深井沿空掘巷工作面側向煤體應力及變形在線監測與合理滯后時間研究

張 楊，邢魯義，王 勝

（1.山東科技大學 能源與礦業工程學院，山東 青島266590；2.山東建筑大學 土木工程學院，山東 濟南250101）

小煤柱沿空掘巷技術在緩解采掘接續緊張、提高礦井綜合效益方面發揮了巨大作用。上一工作面回采過程中，采場上覆巖層受采動影響而發生劇烈運動，下區段沿空巷道在掘進時需要充分考慮頂板運動的具體狀況。掘進時間過早，采場上覆巖層運動的影響較為明顯,圍巖變形嚴重,造成巷道維護困難等問題；掘進時間過晚，影響下一工作面的回采工作，拖延工期，降低礦井的經濟效益。因此，確定合理的掘巷滯后時間是成功發揮沿空掘巷技術優勢的關鍵。

確定合理的掘巷滯后時間需要建立在全面掌握工作面側向煤體支承壓力動態分布規律以及基本頂運動特征的基礎之上。許多學者采用理論計算和數值模擬、甚至是經驗類比或估算等方法開展了大量的研究工作，取得了不少有益的研究成果[1-10]。姜福興等在研究工作面回采期間兩側采空區頂板結構動態變化特征的基礎上，建立了孤島工作面煤體支承壓力的一般模型，提出孤島工作面煤體支承壓力計算公式，同時通過力學方法，研究了非充分采動階段支承壓力極大值與工作面推進距離的關系[11-12]。王書文等通過現場應力及微震監測，對采空區側向煤體垂直應力在工作面推進方向和傾向上的階段性及區間性特征進行分析，基于實測數據得出了不同階段、不同區間煤層垂直應力及彈塑性演化規律[13]。成云海等通過對水簾洞煤礦3801 特厚硬煤層綜放工作面采空區側礦壓顯現規律進行在線監測，建立了采空區側向上位直接頂“巖-矸”結構、基本頂“巖-梁”結構的覆巖結構模型及采空區巷道隔離墻受力模型，揭示了工作面側向的礦山壓力顯現特征[14]。許永祥等通過相似材料模擬的方法研究了塔山礦區特厚煤層綜放工作面回采后側向支承壓力的分布特征[15]。謝廣祥等結合謝橋礦綜放工作面的地質及技術條件，采用鉆孔應力計監測了區段煤柱的應力變化規律[16-17]。樊勝強等采用理論分析、數值模擬和現場實測相結合的方法對兗州礦區滯后工作面的支承壓力分布特征進行了研究[18]。雖然不少學者對工作面支承壓力分布特征開展了大量研究工作[19-20]，但對工作面側向煤體支承壓力及基本頂運動發展過程的現場實測，尤其是對采空區后方側向煤體應力及變形的大距離、長時間的滯后實測還相對較少。受實驗室條件的限制，許多巖石物理力學參數難以準確確定，而現場具體地質及開采條件的復雜性和特殊性無可替代，只有在具體的工作面側向煤體中監測因采動引起的煤壁內部不同位置處的應力大小及相應的位移值隨工作面推進的動態變化情況，才能準確地分析并掌握工作面側向支承壓力分布規律以及基本頂劇烈運動穩定的時間（即基本頂巖梁回轉下沉觸矸的時間），從而為指導沿空掘巷合理的滯后時間提供科學依據。

1 工程地質概況

孔莊煤礦IV1 采區主采7#煤，賦存深度-785～-1 000 m，地面標高約+32 m，為典型深部開采礦井。7432 綜放工作面內部斷層發育，其厚度均在3.40～5.00 m 之間，平均值為4.35 m，傾角為18°～23°，均值為21°，采掘工程平面如圖1。采高為2.40 m，采放比為1∶1。直接頂厚度為11.45 m，由1.70 m的泥質砂巖、1.60 m 的粉砂巖、6.66 m 的中粒砂巖和1.45 m 的砂質泥巖組成，其厚度分別為11.45、1.70、1.60、6.66、1.45 m?；卷?、底板分別為中粒砂巖，砂質泥巖，其厚度分別為10.73、3.12 m。

