回采工作面超前矿压显现特征及控制分析

赵　干

（淮南矿业集团，安徽淮南232001）

摘要： 针对谢一矿4222(3)采煤工作面的上、下风巷和辅助上山受采动影响情况，对三条巷 道的矿压显现进行了现场测试。分析了回采工作面上、下风巷内单体支柱工作阻力及巷道围 岩变形等变化规律，提出了受采动影响巷道的支护措施，合理的控制了巷道围岩变形，保证 采煤工作面的安全回采。

关键词：工作阻力；巷道围岩变形；分布规律；针对措施

中图分类号：TD823.9文献标识码：A[WT]文章编号：16721098(2008)02002204

Analysis of Advance Stress Behavior in the

Longwall and Its Control

ZHAO Gan

(Huainan Mining Group Co. Ltd.，Huainan Anhui 232001, China) Abstract:In view of the mining affecting the upwarddownward airways and access orial uphillof mining face 4222(3) in xieyi coal mine, insitu survey of sur ro unding rock in the three roadways was done. The working resistance ofsingle pr op and the surrounding rock deformation of roadways were analyzed, this paper pu t forwards the support measures in the mining affecting roadways, these measurescontrol the surrounding rock deformation of roadway and guarantee the mining fa ce safety.

Key words:Working resistance; The surrounding rock deformation of roadway; Dist ributionregularity; Countermeasures

试验工作面4222(3)为“双突”煤层， 上风巷标高-554.1 m， 下风巷标高 -596 .4 m，工作面走向长540 m， 斜长110 m，倾角21°， 煤 厚6.5m，开采厚度2.0 m，煤层普氏硬度玣＝1.0～3.0 ，工作面采用倾斜分层走向长壁采煤法，采空区处理为冒落式，直接顶裂隙发育， 随采随冒，属Ⅰ类破碎顶板(见图1)。工作面周期来压步距14 m。工作面 上、下风巷为梯形工字钢棚支护，辅助上山为半圆木支护的断面2.2 m×2.0m，上风巷距上阶段采空区留设10 m煤柱，巷道围岩底板 和两帮均为煤层，为典型的软岩巷道。 1矿压显现特征实测分析

1.1测点布置

在工作面上、下风巷及辅助上山内各布置三个双测断面， 测点间隔5 m(见 图2)。其测点均布置在顶板相对完整， 掘进支架基本规格比较正规处， 使用单体支柱支设在掘 进棚梁下，确保初撑力稳定在6 MPa。测定方法：采用测压表测定单体支柱工作 阻力变化情况，使用钢卷尺测量顶底板及两帮移近量。单位：m

图1C13槽煤层柱状图 ×为测点

图2C134222(3)工作面测点布置示意图1.2测试结果与分析

根据对上、 下风巷、 辅助上山内的单体支柱受力情况，对巷道围岩变形进行观测， 实 测结果如表1和表3所示。

不超过8～10 MPa，采距93 m后，单体支柱工作阻力从11 MPa缓慢上升，升幅变化平缓，最大达18 MPa，直至采距测点15 m处，工作阻力迅速上升，特别是上风巷，由于顶板周期来压和工作面阶段煤柱应力集中 两者相互叠加，最大工作阻力在工作面前方11 m处达21.8 MPa。从 现场观测可以看出，超前采动影响是导致巷道破坏的主要原因。a 风巷b 顺槽c 辅助上山

1. 顶底板移近量；2. 两帮移近量；3. 顶底板移近速度；4. 两帮移近速度

图4测点围岩变形图

由图4可以看出，各测点处顶底板移近量和两帮移近量受超前采动应力影响，移近速度和移 近量均较大，按变形程度快慢可分为明显影响范围和剧烈影响范围 。即煤壁前方15 m范围顶底板移近速度和两帮移近速度较大，为剧烈影 响范围 ，顶底板移近速度和两帮移近速度最大分别达50 mm/d和60 mm/d，煤壁前方15～90 m范围内为明显影响范围， 顶底板移近速度和两帮移近速度 最 大分别为35 mm/d和30 mm/d，90 m以后受采动影响较 小。从测量数据看，风巷由于同时受阶段煤柱集中应力影响，变形量最大， 顶底 移近和两帮 移近量差别不大， 但总量分别达680 mm和720 mm，辅助上 山由于是木支护，其径向抗压强度不够导 致木料折断抽空顶板测量终止，顺槽的顶底板移近量大于两帮移近量，但移近总量小于风巷 。同时，根据观测结果，单体支柱工作阻力稍有变化，巷道顶底板和两帮移近量随 之变化明显 。顶底板移近主要表现在底鼓严重，两帮移近主要表现在工字钢下半部向巷中失脚严重。

