綜放工作面沿空留巷支護結構優化

劉兵晨，秦建飛，許向前

(1.晉能控股集團晉城宏圣建筑工程有限公司，山西 晉城 048000；2.中國礦業大學(北京) 能源與礦業學院，北京 100083；3.山西科技學院，山西 晉城 048000)

綜放沿空留巷技術可提高煤炭資源回采率，實現連續往復式無煤柱開采和Y型通風，是綜放工作面實現高產高效、解決上隅角瓦斯積聚的關鍵技術，具有顯著的技術和經濟效益，是我國煤炭資源綠色開采和科學開采的重要組成部分[1-5]。

近半個多世紀以來，沿空留巷技術在我國條件較好的薄及中厚煤層得到了廣泛應用。許多學者圍繞沿空留巷圍巖活動規律，圍巖與支護相互作用關系，巷內支護、加強支護及巷旁支護等內容進行了大量研究[6]，如：楊德傳[7]基于關鍵層理論，建立了深部沿空留巷覆巖結構力學模型，提出了分段分區加固的圍巖變形控制技術；侯朝炯等[8]提出影響留巷穩定性的“大小結構”觀點，認為“小結構”自身穩定性是留巷能否成功的關鍵因素；韓昌良[9]通過分析圍巖應力演化規律和分布特征，提出了留巷區域應力優化的思路；華心祝等[10]在考慮巷幫煤體承載作用的基礎上，分析了巷內基本支護和加強支護的作用機理；汪文勇等[11]利用有限差分法分析了埋深超千米的沿空留巷在整個回采過程中的應力分布及變形特征，并確定了錨桿的合理預緊力區間；韓昌良等[12]解釋了堅硬頂板條件下沿空留巷“卸壓—錨固”雙重主動控制原則，即通過控制頂板破斷位置、時序和結構實現頂板“大結構”的穩定，以及通過構建上覆巖層淺部“基礎承載圈”和深部“強化承載圈”實現巷道“小結構”的穩定，工程實踐表明該方法可有效提高錨固系統支護效能，優化沿空留巷應力環境；張自政等[13]提出了沿空留巷不均衡承載系數，即實體煤幫承載與巷旁支護體承載的比值，通過分析其影響因素和變化規律，對高水材料巷旁支護體沿空留巷不均衡承載特征進行驗證，并將該研究成果應用于大采高開采條件下的沿空留巷；朱川曲等[14-15]基于沿空留巷圍巖變形特征，將工程結構可靠性理論應用于沿空留巷支護結構可靠性分析，得到了支護結構可靠度的理論表達式，并據此提出了增強沿空留巷支護結構可靠性的方法。

上述研究為沿空留巷技術的成功實施提供了借鑒，但留巷圍巖需經受本工作面及下一工作面的強烈采動影響，維護周期長、破壞范圍廣、變形量大且變形不均衡，常因支護結構設計不合理而造成頂板事故或巷道斷面收縮過大，無法滿足下一工作面正常回采的需要。

筆者以成莊煤礦4311綜放工作面沿空留巷為工程背景，從分析沿空留巷覆巖結構特征和覆巖活動規律入手，建立頂板結構力學模型，在巷內支護和巷旁充填體材料與尺寸確定的情況下，對“頂板錨固結構、實體煤幫錨固結構和巷旁充填體”組成的支護結構進行優化設計，研究結果可為相似工況條件下該項技術的推廣提供指導。

1 工程概況與支護條件

1.1 工程概況

試驗巷道為成莊煤礦4311綜放工作面運輸巷，工作面埋深為480 m，工作面長度210 m，全部垮落法處理采空區，煤層平均厚度為6.3 m，煤層傾角為3°，煤層堅固性系數f值為2～4，屬中硬煤層；直接頂的主要成分是黑色泥巖，厚度 2.45 m，層理較為發育，基本頂成分主要為砂質泥巖，厚度為10.1 m；直接底和老底為總厚15.51 m的砂質泥巖。煤層頂底板巖性及參數見表1。

表1 煤層頂、底板巖性及參數

選用無機雙液高水充填材料充填，其具有速凝早強特性，水灰比為1.5∶1.0，2 h、1 d、3 d和7 d的單軸抗壓強度分別為3.2、5.5、7.5、9.2 MPa。巷旁充填體尺寸為3.0 m(長)×2.0 m(寬)×3.2 m(高)，采用柔模吊袋連續制漿工藝。

1.2 支護條件

試驗巷道斷面尺寸為5.0 m(凈寬)×3.2 m(凈高)，斷面為矩形，采用錨網索聯合支護。巷道支護如圖1所示。

(a)頂板支護

2 沿空留巷覆巖結構分析與穩定機理

沿空留巷位于采空區邊緣，其穩定性取決于上覆巖層破斷的力學響應，研究其覆巖結構特征和穩定機理是對支護結構進行優化設計的基礎。

2.1 沿空留巷覆巖結構特征

煤層頂底板巖性及參數見表1，根據關鍵層理論[16]，由式(1)確定關鍵層載荷，式(2)判別關鍵巖層位置：

(1)

q1(x)|n+1

(2)

