采场超前支承压力分布规律与巷道稳定性

毕业武， 侯凤才， 张国华， 蒲文龙

(黑龙江科技学院 安全工程学院，哈尔滨 150027)

采场超前支承压力分布规律与巷道稳定性

毕业武， 侯凤才， 张国华， 蒲文龙

(黑龙江科技学院 安全工程学院，哈尔滨 150027)

采场超前支承压力的分布情况直接影响巷道稳定性。根据双鸭山矿业集团公司新安煤矿六采区综三工作面概况，采用顶板相对位移观测、锚杆锚索受力观测、单体液压支柱工作阻力观测相结合的方法，研究了综三工作面超前支承压力分布规律与回采巷道稳定性。结果表明:工作面超前移动支承压力影响范围为工作面前方35 m，峰值点位于工作面前方20～25 m处;在锚杆、锚索联合支护的条件下，上下回采巷道均处于相对稳定状态。该结果为类似条件下确定工作面合理超前支护范围和分析回采巷道稳定性提供了依据。

超前支承压力;分布规律;巷道稳定性;观测

在煤层开采过程中超前支承压力会引起巷道围岩变形、顶底板相对移动，以及支架、锚杆、锚索受力变形等，对巷道稳定性影响较大，因此，研究超前支承压力分布规律对巷道稳定性的分析、超前支护距离的确定以及工作面的安全生产具有重要意义［1］。目前，确定支承压力分布规律的方法主要包括实验室模拟、现场实测、数值模拟及理论计算等［2－5］。现场实测方法具有实用性、可靠性、直观性等特点，因此，文中采用该方法研究超前支承压力分布规律与回采巷道稳定性问题。

1 工作面概况

1.1 地质概况

双鸭山矿业集团公司新安煤矿六采区综三工作面目前开采10#煤层。该煤层区域地质构造简单，赋存稳定，平均采高3.7 m，煤层倾角14°～16°。直接顶主要由厚3.3 m的粉砂岩组成，层理较发育，内含厚0.3 m的煤;基本顶由平均厚度为15 m的细砂岩组成，坚硬且节理裂隙不发育。区域煤层综合柱状图见图1。综三工作面第一段上巷为－375 m右轨道巷(补道)，下巷为－420 m右机轨合一巷，工作面沿煤层伪倾向布置，走向长264 m，倾斜长164 m;第二段工作面上巷为－375 m右轨道巷，下巷为－420 m右机轨合一巷补道，走向长281 m，倾斜长184 m。

图1 六采区10#煤层区域综合柱状图Fig.1 Regional synthesis column map of 10#coal seam at sixth mining area

1.2 回采巷道支护形式

顶板支护采用长3.5 m的W型钢带配合长2.7 m的螺纹钢锚杆，矩形布置，间排距1.0 m× 1.0 m，长5 m的锚索间排距2.0 m×2.0 m，三花布置。护帮采用长2.5 m的树脂锚杆矩形布置，间排距0.8 m×1.0 m，满帮满顶挂金属网。

2 观测方案及结果分析

2.1 顶板相对位移

2.1.1 观测方案

新安煤矿综三工作面上顺槽受区段煤柱的应力影响，顶板比较破碎，因此只在下顺槽顶板布置两台顶板离层指示仪。为保证监测数据可靠，考虑人为、地质等因素影响，设置两个测面。根据同一煤层邻近已采面矿压显现情况以及该煤层采面回采巷道变形情况，将下顺槽内第一测面布置在距离工作面35.5 m处，第二测面布置在距离工作面38.4 m处。两测面之间的间距为2.9 m，测面布置情况如图2所示。各测面内测点的布置情况如图3所示。各测孔内设置两个基点，与孔口距离分别为2 m和4 m。

图2 顶板相对位移观测测面布置Fig.2 Layout of measuring plane for relative displacement observation of roof

图3 测面内测点布置Fig.3 Layout of measuring point for measuring plane

2.1.2 结果分析

自测点布置开始至测点失效为止，现场连续观测，将观测数据绘制成曲线，如图4所示。

通过分析顶板岩层相对位移曲线可知:受工作面超前支承压力影响，工作面前方20 m处开始，顶板深部(基本顶)发生变化。在工作面前方15～22 m范围内，即使有超前支护的作用，直接顶与基本顶仍发生相对移动。距离工作面越近，直接顶和基本顶岩层的相对移动变化越大。顶板内岩层移动变化从工作面前方30～35 m处开始。

总体来看，顶板下沉变化不是很大，说明巷道顶板岩层相对稳定，巷道支护方案可行，由此也可判断出工作面前方30 m范围为移动支承压力影响区，距离工作面20 m范围为强烈影响区。

图4 顶板相对位移曲线Fig.4 Relative displacement curves of roof

2.2 单体液压支柱工作阻力

2.2.1 观测方案

在工作面上下顺槽各布置两个测面，每个测面内布置一个测点(柱)。上顺槽第一、二测点分别距离工作面21.7、30.0 m。下顺槽第一、二测点分别距离工作面23.0、31.8 m，整体测面布置情况见图5。各单体液压支柱均通过测压计与压力阀相连接，实现工作阻力连续监测，其连接布置情况见图6。

