徐建斌

（1.太原理工大學(xué)，太原 030024；2.大同煤礦集團有限責(zé)任公司，山西 大同 037000)

一側(cè)臨空巷道掘進礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及頂板控制

徐建斌1，2

（1.太原理工大學(xué)，太原 030024；2.大同煤礦集團有限責(zé)任公司，山西 大同 037000)

根據(jù)回采工作面周圍支承壓力、采動引起的巖層壓力分布規(guī)律理論，松動圈理論及錨桿錨索聯(lián)合支護理論，為礦井第一個一側(cè)臨空巷道在相鄰綜放工作面回采期間快速掘進、提供頂板控制依據(jù)，選擇合理支護參數(shù)、優(yōu)化支護設(shè)計，跟蹤整個施工過程、分析礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，為礦井后期臨空巷道頂板控制奠定堅實基礎(chǔ)。

臨空巷道；礦壓規(guī)律；頂板控制

本文所述礦井主要開采石炭系上統(tǒng)太原組5號層煤及二疊系下統(tǒng)山西組4號層煤。目前開采5號煤層，厚度0.46～16.38 m、平均5.64 m，煤層結(jié)構(gòu)較簡單，夾矸層數(shù)3-10層、一般5-6層，夾矸厚度0.10～0.42 m?，F(xiàn)采的8301綜放工作面是第一個放頂煤工作面，它與8300綜放工作面相鄰，其中5300巷與8301綜放工作面相距30 m（凈煤柱間距），是第一條在綜采放頂煤工作面生產(chǎn)期間掘進的一側(cè)臨空順槽，總結(jié)5300巷掘進期間及掘巷后期頂板壓力顯現(xiàn)規(guī)律，需為礦井后期臨空巷道掘進頂板控制提供依據(jù)，以選擇最優(yōu)的支護方案。

1 工程概況

1）8301工作面的地質(zhì)概況：8301綜采工作面上覆地表為溝梁地帶，其它均為耕地及林地，蓋山厚度486 m。8301面位于西部盤區(qū)巷南側(cè)，同層四周為實煤區(qū)，設(shè)計兩順槽長度分別為1 943 m、2 073 m，工作面傾向長度208.8 m，煤層平均厚度6.4 m。8301工作面5301巷回采范圍內(nèi)實際揭露4條斷層，在5301巷采位712 m、782 m、948 m、983 m處遇到落差F7=2.8、F8=2.5、F9=2.3、F10=1.5 m四條斷層；經(jīng)分析F10、F9、F8、F7斷層將延伸到5300巷內(nèi)，使其掘進帶來困難。巷道回采至5301巷采位205 m和418 m處時煤層煌斑巖侵入嚴重，預(yù)計5300巷在相應(yīng)位置時的地質(zhì)構(gòu)造與之基本一致。根據(jù)8301工作面實際揭露的斷層及煌斑巖侵入情況分析，5300巷掘進期間受8301綜采工作面采動影響后，在斷層、煌斑巖侵入?yún)^(qū)附近以及5300巷與8301工作面交匯期間（尤其是綜采周期來壓時）頂板壓力顯現(xiàn)將較明顯。

2）8301工作面與8300工作面5300巷概況：8301綜放工作面5301巷長2 056 m，開采長度1 030 m，該工作面開采時對5300巷影響長度為1 199 m。

2 支護理論依據(jù)及采取措施

根據(jù)巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律中圍巖壓力受采動影響巷道的圍巖應(yīng)力及變形規(guī)律、錨桿（錨索）支護理論，計算綜采工作面與5300巷交匯前錨桿（錨索）支護間排距。

