41-100綜采工作面回采巷道礦壓顯現規律研究

杜長勇，李春閣

（1.呼圖壁縣東溝煤炭有限責任公司，新疆 呼圖壁 831000；2.新疆工程學院，烏魯木齊 830091）

41-100綜采工作面回采巷道礦壓顯現規律研究

杜長勇1，李春閣2

（1.呼圖壁縣東溝煤炭有限責任公司，新疆 呼圖壁 831000；2.新疆工程學院，烏魯木齊 830091）

通過對41-100綜采工作面回采巷道圍巖變形以及超前支護單體支柱工作阻力的觀測分析，研究并揭示了回采巷道受超前支承壓力影響的礦壓顯現規律，為回采巷道的合理性支護提供理論依據。

回采巷道；圍巖變形；超前支護；工作阻力

1 觀測目的

41-100綜采工作面為4-1煤首采工作面，通過對工作面回采巷道圍巖變形和超前支護單體支柱工作阻力的現場觀測，研究并探明綜采面回采巷道受超前支承壓力影響的礦壓顯現規律，為巷道支架選型、支護設計、保證安全生產提供理論依據。本次礦壓監測主要有以下幾個目的[1-2]：1）在巷道內通過頂底板移近量和兩幫距離變化，用于判斷頂板及兩幫破壞變形量，對巷道支護效果、穩定性進行識別，對巷道所處的安全等級進行評價。2）采用單體支柱壓力檢測儀對單體支柱受力狀態進行監測，對超前支護效果進行評價，對回采超前壓力影響范圍進行研究，實現信息反饋，超前支護參數優化提供可靠的依據。

2 開采技術條件

41-100綜采工作面為4-1煤層首采工作面，位于井田西南部，工作面上部地面相對位置在敖包渠以東500 m，可采長度618 m。41-100工作面開采4-1煤層，煤層自然厚度3.8～4.6 m，平均4.2 m。該煤層結構較簡單，含夾矸1-2層，一般為1層夾矸，個別含有3層夾矸，厚度為0.15～0.80 m，平均0.64 m，巖性一般為泥巖和砂質泥巖。煤層頂板巖性為砂質泥巖、泥巖、細砂巖；底板巖性為泥巖、砂質泥巖。

41-100綜采工作面采用走向長壁綜合機械化采煤法。雙滾筒采煤機割煤，端頭斜切進刀，雙向往返割煤，割煤高度為煤層厚度，截深800 mm，刮板輸送機運輸，工作面共安裝107組液壓支架，其中二柱掩護式液壓支架99組，自然垮落法處理采空區。工作面配備的主要設備如表1所示。

3 礦壓觀測方案

3.1 輔運順槽頂底板位移及兩幫移近量觀測

1）觀測方法:觀測采用十字交叉法，測量巷道頂底板及兩幫的相對移近量[3-5]。先行在兩幫及頂底板固定幾個相對點，定期用測距儀測對每個測點各個相對點的距離進行測量。觀測方法見圖1。

觀測每天觀測一次，并及時處理數據，出現異常變形及時匯報，采取措施。

2）觀測方案:根據41-100工作面生產進度在輔運順槽布置4個測站，每個測站頂底板和兩幫分別布置2個測點，2個測點間距1 m，4個測站距切眼的距離分別為80 m、90 m、100、150 m。圖2為觀測點布置示意圖。

3.2 41-100工作面輔運順槽超前支護單體支柱壓力監測

為了全面準確監測回采過程中超前支護單體支柱工作阻力變化情況，用以監測分析采動壓力影響范圍[6-7]，在41-100綜采工作面輔運順槽中每2 m安裝一個單體支柱壓力檢測儀，總共布置15個測站，41-100工作面單體支柱壓力檢測儀測站布置圖見圖3。

超前支護單體支柱工作阻力監測采用尤洛卡公司生產的YHY60(C)礦用本安型壓力檢測儀，對超前支護單體工作阻力進行連續監測，并通過FCH2G-1礦用本安型手持采集器將數據采集到地面主機電腦上，然后進行數據分析處理。