關鍵層破斷距Lk由式(3)和式(4)確定：

(3)

Lk

(4)

式中：q1(x)|n為第n層巖層對第1層巖層形成的載荷；Ei為第i層巖層的彈性模量；hi為第i層巖層的厚度；γi為第i層巖層的容重；hk為第k層巖層的厚度；Rk為第k層巖層的抗拉強度；qk為第k層巖層的載荷。

經計算可知，覆巖C2、C10和C14為關鍵巖層(見表1)，破斷距分別為L2=31.01 m、L10=42.43 m和L14=10.01 m。由此可判定覆巖C10為主關鍵層，C2為第一亞關鍵層，C14為第二亞關鍵層。

2.2 沿空留巷覆巖活動規律

研究表明[17]，沿空留巷上覆巖層活動可分為3個時期，即活動前期、活動過渡期、活動穩定期。

1)活動前期：直接頂C1為厚2.45 m的軟弱泥巖，在自重及巷旁充填體早強支護阻力的作用下，將沿巷旁充填體邊緣切斷，上方第一亞關鍵層C2與受其控制的C3～C9隨動層破斷后呈“倒臺階”狀，采空區基本被填滿。該時期的覆巖活動以直接頂回轉垮落為主要特征。

2)活動過渡期：隨工作面繼續推進，采空區垮落矸石逐漸被壓實，主關鍵層C10在采空區側發生破斷后形成穩定的鉸接結構，由于“硬集多載”效應，采空區垮落矸石的剛度與煤體的剛度不匹配，導致實體煤幫深處出現應力集中。該時期的覆巖活動以基本頂在采空區側和實體煤側的應力調整為主要特征。

3)活動穩定期：沿空巷道處于主關鍵層C10破斷后形成的穩定鉸接結構保護之下，支承應力較小。該時期覆巖活動以實體煤側塑性區擴展和頂板平行下沉為主要特征。

2.3 覆巖結構力學模型

根據上述對沿空留巷覆巖結構和活動規律的分析，在各層上選一條沿空留巷載荷最大的單位寬度條帶作為計算單元，一側以煤幫松動區和塑性區交界位置為支點，忽略層面內應力引起的彎矩，只考慮巖層自重載荷的作用，利用疊加層板條帶分割法建立實體煤幫承載作用的覆巖結構力學模型[18-22]，如圖2所示。

(a)上覆巖層結構

1)應力極限平衡區寬度和支承應力

應力極限平衡區寬度x0和支承應力σy分別按式(5)和(6)計算：

(5)

(6)

式中：λ為側壓系數；W為煤層高度；K為應力集中系數；γ為覆巖平均重度；H為煤層埋深；C0和φ0分別為煤層與頂底板巖層接觸面黏聚力和內摩擦角；px為實體煤幫支護阻力。

2)巷旁充填體支護阻力

第一層情況：

DE段：

∑Fy=0，FD1-q1L1=0，則FD1=γhL1

AD段：

∑M=0

極限條件下MA1=MP1，則：

(7)

式中：FD1為D點覆巖C1破斷塊之間的剪力；MP1、MA1分別為覆巖C1的極限彎矩和抗彎彎矩；c、d分別為留巷寬度和充填體寬度；p1為第一層情況下的支護阻力。

在第一層，切頂阻力主要由巷旁充填體等人工支護提供，第二層及以上巖層則需考慮已垮巖層殘留邊界的作用，第m層情況：

(8)

3)巷旁充填體壓縮量

覆巖關鍵塊回轉下沉屬于“給定變形”，巷旁充填體壓縮量S由式(9)和(10)計算：

(9)

Sd=h(1-cosα)+Lsinα

(10)

式中：Sd為關鍵塊觸矸位置的下沉量；h和L分別為覆巖關鍵塊的厚度和長度。

結合工作面實際開采參數，將λ=0.5，W=6.3 m，K=1.2，γ=26 kN/m3，H=480 m，C0=0.02 MPa，φ0=20°，px=0.6 MPa，c=3 m，d=2 m，代入各公式后計算可得：①實體煤側極限平衡區寬度和支承應力分別為7.8 m和7.39 MPa；②巷旁充填體支護阻力為2 296 kN/m；③巷旁充填體壓縮量為457 mm。

以上分析得到的沿空留巷的覆巖結構和穩定機理,特別是理論計算得出的極限平衡區寬度和充填體支護阻力,為留巷支護結構的優化提供了重要理論依據。

3 沿空留巷支護結構優化

相對于由深部煤幫、關鍵塊、采空區矸石組成的上覆巖層大結構而言，頂板錨固結構、實體煤幫錨固結構和巷旁充填體共同組成了沿空留巷支護結構，該結構良好的承載性能和與外部圍巖力學環境的適應性決定了沿空留巷的穩定性。