圖1 7432 工作面采掘工程平面圖Fig.1 Excavation plan of 7432 working face

2 觀測儀器及測區布置

2.1 觀測系統及方法

1）觀測系統。7432 工作面為IV1 采區首采工作面，回采巷道兩側均為實體煤，無聯絡巷以及其他相鄰巷道。在工作面推過后，直接頂垮落導致采空區封閉，人員無法進入，因此傳統的監測支承壓力的方法在該現場并不適用。為此，專門研制了一束-多線-多點（應力及變形）傳感器，采用了實測工作面后方采空區頂板運動狀態的紅外采集觀測系統，包括：KTG12 礦用本安型光端機、GZY60W 礦用本安型鉆孔應力傳感器、GZY60H 鉆孔應力計、GUD-240 圍巖移動傳感器、SP-HW 通訊適配器、KDW28-18 礦用隔爆兼本安型不間斷電源、FCH64/2 礦用本安型手持式采集器及RJ-HW 配套檢測軟件等。在進行觀測之前，需先于7432 工作面超前支承壓力影響范圍外的區域進行測區布置等工作，即在工作面回采巷道（運輸工作面）實體煤側鉆鑿不同深度的用于安裝鉆孔應力計和圍巖移動傳感器的鉆孔，通過通訊電纜將測區儀器與布置在400 m 以外的采集站相連。為保證通訊電纜的可靠性和安全性，通訊電纜采用抗拉、抗壓強度大，防腐蝕能力強的鎧裝電纜。另外，為防止工作面推過后頂板冒落矸石對線路的損壞，所有通訊電纜及導線均預先套在高壓膠管內，然后將其預埋在巷道靠近煤體側的底板中。底板中開槽的具體位置及溝槽的尺寸，以能夠放置高壓膠管和便于現場施工為宜。最后，采用浮煤將其進行掩蓋。

2）觀測方法。傳感器每5 min 自動采集1 次煤體應力及圍巖移近數據，傳入GZY60W 型鉆孔應力傳感器和GUD-240 型圍巖移動傳感器后轉換為數字信號，然后通過通訊電纜將數據傳入KTG12 型光端機進行處理、存儲，采用FCH64/2 型手持式采集器定期采集數據，利用SP-HW 型通訊適配器將數據傳入井上計算機進行軟件顯示、統計分析。

2.2 測區布置

本次監測方案共設計布置1#、2#2 個測區。在工作面運輸巷超前支承壓力影響范圍以外區域布置1#測區，1#測區距離采集站位置400 m。為預防1#測區發生意外情況，并盡可能保證應力及位移觀測的連續進行，2#測區布置在1#測區前方50 m 左右，2#測區距離采集站位置350 m。7432 綜放工作面運輸巷側向煤體應力、煤體位移測區布置情況如圖2。

圖2 7432 工作面側向煤體應力（位移）測區布置圖Fig.2 Lateral stress (displacement) measuring area layout of 7432 working face

1）應力測點布置。1#測區在巷道下幫布置6 個鉆孔，自煤壁向內依次編號為1#、2#、3#、4#、5#、6#，鉆孔之間水平距離均為2 m，其開孔高度距底板0.5～1.5 m（根據現場具體情況確定），孔深依次為2、4、6、8、10、12 m；2#測區在巷道下幫布置4 個鉆孔，鉆孔自煤壁向內依次編號為7#、8#、9#、10#，鉆孔之間水平距離均為3 m，開孔高度距底板0.5～1.5 m（根據現場具體情況確定），孔深依次為3、6、9、12 m。

2）位移測點布置。在1#和2#測區的兩側分別對稱布置2 臺4 測點圍巖移動傳感器，開孔高度距底板0.5～1.5 m（根據現場具體情況確定），孔深為12 m。圍巖位移傳感器根據安裝時間的不同，將其依次編號為11#、12#、13#、14#，每臺圍巖移動傳感器測點數（基點）相同，均為4 個，基點的深度分別為12、9、6、3 m。