图5 液压支柱工作阻力观测测区布置Fig.5 Layout of measuring area for working resistance observation of hydraulic pro

2.2.2 结果分析

自测点布置开始至测点失效为止，采用现场连续观测。根据所得观测数据，绘制工作面不同位置处单体液压支柱的工作阻力(p)变化曲线，见图7。

图6 单体液压支柱工作阻力观测测点布置Fig.6 Layout of measuring point for working resistance observation of single

图7 单体液压支柱工作阻力曲线Fig.7 Working resistance curves of single hydraulic pro

通过分析单体液压支柱工作阻力变化曲线可知:

(1)上顺槽距工作面5～20 m范围内支柱工作阻力较大，下顺槽距离工作面25 m范围内支柱工作阻力较大，故超前支承压力范围应为工作面前方5～25 m。上下顺槽出现较大偏差，主要是由于工作面推进过程中，工作面调斜所致。

(2)上顺槽第一测点支柱工作阻力最大值为10 MPa，平均为9 MPa左右;第2测点支柱的工作阻力最大值为17 MPa，平均为16 MPa左右。两测点支柱的工作阻力相差较大，主要是由于支柱的初撑力不同和工作面调斜造成的。下顺槽第一测点支柱工作阻力最大值为8 MPa，平均为7 MPa左右;第二测点支柱的工作阻力最大值为6 MPa，平均为4 MPa左右，两者相差不大。上顺槽支柱受力普遍大于下顺槽支柱受力，其主要原因是受区段煤柱影响所致，因此，应加强上顺槽支护。

(3)支柱初撑力达到峰值之后都有一个压力下降的过程，初撑力大于8 MPa时，这种情况更明显。综合来看，单体初撑力应不小于8 MPa，因此，应提高下顺槽支柱撑力。

2.3 锚杆、锚索受力

2.3.1 观测方案

由于综三工作面上顺槽顶板比较破碎，因此只在下顺槽内进行锚杆、锚索受力监测。本次观测在下顺槽内共布置两个测区，每个测区内布置两个测面，分别测量锚杆和锚索的受力。其中，第一测区内锚杆受力测面距离工作面40.0 m，锚索受力测面距离工作面41.2 m;第二测区内锚杆受力测面距离工作面45.0 m，锚索受力测面距离工作面44.1 m，测区布置及测点布置如图8、9所示。观测仪器采用四个锚杆/索测力计和一台YJK4500B型静态电阻应变仪。

图8 锚杆、锚索受力测区布置Fig.8 Layout of measuring area for anchor rod and anchor cable acting force

图9 锚杆、锚索受力测区内测点布置Fig.9 Layout of measuring point for anchor rod and an chor cable acting force

2.3.2 结果分析

自测点布置开始至测点失效为止，采用现场连续观测。根据观测所得数据，分别绘制锚杆和锚索的受力曲线，如图10所示。

图10 锚杆、锚索受力曲线Fig.10 Anchor rod and anchor cable acting force curves

从图10可以看出:随着工作面的推进，其前方30～35 m处，巷道支护中锚杆、锚索上的作用力开始增加，在距离工作面20 m以内载荷的增加幅度较大。工作面前方20 m范围内，随着工作面的推进，锚杆、锚索受力普遍减小，但变化幅度不大。工作面前方移动支承压力覆盖范围大致在30～35 m，最大变化区位于工作面前方20 m处。锚索受力普遍大于锚杆受力，说明基本顶与直接顶之间发生了进一步离层。

从整个支护效果来看，锚杆和锚索受力均在两者极限承载范围内，顶板处于稳定状态，锚索与普通锚杆联合支护顶板，效果较好。

3 结论

(1)工作面超前移动支承压力区的影响范围为工作面前方35 m，最大值位置位于工作面前方20～25 m处。为保证回采工作面顺利回采，新安矿综三工作面合理超前支护范围为35 m，在工作面前方20～25 m处重点加强支护。

(2)在超前支承压力范围内，直接顶和基本顶之间进一步发生离层，表现为支柱载荷增大、锚杆(索)受力增加，为保证回采巷道稳定，单体液压支柱初撑力应不小于8 MPa。该工作面离层区应加强日常矿压观测，并根据反馈信息，及时采取措施。

(3)该工作面上顺槽支柱受力普遍大于下顺槽支柱受力，故应加强上顺槽支护。

(4)在当前锚杆、锚索联合支护的条件下，该工作面上下回采巷道均处于相对稳定状态。

［1］张国华，李凤仪.矿井围岩控制与灾害防治［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2009:86－92.

［2］胡国伟，靳钟铭.大采高综采工作面矿压观测及其显现规律研究［J］.太原理工大学学报，2006，37(2):127－130.

［3］陈轶平.综采工作面超前支护支承压力观测与分析［J］.山西大同大学学报:自然科学版，2009，25(3):63－65.

［4］叶丽萍.采场前支承压力分布特征及应力峰值位置综合研究［J］.矿业安全与环保，2011，38(5):27－29，32.

［5］朱守颂，姜 光.工作面超前支承压力分布规律研究［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

毕业武(1978－)，男，黑龙江省安达人，讲师，硕士，研究方向:矿山压力及其控制，E-mail:biyewu@126.com。

(编辑荀海鑫)