陳長江 趙志剛 王俊超

摘 要：沿空留巷技術目前在緩傾斜中厚煤層開采中已經(jīng)得到廣泛的應用，而在大傾角中厚煤層中成功應用案例則較少。本文以31342采面為例，結合其地質賦存狀況以及周邊同類似礦井沿空護巷經(jīng)驗，在回采過程中進行柔模沿空留巷工藝試驗；同時利用單體液壓支柱+鉸接頂梁對超前缺口以及機巷進行加強支護，大幅度減少了軟弱頂板對作業(yè)人員的安全威脅，保障施工安全。工程實踐證明，該技術能夠較好的控制機巷的圍巖變形，保證其圍巖穩(wěn)定性，可以滿足上風巷需要，對西南地區(qū)大傾角煤層中應用均有借鑒意義。

關鍵詞：沿空留巷；柔模留巷；大傾角中厚煤層；支護

沿空護巷不單單能夠較大程度的緩解采掘接替壓力，而且還能大幅度減少開采成本[1—3]。然而，在大傾角煤層開采中，由于傾角大，煤層頂?shù)装迩闆r復雜，沿空護巷難度較大，各個礦借鑒的經(jīng)驗又不多；因此，如何成功在大傾角薄煤層中進行沿空護巷技術成為了研究重點，也是亟待解決的關鍵技術。

1 地質賦存條件

3（13）42工作面范圍內13#煤層結構復雜，夾矸層數(shù)多，煤質偏硬。該煤層為單斜構造，走向近于

東西，煤層傾角變化不大，一般為38°～40°，平均39°，煤層總厚均為1.98m，純煤厚均為0.86m，厚度穩(wěn)定，屬不穩(wěn)定煤層；偽頂為泥巖厚0.2m；直接頂為灰色薄層狀粉砂巖和粉砂質泥巖厚1.75m；基本頂由砂巖及上覆泥巖組成，平均厚3.75m，普氏系數(shù)7.5；直接底為炭質泥巖，平均厚8.52m，普氏系數(shù)3。受斷層破碎帶和背斜褶曲的影響，地質構造較復雜。

2.沿空留巷支護荷載規(guī)律

頂板進入后期巷道上方下位巖層可能冒落，頂板平移或反轉下沉引起的煤幫擠出和底鼓量加劇?？梢姡ёo的后期作用是保證下位巖層不垮落，防止煤幫擠出或片幫造成巷道狀況惡化；加固煤幫以提高煤幫承載能力、減少后期下沉量，加固底板、減少底鼓量。前期應以頂為主，“頂、讓兼顧”的支護原則。設計支護最大載荷以前期為主。后期作用要求具有適當雙向承壓性能的同時，要求支護具有較大雙向可縮性能。后期應以讓為主，“讓、頂兼顧”的支護原則。設計支護最大變形以后期為主。

3.柔?；炷裂乜樟粝镏ёo設計

3.1巷內基本支護設計方法

3.1.1巷內基本支護的作用

沿空留巷頂板巖層活動劇烈，因此必須通過巷內支護手段控制圍巖大變形。巷內支護的作用一方面是主動控制頂板垮落帶范圍內巖層的橫向剪切錯動，另一方面是主動控制頂板垮落帶范圍內巖層的的縱向碎脹變形，即將頂板垮落帶范圍內的巖層錨固成一個“組合剛性頂板”，提高頂板剛度，確保留巷頂板與柔?；炷料锱灾ёo的剛度匹配，更好地控制圍巖變形。被動支護不具有這種能力，只能通過高強度、高剛度和高預應力的錨桿（索）主動支護來實現(xiàn)。

3.2巷旁支護設計方法

3.2.1巷旁支護作用機理

巷旁支護體有效維護巷道，關鍵是要有足夠的支護強度及適量的可縮量，足夠的支護強度能夠及時切落采空區(qū)側足夠高度的頂板巖層，使更上位巖層得到采空區(qū)冒落矸石及側向煤體支撐，同時，適量的可縮量滿足直接位于巷道上方的巖層服從控頂高度以上巖層的旋轉下沉，防止在頂板巖層旋轉下沉時被破壞，實現(xiàn)控頂載荷向側向煤體及采空區(qū)冒落矸石轉移。

3.2.2旁支護設計方法

該理論由英國學者威特克提出，認為，巷旁支護帶處于未采動煤體的高壓力區(qū)和冒落矸石之間，是一個降壓區(qū)，巖塊一邊的采空區(qū)提供一個主要自由面，因巖塊呈層狀，可能在一定高度H上產(chǎn)生離層，導致巖塊沿煤體以θ角斷裂，進入完全自由狀態(tài)，成為支護體的載荷。

