劉 輝 朱懷朝

（綿陽職業(yè)技術(shù)學院，四川省綿陽市，621000）

綜采工作面運輸巷礦壓觀測及其穩(wěn)定性評價

劉 輝 朱懷朝

（綿陽職業(yè)技術(shù)學院，四川省綿陽市，621000）

針對火鋪礦21126綜采工作面運輸巷道在原支護方式下圍巖位移變形量大、維護成本高等問題，基于普氏自然平衡拱理論對支護參數(shù)進行了校核計算，并對支護結(jié)構(gòu)進行了對比優(yōu)化設(shè)計。在21126綜采工作面回采期間，采用數(shù)字式壓力計、頂板離層儀和圍巖表面位移十字觀測法分別對工作面運輸巷的礦壓顯現(xiàn)進行了觀測，支承壓力峰值時的應力集中系數(shù)約為1.23，巷道圍巖表面的頂?shù)装遄畲笪灰屏糠謩e約為135 mm和102 mm，優(yōu)化后的支護方案能夠有效控制巷道應力集中和位移變形，支護后的運輸巷總體穩(wěn)定。

綜采工作面 工作面回采擾動 巷道礦壓顯現(xiàn) 支承壓力 穩(wěn)定性

地下礦山的連續(xù)回采作業(yè)會打破原有的應力平衡狀態(tài)，在工作面回采區(qū)域內(nèi)的巷道會出現(xiàn)明顯的礦壓現(xiàn)象，并隨著工作面的推進呈現(xiàn)出連續(xù)循環(huán)的周期性變化，工作面巷道的支護和維護往往需要根據(jù)生產(chǎn)實際不斷優(yōu)化調(diào)整，并通過回采實踐對巷道的穩(wěn)定性進行檢驗。火鋪礦21采區(qū)12#煤層綜采工作面運輸巷道由于原支護參數(shù)設(shè)計缺乏依據(jù)、支護結(jié)構(gòu)不合理等問題，導致綜采工作面在實際回采過程中運輸巷頂板及兩幫發(fā)生了較大的位移，局部地段圍巖位移超過260 mm，巷道返修次數(shù)多、維護工程量大、維護成本高，且對正常的生產(chǎn)進度造成了不利影響，因此為了確保巷道在回采期間的安全穩(wěn)定，有必要對支護參數(shù)及結(jié)構(gòu)進行優(yōu)化，并及時對優(yōu)化后的支護巷道穩(wěn)定性進行檢驗與評價，以及時反饋指導礦山的安全生產(chǎn)。

1　綜采工作面概況

21126綜采工作面距離地表約560 m，煤層厚度4.6 m，煤層傾角約24°，為緩傾斜厚煤層，煤層普氏系數(shù)為1.1，工作面走向長度為635.5 m，可采平均傾斜長度125.3 m，煤層上覆巖層平均容重為2550 kg/m3。21126工作面運輸巷全長651 m，巷道斷面規(guī)格為5.0 m×3.4 m（寬×高），巷道穿過3條逆斷層，斷層落差在1.5～2.5 m之間，對工作面的正?；夭捎绊懖淮螅貙幼呦虺植渴軘鄬雍拖蛐庇绊懲?，其余地段正常。綜采工作面煤層頂?shù)装逄卣饕姳?。

表1　綜采工作面煤層頂?shù)装逄卣?/p>

21126工作面運輸巷位于綜采工作面回采動壓影響范圍內(nèi)，運輸巷原采用錨桿+金屬網(wǎng)+錨索+錨梁的聯(lián)合支護方式，錨桿長1.8 m，間排距0.7 m×0.7 m，垂直巷道軸線方向隨錨桿安裝錨梁，錨索采用3-1-1-3的布置形式，即錨索間排距為2.1 m×0.7 m，錨索長度5.8 m。由于此運輸巷為21126工作面回采期間的重要運輸通道，因此必須針對原支護方式所存在的問題，對支護參數(shù)和支護結(jié)構(gòu)進行有針對性的優(yōu)化設(shè)計，并將新的支護方案及時用于現(xiàn)場實踐，從而對支護效果和優(yōu)化支護后的巷道穩(wěn)定性進行檢驗與評價，以確保運輸巷在綜采工作面回采期間的安全穩(wěn)定。

