坪上煤业3 号煤上分层矿压显现规律研究

郜毅刚

（山西晋煤集团坪上煤业有限公司， 山西 晋城 048006）

1 坪上煤业Ⅲ1301（上）工作面概况

坪上煤业Ⅲ1301（上）综采工作面东为矿界，南为端润公路保安煤柱，西为Ⅲ1302 工作面，北为东翼轨道巷、东胶带运输巷、东一、二回风巷四条大巷。工作面地面标高为618.3～640.1 m，工作面标高为288～310 m，盖山厚度为310～360 m，平均335 m。回采煤层为3 号煤层。煤层厚度平均5.3 m，煤层倾角0°～7°，平均6°。老顶为细粒砂岩，厚度3.0～9.0 m，平均厚度6.0 m，直接顶为砂质泥岩3.05～6.20 m，平均4.63 m，直接底为砂质泥岩0.68～1.95 m，平均1.47 m，老底为细砂岩，厚度2.2～4.7 m，平均厚度3.18 m。工作面布置有四条顺槽巷道，分别为Ⅲ13011 巷、Ⅲ13012 巷、Ⅲ13013 巷、Ⅲ13014 巷。四条顺槽巷道平行布置，其中Ⅲ13011 巷位于工作面西侧，为进风巷兼做皮带运输巷和设备巷；Ⅲ13013 巷位于Ⅲ13011 巷西侧，为工作面专用进风巷；Ⅲ13012 巷位于工作面东侧，为回风巷兼做轨道运输巷；Ⅲ13014 巷位于Ⅲ13012 巷东侧，为辅助回风巷。工作面使用的液压支架为ZPZ4400/17/35 型铺网型液压支架，端头支架为ZZT9600/17/35 中置式端头液压支架，ZPZ4400/17/35 型铺网型液压支架主要技术特征如表1 所示[1]。

2 矿压观测仪器布置方法

2.1 综采工作面观测仪器布置方法

在工作面上部、中部、下部，均匀布置10 个测站，每个测站安装KJ533 顶板监测系统压力分机1台，共10 台，分别布置在2 号、16 号、30 号、44 号、58 号、72 号、87 号、97 号、107 号、115 号支架上，同时每个测站布置一台本安型数字压力计，共安装10台，分别布置在3 号、17 号、31 号、45 号、59 号、73号、88 号、98 号、108 号、116 号支架上。顶底板移近量观测在工作面布置三个测点，分别设在15 号—16号号架间、64 号—65 号号架间、115 号—116 号号架间等定工序量测[2-3]。

表1 ZPZ4400/17/35 型铺网型液压支架主要技术特征表

2.2 轨道巷观测仪器布置方法

本巷道布置二个综合测站，第一、二测站分别布置YHY60（C）矿用本安型压力检测仪和KBU101-200A 顶板动态报警记录仪。

3 观测数据分析

3.1 工作面“三量”分析

3.1.1 支架初撑力

支架初撑发挥的好坏，对控制顶板下沉有着较为重要的意义。根据对工作面支架初撑力统计结果分析，本工作面支架的初撑力最小值为2 000 kN/架，占额定初撑力使用率50.5%，初撑力小于3 000 kN/架，占额定初撑力使用率75.8%，其中小于1 000 kN/架的频率占8.9%；小于2 000 kN/架的频率占26.3%；小于3 000 kN/ 架的频率占55.2%；大于3 001～3 960 kN/架的频率占9.6%，详见下页表2。

表2 1301（上）工作面（整面）支架初撑力频率分布统计表

从上表可以看出，本工作面有90.4%液压支架额定初撑力小于3 000 kN，说明极大部分支架没有达到额定的设计要求。

3.1.2 工作最大末阻力

进一步对支架最大工作阻力进行统计还可说明这点，因为支架最大工作阻力是一个循环中的最大值，分析它对判断支架工作阻力利用率及支架阻力的适应性大小有着重要意义。观测表明：整个观测时期内支架最大工作阻力频率分布区间小于1 000 kN/架的为零，频率分布区间小于2 000 kN/架的占2.2%，频率分布区间小于3 000 kN/架的占15.4%，频率分布区间小于4 000 kN/架的占24.7%，频率分布区间大于4 001 kN 架的占57.7%，具体见表3。