2.1 回采工作面周圍支承壓力分布

煤層開采過程改變原巖應(yīng)力場的平衡狀態(tài)，對受采動影響的臨空巷道，它的維護狀況除了受巷道所處位置的自然因素影響外，主要取決于采動影響。煤層開采后采空區(qū)上部巖層重量將向采空區(qū)周圍重新轉(zhuǎn)移，使采空區(qū)周圍形成新的支承壓力帶。見圖知：在綜采工作面前方形成的支承壓力區(qū)，隨工作面的推進向前推移。在工作面沿傾斜和仰斜方向上形成的支承壓力，工作面采過一段時間后不再發(fā)生明顯變化，該部分為固定支承壓力?；夭晒ぷ髅嫱七^一定距離后，采空區(qū)上覆巖層活動將趨于穩(wěn)定，采空區(qū)內(nèi)某些地帶冒落矸石逐漸壓實，使上覆冒落巖層在不同程度上重新得到支承，因此在距工作面一定距離的采空區(qū)內(nèi)，也可能出現(xiàn)較小的支承壓力。工作面傾斜方向上固定支承壓力影響范圍一般為15～30 m，支承壓力峰值位置距煤壁一般為15～20 m，壓力增高系數(shù)為2～3。采空區(qū)支承壓力增高系數(shù)通常小于1，個別情況下達到1.3；但由于受斷層影響(開采的8301工作面兩順槽在掘進期間受4條斷層影響，預(yù)測斷層直接影響5300巷掘進)，工作面傾斜方向上固定支承壓力影響范圍預(yù)計在40～50 m。圖1為采空區(qū)應(yīng)力重新分布圖。

2.2 采動引起的底板巖層壓力分布

煤層開采引起回采空間周圍巖層應(yīng)力重新分布，不僅在周圍煤柱上造成應(yīng)力集中，而且還會向底板深處傳遞，使底板巖層的一定范圍內(nèi)重新分布應(yīng)力。根據(jù)最大水平應(yīng)力理論，在圍巖層狀特征較突出的巷道內(nèi)，受綜采工作面回采后、應(yīng)力重新分布時，鉛垂應(yīng)力向兩幫轉(zhuǎn)移，水平應(yīng)力向底板轉(zhuǎn)移。鉛垂應(yīng)力的影響主要顯現(xiàn)于兩幫，導(dǎo)致兩幫的破壞；水平應(yīng)力的影響主要顯現(xiàn)于底板巖層，表現(xiàn)為臨空巷道內(nèi)底板的鼓起。圖2為最大水平應(yīng)力原理圖。

由于8301工作面與5300巷處于同一水平、同一煤層，故按集中載荷、均布載荷、三角形載荷的有關(guān)公式，計算半無限平面體內(nèi)應(yīng)力，計算一側(cè)采空煤體作用于煤柱上的支承壓力分布，其應(yīng)力增高系數(shù)為3，見圖3。圖中曲線d、e、f表示在載荷作用下底板巖層不同深處水平截面上鉛直應(yīng)力δz的分布。曲線g、h、i表示底板巖層內(nèi)鉛直應(yīng)力與自重應(yīng)力比值的等值線，等值線外部鉛直應(yīng)力等于自重應(yīng)力γH。底板巖層任一點的應(yīng)力主要取決于上部煤柱的載荷、該點與煤柱的垂直距離以及該點與煤柱邊緣或中心線的水平距離；其規(guī)律為：作用于煤層上的支承壓力的影響深度約為1.5～2.0倍的煤柱寬度。

由分析知，降低圍巖應(yīng)力、提高圍巖穩(wěn)定性、選擇合理支護方式是巷道圍巖控制的基本途徑。因此掘進巷道臨空掘進時，巷道圍巖控制方法可歸結(jié)為巷道布置和巷道保護支護兩方面內(nèi)容。5300巷布置于8301工作面東側(cè)，距5301巷凈煤柱間距30 m，因受斷層群及放頂煤回采工藝的影響，5300巷仍受較大的相鄰工作面回采壓力。

2.3 錨桿錨索聯(lián)合支護方案

根據(jù)中國礦業(yè)大學(xué)董方庭教授的圍巖松動圈理論與錨桿錨索聯(lián)合支護理論，對5300巷內(nèi)選擇支護參數(shù)。

1）在5300巷與8301回采工作面未交匯前的支護。a.支護材料：錨桿22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強度螺紋鋼，屈服強度大于500 MPa，抗拉強度大于630 MPa，配合WD250-3的W鋼帶使用。錨索17.8 mm×9 300 mm低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，強度級別1 860 MPa。頂板使用6號冷拔鋼筋網(wǎng)；幫部使用8號菱形鉛絲網(wǎng)。b.支護間排距：錨桿間排距800 mm×800 mm，錨索間排距1.6 m×1.6 m。

2）在5300巷與8301回采工作面、且相鄰綜采工作面周期來壓后的掘進巷道支護。a.支護材料：錨桿22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強度螺紋鋼，屈服強度大于500 MPa，抗拉強度大于630 MPa，配合WD250-3的W鋼帶使用。錨索17.8 mm×9 300 mm低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，強度級別1 860 MPa。頂板使用6號冷拔鋼筋網(wǎng)；幫部使用8號菱形鉛絲網(wǎng)。b.支護間排距：錨桿間排距900 mm×900 mm，錨索間排距1.6 m×2.7 m。

