完全沿空掘巷支護技術研究

薛吉勝，趙德強，尚磊磊

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京100013;2.煤炭科學研究總院開采設計研究分院，北京100013;3.兗州煤業鄂爾多斯能化有限公司，內蒙古鄂爾多斯017000;4.大同煤礦集團有限責任公司同家梁礦，山西大同037025)

沿空掘巷在鄰近工作面采完并且采空區頂板巖層活動大體穩定以后進行，沿空巷道處于工作面側向應力降低區位置，巷道開掘、支護和維護成本均大幅降低。巷旁支護體要具有合理的支護阻力，并且增阻速度快，能切落一定高度的頂板，具有較大的可縮量以適應沿空巷道圍巖大變形。要求巷內與巷旁支護方式選型和參數的選擇上相互匹配，采用一種能主動提供支護阻力的巷內支護方式，目前廣泛采用預應力錨固錨索支護系統［1－3］。

完全沿空掘巷巷道兩側的壓力是非對稱的，實體煤一側圍巖對支護結構作用力遠大于采空區一側對應的載荷，加上煤的強度較小，側壓系數較大，自然形成的橫向應力也較大。不對稱載荷大大減小了巷道的穩定性，削弱了抵抗動壓的能力，因此巷內支護有必要對煤壁側幫進行加強支護，形成煤壁側幫－巷旁支護體對稱支護系統［4－6］。

1 工作面概況

該礦12號煤地面標高71.8～75.7m，井下標高－573～－586.5m。煤層為復合煤，煤質較硬，最大厚度為4.50m，最小為1.77m，平均煤厚為3m。12號煤1201首采工作面長度200m，巷道坡度0～3°。煤層局部含夾石1～3層，平均厚度為0.15m。12號煤及其頂底板綜合柱狀如圖1所示。

圖1 頂底板綜合柱狀

2 巷旁支護體參數設計

2.1 巷旁支護體可縮量確定

根據巷道圍巖活動規律，基本頂以“給定變形”的方式作用于下方煤巖體，由于基本頂的剛度遠大于直接頂和煤體的剛度，因此頂板上邊界為施加給定變形的邊界;下邊界受到巷幫煤體支撐力P0，巷內支護阻力P1的作用;由于上覆巖層活動后期殘留邊界將沿巷幫煤體側破斷，巷道頂板左邊界可視為連桿支撐;右邊界與采空區冒落矸石接觸，簡化為橫向阻力 P2，如圖2所示［7－9］。

由于巷道的圍巖活動主要取決于裂縫帶上位巖層達到平衡狀態前的沉降，所以一般根據裂縫帶上位巖層的最終下沉量S來預計巷道煤壁側的下沉量S'。根據經驗，裂縫帶巖層距煤體極限平衡區原點水平距離19m遠處 (即L=19m)，基本上達到最大下沉量S，由此引起的煤壁下沉分量為S1。巷道煤體側具有一定的壓縮變形，計算時應考慮煤體邊緣的變形 S0［7－9］。

巷旁支護體可縮量應與沿孔巷道煤壁側幫煤壁下沉量相一致，得到巷旁支護體可縮量:

12號煤層1201工作面采高m=3m，初始碎脹系數kp為1.3，殘余碎脹系數kp'為1.1，側壓系數A=0.3，煤層摩擦角 φ0=38°，煤層黏聚力 c=0.693MPa，巷道埋深H=655m，上覆巖層的平均容重γ=25kN/m3，應力集中系數K=3。代入數據計算得到巷旁支護體可縮量S'為0.35m。

2.2 巷旁支護體阻力確定

采用走向長壁采煤法時，采場是沿傾斜布置的，而沿空巷道是沿走向布置的，可見沿空巷道更相似于沿俯斜推進的采場［10］。

當煤層傾角較小和頂板巖層在垮落性能上各向異性特征較弱時，采場空間與沿空巷道在支架圍巖平衡條件方面的共性是很大的，可以說在力學原理上是相同的，在支護措施上是相似的。按照巷旁支護承受載荷的原則，可將巷旁支護受力簡化為如圖3所示形式。

