厚煤層綜放沿空留巷圍巖控制技術研究

張永健

（晉能集團陽泉公司上社煤礦，山西 盂縣 045100）

1 工程概況

某礦16021工作面位于二水平16采區，工作面傾斜長度為130.5m，走向長度為805m，所采煤層屬于厚煤層，均厚為6.4m，煤硬度較高，該工作面采用采用綜采放頂煤的采煤方法，全部垮落法管理頂板，16021工作面位于南部為未采的16041工作面，西部與井田邊界相接，東部緊鄰16軌道下山，16021工作面運輸順槽為沿空留巷試驗巷道，具體工作面位置如圖1所示。煤層頂底板巖性如表1所示。

圖1 3207工作面位置示意圖

表1 工作面煤層頂底板巖性

2 沿空留巷圍巖控制技術

2.1 巷道的基本支護方案

16021工作面運輸順槽的斷面形狀為倒梯形，巷道凈寬×高=4.5×3m，原有支護為錨網索支護，巷道頂板錨桿間排距為850×700mm，錨索間排距為1500×2800mm，部分破碎區域的頂板在錨網支護的基礎上進行架棚，錨桿采用高強、大延伸率的Q500左旋無縱筋螺紋鋼筋，巷道兩幫錨桿間排距700×700mm，巷道兩幫錨桿規格為Q335左旋無縱筋螺紋鋼筋；巷道頂板錨索規格為Φ17.8×10000mm的鋼絞線，錨索破斷荷載的極限強度為337kN。另外巷道內采用金屬網和鋼筋梯子梁進行護頂，兩幫采用M型鋼帶、金屬網并結合鋼筋梯子梁進行護幫。

通過對原有支護下巷道的變形量進行觀察，巷道幫部設有瓦斯抽放孔，造成巷道移近量大，局部巖體破碎，有部分幫部錨桿出現支護失效現象，同時底板為3m厚的軟煤層，易出現底鼓現象。根據對16021工作面運輸順槽受力運用數值模擬軟件進行分析，得出原有支護下留巷圍巖變形量大，需對巷道實體煤幫及巷道頂板進行加固，通過多方案數值模擬結果對比，并結合現有經驗[1-3]，以保證留巷頂板下沉量小及圍巖控制效果好為原則，選出具體的補強支護方案為：在留巷實體煤幫在原有支護兩排錨桿中間補打錨桿，補打錨桿間排距為700×800mm，采用Φ20×2400mm的高強錨桿，同時鋪設Φ14mm圓鋼鋼筋梯子梁，巷道頂板在原有支護基礎上補打錨索，將錨索排距變為1.4m，巷道補強后支護示意圖如圖2所示。

圖2 16021工作面運輸順槽基本支護示意圖

2.2 巷道的加強支護

本次沿空留巷采用高水充填材料在巷旁進行充填，為了保證充填工作的順利進行，需分別在工作面超前、充填點及工作面后方進行加強支護。

1）超前加強支護。通過對工作面前方20m范圍內的巷道進行加強支護來為減小回采超前支承壓力對巷道的影響，支護形式為DZ3.5型單體液壓支柱配合HDJA-1000金屬鉸接金屬頂梁三排支護，鉸接頂梁為一梁一柱，支柱的初撐力大于50kN。

2）充填點臨時支護。沿空留巷圍巖控制技術的關鍵為控制并維護充填區域上方頂板的穩定性，在未充填之前應防止頂板出現下沉和離層現象，確保頂板巖層的穩定[4]，另外為巷旁充填作業提供安全的環境，故需對充填點設置高阻力的加強支護，運用單體液壓支柱配合鉸接頂梁對充填點頂板進行及時支護，柱距及排距均為750mm。

3）回采工作面后方加強支護。運用單體液壓支柱配合鉸接頂梁對工作面后方100m范圍內巷道進行加強支護，巷道斷面內支設4根單體柱進行支護，單體柱的間排距為1300×1000mm。

上述3方面巷道加強支護所形成的支護布置如圖3所示。

2.3 巷旁支護方案

1）充填區頂板維護。根據工作面的地質資料知煤層頂板的穩定性差，故為防止巷旁充填體在未達到設計強度時出現破壞現象，需要對充填體上方的頂板進行合理的補強支護，先對巷道進行擴幫作業，制作出安全缺口，安全缺口寬×深=4500×2000mm，運用錨桿、梯子梁及金屬網進行聯合支護，錨桿間排距為1000×800mm，錨桿規格為Φ20×2400mm，2排錨桿間打設2根錨索，錨索規格為Φ17.8×6300mm，每排兩根錨索與實體煤幫的距離為7.2m和5.8m，留巷安全缺口外側錨索向采空區傾斜15°，支護材料及參數與原本的巷道頂板的支護參數相同。

