畢業(yè)武， 侯鳳才， 張國(guó)華， 蒲文龍

(黑龍江科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，哈爾濱 150027)

采場(chǎng)超前支承壓力分布規(guī)律與巷道穩(wěn)定性

畢業(yè)武， 侯鳳才， 張國(guó)華， 蒲文龍

(黑龍江科技學(xué)院 安全工程學(xué)院，哈爾濱 150027)

采場(chǎng)超前支承壓力的分布情況直接影響巷道穩(wěn)定性。根據(jù)雙鴨山礦業(yè)集團(tuán)公司新安煤礦六采區(qū)綜三工作面概況，采用頂板相對(duì)位移觀測(cè)、錨桿錨索受力觀測(cè)、單體液壓支柱工作阻力觀測(cè)相結(jié)合的方法，研究了綜三工作面超前支承壓力分布規(guī)律與回采巷道穩(wěn)定性。結(jié)果表明:工作面超前移動(dòng)支承壓力影響范圍為工作面前方35 m，峰值點(diǎn)位于工作面前方20～25 m處;在錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)的條件下，上下回采巷道均處于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài)。該結(jié)果為類似條件下確定工作面合理超前支護(hù)范圍和分析回采巷道穩(wěn)定性提供了依據(jù)。

超前支承壓力;分布規(guī)律;巷道穩(wěn)定性;觀測(cè)

在煤層開采過(guò)程中超前支承壓力會(huì)引起巷道圍巖變形、頂?shù)装逑鄬?duì)移動(dòng)，以及支架、錨桿、錨索受力變形等，對(duì)巷道穩(wěn)定性影響較大，因此，研究超前支承壓力分布規(guī)律對(duì)巷道穩(wěn)定性的分析、超前支護(hù)距離的確定以及工作面的安全生產(chǎn)具有重要意義［1］。目前，確定支承壓力分布規(guī)律的方法主要包括實(shí)驗(yàn)室模擬、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、數(shù)值模擬及理論計(jì)算等［2－5］?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)方法具有實(shí)用性、可靠性、直觀性等特點(diǎn)，因此，文中采用該方法研究超前支承壓力分布規(guī)律與回采巷道穩(wěn)定性問(wèn)題。

1 工作面概況

1.1 地質(zhì)概況

雙鴨山礦業(yè)集團(tuán)公司新安煤礦六采區(qū)綜三工作面目前開采10#煤層。該煤層區(qū)域地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單，賦存穩(wěn)定，平均采高3.7 m，煤層傾角14°～16°。直接頂主要由厚3.3 m的粉砂巖組成，層理較發(fā)育，內(nèi)含厚0.3 m的煤;基本頂由平均厚度為15 m的細(xì)砂巖組成，堅(jiān)硬且節(jié)理裂隙不發(fā)育。區(qū)域煤層綜合柱狀圖見圖1。綜三工作面第一段上巷為－375 m右軌道巷(補(bǔ)道)，下巷為－420 m右機(jī)軌合一巷，工作面沿煤層偽傾向布置，走向長(zhǎng)264 m，傾斜長(zhǎng)164 m;第二段工作面上巷為－375 m右軌道巷，下巷為－420 m右機(jī)軌合一巷補(bǔ)道，走向長(zhǎng)281 m，傾斜長(zhǎng)184 m。

圖1 六采區(qū)10#煤層區(qū)域綜合柱狀圖Fig.1 Regional synthesis column map of 10#coal seam at sixth mining area

1.2 回采巷道支護(hù)形式

頂板支護(hù)采用長(zhǎng)3.5 m的W型鋼帶配合長(zhǎng)2.7 m的螺紋鋼錨桿，矩形布置，間排距1.0 m× 1.0 m，長(zhǎng)5 m的錨索間排距2.0 m×2.0 m，三花布置。護(hù)幫采用長(zhǎng)2.5 m的樹脂錨桿矩形布置，間排距0.8 m×1.0 m，滿幫滿頂掛金屬網(wǎng)。

