放頂煤沿空留巷回采礦壓分析

王蓋克

（山西蘭花集團 東峰煤礦有限公司，山西 晉城048000）

東峰煤礦位于山西省高平市原村鄉管轄范圍內，現開采3號煤層，煤層平均厚度6 m，采用綜合放頂煤采煤法。2015年5月東峰煤礦3G02工作面正式回采，軌道順槽采用柔?；炷裂乜樟粝锛夹g，截至2017年4月，3G02工作面回采結束，3G02軌道順槽共留巷615 m。3G02工作面為晉城地區首個綜采放頂煤沿空留巷工作面，為深入研究沿空留巷變形規律，待3G02軌道順槽沿空留巷施工結束2 a后，2019年5月正式復用沿空留巷，3G02軌道順槽作為3G01工作面回風順槽進行復用，如圖1所示。

圖1 沿空留巷平面示意Fig.1 Plane of gob-side entry

1 礦壓測站布置

為加強沿空留巷礦壓觀測，在3G01工作面回采期間，分別設置有頂板離層儀、頂底板位移量、錨桿錨索測力計、墻體壓力枕等礦壓觀測設備。

1.1 頂板離層傳感器

采用在線頂板離層監測設備進行監測，數據實時傳輸?；仫L順槽750 m處為基點安裝第1臺頂板離層儀傳感器，之后沿回風順槽每隔50 m安裝1臺頂板離層儀傳感器，安裝至100 m處，共14臺。安裝位置見表1。

表1 頂板離層傳感器安裝位置Table 1 Installation location of roof separation sensor

1.2 頂板應力傳感器

為觀測沿空留巷復用期間頂板壓力變化，每50 m布置1個頂板應力傳感器，同時每30 m布置1組錨桿錨索測力計，1組3個，分別為煤幫側錨桿測力計、頂板錨桿測力計、頂板錨索測力計。

1.3 頂底板位移量監測點

3G01回風順槽每50 m布置1組頂底板位移量觀測站，750 m處為第一組，之后沿回風順槽每隔50 m安裝1臺頂板離層儀傳感器，安裝至100 m處，共14組。

2 礦壓變形規律

2.1 概況

2019年5月3G01工作面正式進行回采，5月28日3G01回風順槽推進至留巷段，標志著沿空留巷二次回采工作的正式開展。截止2020年3月底，3G01回風順槽沿空留巷段回采結束，回采過程中沿空留巷出現頂板下沉、底鼓、幫鼓等不同程度的變形。

2.2 頂底板變形規律

圖2 、圖3、圖4分別為650、600、550 m測點的頂底板位移量曲線。圖5、圖6、圖7分別為450、400、350 m三處測點的頂底板位移量曲線。

圖2 650 m頂底板位移量曲線Fig.5 Displacement curve of roof and floor at 650 m

圖3 600 m頂底板位移量曲線Fig.3 Displacement curve of roof and floor at 600 m

圖4 550 m頂底板位移量曲線Fig.4 Displacement curve of roof and floor at 550 m

圖5 450 m頂底板位移量曲線Fig.5 Displacement curve of roof and floor at 450 m

圖6 600 m頂底板位移量曲線Fig.6 Displacement curve of roof and floor at 400 m

圖7 550 m頂底板位移量曲線Fig.7 Displacement curve of roof and floor at 350 m

由圖2、圖3、圖4可以看出，沿空留巷在推進前200 m時，頂底板位移量變形主要表現在超前20 m范圍之內，超前20～5 m頂底板變形量出現不同程度的減小，變形量在10～30 cm，且隨推進長度的增加，變形量增加。超前5～0 m為壓力較大區域，隨推進頂底板變形量急劇減小，變化量在12～30 cm。根據現場其它測點數據分析可知，變形量規律均與圖4～圖6相似，總變形量在10～50 cm，平均變形量為18 cm。

