同忻礦綜放工作面臨空巷道超前支承壓力分布規律研究與應用

康國峰，劉建偉，徐昕

（同煤國電同忻煤礦有限公司，山西大同，037003）

0 引言

煤層開采破壞原巖應力，使其重新分布，在工作面前方形成超前支承壓力[1]，尤其是大采高綜放開采時，臨空順槽這種超前影響更為劇烈[2]。同忻礦8309綜放工作面開采至100 m 時，礦方計劃在5309 回風順槽將傳統超前50 m范圍尾巷“單體柱+花梁”超前支護形式[3]改為使用新型單跨無反復支撐門式支架進行超前支護[4]，見圖1、圖2。

單體柱的支護強度較低，在超前支承壓力作用下，超前段頂板易發生下沉破壞；反復支柱和撤柱的過程易導致頂板破碎，發生尾巷安全出口不暢通，甚至局部冒頂等事故；支回柱過程存在眾多不安全因素，且工人勞動強度大，耗時多。改用新型門式支架支設后，支護面積加大，只需一名司機操作WC3Y（B）型防爆柴油機無軌膠輪車便可完成運輸和支設，安全系數加大，勞動效率增加。但由于該門式支架首次在同煤集團同忻礦試用，為保障安全生產，需對8309 面超前支承受壓進行系統研究，為超前支護范圍和使用門式支架的數量確定提供理論依據，以便更好指導生產。

圖1 傳統尾巷單體支護

圖2 新型門式支架

1 工程背景

同忻礦8309工作面可采走向長度2 770.5 m，平均煤厚14.88 m，工作面長200 m，為單斜構造，近水平煤層。采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤開采方法，機采高度3.9 m，放煤10.98 m，采放比為1：2.81。8309面5309巷與8307面采空區相鄰，面間留有38 m寬煤柱護巷，位置關系見圖3。

圖3 8309面5309巷與8307面采空區位置關系圖

8309 面開采至采位100 m 時，同忻礦計劃在5309巷改用門式支架進行超前支護。5309巷原來采用“三梁三柱”的“單體柱+花梁”形式支護，在超前50 m范圍布置三排單體柱，共計126 根。現計劃改用新型門式支架進行尾巷超前支護，該門式支架是首次在同忻礦試用，使用數量和支護范圍確定需要科學的理論依據。

門式支架的型號為LC2×1410/26.5/41.5Z，由一根橫梁、兩根立柱、鏈條及其它配件等組成。立柱規格為φ 200/φ 160，行程為1 500 mm，采用外進液方式，工作阻力為1 410 kN。橫梁長度4 400 mm，寬度400 mm，高度400 mm。使用WC3Y（B）型防爆柴油機無軌膠輪車運輸、支設。為準確確定門式支架在5309巷的超前支護范圍和使用數量，需要對5309臨空巷的超前支承壓力規律進行系統研究。

2 試驗方案

由經典礦壓理論知，回采工作面巷道受工作面超前支承壓力和臨空順槽側向壓力疊加作用影響，往往礦壓顯現較為劇烈，會出現巷道變形嚴重、底鼓、片幫等現象。為準確掌握5309巷超前支承壓力變化情況，在8309工作面5309巷布置9個測試鉆孔，規格為R=φ 42 mm，L=10 m、15 m、20 m，每個長度的鉆孔各布置3個進行研究。鉆孔布置方式見圖4。

圖4 應力測試鉆孔布置圖

3 工作面前方煤體應力變化特征分區

通過收集10月27日～12月18日工作面回采期間現場鉆孔應力數據，繪制如圖5～10 所示的各鉆孔隨工作面推進應力變化趨勢圖。

圖5 2#應力計數值變化趨勢圖

由圖5可以得出以下結論：

（1）工作面前方應力數值變化趨勢是先增大，增大到一定數值后開始減小，最后趨于穩定。

（2）工作面前方約20 m 范圍屬于應力增高區，最大應力值為6 MPa；

（3）在工作面前方20 m 到50 m 的范圍，隨著距工作面距離的增加，應力逐漸降低，在工作面前方約50 m處，降低至接近原巖應力值4 MPa；

（4）超前支承壓力在工作面前方以50 m 為界，以內為穩定區，以外為基本不受影響區。

圖6 3#應力計數值變化趨勢

圖6中，3#應力計的讀數出現0 MPa的原因是由于開關閥沒有關緊及壓力口漏油造成的，在工作面推進至169.5 m時，重新注油，讀數上升至4.62 MPa，注油結束后，應力隨著工作面的推進又逐漸上升，在距離工作面22.5 m時，上升至最高，讀數為6.4 MPa，之后又開始下降。