2 觀測(cè)方案及結(jié)果分析

2.1 頂板相對(duì)位移

2.1.1 觀測(cè)方案

新安煤礦綜三工作面上順槽受區(qū)段煤柱的應(yīng)力影響，頂板比較破碎，因此只在下順槽頂板布置兩臺(tái)頂板離層指示儀。為保證監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)可靠，考慮人為、地質(zhì)等因素影響，設(shè)置兩個(gè)測(cè)面。根據(jù)同一煤層鄰近已采面礦壓顯現(xiàn)情況以及該煤層采面回采巷道變形情況，將下順槽內(nèi)第一測(cè)面布置在距離工作面35.5 m處，第二測(cè)面布置在距離工作面38.4 m處。兩測(cè)面之間的間距為2.9 m，測(cè)面布置情況如圖2所示。各測(cè)面內(nèi)測(cè)點(diǎn)的布置情況如圖3所示。各測(cè)孔內(nèi)設(shè)置兩個(gè)基點(diǎn)，與孔口距離分別為2 m和4 m。

圖2 頂板相對(duì)位移觀測(cè)測(cè)面布置Fig.2 Layout of measuring plane for relative displacement observation of roof

圖3 測(cè)面內(nèi)測(cè)點(diǎn)布置Fig.3 Layout of measuring point for measuring plane

2.1.2 結(jié)果分析

自測(cè)點(diǎn)布置開始至測(cè)點(diǎn)失效為止，現(xiàn)場(chǎng)連續(xù)觀測(cè)，將觀測(cè)數(shù)據(jù)繪制成曲線，如圖4所示。

通過(guò)分析頂板巖層相對(duì)位移曲線可知:受工作面超前支承壓力影響，工作面前方20 m處開始，頂板深部(基本頂)發(fā)生變化。在工作面前方15～22 m范圍內(nèi)，即使有超前支護(hù)的作用，直接頂與基本頂仍發(fā)生相對(duì)移動(dòng)。距離工作面越近，直接頂和基本頂巖層的相對(duì)移動(dòng)變化越大。頂板內(nèi)巖層移動(dòng)變化從工作面前方30～35 m處開始。

總體來(lái)看，頂板下沉變化不是很大，說(shuō)明巷道頂板巖層相對(duì)穩(wěn)定，巷道支護(hù)方案可行，由此也可判斷出工作面前方30 m范圍為移動(dòng)支承壓力影響區(qū)，距離工作面20 m范圍為強(qiáng)烈影響區(qū)。

圖4 頂板相對(duì)位移曲線Fig.4 Relative displacement curves of roof

2.2 單體液壓支柱工作阻力

2.2.1 觀測(cè)方案

在工作面上下順槽各布置兩個(gè)測(cè)面，每個(gè)測(cè)面內(nèi)布置一個(gè)測(cè)點(diǎn)(柱)。上順槽第一、二測(cè)點(diǎn)分別距離工作面21.7、30.0 m。下順槽第一、二測(cè)點(diǎn)分別距離工作面23.0、31.8 m，整體測(cè)面布置情況見圖5。各單體液壓支柱均通過(guò)測(cè)壓計(jì)與壓力閥相連接，實(shí)現(xiàn)工作阻力連續(xù)監(jiān)測(cè)，其連接布置情況見圖6。

圖5 液壓支柱工作阻力觀測(cè)測(cè)區(qū)布置Fig.5 Layout of measuring area for working resistance observation of hydraulic pro

2.2.2 結(jié)果分析

自測(cè)點(diǎn)布置開始至測(cè)點(diǎn)失效為止，采用現(xiàn)場(chǎng)連續(xù)觀測(cè)。根據(jù)所得觀測(cè)數(shù)據(jù)，繪制工作面不同位置處單體液壓支柱的工作阻力(p)變化曲線，見圖7。

圖6 單體液壓支柱工作阻力觀測(cè)測(cè)點(diǎn)布置Fig.6 Layout of measuring point for working resistance observation of single