由圖5、圖6、圖7看出，沿空留巷在推進300～450 m時，頂底板位移量變形范圍較推進前200 m時明顯增加，主要表現在超前50 m范圍之內，超前50 m范圍內，隨工作面推進，會出現3～4個變化節點，距煤壁30～0 m時，頂底板位移量變化至較大。根據現場其它測點數據可知，沿空留巷在推進200～500 m時，總變形量在40～90 cm，平均變形量為50 cm，較沿空留巷推進前200 m明顯增加。

2.3 頂幫錨桿（索）壓力分析

圖8 、圖9、圖10分別為700、640、580 m三處測點的錨桿錨索壓力曲線圖。700 m處幫錨桿和頂板錨索壓力在距煤壁17 m處和9 m處分別增大。幫錨桿壓力增大10 MPa，頂錨索壓力增大16 MPa，頂錨桿壓力無變化。640 m處幫錨桿壓力在距煤壁21～0 m時逐漸增大，變化值為18 MPa，頂板錨桿和錨索壓力基本無變化。580 m處與640 m處相似，幫錨桿壓力在20～0 m共增加17 MPa，頂板錨桿錨索壓力基本無變化。

圖8 700 m錨桿錨索壓力曲線Fig.8 700 m anchor bolt cable pressure curve

圖9 640 m錨桿錨索壓力曲線Fig.9 640 m anchor bolt cable pressure curve

圖10 580 m錨桿錨索壓力曲線Fig.10 580 m anchor bolt cable pressure curve

圖11 、圖12、圖13分別為450、420、360 m三處測點的錨桿錨索壓力曲線。450 m處幫錨桿壓力在距煤壁33、21、18 m時存在3個增大的節點，共增加24 MPa，頂錨索壓力在距煤壁21 m時增加20 MPa，隨后維持不變，頂錨桿壓力無變化。420 m處幫錨桿壓力在距煤壁39、18、9 m時存在3個增大的節點，共增加23 MPa，頂板錨索在距煤壁14 m時緩慢增大，共增加5 MPa，頂錨桿無明顯變化。360 m處幫錨桿壓力在距煤壁52 m時開始增加，距46～0 m時增加速度減緩，共增加19 MPa，頂板錨索壓力在距煤壁27 m時開始增加，共增加10 MPa，頂板錨桿壓力無明顯變化。

圖11 450m錨桿錨索壓力曲線Fig.11 Pressure curve of 450 m bolt and anchor cable

圖12 420m錨桿錨索壓力曲線Fig.12 Pressure curve of 420 m bolt and anchor cable

圖13 360 m錨桿錨索壓力曲線Fig.13 Pressure curve of 360 m bolt and anchor cable

2.4 礦壓規律分析

沿空留巷回采期間，頂板離層儀均未發生明顯離層，結合頂底板位移量各測點數據可知，頂底板位移量變化主要以底鼓為主，局部靠墻體側有頂板下沉的現象，下沉量在0～10 cm。在推進前200 m時，底鼓量較小，平均底鼓量不足20 cm，且距煤壁20 m左右時方才顯現，在推進300～450 m時，礦壓顯現最為明顯，底鼓量較大，平均底鼓量在50 cm左右。根據錨桿錨索壓力各測點數據亦可驗證上述猜想，推進過程中幫錨桿壓力先增加，與現場超前范圍內出現不同程度的幫鼓現象相對應，且在推進300～450 m段時，幫錨桿壓力和頂錨索壓力在距煤壁40 m左右時開始增加，較推進前200 m時壓力影響區域增大。因此沿空留巷回采時需加強幫錨桿防護措施。

3 結 論

（1）沿空留巷回采時巷道變形以頂底板移近量為主，其中頂板鼓起為主要變形，兩幫變形以煤幫上側鼓出為主。

（2）沿空留巷推進前200 m時，巷道壓力區域主要表現在超前支護20 m范圍內，推進300～450 m段時，礦壓顯現最為明顯，巷道壓力區域主要表現在距煤壁50 m范圍內。

（3）沿空留巷在推進過程中，煤幫側壓力首先增加，頂板壓力主要表現在直接頂和老頂傳遞的壓力。

（4）通過沿空留巷礦壓分析，回采推進時必須采取防止幫錨桿射出的有效措施，且防護范圍需在距煤壁40 m范圍內。