2　巷道支護參數(shù)及結(jié)構(gòu)優(yōu)化設(shè)計

針對礦山運輸巷原支護方式存在參數(shù)依據(jù)不足和支護結(jié)構(gòu)不當?shù)韧怀鰡栴}，首先基于常規(guī)理論計算對巷道支護參數(shù)進行校核，然后對巷道支護結(jié)構(gòu)進行對比優(yōu)化設(shè)計，以確保支護參數(shù)合適可靠、支護結(jié)構(gòu)均勻合理。

目前錨桿、錨索有效長度計算理論方法主要包括懸吊理論、普氏自然平衡拱理論、組合拱理論、組合梁原理以及加固拱理論等，本次選擇普氏自然平衡拱理論對主要支護結(jié)構(gòu)的參數(shù)進行校核優(yōu)化，具體計算公式可參照相關(guān)文獻，此處不再詳述。依據(jù)相應的理論計算公式分別對預應力錨桿和錨索的長度進行校核計算，計算可知頂錨桿長度Ld≥2.12 m，幫錨桿長度Lb≥1.69 m，間排距B= 0.84 m，錨索長度為6.4 m，且單個錨索的加固范圍為以錨索為中心半徑約0.8 m的圓形區(qū)域?？梢姷V山原支護參數(shù)中的錨桿長度存在一定的不合理，根據(jù)計算結(jié)果并結(jié)合礦山錨桿、錨索實際加工等情況，確定選用頂錨桿和幫錨桿的長度分別為2.2 m和1.8 m，錨桿間排距為0.8 m，選用的錨索長度為6.4 m。

另外，原支護設(shè)計中的錨索3-1-1-3的布置形式存在支護不均勻和支護重點不突出等問題，且根據(jù)實際開采經(jīng)驗可知頂板沉降量往往較大，因此需要改變錨索、錨梁等的布置形式，經(jīng)過多次試驗對比，最終確定了錨索為2-1-2的布置形式，21126工作面運輸巷優(yōu)化前后支護方案平面圖如圖1所示。

圖1　支護參數(shù)與支護結(jié)構(gòu)優(yōu)化前后對比

根據(jù)前后兩種結(jié)構(gòu)對比可知，優(yōu)化后的支護結(jié)構(gòu)能夠充分發(fā)揮單根錨索的支護性能，錨索錨固范圍和支護密度更均勻，且在巷道頂部沿軸線方向增加了2條錨梁，用于重點加固巷道頂板圍巖，頂板位移量明顯減小。

根據(jù)以上錨桿、錨索等支護參數(shù)和布置形式的校核和優(yōu)化結(jié)果可知，對原支護方案進行了重新設(shè)計，優(yōu)化后新的支護方案如圖2所示。

圖2　優(yōu)化后的錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護剖面圖

3　礦壓現(xiàn)場觀測及穩(wěn)定性評價

3.1現(xiàn)場觀測內(nèi)容及方法

為了對優(yōu)化后的支護效果和巷道的穩(wěn)定性進行客觀的評價，需要對21126綜采工作面回采期間的礦壓顯現(xiàn)情況進行現(xiàn)場觀測，觀測的內(nèi)容包括運輸巷礦壓顯現(xiàn)時的支承壓力變化及巷道圍巖位移變形情況，采用的觀測手段和方法包括數(shù)字式壓力計、頂板離層儀和圍巖表面位移 “十”字觀測法。

