12521工作面沿矿压观测阶段报告

潘一东1252（1）工作面留巷概 工程概 地质条 复合顶板段留巷矿压情 表面收敛观测结果及分 顶板多点位 非回采帮多点位 锚杆（索）托锚力观测结果及分 单体支柱压力观测结果及分 小 砂岩直覆段留巷矿压情 表面收敛观测结果及分 超前表面收敛测 滞后表面收敛测 多点位移观测结果及分 顶板多点位 非回采侧多点位 回采侧多点位 锚杆（索）托锚力观测结果及分 单体支柱压力观测结果及分 小 典型两段留巷矿压对比及原因分 典型两段留巷矿压对比分 矿压显现差异原因分 留巷非回采帮支护失效调 支护失效现 失效原因初 结论及建 结 建 潘一东1252（1）工作面留巷概工程概1252(1)11-21.7～2.87m2.6m2.6m。工作面为东西方向倾向，方位278.5°1153m260m，地面标高+21.5~+22.1m，井下标高830m310m。地质条1252（1）类为复合顶板段，即泥岩、砂质泥岩直接顶段。380m处，轨道顺槽直接顶为1m10.4m中细砂岩及2.35m510m4.72m15.6m1.65m粉砂岩。类为砂岩老顶直覆段例如590m顶板为砂岩老顶直覆其上为24.15m砂岩老顶直覆段具体分布为：G57-G63、G72-G110440m，目前工作面已推进至G84处，位于砂岩老顶直覆段。1252（1）1-11-2DD2G115G86G36 底板移近速度达到10mm/d，形较快，顶底板及 11.65粉砂3.50细砂0.80泥0.25炭质泥2.35砂质泥10.40细砂1.00泥1.9011-2

