大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

汪占领

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013)

矿山压力与灾害控制

大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

汪占领1,2

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013)

针对回采工作面二次复用巷道围岩变形量大、支护困难的问题，在枣泉煤矿大采高综采11203工作面进行了20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究。研究结果表明，二次复用巷道矿压显现主要分为工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段，巷道在回采工作面后方的变形量可达回采工作面超前影响阶段变形量的4～6倍，巷道顶板浅部离层略大于深部离层；锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感，受力变化远超前于围岩变形，锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势，受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内；巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响后围岩浅部破坏范围有所增加，煤层破碎程度加剧，深部煤岩体出现不同程度破坏现象。

大采高；综采工作面；二次复用巷道；矿压规律；实测

1 二次复用巷道矿压显现规律研究概述

随着我国高瓦斯矿井的大量出现，采煤工作面多巷布置已成为解决瓦斯超限的必要手段。为减少区段煤柱损失，一般外围巷道要在本工作面回采后留作下一个工作面的巷道使用。同时近年来为避免在煤炭开采过程中留下孤岛工作面，许多矿井尝试采用工作面顺采替代跳采工艺。以上2种情况不可避免地造成了巷道的二次复用或受临近工作面回采全过程的影响。

二次复用巷道矿压规律显现与一般工作面巷道有着明显的差别，具体表现为：矿压显现更加剧烈，通常在回采工作面后方变形急剧增加，变形量一般为普通巷道的数倍；普遍出现巷道两帮移近剧烈，严重时两帮移近量可达2～3m，甚至使巷道闭合。底板基本与两帮变形同步，底鼓量一般在1～2m甚至更多。致使复用巷道需大量维修才能使用甚至直接报废，给煤矿安全生产带来极大困扰。

近年来二次复用巷道支护技术和矿压显现规律的研究逐步得到重视，康红普等[1]在受二次强烈动压影响的巷道中，进行了全断面高预应力强力锚索支护技术试验，巷道两帮移近量比原支护方式降低90%，围岩变形得到有效控制；郑仰发等[2]在宁东矿区进行了二次复用巷道煤柱留设综合试验，确定出试验工作面特定区段煤柱设计的合理宽度范围为8.9～12.5m；秦海忠[3]对山西晋煤集团寺河矿大采高工作面二次复用巷道矿压规律进行了研究，表明工作面留巷滞后变形可明显划分为初始变形区、剧烈变形区、趋于稳定区和稳定区；张洪敏等[4]对翟镇煤矿采面动压下轨道巷的矿压显现规律进行了研究，表明巷道迎头超前采面或滞后采面60m以内矿压显现不明显，巷道迎头滞后采面70～300m以内会出现强烈的矿压显现，巷道迎头滞后采面大于300m时矿压显现趋于稳定；李家卓等[5]分析了煤层群开采条件下的张集煤矿 1113(1)工作面轨道巷多次扰动失稳机理，指出煤层群开采采区设计中应尽量采用下行开采，同时避免或减少巷道受多次采动影响；王德彰等[6]对成庄煤矿3号煤层在强动压影响下沿空留巷的护巷煤柱宽度进行了研究，结果表明在回采阶段煤柱侧帮0～2m内基本处于破坏状态，2～10m内应力不断增加，并据此将复用巷道护巷煤柱留设为30m，比原来的40m减小了10m；吴顺川等[7]对阳泉矿区二次采场巷道不同应力状态和支护参数的巷道稳定性与变形特征进行了研究，研究结果表明二次动压巷道顶底板相对收敛率远大于两帮，二次动压巷道采场的应力环境对巷道的稳定和变形起主导作用；陈宝元[8]介绍了在阳泉煤业集团新元公司二次动压巷道中采用桁架锚索支护技术形成了顶板预应力支承结构和帮桁架结构，在受采动影响后巷道围岩变形量与原支护相比显著减小；王越等[9]针对铜川西川煤矿回风巷受邻近工作面全程采动影响变形严重，锚杆、锚索剪切破坏严重的问题，提出以加强顶板支护强度，匹配锚杆、锚索变形能力，释放顶板水平应力为核心的高阻剪切让压控制技术，并在支护实践中取得良好效果；何杰[10]针对五阳煤矿 7603运输巷受相邻工作面回采影响后围岩受力和变形的不对称性特征，提出帮整体强化支护理念，有效地解决了该条件下巷道维护难题；张剑[11]针对中兴煤矿瓦排巷受临近工作面回采造成破坏问题，提出采取防止顶板下沉、加大煤柱帮支护强度、关键部位补强支护措施，使巷道围岩变形得到显著控制，成功实现二次复用；高富全[12]等在现场实测的基础上总结了平朔井工一矿强烈动压锚网支护巷道围岩变形规律，得出工作面回采动压超前影响范围为 60m，动压巷道受影响总长度可达180m；赵祉君等[13]研究了枣庄井亭煤矿深部薄煤层巷道受工作面开采影响小煤柱护巷巷道支护与矿压显现规律，采用4m小煤柱结合锚杆支护试验获得成功；孙守孝等[14]针对寺河煤矿大采高工作面外围留巷巷道底鼓严重的问题，采用高预应力加长锚固锚杆加固巷道底板，取得了明显成效；霍灵军等[15]对潞安王庄煤矿小煤柱二次承压巷道的矿压显现规律进行了研究，得出超前工作面30m巷道变形速率大幅增加直至滞后工作面60m，60m以后变形速率趋于稳定；赵建国[16]介绍了在晋城赵庄煤矿大采高二次复用巷道中顶板采用全锚索支护、巷帮采用锚杆锚索组合支护，有效控制了巷道的大变形，满足了回采要求。