（1）采用YHY-60型數(shù)字式壓力計對21126工作面回采過程中的支承壓力進行觀測。為了確保監(jiān)測結(jié)果的可靠性，本次現(xiàn)場監(jiān)測在21126工作面超前運輸巷中設(shè)置3個監(jiān)測點（分別稱為Y1、Y2、Y3），相鄰測點的間距為30 m，監(jiān)測點布置如圖3所示。綜采工作面推進速度約為2.2 m/d，提前在各測點按照儀器使用要求安裝好壓力計，在工作面回采推進時，從Y1監(jiān)測點距離工作面120 m處開始采集并記錄壓力計數(shù)據(jù)，然后每次間隔3～5 d采集一次數(shù)據(jù)，當工作面推進至Y1位置處并采集完相應的數(shù)據(jù)后，需將測點的壓力計卸下，并將儀器清零，工作面繼續(xù)推進，直至工作面推進至Y3監(jiān)測點位置處。

（2）采用LBY-3型頂板離層儀和十字觀測法分別對21126工作面回采過程中運輸巷頂板離層量、巷道圍巖表面變形量進行觀測?，F(xiàn)場觀測共布置2個測點，圖3中的Y4和Y5監(jiān)測點，采用離層儀觀測淺部和深部的離層量，在兩測點頂板中間位置施工鉆孔并安裝頂板離層儀，監(jiān)測頂板內(nèi)3 m深（淺部）和頂板內(nèi)6 m深（深部）處巖層離層量，在綜采工作面21126回采過程中連續(xù)2個月觀測記錄測點離層儀的讀數(shù)；在巷道各測點位置的斷面處，布置水平測線AB和垂直測線CD，且水平測線應與巷道腰線重合，垂直測線應與巷道中垂線重合，兩條監(jiān)測的交點為中心參照點O，則A-B的相對變形即為巷道兩幫收斂量，O-C的相對變形為頂板下沉量，O-D的相對變形為底鼓量。

圖3　監(jiān)測點布置示意圖

3.2支承壓力觀測結(jié)果及分析

對21126工作面回采期間運輸巷Y1、Y2、Y3監(jiān)測點支承壓力進行了近3個月的連續(xù)觀測記錄，并將觀測數(shù)據(jù)繪制成相應的結(jié)果曲線，見圖4。

圖4　21126工作面運輸巷支承壓力觀測結(jié)果

圖4顯示，運輸巷受工作面采動影響明顯，根據(jù)曲線的總體變化情況，大致可將其分為3個階段:第一階段在距離工作面80～90 m以外處應力基本不發(fā)生變化，說明此階段基本未受到采動影響；第二階段在距離工作面45～80 m的范圍內(nèi)，支承壓力出現(xiàn)明顯的變化，但總體較為平穩(wěn)，說明此階段已經(jīng)受到較明顯的采動影響；第三階段在與工作面距離小于45 m的范圍內(nèi)，監(jiān)測支承壓力變化較為強烈，在此階段內(nèi)支承壓力達到峰值約17.6 MPa，且峰值位置出現(xiàn)在距離工作面10 m左右的位置處，說明此階段巷道受采動影響劇烈，巷道圍巖在此階段也更容易發(fā)生變形破壞等，根據(jù)計算可知達到峰值時的應力集中系數(shù)約為1.23。

3.3頂板離層及圍巖表面位移觀測結(jié)果

對21126工作面回采期間的頂板離層及巷道圍巖表面位移量進行連續(xù)觀測，根據(jù)所布置測點近2個月的觀測結(jié)果繪制相應的位移變化曲線，其中頂板離層量觀測結(jié)果如圖5（a）所示，巷道圍巖表面位移觀測結(jié)果如圖5（b）所示。

圖5　21126工作面回采過程中運輸巷位移觀測結(jié)果

根據(jù)上述2個測點位移觀測結(jié)果綜合分析可知，21126綜采工作面運輸巷采用優(yōu)化后的支護方案，受工作面采動影響，各測點的各部分位移量總體上均為先逐步增加隨后趨于平緩直至穩(wěn)定。巷道頂板淺部（3 m）位置處的最終離層量約為24 mm，深部（6 m）位置處的離層量約為35 mm；巷道圍壓頂板表面最大位移量約為135 mm，底板表面最大位移量約為102 mm，兩幫的收斂變形量約為20 mm，可見優(yōu)化后的支護方案能夠有效控制巷道頂板、兩幫圍巖等的位移變形。

