41-100综采工作面回采巷道矿压显现规律研究

杜长勇，李春阁

（1.呼图壁县东沟煤炭有限责任公司，新疆 呼图壁 831000；2.新疆工程学院，乌鲁木齐 830091）

41-100综采工作面回采巷道矿压显现规律研究

杜长勇1，李春阁2

（1.呼图壁县东沟煤炭有限责任公司，新疆 呼图壁 831000；2.新疆工程学院，乌鲁木齐 830091）

通过对41-100综采工作面回采巷道围岩变形以及超前支护单体支柱工作阻力的观测分析，研究并揭示了回采巷道受超前支承压力影响的矿压显现规律，为回采巷道的合理性支护提供理论依据。

回采巷道；围岩变形；超前支护；工作阻力

1 观测目的

41-100综采工作面为4-1煤首采工作面，通过对工作面回采巷道围岩变形和超前支护单体支柱工作阻力的现场观测，研究并探明综采面回采巷道受超前支承压力影响的矿压显现规律，为巷道支架选型、支护设计、保证安全生产提供理论依据。本次矿压监测主要有以下几个目的[1-2]：1）在巷道内通过顶底板移近量和两帮距离变化，用于判断顶板及两帮破坏变形量，对巷道支护效果、稳定性进行识别，对巷道所处的安全等级进行评价。2）采用单体支柱压力检测仪对单体支柱受力状态进行监测，对超前支护效果进行评价，对回采超前压力影响范围进行研究，实现信息反馈，超前支护参数优化提供可靠的依据。

2 开采技术条件

41-100综采工作面为4-1煤层首采工作面，位于井田西南部，工作面上部地面相对位置在敖包渠以东500 m，可采长度618 m。41-100工作面开采4-1煤层，煤层自然厚度3.8～4.6 m，平均4.2 m。该煤层结构较简单，含夹矸1-2层，一般为1层夹矸，个别含有3层夹矸，厚度为0.15～0.80 m，平均0.64 m，岩性一般为泥岩和砂质泥岩。煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、细砂岩；底板岩性为泥岩、砂质泥岩。

41-100综采工作面采用走向长壁综合机械化采煤法。双滚筒采煤机割煤，端头斜切进刀，双向往返割煤，割煤高度为煤层厚度，截深800 mm，刮板输送机运输，工作面共安装107组液压支架，其中二柱掩护式液压支架99组，自然垮落法处理采空区。工作面配备的主要设备如表1所示。

3 矿压观测方案

3.1 辅运顺槽顶底板位移及两帮移近量观测

1）观测方法:观测采用十字交叉法，测量巷道顶底板及两帮的相对移近量[3-5]。先行在两帮及顶底板固定几个相对点，定期用测距仪测对每个测点各个相对点的距离进行测量。观测方法见图1。

观测每天观测一次，并及时处理数据，出现异常变形及时汇报，采取措施。

2）观测方案:根据41-100工作面生产进度在辅运顺槽布置4个测站，每个测站顶底板和两帮分别布置2个测点，2个测点间距1 m，4个测站距切眼的距离分别为80 m、90 m、100、150 m。图2为观测点布置示意图。

3.2 41-100工作面辅运顺槽超前支护单体支柱压力监测

为了全面准确监测回采过程中超前支护单体支柱工作阻力变化情况，用以监测分析采动压力影响范围[6-7]，在41-100综采工作面辅运顺槽中每2 m安装一个单体支柱压力检测仪，总共布置15个测站，41-100工作面单体支柱压力检测仪测站布置图见图3。

超前支护单体支柱工作阻力监测采用尤洛卡公司生产的YHY60(C)矿用本安型压力检测仪，对超前支护单体工作阻力进行连续监测，并通过FCH2G-1矿用本安型手持采集器将数据采集到地面主机电脑上，然后进行数据分析处理。

4 41-100工作面开采超前影响分析

4.1 辅运顺槽顶底板位移及两帮移近量分析

为了更好的研究工作面超前支撑压力影响规律，及对超前支护进行合理评价，按照上述方案对41-100辅运顺槽顶底板位移和两帮移近量进行了观测。各测点最大变形量统计表。

通过分析可得出以下结论：

1）距工作面0～25 m范围时，变形曲线斜率较大，说明此范围内巷道变形速率大，距工作面距离超过25 m后，变形曲线斜率逐渐减小，巷道变形趋于平缓。可以确定工作面超前影响距离约为25 m，作业规程确定的超前支护20 m偏小，建议将超前支护距离提高到30 m。

