10 号煤层工作面的动压冲击力，故10 号煤层工作面矿山压力缓和，受动压影响较弱。义棠矿在实际生产中可以根据实际工作面顶板的来压强度，对工作面错距进行调整。

图7 工作面支架阻力沿工作面长度方向变化曲线

3 工作面超前变形量分析

义棠矿为了得到同时满足两工作面安全回采的工作面错距，在9201 及10201 工作面推进过程中，分别调整工作面的错距为：大于78m；58～78m；48～58m；28～48m 四种布置方案，对两工作面顺槽的变形情况进行统计，主要对10 号煤工作面顺槽的变形量进行统计，不同方案的巷道变形量见图8～图10。

图8 不同错距10 号煤顺槽顶底板变形量变化曲线

图9 不同错距10 号煤顺槽两帮变形量变化曲线

图10 巷道最大变形量随错距变化曲线

经过对以上图表数据的分析，主要有以下结论：

1）错距30m 左右时，10 号煤顺槽位于9 号煤工作面后方的降压区，10 号煤顺槽围岩变形不明显，但由于受9 号煤自身和10 号煤工作面超前支承压力的叠加作用的影响，巷道围岩变形明显；

2）随着工作面错距的变大，10 号煤工作面顺槽受9 号煤工作面采动影响变小，10 号煤工作面顺槽变形量较小，40m 左右时，10 号煤工作面顺槽变形量最小；

3）工作面错距大于50m 时，由于9 号煤工作面后方底板的破坏及应力释放，导致在此范围内的10号煤工作面顺槽变形量增大，10 号煤顺槽围岩控制较为困难；

4）9、10 号煤工作面合理错距的范围为30～50m。

4 结 论

1）通过现场矿压监测得出9 号煤周期来压为12～20m，平均16.73m；10 号煤周期来压3.25～12.35m，平均8.46m。

2）分析不同错距下10 号煤顺槽围岩变形数据可以得出当两工作面错距在30～50m 时，围岩变形量较小，可以满足两工作面同时安全回采的要求。