圖3 巷道內加強支護布置圖

2）巷旁充填體參數。據工作面的生產地質條件知16021工作面巷旁充填體參數進行設計時，參數應采用切頂型巷旁支護進行確定，根據相關巷旁支護阻力的計算公式[5-6]，能夠得出16021工作面切落老頂時所需的巷旁充填體的支護阻力為5.04MPa，本次充填材料選用高水充填材料，水灰比為1.5:1，充填體凝固1天后進行抗壓強度試驗，得出其強度大于9MPa，滿足切斷下位基本頂的需求。結合工作面的推進速度，設計一天充填一次，充填長度3.2m，充填體的長寬高均為3.0m，同時為保障充填體的穩定性，在充填體內部預先埋入充填體預應力承載結構，預應力承載結構如圖4所示。

圖4 充填體預應力承載結構示意圖

3 支護效果分析

3.1 留巷圍巖變形

沿空留巷實施后，通過對工作面后方160m的巷道圍巖及充填體變形持續觀測，并將所得數據繪制成充填體變形曲線，如圖5所示。從圖5中能夠得出留巷穩定后，兩幫移近量為663mm，其中實體煤幫的水平位移有486.5mm，占到兩幫移近量為73.4%，故實體煤幫變形為巷道兩幫變形量的主要部分；在沿空留巷圍巖變形穩定后，巷旁充填體側及實體煤側頂板下沉量分別為357mm和293mm，且巷道頂板的傾斜角度為1.1°，能夠得出巷道上方基本頂在發生二次破斷后，頂板旋轉變形量較小；將巷道圍巖變形速度與充填體變形速度對比，能夠得知基本頂在1次破斷時，實體煤幫的承載能力較好，充填體與實體煤幫變形速度峰值基本相同，當基本頂發生2次破斷時，實體煤幫承載能力明顯下降，且實體煤幫的變形速度大于充填體的變形速度；距工作面80m后巷旁充填體的頂板下沉量逐漸區域穩定，最終充填體縱向變形量為293mm，計算出充填體的壓縮率為7.3%，并未達到高水充填材料的最大承載能力，充填體能夠滿足二次回采的需要。

圖5 充填體、巷道圍巖變形與工作面距離的曲線圖

3.2 錨桿受力狀態監測

在16021工作面運輸順槽留巷期間，為觀測錨桿的錨桿受力情況，通過在巷道頂板及實體煤幫錨桿上安裝液壓枕對錨桿的受力狀態進行監測，距工作面距離與錨桿荷載的關系曲線如圖6所示。

圖6 距工作面距離與錨桿載荷關系曲線

從圖6中能夠看出，工作面超前采動影響的范圍大致為工作面前方40m的范圍，在超前采動影響下，錨桿外端軸向所受到的荷載較低，液壓枕的最大讀數為8.0MPa，即錨桿軸力為40kN；在工作面前方30m及后方40m范圍內的錨桿受力狀態受到采動影響程度較大，該段錨桿荷載迅速增大，尤其在工作面后方20～40m的范圍內，由于留巷上覆巖層活動程度較大，故此時圍巖變形量快速增大，致使錨桿載荷急劇增加；現有支護方式下工作面后方40m以后，錨桿載荷值開始降低，較好的維護了留巷圍巖的穩定。

綜上所述，采用高強度錨桿（索）基本支護的基礎上，采用單體液壓支柱與鉸接頂梁對巷道進行加強支護，同時配合內部設置預應力承載加固結構的巷旁充填體對巷道進行支護，采用這三種支護方式聯合作用對巷道圍巖進行控制，能夠有效控制沿空留巷的圍巖變形，保證充填體與圍巖的穩定。

4 結 論

針對16021工作面運輸巷沿空留巷的地質條件，提出采用高預應力、大延伸率及高強度錨桿（索）作為巷內基本支護，單體液壓支架結合鉸接頂梁作為加強支護，并配合內部設置預應力承載結構的充填體進行巷旁支護的聯合方式控制圍巖變形，通過沿空留巷的礦壓監測數據可知該種支護手段能夠有效的控制沿空巷道的圍巖變形。