綜采工作面運輸巷礦壓觀測及其穩定性評價

劉 輝 朱懷朝

（綿陽職業技術學院，四川省綿陽市，621000）

綜采工作面運輸巷礦壓觀測及其穩定性評價

劉 輝 朱懷朝

（綿陽職業技術學院，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進行了校核計算，并對支護結構進行了對比優化設計。在21126綜采工作面回采期間，采用數字式壓力計、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進行了觀測，支承壓力峰值時的應力集中系數約為1.23，巷道圍巖表面的頂底板最大位移量分別約為135 mm和102 mm，優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定。

綜采工作面 工作面回采擾動 巷道礦壓顯現 支承壓力 穩定性

地下礦山的連續回采作業會打破原有的應力平衡狀態，在工作面回采區域內的巷道會出現明顯的礦壓現象，并隨著工作面的推進呈現出連續循環的周期性變化，工作面巷道的支護和維護往往需要根據生產實際不斷優化調整，并通過回采實踐對巷道的穩定性進行檢驗。火鋪礦21采區12#煤層綜采工作面運輸巷道由于原支護參數設計缺乏依據、支護結構不合理等問題，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，巷道返修次數多、維護工程量大、維護成本高，且對正常的生產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定，有必要對支護參數及結構進行優化，并及時對優化后的支護巷道穩定性進行檢驗與評價，以及時反饋指導礦山的安全生產。

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，對工作面的正常回采影響不大，地層走向除局部受斷層和向斜影響外，其余地段正常。綜采工作面煤層頂底板特征見表1。

表1　綜采工作面煤層頂底板特征

21126工作面運輸巷位于綜采工作面回采動壓影響范圍內，運輸巷原采用錨桿+金屬網+錨索+錨梁的聯合支護方式，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，對支護參數和支護結構進行有針對性的優化設計，并將新的支護方案及時用于現場實踐，從而對支護效果和優化支護后的巷道穩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定。

2　巷道支護參數及結構優化設計

針對礦山運輸巷原支護方式存在參數依據不足和支護結構不當等突出問題，首先基于常規理論計算對巷道支護參數進行校核，然后對巷道支護結構進行對比優化設計，以確保支護參數合適可靠、支護結構均勻合理。

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構的參數進行校核優化，具體計算公式可參照相關文獻，此處不再詳述。依據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的圓形區域。可見礦山原支護參數中的錨桿長度存在一定的不合理，根據計算結果并結合礦山錨桿、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，且根據實際開采經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工作面運輸巷優化前后支護方案平面圖如圖1所示。

圖1　支護參數與支護結構優化前后對比

根據前后兩種結構對比可知，優化后的支護結構能夠充分發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。

根據以上錨桿、錨索等支護參數和布置形式的校核和優化結果可知，對原支護方案進行了重新設計，優化后新的支護方案如圖2所示。

圖2　優化后的錨網索梁聯合支護剖面圖

3　礦壓現場觀測及穩定性評價

3.1現場觀測內容及方法

為了對優化后的支護效果和巷道的穩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情況進行現場觀測，觀測的內容包括運輸巷礦壓顯現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。為了確保監測結果的可靠性，本次現場監測在21126工作面超前運輸巷中設置3個監測點（分別稱為Y1、Y2、Y3），相鄰測點的間距為30 m，監測點布置如圖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監測點距離工作面120 m處開始采集并記錄壓力計數據，然后每次間隔3～5 d采集一次數據，當工作面推進至Y1位置處并采集完相應的數據后，需將測點的壓力計卸下，并將儀器清零，工作面繼續推進，直至工作面推進至Y3監測點位置處。

（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。現場觀測共布置2個測點，圖3中的Y4和Y5監測點，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，監測頂板內3 m深（淺部）和頂板內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2個月觀測記錄測點離層儀的讀數；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　監測點布置示意圖

3.2支承壓力觀測結果及分析

對21126工作面回采期間運輸巷Y1、Y2、Y3監測點支承壓力進行了近3個月的連續觀測記錄，并將觀測數據繪制成相應的結果曲線，見圖4。

圖4　21126工作面運輸巷支承壓力觀測結果

圖4顯示，運輸巷受工作面采動影響明顯，根據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，支承壓力出現明顯的變化，但總體較為平穩，說明此階段已經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，監測支承壓力變化較為強烈，在此階段內支承壓力達到峰值約17.6 MPa，且峰值位置出現在距離工作面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生變形破壞等，根據計算可知達到峰值時的應力集中系數約為1.23。

3.3頂板離層及圍巖表面位移觀測結果

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觀測，根據所布置測點近2個月的觀測結果繪制相應的位移變化曲線，其中頂板離層量觀測結果如圖5（a）所示，巷道圍巖表面位移觀測結果如圖5（b）所示。

圖5　21126工作面回采過程中運輸巷位移觀測結果

根據上述2個測點位移觀測結果綜合分析可知，21126綜采工作面運輸巷采用優化后的支護方案，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巷道穩定性分析與評價

根據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，且具有較強的規律性，工作面采動礦壓的影響區域大致可分為基本未受采動影響、采動影響平穩發展和采動影響劇烈變化3個階段，其中采動影響開始顯現于距離工作面80～90 m位置處，支承壓力峰值出現在距工作面5～15 m的位置范圍內，且峰值大小為17.6 MPa左右，應力集中系數約為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。整個回采過程中，應用優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生大的位移量相比可知，優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，優化后的錨網索梁聯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運輸巷是穩定的。

4　結論

（1）針對回采工作面運輸巷原設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進行了校核計算，并對支護結構進行了對比優化設計，優化后的方案較原方案在參數上和結構上更加合理，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場觀測，觀測結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，支承壓力峰值出現在距工作面5～15 m的位置范圍內，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可控范圍之內，能夠滿足礦山正常的回采需要，優化支護后的運輸巷在回采期間總體是穩定的。研究成果對于礦山類似條件工作面巷道的穩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，現任綿陽職業技術學院副教授、教研室主任，主要從事高等數學的教學與研究。