2）巷道整体变形量比较小，顶底板变形量在16～47 mm之间，最大变形量发生在第4测站2测点处，为47 mm；两帮移近量范围为15～51 mm，最大变形量发生在第4测站1测点处，为51 mm，巷道变形量均较小。由此可知超前支护强度合理，与工作面相适应。

3）工作面主运顺槽超前支护单体支柱的强度偏小，建议采取相应措施提高支柱的支护强度。

4.2 辅运顺槽超前支护单体支柱工作阻力分析

工作面超前支承压力分布是多因素函数，它要受到开采深度、煤的强度、顶板稳定性等因素的影响，41-100工作面超前支护采用打点柱方法进行支护，辅运顺槽距离工作面60 m内每隔1 m打一排点柱，每排打两根根，支柱穿鞋戴帽。

图4～图7分别为5号、9号、12号、15号超前支护单体支柱工作阻力变化曲线。

通过分析可知：

1）在整个超前支护阶段，单体支柱的工作阻力增幅较小；随着工作面的推进，距工作面8 m处，总体而言单体支柱的阻力曲线的斜率增大，说明工作面超前10 m以内采空影响加剧。

2）超前支护单体支柱的初始支护阻力范围为17.7～26.35 MPa，平均值为22.7 MPa，符合《作业规程》的要求；单体支柱阻力增长率范围为11.94%～ 64.10%，其中增长率超前40%的支柱的初撑力基本上都低于24 MPa，因此超前支护单体支柱的工作压力应加大到24 MPa以上。

3）受地质条件的影响，本次没有对主运顺槽超前支护进行监测。经压力表检查，发现主运顺槽超前支护单体工作压力严重不足。

5 结论与建议

通过此次矿压观测，可以得到以下结论：

1）41-100工作面采动超前影响范围达到25 m左右，工作面10 m内超前影响加剧，但强度较小，所采用的超前支护方式合理。

2）作业规程规定的超前支护单体支柱支护强度偏小（工作压力仅为11.5 MPa），建议加大初撑力，保证超前支护强度；同时采取必要的措施，保证主运顺槽超前支护强度，防止压力增大出现意外。

3）工作面超前影响距离约为25 m，作业规程确定的超前支护20 m偏小，建议将超前支护距离提高到30 m。

4）超前支护单体支柱的工作阻力偏小，建议将24 MPa对应的阻力定为最小超前支护阻力。

[1]唐忠义，吕强，王洪涛,等.KJ216矿压监测系统在工作面的应用与实践[J].中小企业管理与科技(下旬刊)，2009（9）：228.

[2]张勇.顶板动态监测集成技术研究[D].青岛：山东科技大学，2009.

[3]宋扬，张勇.顶板动态监测系统信息集成的原理与方法[J].煤矿安全，2009（11）：116-118.

[4]钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制（修订版）[M].北京：煤炭工业出版社，2005.

[5]钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010.

[6]刘增辉，高谦，华心祝，等.深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究[J]．矿业研究与开发，2010，30（2）：37-39，46．

[7]杜善周.回采巷道矿压规律与锚杆支护技术研究[J].煤炭工程，2006（2）：58-60．

On Strata Behaviors in Roadways in 41-100 Fully-mechanized Mining Face

DU Changyong1,LI Chunge2
(1.Donggou Coal Co.,Ltd.,Hutubi County 831000,China；2.Xinjiang Institute of Engineering,Urumchi 830091,China)

On the observation and analysis of surrounding rock deformation and working resistance of individual prop of advance support on the 41-100 fully-mechanized mining face,the study reveals the strata behaviors of the roadways influenced by the advance support pressure,which could be a theoretical basis for the reasonable support in the roadways.

mining roadway;roadway deformation;advance support;working resistance

TD322

A

1672-5050（2015）01-0045-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.01.015

（编辑：刘新光）

2014-11-10

杜长勇（1969-），男，新疆乌鲁木齐人，大学专科，工程师，从事煤矿生产管理工作。