综采工作面运输巷矿压观测及其稳定性评价

刘 辉 朱怀朝

（绵阳职业技术学院，四川省绵阳市，621000）

综采工作面运输巷矿压观测及其稳定性评价

刘 辉 朱怀朝

（绵阳职业技术学院，四川省绵阳市，621000）

针对火铺矿21126综采工作面运输巷道在原支护方式下围岩位移变形量大、维护成本高等问题，基于普氏自然平衡拱理论对支护参数进行了校核计算，并对支护结构进行了对比优化设计。在21126综采工作面回采期间，采用数字式压力计、顶板离层仪和围岩表面位移十字观测法分别对工作面运输巷的矿压显现进行了观测，支承压力峰值时的应力集中系数约为1.23，巷道围岩表面的顶底板最大位移量分别约为135 mm和102 mm，优化后的支护方案能够有效控制巷道应力集中和位移变形，支护后的运输巷总体稳定。

综采工作面 工作面回采扰动 巷道矿压显现 支承压力 稳定性

地下矿山的连续回采作业会打破原有的应力平衡状态，在工作面回采区域内的巷道会出现明显的矿压现象，并随着工作面的推进呈现出连续循环的周期性变化，工作面巷道的支护和维护往往需要根据生产实际不断优化调整，并通过回采实践对巷道的稳定性进行检验。火铺矿21采区12#煤层综采工作面运输巷道由于原支护参数设计缺乏依据、支护结构不合理等问题，导致综采工作面在实际回采过程中运输巷顶板及两帮发生了较大的位移，局部地段围岩位移超过260 mm，巷道返修次数多、维护工程量大、维护成本高，且对正常的生产进度造成了不利影响，因此为了确保巷道在回采期间的安全稳定，有必要对支护参数及结构进行优化，并及时对优化后的支护巷道稳定性进行检验与评价，以及时反馈指导矿山的安全生产。

1　综采工作面概况

21126综采工作面距离地表约560 m，煤层厚度4.6 m，煤层倾角约24°，为缓倾斜厚煤层，煤层普氏系数为1.1，工作面走向长度为635.5 m，可采平均倾斜长度125.3 m，煤层上覆岩层平均容重为2550 kg/m3。21126工作面运输巷全长651 m，巷道断面规格为5.0 m×3.4 m（宽×高），巷道穿过3条逆断层，断层落差在1.5～2.5 m之间，对工作面的正常回采影响不大，地层走向除局部受断层和向斜影响外，其余地段正常。综采工作面煤层顶底板特征见表1。

表1　综采工作面煤层顶底板特征

21126工作面运输巷位于综采工作面回采动压影响范围内，运输巷原采用锚杆+金属网+锚索+锚梁的联合支护方式，锚杆长1.8 m，间排距0.7 m×0.7 m，垂直巷道轴线方向随锚杆安装锚梁，锚索采用3-1-1-3的布置形式，即锚索间排距为2.1 m×0.7 m，锚索长度5.8 m。由于此运输巷为21126工作面回采期间的重要运输通道，因此必须针对原支护方式所存在的问题，对支护参数和支护结构进行有针对性的优化设计，并将新的支护方案及时用于现场实践，从而对支护效果和优化支护后的巷道稳定性进行检验与评价，以确保运输巷在综采工作面回采期间的安全稳定。

2　巷道支护参数及结构优化设计

针对矿山运输巷原支护方式存在参数依据不足和支护结构不当等突出问题，首先基于常规理论计算对巷道支护参数进行校核，然后对巷道支护结构进行对比优化设计，以确保支护参数合适可靠、支护结构均匀合理。