圖7 單體液壓支柱工作阻力曲線Fig.7 Working resistance curves of single hydraulic pro

通過(guò)分析單體液壓支柱工作阻力變化曲線可知:

(1)上順槽距工作面5～20 m范圍內(nèi)支柱工作阻力較大，下順槽距離工作面25 m范圍內(nèi)支柱工作阻力較大，故超前支承壓力范圍應(yīng)為工作面前方5～25 m。上下順槽出現(xiàn)較大偏差，主要是由于工作面推進(jìn)過(guò)程中，工作面調(diào)斜所致。

(2)上順槽第一測(cè)點(diǎn)支柱工作阻力最大值為10 MPa，平均為9 MPa左右;第2測(cè)點(diǎn)支柱的工作阻力最大值為17 MPa，平均為16 MPa左右。兩測(cè)點(diǎn)支柱的工作阻力相差較大，主要是由于支柱的初撐力不同和工作面調(diào)斜造成的。下順槽第一測(cè)點(diǎn)支柱工作阻力最大值為8 MPa，平均為7 MPa左右;第二測(cè)點(diǎn)支柱的工作阻力最大值為6 MPa，平均為4 MPa左右，兩者相差不大。上順槽支柱受力普遍大于下順槽支柱受力，其主要原因是受區(qū)段煤柱影響所致，因此，應(yīng)加強(qiáng)上順槽支護(hù)。

(3)支柱初撐力達(dá)到峰值之后都有一個(gè)壓力下降的過(guò)程，初撐力大于8 MPa時(shí)，這種情況更明顯。綜合來(lái)看，單體初撐力應(yīng)不小于8 MPa，因此，應(yīng)提高下順槽支柱撐力。

2.3 錨桿、錨索受力

2.3.1 觀測(cè)方案

由于綜三工作面上順槽頂板比較破碎，因此只在下順槽內(nèi)進(jìn)行錨桿、錨索受力監(jiān)測(cè)。本次觀測(cè)在下順槽內(nèi)共布置兩個(gè)測(cè)區(qū)，每個(gè)測(cè)區(qū)內(nèi)布置兩個(gè)測(cè)面，分別測(cè)量錨桿和錨索的受力。其中，第一測(cè)區(qū)內(nèi)錨桿受力測(cè)面距離工作面40.0 m，錨索受力測(cè)面距離工作面41.2 m;第二測(cè)區(qū)內(nèi)錨桿受力測(cè)面距離工作面45.0 m，錨索受力測(cè)面距離工作面44.1 m，測(cè)區(qū)布置及測(cè)點(diǎn)布置如圖8、9所示。觀測(cè)儀器采用四個(gè)錨桿/索測(cè)力計(jì)和一臺(tái)YJK4500B型靜態(tài)電阻應(yīng)變儀。

圖8 錨桿、錨索受力測(cè)區(qū)布置Fig.8 Layout of measuring area for anchor rod and anchor cable acting force

圖9 錨桿、錨索受力測(cè)區(qū)內(nèi)測(cè)點(diǎn)布置Fig.9 Layout of measuring point for anchor rod and an chor cable acting force

2.3.2 結(jié)果分析

自測(cè)點(diǎn)布置開始至測(cè)點(diǎn)失效為止，采用現(xiàn)場(chǎng)連續(xù)觀測(cè)。根據(jù)觀測(cè)所得數(shù)據(jù)，分別繪制錨桿和錨索的受力曲線，如圖10所示。

圖10 錨桿、錨索受力曲線Fig.10 Anchor rod and anchor cable acting force curves

從圖10可以看出:隨著工作面的推進(jìn)，其前方30～35 m處，巷道支護(hù)中錨桿、錨索上的作用力開始增加，在距離工作面20 m以內(nèi)載荷的增加幅度較大。工作面前方20 m范圍內(nèi)，隨著工作面的推進(jìn)，錨桿、錨索受力普遍減小，但變化幅度不大。工作面前方移動(dòng)支承壓力覆蓋范圍大致在30～35 m，最大變化區(qū)位于工作面前方20 m處。錨索受力普遍大于錨桿受力，說(shuō)明基本頂與直接頂之間發(fā)生了進(jìn)一步離層。