尽管国内学者和科研人员对二次复用巷道支护和矿压显现规律进行了诸多研究，但对其矿压显现规律的研究还不够全面、深入。本文以神华宁夏煤业集团有限责任公司枣泉煤矿大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道为研究对象，通过在工作面回采前后巷道变形、顶板离层、锚杆和锚索受力、裂隙动态扩展的全过程监测，详细研究和分析了二次复用巷道矿压显现规律，以期为类似工程提供参考。

2 试验点地质与生产条件

神华宁煤集团枣泉煤矿设计生产能力8Mt/a。其中东翼采区5Mt/a，西翼采区3Mt/a。西翼采区主采煤层为二煤，煤层平均厚度7.88m，普氏硬度系数f=1.6～1.9。二煤顶板由厚2.5m左右的炭质泥岩和厚1.2m左右的细粒砂岩交错构成，其上为7.0m的粗粒砂岩。二煤底板以厚5.46m和8.99m的粉砂岩为主，中间夹一层厚度2.34m的细砂岩。

西翼采区大采高工作面采用三巷布置，巷道均沿煤层中部布置。其中辅助运输巷留做下一工作面回风巷使用，胶带运输巷与辅助运输巷之间留设40m煤柱。正在回采的11203工作面采高5.5m，工作面倾斜长度275m，走向长度2850m。辅助运输巷埋深250～450m，受本工作面回采影响巷道变形非常严重，两帮移近量平均为1m，顶底板移近量平均为1.5m，巷道采用补打锚索、架工字钢棚和支设单体支柱的方式进行了多次维修，但效果均不理想。

为合理优化煤柱尺寸，在胶带运输巷和辅助运输巷4号联络巷和5号联络巷之间的煤柱中掘进一条巷道来进行小煤柱二次复用巷道矿压规律研究。试验巷道埋深300～400m，巷道为矩形断面，巷道宽度4.6m，高度3.6m，长度200m，与胶带运输巷之间留20m净煤柱。试验巷道采用锚网+钢带+锚索支护，顶部采用φ22mm-M24-2400mm高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合W型钢带和钢筋网支护，锚杆间排距为870mm×900mm，锚杆预紧力矩300N·m；顶板锚索采用φ21.98mm×8300mm(1×19股)预应力钢绞线锚索配合11号矿用工字钢支护，锚索间排距1600mm×1800mm，锚索预紧力150kN；巷帮采用φ20mm-M22-2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合W钢护板和金属网支护，间排距为800mm×900mm，锚杆预紧力矩200N·m。

采用水压致裂法在11201胶带运输巷进行地应力测量，该处最大水平主应力5.19MPa，方向N36.7°W；最小水平主应力2.8MPa，垂直应力3.18MPa。采用小孔径钻孔触探仪对巷道顶板岩层强度和帮部煤体强度进行了测试，其中帮部煤体强度平均18.66MPa，顶板岩层强度测试结果见图1。

图1 11201胶带运输巷顶板强度测试结果

3 矿压监测内容及测点布置

矿压监测内容包括巷道表面位移、顶板离层、锚杆受力、锚索受力和裂隙动态扩展。共布置3个测站，每个测站相距50m。每个测站包括一个巷道表面位移监测断面，1个顶板离层监测断面，1个锚杆受力监测断面，1个锚索受力监测断面和1个裂隙动态扩展观测测站。巷道表面位移监测采用十字布点法，顶板离层采用顶板离层仪在线监测，锚杆、锚索受力采用钢弦式测力计监测，裂隙动态扩展采用钻孔窥视仪监测。测站布置在11203回采工作面超前影响范围以外。