目前锚杆、锚索有效长度计算理论方法主要包括悬吊理论、普氏自然平衡拱理论、组合拱理论、组合梁原理以及加固拱理论等，本次选择普氏自然平衡拱理论对主要支护结构的参数进行校核优化，具体计算公式可参照相关文献，此处不再详述。依据相应的理论计算公式分别对预应力锚杆和锚索的长度进行校核计算，计算可知顶锚杆长度Ld≥2.12 m，帮锚杆长度Lb≥1.69 m，间排距B= 0.84 m，锚索长度为6.4 m，且单个锚索的加固范围为以锚索为中心半径约0.8 m的圆形区域。可见矿山原支护参数中的锚杆长度存在一定的不合理，根据计算结果并结合矿山锚杆、锚索实际加工等情况，确定选用顶锚杆和帮锚杆的长度分别为2.2 m和1.8 m，锚杆间排距为0.8 m，选用的锚索长度为6.4 m。

另外，原支护设计中的锚索3-1-1-3的布置形式存在支护不均匀和支护重点不突出等问题，且根据实际开采经验可知顶板沉降量往往较大，因此需要改变锚索、锚梁等的布置形式，经过多次试验对比，最终确定了锚索为2-1-2的布置形式，21126工作面运输巷优化前后支护方案平面图如图1所示。

图1　支护参数与支护结构优化前后对比

根据前后两种结构对比可知，优化后的支护结构能够充分发挥单根锚索的支护性能，锚索锚固范围和支护密度更均匀，且在巷道顶部沿轴线方向增加了2条锚梁，用于重点加固巷道顶板围岩，顶板位移量明显减小。

根据以上锚杆、锚索等支护参数和布置形式的校核和优化结果可知，对原支护方案进行了重新设计，优化后新的支护方案如图2所示。

图2　优化后的锚网索梁联合支护剖面图

3　矿压现场观测及稳定性评价

3.1现场观测内容及方法

为了对优化后的支护效果和巷道的稳定性进行客观的评价，需要对21126综采工作面回采期间的矿压显现情况进行现场观测，观测的内容包括运输巷矿压显现时的支承压力变化及巷道围岩位移变形情况，采用的观测手段和方法包括数字式压力计、顶板离层仪和围岩表面位移 “十”字观测法。

（1）采用YHY-60型数字式压力计对21126工作面回采过程中的支承压力进行观测。为了确保监测结果的可靠性，本次现场监测在21126工作面超前运输巷中设置3个监测点（分别称为Y1、Y2、Y3），相邻测点的间距为30 m，监测点布置如图3所示。综采工作面推进速度约为2.2 m/d，提前在各测点按照仪器使用要求安装好压力计，在工作面回采推进时，从Y1监测点距离工作面120 m处开始采集并记录压力计数据，然后每次间隔3～5 d采集一次数据，当工作面推进至Y1位置处并采集完相应的数据后，需将测点的压力计卸下，并将仪器清零，工作面继续推进，直至工作面推进至Y3监测点位置处。

（2）采用LBY-3型顶板离层仪和十字观测法分别对21126工作面回采过程中运输巷顶板离层量、巷道围岩表面变形量进行观测。现场观测共布置2个测点，图3中的Y4和Y5监测点，采用离层仪观测浅部和深部的离层量，在两测点顶板中间位置施工钻孔并安装顶板离层仪，监测顶板内3 m深（浅部）和顶板内6 m深（深部）处岩层离层量，在综采工作面21126回采过程中连续2个月观测记录测点离层仪的读数；在巷道各测点位置的断面处，布置水平测线AB和垂直测线CD，且水平测线应与巷道腰线重合，垂直测线应与巷道中垂线重合，两条监测的交点为中心参照点O，则A-B的相对变形即为巷道两帮收敛量，O-C的相对变形为顶板下沉量，O-D的相对变形为底鼓量。