（1）

式中：

q—支護體載荷；bB —支護體內側到煤壁的距離， m；x —支護體的寬度，m；bc —支護體外側懸頂距，m；γs —巖塊重度，kN/m3；

h —采高，m；θ —剪切角，根據(jù)經(jīng)驗選取為26°；

α —煤層傾角；H —冒落高度，根據(jù)經(jīng)驗選取4h；板易冒落時，k取1.5—2。

4.工程實踐

4.1支護體載荷計算

采用“分離巖塊法”計算巷旁支護體上承受的載荷，該方法的理論依據(jù)是沿空巷道和支護體上方一定范圍內分離巖塊的重量構成了支護體載荷。按照式（1）計算。

式中：q —支護體載荷；bB —支護體內側到煤壁的距離，計算可得4.4m；x —支護體的寬度，分別取1m及0.8m進行計算；bc —支護體外側懸頂距，取為1m；γs—巖塊重度，取24 kN/m3；h—采高，2.2m；

θ—剪切角，根據(jù)經(jīng)驗選取為26°；α—煤層傾角，為42°；H —冒落高度，根據(jù)經(jīng)驗選取4h，為8.8m。

①x=1m時

② x=0.8m時

由上述計算可知，當支護厚度為1m、0.8m時，長度方向為1m時，支護體上承受的載荷分別為1093kN/m2、1369kN/m2。

（2）支護體整體穩(wěn)定性驗算

采空區(qū)冒落的矸石散落后，堆積在混凝土墻式支護體的側邊，對混凝土連續(xù)整體式支護體有一定的側壓力，需進行混凝土墻的穩(wěn)定性驗算，驗算時取矸石側壓力的最大值，即視為混凝土支護體的采空區(qū)一側堆滿矸石。若支護厚度為0.8m時，支護體能保證穩(wěn)定，則支護體厚度為1m時支護體肯定也能滿足穩(wěn)定性要求，以下以支護體厚度為0.8m時進行穩(wěn)定性驗算。

①計算矸石側壓力。

矸石的側壓力計算如下式所示：

式中：Ea —矸石對支護體的壓力；γ —矸石的重度，由于矸石松散體，取為22kN/m3；H —散落矸石的高度，本次支護取2.2m；φ —散落矸石的內摩擦角，取30o。

可得矸石的壓力為：

=17.7kN/m

墻體承受的彎矩為：

②傾覆穩(wěn)定性驗算

傾覆穩(wěn)定性驗算如下式所示：

式中：Kt——抗傾覆安全系數(shù)；G——支護體每延米自重，1.0×2.2×22=48.4Kn/M ；a ——支護體重心距離支護體失穩(wěn)點的距離，0.8/2=0.4m ；b ——矸石側壓力距離支護體失穩(wěn)點的距離，0.8m；α ——煤層傾角，為42o；

z——矸石側壓力作用點與混凝土支護體失穩(wěn)點的距離，0.8m。

由此得： >抗傾覆安全系數(shù)最小值1.5。

由于傾覆計算模型未考慮頂板對其的壓力，因此若將頂板壓力對其穩(wěn)定性的影響進行參考，其抗傾覆安全系數(shù)定遠大于1.5，因此該支護結構可視為安全。

③滑動穩(wěn)定性驗算

滑動穩(wěn)定性驗算如下式所示：

式中：Ka ——抗滑安全系數(shù)；μ ——底板對支護體底部的摩擦系數(shù)，由于底板較為光滑，摩擦系數(shù)較小，μ 取 0.3。

由式得 <抗滑穩(wěn)定安全系數(shù)最小值 1.6。

上述計算中沒有考慮頂?shù)装逯步钋闆r，即無植筋時，不會產(chǎn)生墻體傾覆情況，但有可能產(chǎn)生滑移。若對底板進行植筋，則將底板與柔模墻體連為一體，則可取μ=1，此時Ka=3.92 ，即植筋后不會產(chǎn)生滑移現(xiàn)象。

（3）支護體承載力驗算

模型高2.2m，短邊長0.8m，構件的長細比為2.75，構件的穩(wěn)定系數(shù) 取1。

模型的承載能力計算如下式所示：

式中：N2 —支護體的承載能力； —構件的穩(wěn)定系數(shù)，查閱資料為1；fc —混凝土的軸心抗壓強度，C30時為22.5N/mm2；A—截面面積，為800mm×1000mm。

計算可得支護體的承載能力為

即厚度為0.8m，強度為C25每延米混凝土連續(xù)墻承載能力為16200kN，遠大于支護體的載荷1396×3（動荷系數(shù)）=4188kN，因此可視為支護結構安全。

