东欢坨矿软岩巷道围岩矿压显现规律研究

孟凡刚

（开滦集团公司 东欢坨矿业分公司，河北 唐山064002）

东欢坨矿为软岩矿井，随着开采强度不断增加，矿压显现愈加剧烈，巷道围岩变形量显著增加，支架变形损坏愈加严重，同时由于巷道支护设计缺乏对巷道围岩的准确认识，经常出现巷道支护设计不合理的情况〔1－5〕。由于该矿深部巷道围岩变形呈现典型的软岩巷道特征，即具有四周来压、整体收敛等特点，围岩剧烈破坏，常常造成支护体失效。因此，研究其矿压显现规律对该矿的生产发展具有重要的意义。

1 工作面概况

2088工作面位于中央采区，可采走向长度1929m，倾向长度142m，煤层厚度2.2～4.0m，煤层倾角8°～25°，煤层结构简单，属于稳定可采煤层，掘进期间共揭露17条断层，均为正断层，地质构造主要集中在切眼向外300～420 m范围内。

顺槽巷道断面14.0m2主要采用29U拱型金属支架配合1.0m半圆背板及塑编网支护，支架间距800mm，局部采用锚架联合支护。该工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，一次采全高，沿顶回采，顶板采用自然垮落法管理，工作面支护采用ZY4800－13／32型液压支架。

2 顶板破裂状况

2.1 测点布置

监测测点位于2088回风巷，从距离工作面120m开始依次布置5个测点，即5＃、4＃、3＃、2＃和1＃测点，间距均为50m，钻孔深度均为8m，除1＃测点不能有效探测至孔底外，其余测点的钻孔均能探测至孔底。

2.2 破裂状况分析

（1）各测点位置的岩性变化较大，其中1＃、2＃测点围岩主要为深灰色或灰白色粉砂岩，表层风化严重，呈灰白色粉末状，3＃、4＃、5＃测点围岩分别为炭质泥岩、煤及灰色粉砂岩，其原因是不同位置处岩层赋存状况存在一定差异性。

（2）2＃测点顶底板移近量最大为750mm，而两帮移近量最小为1382mm，该处顶板岩层相对完整性较差；3＃、4＃测点之间顶底板移近量为450～510mm，两帮移近量达到最大为1685mm，该处支架呈现偏椭圆形态，此处顶板完整性相对两帮较好，但是整体上来讲，围岩完整性较差；4＃、5＃测点之间顶底板移近量较小，为320～510mm，两帮移近量为1585～1620mm，该处支架呈现尖角形态，此处围岩完整性较差。

（3）1＃、2＃、3＃、4＃、5＃测点探测所得顶板松动范围分别为1.8m、2.85m、2.24m、1.64m、1.25m，根据围岩松动圈理论可知，8煤层巷道围岩为中松动圈和大松动圈范围，属于III类一般围岩、Ⅳ类一般不稳定围岩（软岩）和Ⅴ类不稳定围岩（较软围岩）。

3 支护体变形规律

3.1 总体情况

工作面前方30m范围内支架及巷道围岩破坏严重，尤其是底臌量较大，现场在超前支护约5m开始向外进行卧底工作。超前支护采用3排支柱配合木横梁进行支护，中间排支柱间距为400mm左右，两侧支柱间距为800 mm，实测巷道高度为2082mm，开掘时巷道高度为3310 mm，顶底板移近量为1228mm。

在距离工作面20m范围内，经过一次卧底后测量，其移近量值相对偏小；在距离工作面60m范围内，巷道顶底板移近量为1112～1280mm，两帮移近量范围为1660～1869mm，巷道整体变形量较大，但顶底板及两帮的相关比值变化较小；在距离工作面90～60m范围时，移近量发生明显的增加，并且顶底板的比值变化幅度明显，而且远大于两帮。

3.2 变形规律研究

（1）无采动影响情况下

对于监测测点，每周监测一次，监测后对巷道表面位移变形状况进行统计，得到了巷道围岩变形状况（见图1）。

① 除个别区域移近量相对较大外，其余测点移近量范围为44～61mm，平均56.6mm，两帮移近量均较小，为18～34mm，平均27.6mm。

② 除个别区域移近速度相对较大外，其余测点移近速度范围为3.1～4.4mm／d，平均4.04mm／d，两帮移近速度均较小，为1.3～2.4mm／d，平均1.97mm／d。

