田 帥，劉如鵬

（1.晉能控股集團荊寶煤業(yè)有限公司，山西 長治 046299；2.陜西黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727306）

綜采工作面在進入末采階段時，要考慮回撤通道是否需要補強支護及采動壓力對大巷的影響，摸清綜采工作面末采階段超前壓力影響范圍及強度，采取合理的措施進行預控、管控，減小對安全回撤以及對大巷壓力的影響，保證礦井安全生產(chǎn)[1-3]。本文以某礦209綜采工作面末采階段為研究對象，基于煤體應(yīng)力在線實時監(jiān)測，通過在煤體內(nèi)埋設(shè)高精度應(yīng)力傳感器，實時監(jiān)測采動圍巖近場系統(tǒng)內(nèi)靜態(tài)載荷的急劇變化，從而掌握末采階段的區(qū)域應(yīng)力演化規(guī)律，對綜采工作面安全回撤及合理留設(shè)大巷保護煤柱具有借鑒意義[4-6]。

1 工作面概況

礦井井田采用盤區(qū)式劃分，209 智能化綜采工作面是二盤區(qū)右翼第五個工作面，采用智能機械化走向長壁后退式一次采全高的采煤法，全部垮落法處理采空區(qū)頂板。工作面東北部、西北部為未采區(qū)，西南緊鄰207 采空區(qū)，東北部緊鄰211 工作面，煤層平均厚度為3 m，平均傾角為2°，開采深度為465～707 m，工作面傾向長度300.5 m，走向長度4 281 m，可采長度4 103 m。煤層頂?shù)装鍘r性特征如表1所示。留設(shè)保護煤柱150 m（膠帶巷停采點垂直距大巷距離），當工作面回采距停采線500 m時，對膠帶巷、回風巷停采線以外50～150 m范圍進行補強支護，防止采動壓力對超前巷道的破壞，保證工作面回撤安全。209 工作面液壓支架采用SAC型液壓支架電液控制系統(tǒng)控制，通過紅外傳感對位等方式，感知采煤機位置與方向，液壓支架跟隨采煤機自動移架、自動推移刮板輸送機、自動噴霧等作業(yè)。209工作面選用ZY10000/23/45D型液壓支架（過渡液壓支架：ZYG10000/23/45D；端頭液壓支架：ZYT12000/23/45D）對工作面頂板進行自動跟機移架支護。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性特征

2 煤體應(yīng)力監(jiān)測方案

1）鉆孔應(yīng)力計布置。鉆孔應(yīng)力計共計布置測站2組，一組布置在209膠帶巷實體煤側(cè)，距209工作面停采線100 m位置處布置4個鉆孔應(yīng)力計，鉆孔深度依次為5 m、7 m、9 m、11 m；另一組布置在209 回風巷實體煤側(cè)，距209工作面停采線100 m位置處布置2個鉆孔應(yīng)力計，鉆孔深度依次為5 m、9 m。鉆孔應(yīng)力計具體布置見圖1。

圖1 鉆孔應(yīng)力計具體布置圖

2）鉆孔應(yīng)力計安裝。鉆孔孔徑48 mm，開孔點距底板1.5 m，垂直于巷道兩幫，鉆孔傾角與煤層傾角保持一致。安裝鉆孔應(yīng)力計時要保持壓力枕垂直于走向的方向，并保持傳感器水平位置，至孔底后使用手動壓力泵將油壓枕壓力調(diào)節(jié)到原巖應(yīng)力狀態(tài)。209膠帶巷實體煤側(cè)（距停采線100 m）鉆孔4 個，孔深分別為5 m、7 m、9 m、11 m，孔徑為48 mm，角度為0°，鉆孔間距為1 m；209 回風巷實體煤側(cè)（距停采線100 m）鉆孔2 個，孔深分別為5 m、9 m，孔徑為48 mm，角度為0°，鉆孔間距為2 m。鉆孔應(yīng)力計見圖2，鉆孔應(yīng)力計安裝剖面圖見圖3。

