沿空留巷礦壓監測與顯現規律研究

常 韡

(山西蘭花科技創業股份有限公司 唐安煤礦分公司，山西 高平 048407)

山西蘭花煤炭實業集團有限公司唐安煤礦，采用一礦一井一面模式生產。礦井采用斜井開拓，采用綜采放頂煤，井下一個綜放面、三個綜掘面和一個開拓面。隨著井下地質條件和現實生產需要，唐安煤礦當前面臨的生產難題也日趨明顯。為了確保高瓦斯煤層的安全開采，目前普遍采用“采前預抽、高位裂隙抽，上隅角埋管抽”等方法相結合的瓦斯綜合治理技術。但是該技術一方面依然沒有從本質上解決上隅角瓦斯超限問題，只能通過限產來確保安全生產；另一方面，瓦斯治理花費高，煤礦企業噸煤成本太高，不利于新常態下礦井的健康發展。鑒于以上所述，需采用柔模混凝土沿空留巷工藝來解決上述困難。

唐安煤礦留巷因橫斷面較大、頂板煤層厚度較大，煤質酥軟，導致留巷煤幫和頂板變形較為嚴重、圍巖破碎，為確保礦井的安全、高效生產，現對該礦3307綜采面沿空留巷巷道進行壓力觀測，以保證礦井安全生產。

1 工程地質與開采條件

1.1 礦井地質條件

井田位于華北板塊山西板內造山帶沁水板拗太行塊隆西側，其緊鄰東南側的晉獲褶斷帶。因受區域地質構造影響，井田內的地質構造相對復雜，總體上呈背、向斜相間的褶曲構造，其中8個次一級背、向斜構造，26條斷層和93個陷落柱。礦井水文地質類型為中等。

1.2 煤層及頂底板情況

本工作面開采煤層為3號煤，賦存于下二疊系山西組地層，為陸相湖泊沉積，為特發熱量高的無煙煤三號(WY3)，其煤層結構較為簡單，有0～2層的矸石夾層，為泥巖，煤層所屬層位、厚度均很穩定。煤層煤塵無爆炸性，屬不易自燃煤層。

該工作面煤層偽頂為泥巖：厚度0～0.64 m，黑色、性脆，具均勻層理，可隨著回采垮落；直接頂為泥巖：黑色、細膩，性脆，具均勻層理，平均的厚度大約3.01 m；老頂為細粒砂巖：顏色發灰，主要為石英，其次為長石，夾黑色泥紋，平均厚度為8.98 m。直接底是泥巖：顏色發黑，斷口狀態為平坦，厚度平均為6.65 m；老底泥巖：顏色發黑，脆且致密，夾粉砂紋線，水平層理發育。

2 礦壓監測方案

2.1 監測內容

1) 巷道表面位移監測，主要包括巷道頂、底板變形量，兩幫收縮量，分析沿空巷道圍巖變形規律；

2) 巷道單體支柱支護阻力監測；

3) 充填體壓力監測；

4) 側向支撐壓力監測。

2.2 監測方案

2.2.1 巷道表面位移監測

觀測工作面采動對沿空巷道變形的影響，包括巷道頂、底板變形量，兩幫收縮量，分析沿空巷道圍巖變形規律。

1) 現場測點布置。在3307工作面回采留巷期間，安設3組表面位移測站，測站布置見圖1。采煤工作面前方布置3個測站，測站1、測站2、測站3距離工作面分別為60 m、50 m、40 m，用于監測巷道受采動影響階段及采動影響穩定階段圍巖變形規律；采煤工作面后方每間隔20 m布置一個測站，共5個測站，用于監測巷道受采空區巖層頂板破壞影響階段及穩定階段圍巖變形規律。

圖1 表面位移測站布置

2) 現場監測方法。表面位移測量采用“十”字布點法，如圖2所示。

圖2 巷道變形測站布置剖面

2.2.2 巷道單體支柱支護阻力監測

1) 現場測點布置。3307工作面軌道巷超前支護方式為單體支柱支護，在單體柱上安裝壓力監測儀，測點在軌道巷超前工作面20 m處開始布置；留巷內的支護方式為單體支柱和柔模墻體支護，在單體柱上安裝壓力監測儀，在工作面后方柔模墻體邊緣處每隔20 m布置一個測點，共5個。圖3為單體柱工作阻力監測示意圖。

圖3 單體支柱工作阻力監測

2) 現場監測方法。采用TCP-40型單體支柱阻力增壓檢測儀。3307工作面軌道巷內沿傾向方向設有4根單體柱，故每個測點都對應一排4根單體柱，每次數據采集都應對4根單體柱進行全部采集，采集該項工作安排專人進行采取，定期采取數據。

2.2.3 充填體壓力監測

測點位于柔模墻體之下，打柔模墻之前在墻體下裝入3個GH-1000壓力盒液壓枕，沿墻體寬度方向并排放置作為一個測點，液壓枕上下鋪設1～2 cm的細沙確保液壓枕均勻受力，液壓枕傳感器的線路用碎煤渣掩埋，并進行編號，沿工作面推進方向由采空區向巷道依次編號，即A1號、A2號、A3號、B1號、B2號、B3號、C1號、C2號、C 3號，其中A、B、C為測站號，1、2、3為壓力傳感器號(如圖4)。