3 掘進巷道與綜采工作面交匯時的情況

8301工作面采至采位553.6 m，5300巷掘進至里程1 473 m時匯交。交匯時的地質(zhì)資料顯示，在該段區(qū)域內(nèi)無斷層或其他地質(zhì)構(gòu)造影響。此時，8301工作面開采進度為6 m/d，該段區(qū)域內(nèi)放煤高度7 m，經(jīng)礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)分析，8301綜放工作面周期來壓步距15 m。5300巷掘進速度7 m/d，嚴格按照規(guī)定要求進行支護。5300巷與8301工作面交匯時剖面圖，見圖4。在5300巷內(nèi)1 860 m、1 760 m、1 660 m、1 560 m、1 480 m、1 360 m布置頂板離層檢測儀，并按規(guī)定時間采集數(shù)據(jù)，如表1所示。

4 理論值與實際觀察的情況

5300巷與8301工作面匯交時，由于掘進、回采速度均較快，而5號三盤區(qū)煤層開采時周期來壓步距相對小，在匯交前后一周內(nèi)頂板壓力顯現(xiàn)較明顯，按離層儀度數(shù)分析知，頂板下沉量達26 mm。當(dāng)綜采工作面與掘進工作面交匯時，掘進巷道受掘進及綜采的影響，在綜采面往前推進過程中，頂板變化較明顯，且在綜采面周期來壓時對掘進巷道影響較嚴重，需在掘進面與回采面交匯開始的第一次綜采面周期來壓期間，加強頂板監(jiān)測、并及時處理隱患。由于在采空區(qū)頂板壓力峰值小于1、且采空區(qū)已冒落的頂板變形基本趨于穩(wěn)定，對掘進巷道頂板控制影響顯現(xiàn)不明顯，巷道掘進后1個月內(nèi)未發(fā)生明顯的錨桿錨索托盤變形、頂板未產(chǎn)生裂縫等癥狀，表明所選的支護參數(shù)能夠滿足實際生產(chǎn)要求。

5 支護優(yōu)化設(shè)計

根據(jù)理論計算、現(xiàn)場實際施工情況、頂板離層儀監(jiān)測分析，在掘進巷道與綜采匯交前由于掘進巷道不受掘進期間圍巖應(yīng)力變化的影響，后期受相鄰工作面采動影響、本工作面采動圍巖變形較嚴重，控制臨空巷道頂板主要控制采動時頂板變形量，而在采動后期留煤柱掘進巷道時，由于采空區(qū)殘余支承壓力峰值較小，且該值基本不再發(fā)生變化，采用的錨桿錨索聯(lián)合支護已經(jīng)能夠滿足安全生產(chǎn)要求。而在5300巷里程940 m、1 000 m、1 095 m、1 260 m、1 310 m處均遇到斷層，頂板較破碎，在掘進過斷層頂板破碎帶內(nèi)均布置錨索鋼梁桁架在原有支護基礎(chǔ)上加強支護，桁架間距1.8 m。

6 實測巷道內(nèi)的礦壓顯現(xiàn)

目前8301綜放工作面已開采完，8300綜放工作面已回采500 m。當(dāng)前觀測頂?shù)装逡平?、頂板下沉量、兩幫移近量?shù)據(jù)顯示，8300綜放工作面回采期間，距工作面20～45 m范圍內(nèi)巷道時有底鼓情況，底鼓量達500 mm，頂板下沉量達46 mm，兩幫未出現(xiàn)明顯變形和移近。

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Strata Behavior and Roof Control in Roadways along Gob

XU Jianbin1,2

(1.Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China; 2.Datong Coal Mine Group,Datong 037000,China)

According to the distribution rules of abutment pressure around working face and strata pressure caused by mining,as well as broken zone and bolt-anchor supporting theory,the study provides evidences for rapid driving and roof control of the first roadway along gob in the adjacent fully-mechanized mining face.Reasonable supporting parameters and an optimized design are selected.By following the whole construction process and analyzing the strata behavior,the study is also a firm basis for the late roof control in the roadways along gob.

roadway along gob;strata behavior;roof control

TD326

A

1672-5050（2015）01-0027-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.01.010

（編輯：劉新光）

2014-09-16

徐建斌（1966-），男，河北張家口人，在讀工程碩士研究生，從事煤礦管理及技術(shù)工作。