4 41-100工作面開采超前影響分析

4.1 輔運順槽頂底板位移及兩幫移近量分析

為了更好的研究工作面超前支撐壓力影響規律，及對超前支護進行合理評價，按照上述方案對41-100輔運順槽頂底板位移和兩幫移近量進行了觀測。各測點最大變形量統計表。

通過分析可得出以下結論：

1）距工作面0～25 m范圍時，變形曲線斜率較大，說明此范圍內巷道變形速率大，距工作面距離超過25 m后，變形曲線斜率逐漸減小，巷道變形趨于平緩。可以確定工作面超前影響距離約為25 m，作業規程確定的超前支護20 m偏小，建議將超前支護距離提高到30 m。

2）巷道整體變形量比較小，頂底板變形量在16～47 mm之間，最大變形量發生在第4測站2測點處，為47 mm；兩幫移近量范圍為15～51 mm，最大變形量發生在第4測站1測點處，為51 mm，巷道變形量均較小。由此可知超前支護強度合理，與工作面相適應。

3）工作面主運順槽超前支護單體支柱的強度偏小，建議采取相應措施提高支柱的支護強度。

4.2 輔運順槽超前支護單體支柱工作阻力分析

工作面超前支承壓力分布是多因素函數，它要受到開采深度、煤的強度、頂板穩定性等因素的影響，41-100工作面超前支護采用打點柱方法進行支護，輔運順槽距離工作面60 m內每隔1 m打一排點柱，每排打兩根根，支柱穿鞋戴帽。

圖4～圖7分別為5號、9號、12號、15號超前支護單體支柱工作阻力變化曲線。

通過分析可知：

1）在整個超前支護階段，單體支柱的工作阻力增幅較小；隨著工作面的推進，距工作面8 m處，總體而言單體支柱的阻力曲線的斜率增大，說明工作面超前10 m以內采空影響加劇。

2）超前支護單體支柱的初始支護阻力范圍為17.7～26.35 MPa，平均值為22.7 MPa，符合《作業規程》的要求；單體支柱阻力增長率范圍為11.94%～ 64.10%，其中增長率超前40%的支柱的初撐力基本上都低于24 MPa，因此超前支護單體支柱的工作壓力應加大到24 MPa以上。

3）受地質條件的影響，本次沒有對主運順槽超前支護進行監測。經壓力表檢查，發現主運順槽超前支護單體工作壓力嚴重不足。

5 結論與建議

通過此次礦壓觀測，可以得到以下結論：

1）41-100工作面采動超前影響范圍達到25 m左右，工作面10 m內超前影響加劇，但強度較小，所采用的超前支護方式合理。

2）作業規程規定的超前支護單體支柱支護強度偏小（工作壓力僅為11.5 MPa），建議加大初撐力，保證超前支護強度；同時采取必要的措施，保證主運順槽超前支護強度，防止壓力增大出現意外。

3）工作面超前影響距離約為25 m，作業規程確定的超前支護20 m偏小，建議將超前支護距離提高到30 m。

4）超前支護單體支柱的工作阻力偏小，建議將24 MPa對應的阻力定為最小超前支護阻力。

[1]唐忠義，呂強，王洪濤,等.KJ216礦壓監測系統在工作面的應用與實踐[J].中小企業管理與科技(下旬刊)，2009（9）：228.

[2]張勇.頂板動態監測集成技術研究[D].青島：山東科技大學，2009.

[3]宋揚，張勇.頂板動態監測系統信息集成的原理與方法[J].煤礦安全，2009（11）：116-118.

[4]錢鳴高，劉聽成.礦山壓力及其控制（修訂版）[M].北京：煤炭工業出版社，2005.

[5]錢鳴高，石平五，許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010.

[6]劉增輝，高謙，華心祝，等.深部動壓回采巷道的礦壓時空分布規律研究[J]．礦業研究與開發，2010，30（2）：37-39，46．

[7]杜善周.回采巷道礦壓規律與錨桿支護技術研究[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

（編輯：劉新光）

2014-11-10

杜長勇（1969-），男，新疆烏魯木齊人，大學專科，工程師，從事煤礦生產管理工作。