4.2頂?shù)装逯步钤O計

根據(jù)巷旁支護抗滑移計算可知，在頂?shù)装宀徊扇〈胧┣闆r下，巷旁柔模墻體有滑移的危險，因此，需對柔模墻體澆筑空間頂?shù)装暹M行植筋。

（1）采用錨桿進行頂板植筋，柔模墻體澆筑空間頂板沿走向打設一排錨桿，錨桿規(guī)格φ18×1000mm，排距0.5m；

（2）采用錨桿進行底板植筋，柔模墻體澆筑空間底板沿走向打設2排錨桿，錨桿規(guī)格φ18×1000mm，間排距0.5×0.5m。

4.3擋矸系統(tǒng)及參數(shù)設計

沿空留巷擋矸系統(tǒng)包括金屬網(wǎng)、木點柱、頂?shù)装逯步罴皳蹴钒鍝蹴贰?/p>

（1）金屬網(wǎng)在工作面液壓支架前方連續(xù)鋪設，起護頂擋矸作用。

（2）在金屬網(wǎng)下部打設木點柱，既可以進行擋矸，又可以用來掛設柔模，木點柱直徑200mm，間距0.5m。

（3）在1#支架掩護梁處加設擋矸板，擋矸板高度1m，長度3-4m，厚度4cm，采用螺栓固定或焊接方式固定在1#支架尾部或底座上，進行擋矸。

（4）在巷旁墻體澆筑區(qū)域的頂?shù)装迳现步?，采用樹脂錨桿作為植筋，植筋長度1m，外露出頂?shù)装?.5m，巷旁混凝土墻體澆筑時將其刺入柔模內和混凝土澆筑為一體，防止墻體下滑，同時起到擋矸作用。

4.4 超前工作面缺口支護

回采時，在工作面1號支架下作超前缺口。超前工作面煤壁不小于2.4m，采用電煤鉆打眼炮掘，從下平巷巷幫往1號支架方向施工缺口：長×寬×高=2400×4300×1200mm，未作超前缺口段靠割煤機截割，工作面正常生產(chǎn)與作超前缺口時的煤炭均通過溜槽進入機巷轉載機；1號液壓支架外缺口范圍內頂板采用單體液壓支柱及鉸接頂梁進行支護。支護方式為：緊貼1號支架延傾向打設一排密集支柱，間距0.25m，長度不小于2m；再延傾向密集末端后空方向打設一排走向密集支柱，不小于2.4m。

4.5臨時滯后支護方式及長度設計

根據(jù)代池壩煤礦實際情況滯后支護選用單體帶帽支護，單體排距1m，每排2根。若在留巷過程中，后巷壓力顯現(xiàn)較為明顯則采用單體配配π型梁（長鋼梁）支護，一梁二柱，排距1m，每排2根，滯后工作面支護距離90m，根據(jù)礦壓選擇合適的滯后支護長度，防止回采過程中礦壓顯現(xiàn)對留巷巷道造成破壞。

5.工程實踐效果

為了觀測沿空留巷過程中，隨工作面推進，巷內頂板的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，在31342工作面機巷超前20m位置，布置巷內頂板離層測站。

沿空留巷巷道位移觀測分析

（1）頂?shù)装逡平咳鐖D所示。

圖 1 頂?shù)装逡平壳€圖

從圖1可知：

1）1#測點（距切眼10m）、3#測點（距切眼50m）總體移近量較小，1#測點距切眼較近，初次來壓還沒來移近量較小；3#測點初次來壓已過，頂板圍巖活動趨于穩(wěn)定，來壓也較小，因此移近量較小；2#測點位于初次來壓步距之間，頂板圍巖活動劇烈，因此移近量較大，最大移近量162mm，小于規(guī)定值285mm。

2）頂?shù)装逡平砍跗陂_始增幅較大，表明初次來壓顯現(xiàn)，后期頂?shù)装逡平坑纸?jīng)歷一次較大增幅，表明周期來壓顯現(xiàn)。

（2）兩幫移近量如圖2所示。

圖 2 兩幫移近量曲線圖

1#測點（距切眼10m）、2#測點（距切眼30m）兩幫移近量總體較小，3#測點（距切眼50m）兩幫移近量較大，出現(xiàn)片幫，但總體來說3個測點兩幫移近量較小。兩幫移近量最大值42mm，片幫最大量173mm，均小于規(guī)定值180mm。

6.結 論

（1）對大傾角沿空留巷圍巖變形規(guī)律進行了研究，為沿空留巷技術方案的設計提供了理論支撐。

（2）給出了柔模沿空留巷設計的詳細方法，為項目的實施提供可靠的技術支持。

（3）沿空留巷巷旁柔模墻體與頂板接觸密實，具有早強、急増阻特性，有效控制了頂板的完整性。

（4）通過圍巖變形觀測表明，留巷巷道頂?shù)装寮皟蓭臀蛔畲笠屏烤∮谠O計值285mm和180mm，滿足后續(xù)生產(chǎn)需要。

綜上所述，31342工作面機巷使用柔模沿空留巷技術后，巷道處于穩(wěn)定狀態(tài)，巷道變形量小，能滿足后續(xù)生產(chǎn)需要，取得了良好的效果，達到了預期目標。

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作者簡介：

陳長江（1985-），男，新疆人，大學本科文化，采礦工程師，現(xiàn)任四川廣旺集團代池壩煤礦生產(chǎn)技術科副科長，從事生產(chǎn)技術管理.