15.60细砂4.72泥2.3311-224.15细砂0.25砂质泥2.2511-2

19.10细砂1.7511-2（b）砂岩老顶直覆（590m、1040m处）1-2轨顺顶板实测岩性1-1所示。表面收敛观测结果及G36KD1G12KD8G16KD9测站，在G33处布置KD11测站，进行巷道表面变形观测，下面以KD1测站为KD14289284个月，得到201m326m2-12-1KD1表面收敛测站200mm150mm，75%320mm270mm80%。两帮移近速度在超前工作面30m处陡然变大，两帮移近以回采侧为主；顶底板40m处开始突变，顶底板移近量以底板变形为主。470mm380mm，（c（d）200-250m范围内衰减为较小值且基本保持不变，可视为变形稳定状多点位移观测结果及G36DD11m、2m、5m、8m和688177060m170m2-2所示。超前工作面时：2-5m30m处离层开始发展，至工作30mm3m岩层厚度，离层较小，可不计。且该范4mm/d，说明顶板滞后工作面时：2-5m和0-10m岩层在滞后工作面170m时离层分别达到90mm130mm，随后趋于稳定，2-5m范围围岩仍然贡献最大的离层变化量，表明直接顶、老顶间的离层是顶板最主要的离层活动。0-1m范围岩层离层量逐170m50mm4mm/d左右，15m80m处出现两个2-2DD1多点位移计G36DD21.5m、3m、6m和688177060m和滞后工作170m2-3所示。2-3DD2多点位移计超前工作面时：0-1.5m50m20mm，离层滞后工作面时：0-1.5m范围岩层在工作面推进170m期间离层增加了180mm200mm，随后趋于稳定，但浅部围岩的松动扩容变形对采前加固15m75m时离层速度出现两锚杆（索）托锚力观测结果及分切眼~G57段巷道锚杆（索）托锚力变化规律，具体分析如下所述。由图2-4（a（b）及图2-5可知，退尺点G46处锚杆托锚力最大值可达锚杆（索）88m开始，460m处锚35~40m处开始，随着索托锚力增幅迅猛，因此可知工作面超前采动剧烈影响范围为前方38m左右，150m左右时，锚杆（索）托锚托0- - - - - 距工作面距离G461#托托锚0- - - - - 距工作面距离G462#2-4G462-5G46单体支柱压力观测结果及分2012812650m31111902-62-6650m2-6可知：随着工作面推进，650m①顶板压力缓慢增长阶段②顶板压力急剧增长阶段③顶板压力下降阶段④顶板620m7Pa12P30m24m32.32Pa。第三阶段顶板压力下降阶段，即工作面后方24m153m198m12~13Pa之间波动。小复合顶板段工作面超前支承应力范围为工作面前方30~40m，在滞后工作面0~150m范围内，留巷变形速度保持周期性，滞后工作面200~250m，复合顶板段留巷顶板整体性较好，直接顶和老顶均不存在显著16%复合顶板段巷道锚杆（索）托锚力普遍较低，锚杆托锚力最大可达108~125KN160KN左右。锚杆（索）锚固力远未达到设复合顶板段巷道在工作面前方30m至后方24m，顶板活动较为剧烈，最32.32MPa150~198m以外，顶板活动趋于缓和，顶12~14MPa。表面收敛观测结果及在G86KD2表面收敛测站，观测时1012日至1120日，40d3-1所示。由（a）看到，工作面推进到距离测站20m时，两帮移近量达到220mm，其中回采侧移近量约190mm，占比86%；顶底板移近量达到340mm，其中底鼓量约180mm，占比53%。与泥岩、砂质泥岩覆盖段底鼓占比80%相比，砂岩直覆50-60m范围内开始突变，表面此段受超前支承压力影响。3-1KD2G58KD39141124日，70d3-2所示。250m1300mm，其中底鼓量约相对复合顶板段，在滞后工作面范围内墙移较大。由（c（d）可以看到，250-300m范围内降低到最小值并趋于稳定，可视3-2KD3表面收敛测站多点位移观测结果及在G86DD32m、4m、6m7m处，0-2m、2-4m、4-6m6-7m岩段的离层发展情况。观测40-110m范围内，离层发展较小，可不计，表明顶板整G86DD41m、2m、3m、6m和7m0-1m、1-2m、2-3m、3-6m6-7m岩段的离层22-106m3-3所示。3-3DD4多点位移计由（a）2-3m6-7m0-1m3-6m50m处还是明显变化，说明此处是超前支承压力作用区，这与G86处KD20-1m、2-3m、3-6m6-7mG86DD51m、5m6m处，0-1m、1-5m5-6m岩段的离层发展情况。超前工作面22-106m3-4所示。3-4DD5在回采侧，0-1m1-5m100mm，相对5m厚围岩，相对离层变化也较小。回采侧煤体间粘结性较好，离层较小，整体锚杆（索）托锚力观测结果及分3-5720m3-6720m由图3-5、3-6可知，退尺点G72处锚杆托锚力最大值可达111~125KN，锚226KN左右。35（）和（b）27m1K39m56m13m123，达到最大值后，托锚力迅速下63m03-5中锚杆托锚力最大值并未达3-681m至78m处处时托锚力迅速增加并达到最大值226KN，随后迅速下降至111KN，23m216KN44KN，又于工作面前方4m处达到第三最高点139KN，其后托锚力逐渐下降。托锚力曲线出现曲线出现往复“回落-78m8m段，顶板活动最为剧烈。单体支柱压力观测结果及分根据设置于G593-7、3-7、3-860m处时，单体支柱支护阻力开始逐渐增长，因此可判断工作面超前采动影响距离为60m左右。随着工作面继续向前10m、29m28.24MPa、16.24MPa，因此可判断顶板活动最剧烈段为工作面后方10m~29m，其原因为：在工作面推过后，老顶达到极限跨距发生破断，245m以外，顶板压力渐趋稳定。回13MPa11MPa。3-7590m3-8590m3-7、3-8可知，回采侧单体压力较非回采侧最先达到最大值，且其小50~60m处左右250~300m范围才能趋于稳定。31%。砂岩直覆段非回采侧煤帮在工作面超前回采时，离层活动频繁，但砂岩直覆段巷道锚杆托锚力最大可达111~125KN，锚索托锚力最大可10m29m28.24P13P，非回采侧顶板压力约1P。典型两段留巷矿压对比及原因分典型两段留巷矿压对比分工作面现回采至G84处，已留巷段覆盖切眼~G57复合顶板段、G57~G63砂岩直覆段、G63~G72复合顶板段和G72~G74砂岩直覆段四段。其中G63~G72、G57~G62两段滞后工作面距离较短，留巷变形尚处于发展中，不便对其矿压显现情况对比分析。对比切眼~G57、G57~G63两段，直观上切眼~G57复合顶板段G57~G63砂岩直覆段，这也从矿压观测中得到佐证。但在切眼~G57G57~G63100mG47~G57段，留巷变形较逐渐转变为砂岩直覆，矿方将此段划分为复合顶板区，预裂参数未作及时调整，矿压显现较为严重，甚至超过了G63~G72老顶直覆段。30~40m；砂岩直50~60m处左右。200~250m，留巷变形趋于稳定；砂岩直覆段250~300m范围才能趋于稳定。矿压显现差异原因分老顶侧向悬臂过长。根据首采面预裂参数可知，留巷终孔与充填18m构带来应力冲击同时随着垮落层位的不断提高已垮岩层的残留边（悬留巷非回采帮支护失效调支护失效现5-1G47~G57100m长的留巷调研非回采侧煤帮支护失效情况。非回采侧煤帮现有支护形式为：锚索“3-34800×800mm。2520m75根锚索、1005-1所示。 图5-1550m处留巷变形情况5-1锚索 锚杆合

1-39322-39433-39524-39225-39536-39327-39438-39429-13141

锚索失效 锚杆失效 失效原因初20m7526541.3%20m100164根，20.0%。弯曲失效主要因为锚杆体抗弯能力较差，直径较小；断裂失结论及建结1、复合顶板段和砂岩直覆段矿压显现规律区别主要表现在以下几个方面①砂岩直覆段工作面超前支承压力影响范围、滞后工作面稳定范围均大于复合顶板段。30~40m200~250m50~60m250~300m才能趋于稳定。②顶板整体性较好离层微弱整体缓慢下沉巷内支护体承受较大压力。③砂岩直覆段墙体巷内位移较复合顶板段大砂岩直覆段墙移量约为复2倍。2、砂岩直覆段，尤其是三联巷附近矿压显现较严重。其原因主要有：①砂岩直覆段，老顶侧向悬臂