圖3 巷旁支護體受力

對O點取矩，模型的力學平衡方程為:

其中，

式中，Q為巷旁支護體支護強度，kN/m;x為煤壁極限平衡區寬度，m;a為沿空巷道寬度，m;b為巷旁支護體寬度，m;H為極限切頂高度，m;G為極限切頂高度內巖石重量，kN/m3;α為煤層傾角，(°);θ為頂板巖石破斷角，(°)。

沿空巷道寬度a=5m;巷旁支護體寬度b=1.5m;煤層傾角α=3°;頂板巖石破斷角θ=45°。代入數據計算得到巷旁支護強度為2620kN/m。

根據計算得到巷旁支護體強度為2620kN/m，設計C30混凝土即可滿足要求，在1201工作面回采期間，貼實體煤側幫澆筑1.5m寬度混凝土墻。根據計算所得巷旁支護體可縮量為0.35m，在混凝土頂部施加0.4m厚混凝土柔性墊層，以增加混凝土墻的壓縮性能。針對混凝土墻承壓大及容易出現側向變形破壞的特點，在混凝土墻體中施加預應力鋼筋，以改善混凝土墻體的承載特性。根據經驗取值，預應力鋼筋間排距0.6m，預應力設置為80kN。

3 沿空巷道支護參數設計

沿空巷道開挖后，沿空巷道巷內支護采用高強預應力錨桿錨索支護系統，支護系統的剛度可有效控制圍巖變形，保持巷道穩定，實現主動、及時支護。用金屬網護頂，對巷道煤壁側幫加強支護，施加W型鋼帶，并貼煤壁支設2排木支柱加強支護，以提高巷道煤壁穩定性，消除不對稱載荷對巷道穩定性的影響。沿空巷道凈寬×凈高為5000mm×3000mm，采用工程類比法進行巷道支護參數設計，支護設計斷面見圖4，頂板支護示意見圖5，支護參數見表1。錨桿預緊力設為80kN，錨索預緊力為250kN。

圖4 沿空巷道支護斷面

圖5 沿空巷道頂板支護示意

4 沿空巷道支護數值模擬研究

運用FLAC3D數值模擬軟件，建立數值計算模型，模型尺寸為300m(x)×20m(y)×150m(z)。模型x和z方向分別在邊界上限制水平，y方向上固定底邊界，上邊界為自由面，模型網格劃分采用四面體單元，網格劃分的原則是:越靠近12號煤的各巖層網格劃分越密。模型選用摩爾－庫侖本構模型，煤、巖層的物理力學參數選取見表2。巷旁支護體頂部施加0.4m厚柔性混凝土墊層，在混凝土參數基礎上降低彈性模量，取其彈性模量的1%，其他參數不變。

表1 沿空巷道支護參數

表2 煤巖物理力學性能指標

進行巷旁支護體切頂能力及沿空巷道穩定性分析。模擬順序為:模型建立→1201回風巷開挖并支護→加設巷旁支護體→1201工作面開挖→運算監測→開挖沿空巷道 (1202運輸巷)→沿空巷道巷內支護→運算監測。

4.1 巷旁支護體切頂能力數值模擬分析

4.1.1 巷旁支護體承載穩定性分析

切頂階段垂直應力等值線分布規律見圖6，圖中垂直應力單位為MPa。由于在巷旁支護體頂部施加了0.4m厚柔性墊層，增加了巷旁支護體的可縮量，巷旁支護體并未出現明顯的應力集中，只是在巷旁支護體兩側存在小范圍應力集中，垂直應力達到35MPa，巷旁支護體中部垂直應力27MPa左右，內部存在穩定承載區域，說明巷旁支護體能夠穩定承載。