3.4巷道穩(wěn)定性分析與評價

根據(jù)21126綜采工作面回采期間運輸巷的支承壓力和巷道圍巖位移觀測結(jié)果可知:綜采工作面回采擾動對運輸巷的影響明顯，且具有較強的規(guī)律性，工作面采動礦壓的影響區(qū)域大致可分為基本未受采動影響、采動影響平穩(wěn)發(fā)展和采動影響劇烈變化3個階段，其中采動影響開始顯現(xiàn)于距離工作面80～90 m位置處，支承壓力峰值出現(xiàn)在距工作面5～15 m的位置范圍內(nèi)，且峰值大小為17.6 MPa左右，應力集中系數(shù)約為1.23，與礦山歷史開采過程中的應力集中情況相比可知，其應力集中程度總體較輕，處于可控范圍之內(nèi)。整個回采過程中，應用優(yōu)化支護方案后的巷道頂板離層量小于40 mm，巷道圍巖頂板表面最大位移量約為135 mm，底板表面最大位移量約為102 mm，與原支護方案巷道產(chǎn)生大的位移量相比可知，優(yōu)化后的方案能夠較好地控制頂板離層，有效減小頂板下沉、底板底鼓以及兩幫收斂變形量。

可見，優(yōu)化后的錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護方案在應對綜采工作面采動影響較原方案具有明顯的改善，能夠滿足工作面運輸巷道的支護需要，保證回采期間的安全使用要求，總體而言在回采期間21126運輸巷是穩(wěn)定的。

4　結(jié)論

（1）針對回采工作面運輸巷原設(shè)計支護方式下的巷道圍巖位移變形量大、維護成本高等問題，基于普氏自然平衡拱理論對支護參數(shù)進行了校核計算，并對支護結(jié)構(gòu)進行了對比優(yōu)化設(shè)計，優(yōu)化后的方案較原方案在參數(shù)上和結(jié)構(gòu)上更加合理，并將其應用于21126綜采工作面運輸巷的實際支護實踐中。

（2）在21126工作面回采期間，對其運輸巷的礦壓進行了現(xiàn)場觀測，觀測結(jié)果表明在距回采工作面80～90 m的位置處采動影響開始顯現(xiàn)，支承壓力峰值出現(xiàn)在距工作面5～15 m的位置范圍內(nèi)，且峰值時的應力集中程度較輕，運輸巷道頂板離層量和圍巖位移變形較原方案有明顯的改善，壓力和位移均在實際生產(chǎn)可控范圍之內(nèi)，能夠滿足礦山正常的回采需要，優(yōu)化支護后的運輸巷在回采期間總體是穩(wěn)定的。研究成果對于礦山類似條件工作面巷道的穩(wěn)定性維護具有實際指導意義。

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（責任編輯 張毅玲）

Mine pressure observation and stability evaluation of haulage roadway of fully mechanized face

Liu Hui，Zhu Huaichao
（Mianyang Polytechnic，Mianyang，Sichuan 621000，China）

In view of the problems of large displacement deformation in surrounding rock and high maintenance costs of 21126 coalface haulage roadway in Huopu Mine under the original supporting way，supporting parameters were checked and calculated based on the Protojiakonov＇s Theory，and contrast optimization the supporting structure was contrasted and optimizing designed.During the mining of 21126 fully mechanized face，strata behaviors of haulage roadway were observed by digital manometers，roof separation indicator and cross observation method for surrounding rock deformation measurement.The results showed that the stress concentration factor was about 1.23 when the abutment pressure was peak，at the same time，the maximum surface displacements of roof and floor were about 135 mm and 102 mm respectively.The optimized supporting scheme could effectively control the roadway＇s stress concentration and displacement，so that the haulage roadway was overall stable after optimized supporting.

fully mechanized working face，mining disturbance of working face，strata behaviors of roadway，abutment pressure，stability

TD322

A

劉輝（1964-），男，漢族，四川遂寧人，現(xiàn)任綿陽職業(yè)技術(shù)學院副教授、教研室主任，主要從事高等數(shù)學的教學與研究。