深井大采高綜放工作面圍巖巷道變形研究

任前程，華心祝，陳登紅，劉宗亮

深井大采高綜放工作面圍巖巷道變形研究

任前程1，2，華心祝1，2，陳登紅1，2，劉宗亮1，2

(1.安徽理工大學(xué)能源與安全學(xué)院，安徽 淮南 232001;2.煤礦安全高效開采省部級共建教育部重點實驗室，安徽 淮南 232001)

根據(jù)山東新巨龍礦大采高綜放工作面煤層地質(zhì)和巷道布置的現(xiàn)場條件，制定合理的觀測方案。采用現(xiàn)場實測結(jié)合理論分析的方法，研究了大采高綜放面在深井條件下的礦壓顯現(xiàn)情況。重點對工作面回采巷道在回采過程中的變形規(guī)律進行了實測研究，對巷道的表面和深部位移變化情況進行實踐總結(jié)。得出了該條件下巷道在回采期間的變形規(guī)律，提出了回采巷道變形三個階段的特征與相互關(guān)系，對改善巷道的維護有著積極的意義。

工作面;回采巷道;變形分析;變形規(guī)律

山東新巨龍礦2301綜放工作面位于－810水平二采區(qū)南翼下山以北，西為1#輔助運輸大巷保護煤柱，東為未開采2302工作面，北為二采區(qū)下山保護煤柱，南為村莊保護煤柱。工作面地面投影位置為農(nóng)田，3條支流從工作面流過;沙－田高壓線斜穿工作面南部，井深832.8～894.2 m。工作面走向平均1 620 m，工作面傾斜長254 m。

采區(qū)巷道布置采用二采區(qū)回風(fēng)下山、運輸下山和軌道下山，直接與工作面上平巷、下平巷聯(lián)接，形成采區(qū)的輔助運輸、煤炭運輸和通風(fēng)等生產(chǎn)系統(tǒng)。

上平巷，沿煤層底板布置。斷面為矩形，凈寬×凈高 =4.5 m ×3.5 m，凈斷面：15.75 m2，采用“錨網(wǎng)帶加錨索”作為永久支護。上平巷主要布置工作面端頭支架、超前支架、轉(zhuǎn)載機、破碎機和膠帶輸送機，用于煤炭運輸與進風(fēng)。

下平巷，沿煤層底板布置。斷面規(guī)格：矩形斷面，凈寬 ×凈高 =4.2 m ×3.5 m，凈斷面：14.7 m2，采用“錨網(wǎng)帶加錨索”作為永久支護。用于材料運輸與回風(fēng)，同時巷道下側(cè)設(shè)有水溝，用于排水。

工作面內(nèi)沿煤層底板共布置2條聯(lián)絡(luò)巷，矩形斷面：凈寬4.2 m，凈高 3.5 m，凈斷面：14.7 m2。1#聯(lián)絡(luò)巷內(nèi)布置泵站、組合開關(guān)、移動變電站、高防開關(guān)等。兩聯(lián)絡(luò)巷均采用“錨網(wǎng)帶加錨索”作為永久支護。

1 觀測方案

1.1 工作面支架壓力觀測

工作面支架壓力觀測采用山東省尤洛卡自動化裝備股份有限公司的kj216煤礦頂板安全監(jiān)測系統(tǒng)。工作面選定 9 個支架，分別在 31#、33#、35#、63#、65#、67#、116#、118#、120#安裝了 9 塊在線支架壓力自記儀，每個自記儀可監(jiān)測該架4個支柱的初撐力和工作阻力。

1.2 表面位移觀測

在巷道布置表面位移基點，觀測巷道表面位移收斂情況。包括兩幫移近量、頂?shù)滓平?，采用十字布點法布置，于兩巷分別布置1～7共7個測點，每隔20 m 1個。其中上巷2測點距切眼919.4 m。下巷2測距切眼925.9 m。此時工作面距切眼約740 m，測控范圍170 m左右。

1.3 巷道深部位移觀測

兩巷2、4、6號測點距切眼分別約925 m、885 m、845 m，監(jiān)測儀器安裝在此三測站。在上巷煤體側(cè)各安裝1個，于下巷兩幫各安裝1個，一共9個深部位移測點。

巷道深部位移采用泰安正陽牌DLH－4多點監(jiān)控型離層儀替代多點位移計來檢測巖層分離時所產(chǎn)生位移量，以此來判斷巷道的深部位移及其運動情況，側(cè)面反映回采時的礦壓顯現(xiàn)。

2301 綜放工作面 120#、65#、33#支架歷史數(shù)據(jù)曲線圖見圖1，圖2，圖3。

2 工作面來壓分析

根據(jù)圖1，圖2，圖3的觀測及分析，得出以下結(jié)論：

1)由歷史數(shù)據(jù)曲線圖結(jié)合安全閥開啟情況實測統(tǒng)計可以看出，從2011年7月2日至7月24日連續(xù)觀測中有8次周期來壓，第一次周期來壓為7月4日凌晨，持續(xù)時間為1天。第二次為6日一班，持續(xù)時間為5日和6日2天，第三次為8日一班，持續(xù)時間為8日1天，第四次為11日一班至12日，持續(xù)時間為1天，第五次為14日，第六次為17至18日，第七次為21日，第八次為24日。從安全閥開啟和片幫情況統(tǒng)計來看18日來壓最為明顯，其次7月4日、7月8日和7月12日的周期來壓較為明顯。