表3 1301（上）工作面（整面）支架最大工作末阻力频率分布统计表

从上表可以看出，在初采观测时期内工作面液压支架最大工作阻力小于3 000 kN 的，频率为17.6%。大于4001 kN/架的频率占57.7%，占额定比重的一半以上。从宏观观测分析，工作面液压支架在使用过程中，没有发现立柱爆缸和损坏其他部件现象，说明该支架在本工作面应用是完全可以支撑顶板的。

3.1.3 顶底板移近量统计

现场观测表明，工作面没有出现底臌现象，因此可把顶底板移近量表示为顶板下沉量。工作面循环顶板下沉量统计结果为：15—16 号架间测点距煤壁距离3.1 m 时顶板下沉量为20 mm；距煤壁距离3.7 m时顶板下沉量为55 mm；距煤壁距离4.3 m 时顶板下沉量为105 mm。64—65 号架间测点距煤壁距离3.1 m时顶板下沉量为50 mm；距煤壁距离3.7 m 时顶板下沉量为150 mm；距煤壁距离4.3 m 时顶板下沉量为195 mm。115—116 号架间测点距煤壁距离3.1 m 时顶板下沉量为65 mm；距煤壁距离3.7 m 时顶板下沉量为93 mm；距煤壁距离4.3 m 时顶板下沉量为165 mm。从图1 可以看出，工作面15—16 号架间、115—116 号架间顶底板移近量要小于工作面中部的顶底板移近量，其主要原因是：由于工作面机头、机尾老塘采空区受两巷锚杆（索）支护影响，老顶岩梁的折断时间相对比工作面中部在时间上要长一些，因此，机头、机尾顶底板相对移近量要比工作面中部小，但从总体分析整个工作面顶底板移近量在可控范围，说明支架起到了有效的支撑作用。

图1 工作面顶底板移近量

3.2 工作面顶板来压特征分析

3.2.1 老顶初次来压特征

根据工作面支架工作阻力监测数据分析，工作面老顶初次来压步距为18.05 m，影响时间29 h，影响范围2.25 m，来压期间支架最大工作阻力为4 230 kN，非来压期间支架工作阻力3 202 kN，动载系数1.32。

3.2.2 老顶周期来压特征

根据工作面支架工作阻力监测数据分析，工作面周期来压最小步距为8.2 m，影响时间26 h，影响范围2.75 m，来压期间支架最大工作阻力为4 278 kN，非来压期间支架工作阻力3 995kN，动载系数1.07；周期来压最大步距为12.3 m，影响时间24 h，影响范围2.1 m，来压期间支架最大工作阻力为4 347 kN，非来压期间支架工作阻力4 040 kN，动载系数1.07；工作面平均来压步距10.3 m，平均影响时间24.6 h，平均影响范围2.4 m，来压期间支架最大平均工作阻力为4 223 kN，非来压期间支架平均工作阻力3 948 kN，支架平均动载系数1.07，顶板来压步距及来压强度整理见表4。

3.2.3 轨道巷观测数据分析

轨道巷第一测站在工作面推进40.3 m 时，顶板下沉量变化微弱为1 mm，工作面推进40.3 m 时底板底鼓量为9 mm，从40.3 m 以后巷道顶板下沉量无变化，巷道顶板压力趋于稳定。工作面推进12.5 m 时煤柱帮变形量为5 mm、工作面推进23.9 m 时工作面帮变形量为2 mm，从观测结果表明，两帮变形基本稳定，见图2。

表4 顶板来压步距及来压强度整理表

4 结论

1）1301（上）工作面老顶初次来压步距18.05 m，影响时间29 h，影响范围2.25 m，来压期间支架最大工作阻力4 230 kN，动载系数1.32。老顶周期性来压步距平均为10.3 m。来压时工作面支架最小工作阻力为4 045 kN，最大工作阻力为4 347 kN，平均为4 223 kN，液压支架额定工作阻力最高利用率平均为95.98%，平均动载系数为1.07，平均影响时间为24.6 h，平均影响范围为2.4 m。

图2 Ⅲ1301（上）轨道巷距工作面50 m 处巷道表面位移测站

2）在初采期间工作面液压支架最小工作阻力小于4 000 kN 的占工作面支架总数的42.3%，最大工作阻力大于4 001 kN 的占工作面支架总数的57.7%，约占半数以上，因此该支架额定工作阻力还有一定的富余量。

3）根据巷道变形量观测情况，巷道顶底板及两帮变形量不大，巷道围岩控制效果较好，