圖2 鉆孔應(yīng)力計

圖3 鉆孔應(yīng)力計安裝剖面圖

3 末采區(qū)域應(yīng)力監(jiān)測分析

3.1 膠帶巷鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測分析

1）5 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深5 m，設(shè)備初始應(yīng)力5.6 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖4可知：當工作面煤壁距離測點41.6 m時，該測點的監(jiān)測應(yīng)力開始升高，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點14.4 m時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；最終該測點達到支承壓力峰值時，監(jiān)測應(yīng)力為11.31 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.02。

圖4 膠帶巷5 m測點應(yīng)力變化曲線

2）7 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深7 m，設(shè)備初始應(yīng)力6.8 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖5可知：當工作面煤壁距離測點42.0 m時，該測點的監(jiān)測應(yīng)力開始升高，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點15.0 m時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；最終該測點達到支承壓力峰值時，監(jiān)測應(yīng)力為9.31 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.37。

圖5 膠帶巷7 m測點應(yīng)力變化曲線

3）9 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深9 m，設(shè)備初始應(yīng)力6.4 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖6可知：當工作面煤壁距離測點42.0 m時，該測點的監(jiān)測應(yīng)力開始升高，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點15.0 m時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；最終該測點達到支承壓力峰值時，監(jiān)測應(yīng)力為10.74 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.68。

圖6 膠帶巷9 m測點應(yīng)力變化曲線

4）11 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深11 m，設(shè)備初始應(yīng)力4.6 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖7可知：當工作面煤壁距離測點42.0 m時，該測點的監(jiān)測應(yīng)力開始升高，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點15.0 m時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；最終該測點達到支承壓力峰值時，監(jiān)測應(yīng)力為5.95 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.30。

圖7 膠帶巷11 m測點應(yīng)力變化曲線

綜上所述，膠帶巷末采區(qū)域工作面超前支承壓力影響范圍41～42 m，平均41.9 m；應(yīng)力集中系數(shù)1.37～2.02，平均1.59；支承壓力顯著變化區(qū)14.0～15.0 m，平均14.9 m。

3.2 回風巷鉆孔應(yīng)力計監(jiān)測分析

1）5 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深5 m，設(shè)備初始應(yīng)力4.6 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖8可知：當工作面煤壁距離測點121.5 m 時，該測點的監(jiān)測應(yīng)力開始升高，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點42.3 m時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；最終該測點達到支承壓力峰值時，監(jiān)測應(yīng)力為13.11 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.85。

圖8 回風巷5 m測點應(yīng)力變化曲線

2）9 m測點。鉆孔應(yīng)力計孔深9 m，設(shè)備初始應(yīng)力3.0 MPa。由應(yīng)力變化曲線圖9可知：當工作面煤壁距離測點147 m 時，表明該測點受到采動壓力的作用進入超前支承壓力初始應(yīng)力增長階段；當工作面煤壁距離測點60 m 時，測點應(yīng)力變化梯度顯著增加，表明該測點進入超前支承壓力顯著增長階段；當工作面煤壁距離測點18 m 時，該測點達到支承壓力峰值，監(jiān)測應(yīng)力為10.85 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為3.70。

圖9 回風巷9 m測點應(yīng)力變化曲線

綜上所述，回風巷末采區(qū)域工作面超前支承壓力影響范圍121～147 m，平均134.3 m；應(yīng)力峰值超前工作面18 m；應(yīng)力集中系數(shù)2.85～3.70，平均3.28；支承壓力顯著變化區(qū)43.2～60.0 m，平均51.6 m。

4 結(jié)論

1）209膠帶巷末采區(qū)域工作面超前支承壓力影響范圍41～42 m，平均41.9 m，支承壓力顯著變化區(qū)14.0～15.0 m，平均14.9 m，故209 工作面末采回撤前需對停采線外0～42m進行補強支護，保證頂板安全。

2）209回風巷末采區(qū)域工作面超前支承壓力影響范圍121～147 m，平均134.3 m；應(yīng)力峰值超前工作面18 m，支承壓力顯著變化區(qū)43.2～60.0 m，平均51.6 m，故209 工作面末采回撤前需對停采線外0～147 m 進行補強支護，保證頂板安全。

3）根據(jù)209 膠帶巷以及回風巷煤體應(yīng)力監(jiān)測，留設(shè)大巷保護煤柱必須大于147 m，方可避免工作面回采壓力對大巷的影響。