圖7 5#應力計數值變化趨勢圖

圖8 7#應力計數值變化趨勢圖

由圖7 可以看出，工作面前方應力變化趨勢也是先升后降，以73.2 m 為界，以外的應力基本呈穩定狀態，幾乎接近原巖應力狀態。不受工作面采動的影響，應力約為4.5 MPa；在作面前方20 m～30 m 的范圍，應力急劇升高至最大值6.5 MPa。此后，應力開始減小。

由圖8可以知：隨著工作面向前推進，應力也是呈現出先增后減的趨勢，在距工作面100 m 以外時應力呈現穩定狀態，可認為此時煤巖體為原巖應力狀態，基本不受工作面采動影響，應力值約為5 MPa；在工作面前方10 m～20 m 的范圍，應力呈現先緩慢升高后迅速升高的趨勢，最終升高至最大8.7 MPa。此后，隨著距工作面距離的增加，應力開始減小，最終減至2 MPa。

圖9 9#應力計數值變化趨勢

由圖9知，隨著工作面的向前推進，應力依然是呈現先增大后減小的趨勢，在工作面前方80 m外也是接近原巖應力狀態，幾乎不受工作面采動影響，應力值約為4.2 MPa；從工作面前方80 m～30 m，應力呈現迅速升高的趨勢，最終升高至8.9 MPa，此后隨著距工作面距離的減小，應力開始減小，最終減小至2.5 MPa。

綜合對圖5～圖9 分析可知：工作面前方煤體應力隨工作面推進整體上都有先升后降的變化趨勢，究其原因是因為當煤巖體開采后，其原巖應力狀態發生破壞并且工作面前方煤巖體的應力會上升，產生應力集中效應，而工作面附近的煤壁應力會降低，使煤巖體狀態產生破壞。

圖10 工作面支承壓力演化過程

表1 鉆孔應力計超前支承壓力監測結果

由以上試驗結果可以得出圖10 所示的工作面超前支承壓力演化過程和如下規律：

（1）綜放工作面臨空巷道前方支承壓力隨著與工作面距離的增加呈現先增大后減小最后趨于穩定的變化趨勢。

（2）約在工作面前方20 m 的范圍內，應力處于上升趨勢，且在20 m左右達到峰值，之后開始下降。

（3）在距工作面20 m～80 m 的范圍，應力呈下降趨勢。在80 m 外，煤巖體的應力趨于穩定，基本處于原巖應力狀態。

綜合來看，本次測試的應力結果有些偏低，究其原因主要是由于測試區域圍巖比較破碎，加上領空側為采空區，使壓力得到較大釋放導致的，但是整體趨勢基本相同。為保證安全生產，將門式支架的超前支護范圍確定為80 m。考慮到門式支架橫梁寬度為0.4 m，間距取1.5 m。故5309巷共需42個門式支架便可實現對尾巷超前80 m 的支護。考慮到工作面超前20 m 往往是峰值區，可以在工作面超前20 m的區域輔助“單體+花梁”支護進行補強。

4 效果對比

圖11 兩種超前支護頂板下沉量數值對比

選取門式支架超前工作面80 m 支護和原來“單體+花梁”超前支護50 m時的頂板下沉量進行對比，發現原來的頂板下沉量最大值為60 cm，經過對同忻礦綜放工作面臨空巷道超前支承壓力分布規律研究后，在此基礎上確定出使用門式支架超前支護80 m后，頂板下沉量最大值僅為30 cm。效果良好，見圖11。

5 結論

試驗結果在工作面前方0 m～20 m 范圍內煤巖體應力迅速升高；在20 m～80 m 范圍內煤巖體應力迅速降低；在80 m 以外的范圍煤巖體應力趨于穩定狀態，基本不受采動影響。通過研究確定出超前門式支架的使用數量為42個，且在本次研究基礎上決定將超前支護范圍擴大到80 m 后，支護效果良好，頂板最大下沉量由原來的60 cm 下降到30 cm，該研究方法有效，可以推廣應用。