從整個(gè)支護(hù)效果來(lái)看，錨桿和錨索受力均在兩者極限承載范圍內(nèi)，頂板處于穩(wěn)定狀態(tài)，錨索與普通錨桿聯(lián)合支護(hù)頂板，效果較好。

3 結(jié)論

(1)工作面超前移動(dòng)支承壓力區(qū)的影響范圍為工作面前方35 m，最大值位置位于工作面前方20～25 m處。為保證回采工作面順利回采，新安礦綜三工作面合理超前支護(hù)范圍為35 m，在工作面前方20～25 m處重點(diǎn)加強(qiáng)支護(hù)。

(2)在超前支承壓力范圍內(nèi)，直接頂和基本頂之間進(jìn)一步發(fā)生離層，表現(xiàn)為支柱載荷增大、錨桿(索)受力增加，為保證回采巷道穩(wěn)定，單體液壓支柱初撐力應(yīng)不小于8 MPa。該工作面離層區(qū)應(yīng)加強(qiáng)日常礦壓觀測(cè)，并根據(jù)反饋信息，及時(shí)采取措施。

(3)該工作面上順槽支柱受力普遍大于下順槽支柱受力，故應(yīng)加強(qiáng)上順槽支護(hù)。

(4)在當(dāng)前錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)的條件下，該工作面上下回采巷道均處于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài)。

［1］張國(guó)華，李鳳儀.礦井圍巖控制與災(zāi)害防治［M］.徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2009:86－92.

［2］胡國(guó)偉，靳鐘銘.大采高綜采工作面礦壓觀測(cè)及其顯現(xiàn)規(guī)律研究［J］.太原理工大學(xué)學(xué)報(bào)，2006，37(2):127－130.

［3］陳軼平.綜采工作面超前支護(hù)支承壓力觀測(cè)與分析［J］.山西大同大學(xué)學(xué)報(bào):自然科學(xué)版，2009，25(3):63－65.

［4］葉麗萍.采場(chǎng)前支承壓力分布特征及應(yīng)力峰值位置綜合研究［J］.礦業(yè)安全與環(huán)保，2011，38(5):27－29，32.

［5］朱守頌，姜 光.工作面超前支承壓力分布規(guī)律研究［J］.煤炭工程，2011(3):97－98.

Lead abutment pressure distribution law of working face and analysis of roadway stability

BI Yewu，HOU Fengcai，ZHANG Guohua，PU Wenlong
(College of Safety Engineering，Heilongjiang Institute of Science＆Technology，Harbin 150027，China)

Lead abutment pressure distribution of working face exerts a direct effect on roadway stability.This paper describes the investigation into the distribution law of lead abutment pressure in the third fully-mechanized working face and mining roadway stability according to the actual situation of the third fully-mechanized working face at the sixth mining area belonging to Xin’an coal mine Shuangyashan Coal Mining Group Co.and using combined method of relative displacement observation of the roof，observation of anchor rod and anchor cable subjected to force and observation of working resistance of single hydraulic prop.The results indicate that lead abutment pressure has an effect scope of 35 meters and peak value scope of lead abutment pressure varies from 20 meters to 25 meters in the front of the working face.And the combined support of anchor rod and anchor cable allows mining roadway to stay in a relatively stable state.The research results provide the theoretical basis for determining reasonable lead support scope of working face and analysis of mining roadway stability under similar conditions.

lead abutment pressure;distribution law;roadway stability;observation

TD326

A

1671－0118(2012)02－0135－05

2012－02－06

畢業(yè)武(1978－)，男，黑龍江省安達(dá)人，講師，碩士，研究方向:礦山壓力及其控制，E-mail:biyewu@126.com。

(編輯荀海鑫)