3.1 巷旁充填體

覆巖活動前期，構筑具有較高早期強度的巷旁充填體，有利于及時切頂形成垮落帶，垮落矸石充滿采空區后，不僅可減少更高層位巖層的下沉空間，還可發揮承載作用，降低巷旁充填體承受的支護阻力；覆巖活動過渡期，老頂運動劇烈，要求巷旁充填體具有足夠支撐力的同時，還應有一定的可縮量，以適應基本頂應力調整；覆巖活動穩定期，巷旁充填體需要有較高的殘余強度來支撐垮落帶范圍內巖層的重量。

巷道充填體預應力結構如圖3所示。使用6根鋼筋梯及9根對穿鋼筋固定巷道旁充填體，為保證鋼筋梯底部穩定，選用三角架結構。在充填工藝的最后階段加入可壓縮率為60%的發泡材料，并在巷道旁充填體上部布置可壓縮層，以滿足工程需要。

(a)正視圖

3.2 頂板補強支護

頂板每排補打3根錨索，與原錨索形成“2-3-2-3”布置形式，排距選用2 m。其中，1#補強錨索主要作用為輔助巷旁充填體切頂，應緊貼工作面側煤壁施工，連接方式采用鋼筋梁；2#補強錨索主要用于加固巷旁充填體上方頂板，應在巷旁充填體正上方施工，采用工字鋼連接；3#補強錨索主要作用為強化留巷頂板穩定性，應在巷道實體煤側1 m處施工，采用鋼筋梯梁連接。頂板補強支護如圖4所示。

圖4 頂板補強支護

3.3 實體煤幫補強支護

實體煤幫在關鍵塊回轉過程中產生應力集中，塑性區增大，出現強烈的擴容變形。原實體煤幫支護設計僅有長度為2.4 m錨桿支護，過短的錨桿支護長度難以形成有效支護。實體煤幫補強支護如圖5所示。錨索采用“三花”布置形式，間距1.5 m，排距2.0 m。

圖5 實體煤幫補強支護

3.4 巷內輔助加強支護

巷內支護的方式難以保證巷道穩定，尤其在覆巖活動過渡期，應力調整劇烈，圍巖變形量大。輔助加強支護有利于平衡覆巖劇烈活動，減輕對實體煤幫和巷旁充填體的動壓影響。

在超前工作面30 m范圍內采用單體柱加鉸接頂梁支護，單體柱每排布置1根，排距為1 m，鉸接頂梁長度1.2 m；巷旁充填體對穿鋼筋施加預緊力后，補打單體柱，鉸接頂梁連接，形成“一梁三柱”布置形式，待留巷圍巖穩定后拆除。

4 工程實際監測

為判斷支護結構優化設計是否合理，掌握沿空留巷在服務期內的覆巖活動情況和圍巖穩定性，根據前述研究成果進行了礦壓觀測。

4.1 巷道表面位移

沿空留巷圍巖表面位移觀測主要采用十字布點法，在留巷內共布置5個測點，測點間距50 m。巷道表面位移觀測結果如圖6所示。

(a)兩幫位移量

由圖6可知：巷道兩幫最終位移量小于500 mm，且實體煤幫位移量與巷旁充填體位移量基本一致，在250 mm內；頂底板位移量小于500 mm，且頂板下沉量與底鼓量均小于300 mm，其中實測的頂底板位移量(500 mm)與理論計算得出的巷旁充填體壓縮量(457 mm)相近；工作面后方70～80 m內巷旁充填體位移速度達到最大，約為53 mm/d，工作面后方120 m內實體煤幫位移速度最大,達到了44 mm/d；工作面后方150 m以遠，巷道圍巖活動基本趨于穩定；工作面后方100 m內頂底板位移量和位移速度達到最大，占總位移量的80%左右。

4.2 沿空留巷圍巖活動分區特征

由沿空留巷表面位移監測數據可得各分區位移統計結果，如表2所示。

表2 沿空留巷各分區位移統計結果

由表2可知，沿空留巷圍巖變形量在覆巖活動前期、過渡期和穩定期所占比例分別為12%、77%和11%，圍巖變形量主要集中在覆巖活動過渡期；原留巷斷面為3.0 m×3.2 m，最終留巷斷面約為2.3 m×2.7 m，巷道整體維護效果良好。沿空留巷支護效果如圖7所示。

圖7 沿空留巷支護效果圖

5 結論

1)根據關鍵層理論，對綜放沿空留巷覆巖結構和覆巖活動規律進行分析，建立了覆巖結構力學模型，得到對“頂板錨固結構、實體煤幫錨固結構和巷旁充填體”組成的支護結構進行優化設計的思路。

2)成莊煤礦4311綜放工作面沿空留巷時，位于裂隙帶第10層巖層是影響沿空留巷支護結構穩定性的主關鍵層，實體煤側極限平衡區寬度和支承應力分別為7.8 m和7.39 MPa，所需巷旁充填體支護阻力和壓縮量分別為2 296 kN/m和457 mm。

3)在理論分析的基礎上，對“頂板錨固結構、實體煤幫錨固結構和巷旁充填體”組成的支護結構進行優化設計并對沿空留巷圍巖變形進行礦壓觀測。監測結果表明，沿空留巷圍巖變形量主要集中在覆巖活動過渡期，最終留巷斷面為2.3 m×2.7 m，巷道整體維護效果良好。