圖6 切頂階段垂直應力分布

切頂階段水平應力等值線分布規律見圖7，圖中水平應力單位為MPa。巷旁支護體水平應力為14MPa左右，未出現明顯受拉區域，說明預應力鋼筋明顯改善了巷旁支護體的受力狀態，提高了巷旁支護體的承載能力，巷旁支護體穩定。

圖7 切頂階段水平應力分布

4.1.2 巷旁支護體切頂能力分析

切頂階段垂直位移等值線分布規律見圖8，圖中位移單位為m。上區段工作面開挖影響穩定后，巷旁支護體兩側位移差值明顯，采空區側頂板下沉量遠大于實體煤側，最大達到1.4m，說明巷旁支護體切頂能力強，切頂效果好。

圖8 切頂階段垂直位移分布

4.2 沿空巷道支護效果數值模擬分析

沿空巷道垂直應力等值線分布規律見圖9，圖中應力單位MPa。混凝土墻垂直應力最大在25MPa左右，最小為10MPa左右，垂直應力明顯減小，說明巷旁支護體有效切頂后，頂板壓力明顯較小。同時煤壁側幫出現1.5m左右深度的應力集中，垂直應力在30MPa左右，說明由于煤壁與巷旁支護體壓縮剛度不一致，巷內兩側存在明顯的不均衡載荷。煤壁側密集支柱垂直應力達到40MPa，有效維護了煤壁處頂板，同時2.4m深度預應力幫部錨桿提高了煤體的承載能力，二者協同作用，消除了部分不均衡載荷的影響。

圖9 沿空巷道垂直應力等值線分布

沿空巷道水平應力等值線分布規律見圖10，圖中應力單位為MPa。巷道肩角及頂底板深部并未出現應力集中現象。分析原因在于沿空巷道是在應力降低區開掘，已充分卸壓，并且頂部預應力錨桿錨索提高了頂板的整體性，降低了水平應力的影響。

圖10 沿空巷道水平應力等值線分布

沿空巷道垂直位移等值線分布規律見圖11，圖中位移單位為m。開挖后頂板移近量為300mm，底板移近量達100mm，位移變化量在合理范圍內，沿空巷道穩定。

數值模擬結果表明:巷旁支護體在切頂階段穩定性好，能夠有效切頂。沿空巷道開挖完成后，在巷旁和巷內支護的共同作用下，應力狀態分布良好，巷道頂底板移近量在合理范圍內，沿空巷道穩定。

圖11 沿空巷道垂直位移等值線分布

5 試驗巷道應用效果

下區段1202工作面開采過程中，采用十字布點法進行沿空巷道圍巖表面位移量監測，根據監測結果繪制位移變化曲線，如圖12所示。從觀測結果來看，測點距1202工作面55m處，沿空巷道開始顯著變形，最終兩幫收斂量達到91mm，煤壁側幫變形達到60mm，巷旁支護體側向變形相對較小，達到30mm，頂板位移量達到37mm。沿空巷道位移變化量在允許范圍內，巷道維護穩定。

圖12 沿空巷道表面位移曲線

6 結論

通過理論計算得到巷旁支護體支護強度及可縮量，確定巷旁支護體采用1.5m厚混凝土墻。巷旁支護體頂部施加0.4m厚柔性墊層;巷旁支護體側向施加預應力鋼筋，預應力鋼筋間排距0.6m，預應力為80kN。沿空巷道巷內支護采用高強度預應力錨桿錨索支護系統，采用工程類比法進行巷內支護參數設計，并進行巷道煤壁側W型鋼帶以及貼幫支設木支柱加強支護。

數值模擬結果表明巷旁支護體存在穩定承載區，切頂階段能夠穩定承載，切頂效果良好，沿空巷道支護效果良好。試驗巷道現場實測表明下區段1202工作面開采過程中，沿空巷道頂底板及兩幫變形量在合理范圍內，巷道維護穩定，完全沿空掘巷方案可以應用到現場。

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