图3　监测点布置示意图

3.2支承压力观测结果及分析

对21126工作面回采期间运输巷Y1、Y2、Y3监测点支承压力进行了近3个月的连续观测记录，并将观测数据绘制成相应的结果曲线，见图4。

图4　21126工作面运输巷支承压力观测结果

图4显示，运输巷受工作面采动影响明显，根据曲线的总体变化情况，大致可将其分为3个阶段:第一阶段在距离工作面80～90 m以外处应力基本不发生变化，说明此阶段基本未受到采动影响；第二阶段在距离工作面45～80 m的范围内，支承压力出现明显的变化，但总体较为平稳，说明此阶段已经受到较明显的采动影响；第三阶段在与工作面距离小于45 m的范围内，监测支承压力变化较为强烈，在此阶段内支承压力达到峰值约17.6 MPa，且峰值位置出现在距离工作面10 m左右的位置处，说明此阶段巷道受采动影响剧烈，巷道围岩在此阶段也更容易发生变形破坏等，根据计算可知达到峰值时的应力集中系数约为1.23。

3.3顶板离层及围岩表面位移观测结果

对21126工作面回采期间的顶板离层及巷道围岩表面位移量进行连续观测，根据所布置测点近2个月的观测结果绘制相应的位移变化曲线，其中顶板离层量观测结果如图5（a）所示，巷道围岩表面位移观测结果如图5（b）所示。

图5　21126工作面回采过程中运输巷位移观测结果

根据上述2个测点位移观测结果综合分析可知，21126综采工作面运输巷采用优化后的支护方案，受工作面采动影响，各测点的各部分位移量总体上均为先逐步增加随后趋于平缓直至稳定。巷道顶板浅部（3 m）位置处的最终离层量约为24 mm，深部（6 m）位置处的离层量约为35 mm；巷道围压顶板表面最大位移量约为135 mm，底板表面最大位移量约为102 mm，两帮的收敛变形量约为20 mm，可见优化后的支护方案能够有效控制巷道顶板、两帮围岩等的位移变形。

3.4巷道稳定性分析与评价

根据21126综采工作面回采期间运输巷的支承压力和巷道围岩位移观测结果可知:综采工作面回采扰动对运输巷的影响明显，且具有较强的规律性，工作面采动矿压的影响区域大致可分为基本未受采动影响、采动影响平稳发展和采动影响剧烈变化3个阶段，其中采动影响开始显现于距离工作面80～90 m位置处，支承压力峰值出现在距工作面5～15 m的位置范围内，且峰值大小为17.6 MPa左右，应力集中系数约为1.23，与矿山历史开采过程中的应力集中情况相比可知，其应力集中程度总体较轻，处于可控范围之内。整个回采过程中，应用优化支护方案后的巷道顶板离层量小于40 mm，巷道围岩顶板表面最大位移量约为135 mm，底板表面最大位移量约为102 mm，与原支护方案巷道产生大的位移量相比可知，优化后的方案能够较好地控制顶板离层，有效减小顶板下沉、底板底鼓以及两帮收敛变形量。

可见，优化后的锚网索梁联合支护方案在应对综采工作面采动影响较原方案具有明显的改善，能够满足工作面运输巷道的支护需要，保证回采期间的安全使用要求，总体而言在回采期间21126运输巷是稳定的。

4　结论

（1）针对回采工作面运输巷原设计支护方式下的巷道围岩位移变形量大、维护成本高等问题，基于普氏自然平衡拱理论对支护参数进行了校核计算，并对支护结构进行了对比优化设计，优化后的方案较原方案在参数上和结构上更加合理，并将其应用于21126综采工作面运输巷的实际支护实践中。

（2）在21126工作面回采期间，对其运输巷的矿压进行了现场观测，观测结果表明在距回采工作面80～90 m的位置处采动影响开始显现，支承压力峰值出现在距工作面5～15 m的位置范围内，且峰值时的应力集中程度较轻，运输巷道顶板离层量和围岩位移变形较原方案有明显的改善，压力和位移均在实际生产可控范围之内，能够满足矿山正常的回采需要，优化支护后的运输巷在回采期间总体是稳定的。研究成果对于矿山类似条件工作面巷道的稳定性维护具有实际指导意义。

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（责任编辑 张毅玲）

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

刘辉（1964-），男，汉族，四川遂宁人，现任绵阳职业技术学院副教授、教研室主任，主要从事高等数学的教学与研究。