2)由圖1，圖2，圖3可以看出，2301綜放工作面支架后柱壓力普遍較前柱壓力小，且經(jīng)常由于后柱上方頂煤放出而造成后柱壓力為零，這就會使支架的穩(wěn)定性和可靠性降低。同時也可以看出，支架承受冒落煤矸沖擊造成的動載現(xiàn)象比較明顯。

3)工作面來壓并不是全線同時來壓，有明顯的分段性。這與工作面的頂板條件和適當(dāng)?shù)墓ぷ髅嬲{(diào)斜有關(guān)。一般工作面上部支架壓力最大，來壓較早，中部次之。全面來壓持續(xù)1 d左右。

3 巷道表面變形規(guī)律

為了得到工作面兩巷深部基點始動范圍與劇烈影響范圍以及巷道兩幫塑性區(qū)范圍，在現(xiàn)場開展了煤體深部位移觀測，根據(jù)觀測結(jié)果進行整理，得到兩巷深部基點位移變化規(guī)律。具體情況見表1和圖4。

表1 測點深部位移變化量統(tǒng)計

3.1 上巷深部位移變化規(guī)律

根據(jù)圖4可以看出，深部位移量深部點最高達137 mm，平均118 mm，淺部點最低34 mm，平均38 mm。而遠離工作面60 m變化非常緩慢;隨著工作面的推進緩慢變化，至距工作面約45 m時，巷道深部位移出現(xiàn)顯著增加;而距工作面30 m左右時，位移量開始劇烈變化，至煤壁前方出現(xiàn)峰值。由此可以判斷，距工作面60 m以外為無采動影響階段，30～60 m由于巷道受工作面超前支承壓力作用，巷道變形加劇為采動影響階段，30 m以內(nèi)為采動劇烈影響階段。

在超前支承壓力劇烈影響下，巷道圍巖變形劇烈，巷道變形速度急劇增大。綜合分析可得超前支承壓力影響范圍為60 m，超前加強支護范圍為工作面前方25 m左右，其壓力峰值在煤壁前方8 m左右。

從圖4可以看出，工作面?zhèn)壬畈? m、2 m基點位移變化量和其它點存在較大的差異，因此，可以判斷，1～2 m范圍內(nèi)，煤體出現(xiàn)了分離，由此，可知，機巷煤體塑性區(qū)的范圍1～2 m，而巷道幫部受支承壓力強烈影響范圍為3～4 m。

3.2 下巷深部位移變化規(guī)律

下巷深部位移變化曲線見圖5，深部位移量深部點最高達241 mm，平均130 mm，淺部點最低22 mm，平均43 mm。而遠離工作面50～60 m變化非常緩慢;隨著工作面的推進緩慢變化，至距工作面約40～45 m時，巷道深部位移出現(xiàn)顯著增加;而距工作面20～25 m時，位移量開始劇烈變化至煤壁前方出現(xiàn)峰值。

由此可以判斷，距工作面約60 m。在超前支承壓力劇烈影響下，巷道圍巖變形劇烈，巷道變形速度急劇增大。綜合分析可得超前支承壓力影響范圍為60 m，超前加強支護范圍為工作面前方20 m左右，其壓力峰值在煤壁前方4～10 m。

由5圖可以看出，工作面?zhèn)壬畈? m、6 m基點位移變化量和其它點存在較大的差異，且1～2 m范圍內(nèi)位移變化量較小，2 m到更深處位移變化都不是太大，向巷道方向位移依次減小，中間沒有太大的分離空間，可以判斷煤體出現(xiàn)了分離，由此可知，上巷煤體塑性區(qū)的范圍2 m以內(nèi)，而巷道幫部受支承壓力強烈影響范圍為3～5 m。

綜合兩巷各測點深部位移變化情況，具體見表1所示。由此可以看出，變化量最大為241 mm，最小為22 mm，最深點平均為124 mm，最淺點平均為42 mm。總體講深部位移變化量不大，巷道變形較小，但也有部分地段由于弱面和小構(gòu)造的存在，致使頂板條件復(fù)雜化。在超前支架反復(fù)切頂影響下加速了頂板的惡化，所以在一些地段圍巖松動范圍較大，使得下端頭頂板支護效果不佳，極大地影響了安全生產(chǎn)，且在工作面后方約5 m深部位移變化量達壁后峰。