1.3理论分析

根据关键层理论［1］：随着煤层加直接顶的厚度增加，关键层上载荷和支承应 力峰值都有下降的趋势，但关键层上的载荷和支承应力峰值的位置有远离煤壁的趋势，因此 导致4222(3)工作面超前90 m范围超前应力增大。另外，软岩回采巷道直接顶掘 进期间即产生松动破 碎，围岩强度明显降低，根据松动圈理论，软弱直接顶厚度越大，围岩强度越小，产生的松 动圈越大，所需的静止时间越长。而松动圈越大支架承受的围岩膨胀破碎变形压力越大，支 护越困难。同时，强度越低的软岩巷道，即使在掘进支护后变形趋于稳定，其因流变变形仍 会继续缓慢破坏，巷道呈现高速流变，而且软弱围岩结构位于巷道底板时，整体稳定性最差 ，表现在超前应力稍有增加，巷道底鼓和帮腿下半部向巷中失脚幅度猛增［2］。因 此，这种软岩巷道对采动动压影响及支护阻力反映非常敏感。可见，4222(3)工作面厚的软 弱直接顶和巷道底板的软弱结构，加剧了巷道围岩应力传播速度，由于其巷道自持力很差， 工作 面回采后采场超前支承应力峰值向煤壁深处的远方的延伸，促进了直接顶的屈服变形及巷道 松动圈的扩大变形速度和变形量，导致远离煤壁90 m内的覆岩运动幅度急剧增 大，最终导致 巷道失稳破坏。根据上述分析， 把本次监测的结果结合谢一矿对44219煤层的超前应力监测 分析结果对比(44219初垮步距30 m左右，超前应力峰值在工作面煤壁内2～8 m范围最大，达40～50 MPa，向工作面煤壁内部迅速减小，即只在工 作面超前8 m范围支架变形最大)，也反证了工作面巷道软弱的底板和上方较厚 的软弱直接顶是导致超前巷道变形严重的主要因素。要控 制此类巷道变形， 允许围岩产生一定量的变形移动， 以发挥围岩的自支承能力， 同 时又能限制围岩发生过大的变形或松动［3］。 因此， “高阻可缩”的支护形式是 控制这类巷道变形的有效办法。

2应用举例

3141(3)工作面顶底板岩性、煤层及开采方法等方面情况和4222(3)工作面相近，由于掘 进破坏下帮三角顶板，采用2.0 m×2.0 m工字钢棚支护，避开了以 松 软煤层做为巷道底板，同时，掘进期间即在掘进棚梁以下采用一梁三柱双挑棚(挑棚柱为DZ22型单体支柱，梁为Φ20 cm半圆料，单体下垫0.3 m×0.3 m瓦石)挑齐，初撑力均达10 MPa，工作面回采期间，巷道顶 、底板及两帮移近速度仅在上出口向外20 m范围内较大，有效地控制了松动圈 的扩大变形， 减小了超前应力对巷道的影响程度，确保了回采期间有效的通风、运输及行人断面，大大减 少了瓦斯涌出量过大对回采的制约。

3主要结论

（1） 4222(3)工作面采动影响剧烈范围在工作面前方11 m处，单体支柱工作阻 力 最大达21.8 MPa，再往工作面前方，单体支柱工作阻力逐渐下降，距工作面煤 壁7 8 m至93 m处，单体支柱工作阻力为8～17 MPa，93 m处受采动影响很小。

（2） 4222(3)工作面超前15～90 m范围内顶底板及两帮移近速度较大，达25 ～30 mm/d，为采动明显影响范围，影响程度较大，影响时间长 ，变形总量大。采动影响剧烈范围内顶底板和两帮移近速度最大，达 50～60 mm/d，巷道变形程度大。

（3） 厚的软弱顶、底板结构的巷道对动压及支护阻力反映非常敏感。“高阻可缩”的 支护形式是控制这类巷道变形的有效方法。

（4） 采场超前支承应力峰值向煤体深处的延伸是导致软岩巷道失稳变形严重的直 接因素；巷道软弱的底板和上方较厚的软弱直接顶是导致巷道变形严重的主要因素；其 底板的软弱围岩结构又是巷道失稳最主要因素。 因此， 受一次或两次采动影响的软岩巷道 ， 巷道设计首先要考虑避免出现软弱的底板围岩结构， 选择强度较大的层位作为巷道底板 。

参考文献：

［1］孙振武,缪协兴,茅献彪.采场覆岩复合关键层的判别条件［J］.矿山压力与 顶板管理,2005,27(5)：7683. ［2］许家林.深部开采覆岩关键层对地表沉陷的影响［J］.煤炭学报，2007，32( 7)：685690.

［3］许家林，钱鸣高.关键层运动对岩层移动与地表沉陷的影响研究［J ］.煤炭学报，2000，25(2)：122126.

(责任编辑：何学华)