圖4 充填體測點布置

2.2.4 側向支撐壓力監測

1) 現場測點布置。現場應力觀測點布置在軌道巷下幫內，利用GMC-20型鉆孔應力計監測下幫煤體內側向支承壓力分布情況。巷內分別布置兩個鉆孔應力測站，測站均向著軌道巷下幫布置(即下工作面煤壁內)，每個鉆孔應力測站布置3個測點，鉆孔編號為1號，2號，3號，現場鉆孔應力計布置如圖5所示。

圖5 鉆孔應力計布置

2) 施工鉆孔參數。使用風鉆或麻花鉆施工D42鉆孔，為了能夠更加全面的監測煤體應力分布特征，鉆孔測點深度依次為15 m，10 m，5 m。相鄰2個測點之間相距5m，鉆孔應力測點在工作面超前60 m左右開始布置。相鄰兩個測站之間相距20 m，以避開測站之間的影響。

3 礦壓監測數據分析

3.1 巷道表面位移分析

通過在留巷內所設測點對巷道表面變形量進行監測，對比各個測點所得數據，使用3號測點所得數據分析沿空留巷巷道表面變形規律并繪制變形曲線如圖6所示。

圖6 巷道圍巖變形曲線

圖6中各圖橫坐標為所選3號測點距工作面的距離。由圖(a)可知，隨著工作面的不斷推進，測點距工作面的距離逐步加大，巷道頂板的變形量也隨之不斷增大，距離工作面50 m左右時巷道頂板變形速度最大，當工作面推進至距測點95 m以后巷道頂板變形趨于穩定，最終穩定于216 mm；由圖(b)可知，巷道底板變形隨著工作面的不斷推進而不斷增加，但是巷道底板穩定時間早于頂板，當工作面推進至距測點55 m時底板變形即趨于穩定，穩定于35 mm；由圖(c)可知，巷道兩幫移近量隨著工作面的不斷推進(即與測點的距離不斷加大)，兩幫移近量不斷增加，當工作面推進至距測點45～50 m時兩幫移近速度最大，當工作面推進至距測點90 m處時兩幫移近量趨于穩定，穩定于124 mm；由圖(d)可知，隨著工作面的不斷推進，充填墻體的變形量不斷增大，當工作面推進至距測點95m處時充填墻體變形最為劇烈，直至工作面推進至距測點105 m處時充填墻體變形趨于穩定，穩定于72 mm，同時充填墻體的變形呈現出明顯的階段性，這是因充填墻體上部頂板周期性破斷所導致，由圖可知，工作面平均每推進15 m頂板會發生破斷。

3.2 巷道單體柱支護阻力分析

按照上節所定監測方案對留巷巷道內的單體支柱進行監測，因巷道內所設單體支柱數量大且支設時人為原因以及單體柱自身原因導致數據存在較大誤差，因此需提前對所取數據進行篩選再進行分析，篩選后數據繪制折線圖如圖7。

圖7 單體柱支護阻力分布

圖7中橫坐標軸表示距工作面距離。由上圖可知，單體支柱的支護阻力在留巷巷道內沿工作面推進方向可以分為三個區域，從工作面開始到后方50 m處為壓力增高區，50 m處至150 m處為初次穩定區，150 m至200 m處為再次穩定區，三個區域的分布皆因頂板向上逐層破斷所致。在150 m之后單體柱壓力再次穩定后，單體柱的工作阻力保持在15 MPa左右，支護阻力依然較大，故此時單體柱不能回撤。

3.3 充填墻體壓力分析

監測充填墻體的壓力盒一排三個沿墻體寬度方向放置，由于壓力盒擺放位置不同，故三個壓力盒所監測墻體壓力有一定差別，經過綜合對比分析，決定采用5號壓力盒的數據進行充填墻體受力分析，所得數據繪制折線圖如圖8所示。

由圖8可知，充填墻體在構筑完成之后壓力隨即急劇增大，緊接著又急劇減小，由此壓力變化可知充填墻體在支撐頂板且因完成切頂所以造成墻體所受頂板壓力減小，但是由于工作面的不斷推進，采出空間不斷增大，導致直接頂以上各層頂板不斷變形失穩破斷，從而導致充填墻體所受壓力不斷增大，頂板活動穩定之后，墻體所受壓力也隨之趨于穩定。

圖8 充填墻體壓力變化

3.4 側向支撐壓力分析

按照預定監測方案，在不同位置打深度不等的鉆孔。由于鉆機在鉆進時無法保持絕對的水平，會有一定的仰角；同時由于煤質較軟，長距離鉆進時會發生踏空現象，導致鉆孔鉆進完成后鉆桿無法拔出和鉆進時卡鉆現象的發生。在安裝監測儀器時，由于鉆孔內部情況不明，儀器無法送至預定位置，且儀器裝設過程中對鉆孔產生了一定的破壞，導致鉆孔內產生大量的裂隙。鉆孔的仰角和塌孔導致最終封孔時封孔材料無法到達儀器所在位置，進而使儀器在煤體內無法得到有效接觸，故無法獲得有效的監測數據。

4 結 語

1) 通過現場實測分析得出工作面后方約150 m左右巷道開始趨于穩定，但穩定后單體柱依然保持較大的工作阻力；巷道頂板2 m范圍內離層明顯；周期來壓為50 m左右。

2)根據現場情況留巷內的單體柱暫時不能回撤；巷旁充填體在后期發生傾斜，穩定性不足，需增加其寬度以提高穩定性。