③ 在不受采动影响情况下，回风巷围岩变形呈现缓慢直线增长趋势，为典型的流变特性，而且流变变形速率较小。

图1 巷道围岩变形曲线

（2）有采动影响情况下

对距离工作面约80m位置处布置监测测点，从测点布置至监测结束共计20天，巷道围岩变形情况见图2。

① 在采动影响状况下，顶底板和两帮移近量变化呈现近抛物线形式，顶底板移近量为243mm，顶底板移近速度平均11.6mm／d，两帮移近量为206mm，两帮移近速度平均9.8mm／d，顶底板和两帮的移近量和移近速度均较大。

② 当距离工作面45m时，顶底板和两帮移近速度同时超过其平均值，由于该范围内巷道围岩已经产生一定程度的破坏，移近速度较大。

图2 巷道围岩变形曲线

4 深部顶板离层规律

4.1 测点布置

监测测点位于2088回风巷，从距离工作面120m开始依次布置5个测区。深部位移监测测点直接利用探测钻孔进行布置，多点位移采用4基点，两浅基点量程为120 mm，深基点量程为180mm，基点深度设计分别为2m、4 m、6m、8m。

4.2 深部位移分析

对监测测区获取的各测点顶板离层量变化情况综合分析，得到了2088回风巷离层量综合状况，相关参数如表1所示。

表1 离层量参数统计

（1）1＃测区。巷道顶板离层量整体呈现先缓慢增加后快速增加变化趋势，4m基点、8m基点相差不大，区间离层量0～2m、2～4m区间较大，6m基点离层量明显要比4m、8m基点整体上要小，顶板离层破裂主要发生在0～4 m区间范围内。

（2）2＃测区。巷道顶板离层量整体呈现直线形式，6m基点为最大，8m基点、4m基点相差不大，2m基点最小，4个基点的离层量相差不大，说明离层破裂主要发生在顶板0～2m范围内。

（3）3＃测区。巷道顶板离层量整体呈现抛物线形式增加，但4m基点、6m基点、8m基点相差不大，说明顶板4～8m区间范围内，顶板基本未发生离层破坏，该测区位置处离层破坏主要发生在0～4m区间。

（4）4＃测区。巷道顶板离层量整体呈现前期为直线形式增加后期突然增加，6m基点为最大，2m基点、4m基点、8m基点相差不大，该测区位置处离层破坏主要发生在0～2m区间以及4～6m区间。

（5）5＃测区。巷道顶板离层量整体呈现抛物线形式，前期变化较平缓，后期迅速增加，4m基点、6m基点、8m基点相差不大，各基点变化趋势基本一致，该测区位置处离层破坏主要发生在0～2m区间。

5 结语

1）现场调研所得的超前支承压力影响范围为35～55 m，但实际超前支承压力范围达到90m，分析原因可能由于监测过程中存在数据缺失或是监测结果分析不够深入所致。

2）顶板离层量变化趋势整体呈现前期为直线后期突变的抛物线形式，顶板岩层破裂范围与离层量产生较大范围相一致，顶板离层破裂主要发生在顶板0～2m范围内，该部分区域为重点支护对象，部分区域离层破裂范围增加至4m。

3）东欢坨矿8煤层开采超前支承压力影响范围为70～80m，回采工作面支承压力影响关键范围为35～50m。

4）直接顶垮落步距在12～15m，老顶来压步距为35～60m，结合现场监测结果综合分析，直接顶垮落步距为10～20m，老顶来压步距为45～60m。

〔1〕宋广朋，张开智 .倾斜煤层回采巷道矿压显现规律研究〔J〕.矿业安全与环保，2010，37（4）：14－15.

〔2〕常聚才，谢广祥，陈 贵 .轻放采场围岩压力分布及矿压显现规律〔J〕.采矿与安全工程学报，2007，24（4）：457－458.

〔3〕黄 剑 .深井巷道矿压显现及围岩控制研究〔J〕.煤炭科技，2011，（3）：5－6.

〔4〕魏生强 .骑采巷道矿压显现规律与支护体受力规律研究〔J〕.能源技术与管理，2011，（3）：43－44.

〔5〕黄 嵘，任前程 .深部矿井工作面矿压显现规律研究〔J〕.能源技术与管理，2012，（2）：4－5.