4 20m煤柱巷道监测结果分析

4.1 试验巷道表面位移

表面位移监测结果如图2～4所示。

图2 试验巷道表面位移监测曲线(第1测站)

图3 试验巷道表面位移监测曲线(第2测站)

图4 试验巷道表面位移监测曲线(第3测站)

试验巷道从超前11203工作面约50m巷道两帮移近量和顶底板移近量(从顶板离层监测结果及井下现场观察来看，顶底板移近量绝大部分为底鼓量)开始明显增大，到滞后11203工作面200～280m后，巷道变形基本稳定，两帮最大移近量平均为968mm，顶底板最大移近量平均为1626mm。从监测曲线可以看出，巷道变形明显分为3个阶段：

(1)工作面超前影响阶段 该阶段由于巷道受回采工作面超前支撑压力影响，在超前工作面50m至回采工作面位置附近出现明显巷道变形，3个测站顶底板移近量分别达到352，213和415mm，平均327mm；两帮移近量分别达到115，108和221mm，平均148mm。

(2)剧烈变形阶段 从回采工作面附近至滞后回采工作面200m左右，由于受回采工作面后方采空区直接顶、基本顶破断垮落和靠工作面侧煤柱上方基本顶弯曲、回转下沉等的扰动，巷道出现急剧变形，变形时间长，变形量大。其中巷道顶底板移近量分别达到1560，1080和1610mm，平均1417mm，为巷道超前影响阶段顶底板移近量的4.3倍，其中底鼓量占绝大多数；两帮移近量分别达到782，891和805mm，平均826mm，为巷道超前影响阶段两帮移近量的5.6倍。

(3)蠕变阶段 该阶段滞后回采工作面200m以后。由于回采工作面上覆岩层长期处于缓慢下沉状态，致使试验巷道长期处于蠕变状态，该阶段一般至少会持续3～6个月左右。巷道在回采前后实拍照片如图5所示，巷道受11203工作面回采影响前后巷道表面变形较大，尤其底鼓最严重，最大底鼓位置靠近巷道中轴线，11203辅运巷侧巷帮比工作面(采空区)侧巷帮鼓出量稍大。

图5 受采动影响前后巷道变形照片

4.2 试验巷道顶板离层

巷道顶板离层典型监测曲线如图6和图7所示。

图6 试验巷道顶板离层监测曲线(第2测站)

图7 试验巷道顶板离层监测曲线(第3测站)

巷道顶板离层第1测站在工作面回采超前段破坏，未取得有效数据。从图6和图7中可以看出，巷道顶板离层在超前回采工作面阶段基本保持稳定状态。在回采工作面后方深部离层和锚杆锚固范围内的离层量值(浅部离层)基本一致，说明巷道顶板在受到回采工作面上覆岩层剧烈运动扰动后，浅部和深部岩层几乎同时发生大范围的离层和错动。在滞后回采工作面200m后，巷道顶板离层逐渐趋于稳定。

从巷道顶板离层的量值上分析，总的离层量在锚杆支护系统的允许范围内。其中浅部离层最大达36.5～43.1mm，深部离层最大达27.5～43mm。

4.3 试验巷道锚杆、锚索受力

试验巷道锚杆受力监测结果如图8～11所示，顶板锚索受力监测结果如图12所示。由于测站1、测站2顶板锚杆、锚索监测仪器在回采前遭到破坏，没能监测到回采影响期间的数据。

图8 试验巷道顶板锚杆受力监测曲线(第3测站)

图9 试验巷道两帮锚杆受力监测曲线(第1测站)

图11 试验巷道两帮锚杆受力监测曲线(第3测站)

图12 试验巷道顶板锚索受力监测曲线(第3测站)

从图8可以看出，顶板锚杆受力在超前回采工作面50m时开始出现缓慢增加，在回采工作面附近开始出现明显波动，在滞后回采工作面50m时锚杆受力出现急剧增加现象，说明在该位置回采工作面上覆岩层的剧烈活动对巷道顶板产生了很大影响，从前面巷道顶板离层在该位置出现剧烈变化也可说明这一点。在该测站滞后回采工作面84m后，顶板锚杆受力基本趋于稳定，锚杆受力最大达128kN左右。另外从顶板锚杆受力曲线还可看出，靠近工作面侧顶板锚杆的受力增加幅度较另一侧明显。该测站顶板锚索受力变化趋势和顶板锚杆基本相同，最大受力达200kN左右。