3 工作面側向煤體應力及變形量（位移）變化規律

由于具體地質條件的復雜性，煤層頂底板力學參數及邊界條件很難準確確定，采用理論分析、經驗類比或數值模擬等方法也很難準確推斷工作面頂板劇烈運動穩定的時間。必須根據具體工作面側向煤體應力及變形的實測及分析，才能比較準確地確定基本頂的運動狀態及其劇烈運動穩定（回轉下沉觸矸）的時間，從而確定沿空巷道的合理滯后掘進時間。

3.1 基本頂巖梁在工作面推進過程中的動態變化

以“上覆巖層運動”為核心的礦山壓力與巖層控制理論體系為指導，利用一束-多線-多點（應力及變形）傳感器組成的紅外采集觀測系統，可將采煤工作面不同回采階段側向煤體變形值的動態變化過程劃分為3 個發展階段：即超前支承壓力影響下的變形緩增階段、頂板劇烈運動影響下的急劇變形階段和采空區矸石壓實過程中的變形漸趨穩定階段。側向煤體位移隨時間的變化規律如圖3?；卷攷r梁在工作面推采過程中的動態變化特征如圖4。

1）變形緩增階段。當距工作面較遠，即在超前支承壓力影響范圍以外，工作面側向及前方煤體上均處于原巖應力作用下（超前巷道因開挖打破了應力平衡狀態，周圍煤體受開挖影響有所降低）。此時，因在工作面超前支承壓力影響范圍之外，煤體變形較小。當工作面推進到測點受超前支承壓力影響范圍內時，受超前支承壓力的影響，側向煤體內部出現應力峰值。該階段覆巖運動較小，基本頂巖梁狀態仍較為穩定，由于工作面跨度未達到基本頂巖梁的極限跨度，基本頂未出現斷裂等現象，如圖4（a）。

圖3 側向煤體位移隨時間的變化規律Fig.3 Variation of lateral coal displacement with time

圖4 基本頂巖梁在工作面推采過程中的動態變化特征Fig.4 Dynamic change characteristics of the basic roof beam in the face mining process

2）急劇變形階段。當基本頂巖梁發展到其極限跨度，即基本頂巖梁端部的彎矩引起的拉應力超過其抗拉強度，在工作面前方基本頂巖梁產生斷裂。以斷裂線為界，將支承壓力分為內應力場、外應力場。此時雖然基本頂仍處于由煤壁支撐的暫時鉸接平衡狀態，但會出現漸進的回轉下沉運動，所以煤體變形傳感器的變形值會出現較明顯增大。當工作面推進到斷裂線附近或推過后，基本頂巖梁將失去煤壁支撐，由煤壁支撐的暫時鉸接平衡被打破，從而發生劇烈的回轉下沉運動，靠近煤壁的測點由于基本頂的回轉下沉壓縮作用，煤體進一步破碎，變形傳感器的變形值急劇增大。工作面推過前后，基本頂巖梁處于顯著運動階段，回轉下沉觸矸前，基本頂的劇烈運動引起工作面周圍煤巖體產生非常明顯的礦壓顯現，運動形態如圖4（b）。

3）變形漸趨穩定階段。伴隨工作面持續推進，基本頂巖梁出現回轉下沉觸矸現象。上覆巖梁剛觸矸時，由于直接頂垮落巖石相對比較松散破碎，基本頂巖梁觸矸后會將垮落的松散破碎矸石壓得更加緊密，進而導致側向煤體產生較明顯的變形，所以此階段煤體變形傳感器的變形值仍會出現一定程度的增加。隨著工作面的持續推進，基本頂巖梁進一步壓縮工作面后方的矸石，當工作面推過測區一定距離時，基本頂巖梁已基本將矸石壓實，不再有明顯的運動，煤體變形傳感器的變形值也不再有明顯的變化，該階段基本頂巖梁的運動形態如圖4（c）。變形值趨穩的拐點對應的時間（圖3 中的T 點）可作為沿空巷道合理掘巷時間的判據。