4 巷道表面變形分析

對測站觀測數(shù)據(jù)進行整理，得出巷道在采動影響下的變形規(guī)律，具體情況如圖6所示。

由圖選取4 個測站(第 I，IV，VI，VII)測站可以看出，巷道表面位移變化過程可分為3個階段：

第I測站：

無采動影響階段：在工作面前方60 m以外，該段內(nèi)巷道受回采影響很小，圍巖移動速度較小，巷道維護狀況良好。

采動影響階段：隨工作面的推進，在40～60 m范圍內(nèi)，由于巷道受工作面超前支承壓力作用，巷道變形速度逐漸增加。

采動影響劇烈階段：隨工作面的推進，由于受回采動壓的強烈影響，在距工作面煤壁前方40 m以內(nèi)，巷道圍巖變形劇烈，巷道變形速度明顯增大。

第IV測站：

無采動影響階段：在工作面前方55 m以外，該段內(nèi)巷道受回采影響很小，圍巖移動速度較小，巷道維護狀況良好。

采動影響階段：隨工作面的推進，在30～55 m范圍內(nèi)，由于巷道受工作面超前支承壓力作用，巷道變形速度逐漸增加。

采動影響劇烈階段：隨工作面的推進，由于受回采動壓的強烈影響，在距工作面煤壁前方35 m以內(nèi)，巷道圍巖變形劇烈，巷道變形速度明顯增大。

從第VI測站和第VII測站可以看出，在距工作面煤壁前方60 m時，巷道變形速度增加，說明巷道圍巖變形劇烈，巷道受采動影響大。

由此可得出：巷道超前影響范圍為60 m，超前加強支護范圍為工作面前方40 m。

5 結(jié)論

在大量收集和調(diào)研新巨龍礦2301工作面地質(zhì)條件的基礎(chǔ)上，根據(jù)礦壓理論知識，合理制定現(xiàn)場實測方案研究大采高綜放面及其兩巷礦壓顯現(xiàn)特征，并得出如下結(jié)論：

1)2301綜放面直接頂初次垮落步距為13～15 m，初次來壓步距約33.8 m;工作面周期來壓步距平均為13.6 m，周期來壓期間動載系數(shù)平均為1.23，周期來壓復(fù)雜多變，且動載系數(shù)小、來壓頻繁，整體看來壓比較平緩。來壓步距變化幅度大，老頂能在達到極限跨距之后有規(guī)律的斷裂，頂板垮落之后形成的砌體梁結(jié)構(gòu)有效起到了保護工作面支架的作用。

2)隨著工作面的不斷推進，采動影響對兩巷的影響可分為3個階段：大于65 m為無采動影響，30～65 m為采動影響階段，30 m以內(nèi)為劇烈影響階段。超前支承壓力影響范圍為60～65 m，超前加強支護范圍為工作面前方20～25 m，其壓力峰值在煤壁前方7 m左右。兩巷煤體塑性區(qū)2 m以內(nèi)，而巷道幫部受支承壓力強烈影響范圍為3～4 m。上巷超前支架最大工作阻力為45 MPa(33 251 kN)，占額定值的110.8%，平均值為24.4 MPa(18 019 kN)，占額定值的60.1%;下巷超前支架最大工作阻力為39 MPa(28 818 kN)，占額定值的96.1%，平均值為22.9 MPa(16 921 kN)，占額定值的56.4%。超前支承應(yīng)力集中系數(shù)為 1.85。

3)由于圍巖受采動因素影響，達到穩(wěn)定所需時間較長，而且圍巖相對移近速度及相對移近量均較大，為便于圍巖管理，減少巷道維護量，在該類巷道回采期間，應(yīng)加快推進速度，以減小回采動壓對巷道的影響。

4)對于受采動影響較大，巷道頂幫和兩幫移近量較大的巷道可以采取刷幫后進行錨網(wǎng)噴索聯(lián)合支護和注漿加固，使位移量得到有效控制，有效阻止圍巖內(nèi)部的剪切變形與剪切滑動，同時，應(yīng)及時臥底控制底鼓量，以保證巷道的有效斷面達到安全規(guī)程規(guī)定的要求，以方便行人，同時滿足工作面的通風(fēng)要求。

［1］ 謝廣祥，楊 科，劉全明.綜放回采巷道圍巖變形規(guī)律的現(xiàn)場實測研究［J］.煤炭工程，2004(8)：50－52.

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Research on the Surrounding－rock Deformation Laws of Large Mining Height Fully Mechanized Caving Face in Deep Mine

Ren Qian－cheng，Hua Xin－zhu，Chen Deng－h(huán)ong，Liu Zong－liang

According to the spot conditions of the roadway－lay and coal geology in large mining height fully mechanized top coal caving face of Xinjulong coal mine in Shandong，make reasonable observation scheme.By the method of spot measured with theoretical analysis，explore the behavior law of mine pressure in this deep mine working face.This paper focus on the surrounding－rock deformation laws of the roadway in the course of coal mining.On the basis of tunnel surface and deep displacement change of practice summary，the article proposed roadway deformation characteristics and the relationship between the three stages.These laws have a positive guidance in improving the maintenance of roadway.

Coal mining face;Roadway;Deformation analysis;Deformation law

TD326

A

1672－0652(2011)12－0046－05

2011－11－18

任前程(1985—)男，安徽淮北人，2009年安徽理工大學(xué)在讀碩士研究生，主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究。(E －mail)420040724@qq.com。