从图9～11可以看出，由于两帮煤体较软和支护强度较低，两帮锚杆受力开始出现明显变化超前于顶板锚杆。在超前回采工作面100m左右开始逐渐增大，在超前回采工作面25m至滞后工作面50m范围开始剧烈增加，大多数锚杆受力超过锚杆杆体本身屈服载荷(126kN)，但增加的速率远小于顶板锚杆。至滞后回采工作面56.5～103.8m左右锚杆受力达到最大，然后锚杆受力开始逐渐减小，最大稳定受力为124kN左右。

4.4 试验巷道围岩裂隙扩展

试验巷道采动影响前后裂隙扩展对比如图13～16所示。通过对20m煤柱巷道顶板及巷帮受采动影响前后围岩裂隙扩展监测可以看出，在受采动影响之前20m煤柱巷道帮部围岩具有较好的完整性，但是在距孔口0～1m范围内帮部煤体存在裂隙，顶板的泥岩强度较低，虽然没有出现塌孔的现象，但在4.8～5.6m左右裂隙比较发育。受11203工作面采动影响后，巷道帮部裂隙明显扩展，深度扩展到2.8m左右，已经超出了帮锚杆的锚固范围，部分帮锚杆受力较小也与此相关；巷道顶板在4.8～8.5m范围裂隙扩展明显。

图13 巷道受采动影响前后帮部裂隙(第1测站)

图14 巷道受采动影响前后顶板裂隙(第1测站)

图15 巷道受采动影响前后帮部裂隙(第2测站)

图16 巷道受采动影响前后顶板裂隙(第2测站)

5 结 论

(1)二次复用巷道矿压规律显现与一般工作面巷道有着显著的差别，矿压显现更加剧烈，通常在回采工作面后方变形急剧增加，变形量一般为普通巷道的数倍。致使复用巷道需大量维修才能使用甚至直接报废，给煤矿安全生产带来极大困扰。

(2)现场矿压监测表明，枣泉煤矿大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压显现主要分3个阶段：即工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段。

(3)20m煤柱二次复用巷道在回采工作面后方的巷道围岩表面位移量远远大于超前影响阶段的变形量，其变形量可达超前影响阶段的巷道变形量的4～6倍。

(4)20m煤柱二次复用巷道顶板浅部和深部岩层几乎同时发生大范围的离层和错动。浅部离层略大于深部离层。

(5)20m煤柱二次复用巷道锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感，受力变化远超前于围岩变形。锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势，受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内。

(6)通过工作面回采前后钻孔窥视对比分析，20m煤柱二次复用巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响之前除浅部略有破碎外，整体完整性较好；受采动影响后围岩浅部破坏范围有所扩展，煤层破碎程度有所增加，深部煤岩体出现破裂现象。

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[责任编辑：林 健]

Mine Pressure Practical Measure Research of Reuse Roadway with 20m Coal Pillar of Large Mining Height Fully Mechanized Mining Face

WANG Zhan-ling1，2

(1.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China;2.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China)

In order to solve large deformation of surrounding rock and supporting difficulty problems of reuse roadway of mining face，mine pressure practical measure research was applied on reuse roadway with 20m coal pillar of large mining height fully mechanized mining face 11203.The results showed that mine pressure of reuse roadway could be divided the following three steps，advanced influence stage of working face，severe deformation stage，creep stage，the deformation amount of working face backward was 4～6 times of advanced influence stage，the shallow separation of roadway was larger then in deep，the force change of cable and anchor was sensitive than to roadway surrounding rock deformation，the force change far ahead of surrounding rock deformation.The force of cable and anchor increased firstly than decreased，the force increased sharply stage appeared around 50m scope of working face，the broken scope in shallow of surrounding rock increased after mining，coal seam broken degree increased sharply，and different degrees broken phenomenon appeared in deep of coal and rock mass.

large mining height; fully mechanized mining face; reuse roadway; mine pressure law; practical measure

2016-09-20

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.019

国家自然科学基金煤炭联合基金资助项目(U1261211)；天地科技股份有限公司青年创新基金资助项目(KJ-2015-TDKC-10)

汪占领(1977-)，男，河北保定人，副研究员，主要从事煤矿巷道支护及矿压理论等研究工作。

汪占领.大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究[J].煤矿开采，2017，22(2)：72-77.

TD326

A

1006-6225(2017)02-0072-06