3.2 工作面基本頂巖梁運動趨穩的實測結果

鑒于現場條件異常復雜，7432 工作面的推進速度不可能保持一致，故將工作面推進距離與實際時間的關系繪制成圖，7432 工作面推采不同階段位置-時間關系如圖5。

觀測系統安裝完畢后即于2014 年8 月27 日開始監測，因數據量較大，且考慮到部分測點的變化規律大致相同，故僅選取2#測區的7#（3 m）、8#（6 m）、9#（9 m）和10#（12 m）應力測點以及13#（基點深度依次為3、6、9、12 m）位移測點加以分析。不同測點應力-距離、變形量-距離關系曲線如圖6。

圖6 中負值代表2#測區位于工作面前方，正值代表2#測區位于工作面后方。從各測點的應力及變形量（位移）變化可以看出，當工作面推過前40 m后各測點的應力開始有明顯變化，工作面推過20 m后各測點應力、位移均開始出現較快變化，推過90 m 后各點變化開始趨緩，直到采煤工作面推過測區后160 m，各測點的應力及煤體變形基本保持不變，這表明采空區基本頂巖梁運動結束，進入穩定階段。從時間關系上看，2014 年9 月3 日工作面推進至2#測區，工作面推過后160 m 的時間為2015 年1月1 日，前后共計120 d。但由于2014 年9 月25 日至2014 年10 月4 日停產9 d，2014 年11 月1 日至12 月20 日工作面遇大斷層，推進較慢，故若按正常的工作面推進速度為2.5 m/d，則采空區基本頂運動穩定時2#測區滯后工作面的實際距離應大于160 m，且達到300 m 以上。因此，7432 工作面采空區頂板運動趨于穩定的滯后距離不小于300 m，時間不少于4 個月。

圖5 7432 工作面推采不同階段位置-時間關系圖Fig.5 Position - time relation diagram of working face at different stages of mining

圖6 不同測點應力-距離、變形量-距離關系曲線Fig.6 Stress - distance and deformation - distance relationship curves of different measuring points

由于不同工作面煤層及頂底板和地質構造條件不盡相同，工作面回采后基本頂運動穩定的時間會有差異，同時IV1 采區大面積回采后，覆巖運動的范圍會加大，工作面基本頂運動穩定的時間也會出現不同程度的延長，為安全起見，綜合確定IV1 采區相鄰區段沿空掘巷的合理滯后時間不少于5 個月，滯后工作面距離不小于300 m。

4 結 論

1）合理滯后掘巷時間的確定是使小煤柱沿空掘巷免受工作面劇烈采動影響的關鍵。對工作面前后方（尤其是工作面后方）側向煤體支承壓力分布特征及變形變化規律進行長時間紅外在線監測，對于準確判斷確定具體工作面推過后基本頂運動穩定的時間并進而確定沿空掘巷合理滯后時間具有重要指導意義。

2）判斷基本頂巖梁的運動狀態必須建立在全面掌握采場周圍支承壓力分布規律及側向煤體變形特征的基礎之上。煤體應力及變形特征從側面較好地反映了基本頂巖梁由斷裂前的相對穩定狀態逐步發展為回轉下沉的劇烈運動狀態、直至觸矸后的趨穩狀態的全過程。由此，可將采煤工作面不同回采階段側向煤體變形值的動態變化過程劃分為超前支承壓力影響下的變形緩增階段、頂板劇烈運動影響下的急劇變形階段和采空區矸石壓實過程中的變形趨穩階段。

3）通過研制由一束-多線-多點（應力及變形）傳感器組成的紅外在線監測系統，實現了對孔莊煤礦Ⅳ1 采區7432 工作面運輸巷側向煤體應力及變形的長期在線監測?；趯ΡO測結果的采集、存儲、處理及分析，綜合確定出Ⅳ1 采區相鄰區段沿空掘巷的合理滯后時間應不少于上工作面回采后5 個月。