張國輝

（山西新景礦煤業(yè)有限責任公司，山西 陽泉 045000）

0 引 言

由于我國煤礦在深部開采這方面起步較晚，在對深井沿空留巷巷旁支護阻力及圍巖控制技術的理論研究和實踐方面，還未形成系統(tǒng)的理論體系。目前國內外學者對深井沿空留巷圍巖控制技術展開研究，如袁亮，薛俊華[1]等運用現(xiàn)場勘察、理論分析和數(shù)值模擬的方法，第一次提出了深部巷道圍巖分類標準體系，并得出了圍巖控制的措施；在巷道支護技術方面，孫曉明，何滿潮[2]等通過結合理論分析和現(xiàn)場實踐，提出錨網(wǎng)索耦合支護方案，使支護方式和圍巖壓力達到更好的效果，從而保證圍巖的穩(wěn)定性。本文為保證6118工作面運輸順槽沿空留巷作業(yè)時巷道圍巖的穩(wěn)定，采用理論分析和現(xiàn)場實踐相結合的方法，對深井沿空留巷巷旁支護阻力進行具體分析，確定沿空留巷的支護方案，為相似工程情況提參考和指導作用。

1 工程概況

某礦6118工作面平均埋深700m，傾斜長度為184～192m，走向長度為1080m，開采面積195382m2。本工作面主采煤一層，煤層均厚4.2m，煤層平均傾角為8°，工作面采用綜合機械化采煤方法，煤層頂?shù)装鍘r層特性如表1所示。6118工作面運輸順槽設計斷面為矩形，凈寬4.0m，凈高3.5m。巷道沿煤層頂板掘進，6118運輸順槽沿空留巷后作為6119工作面回風順槽使用，根據(jù)設計6119工作面設計推進距離305m，為保證留巷穩(wěn)定，在6119工作面切眼后方多留20m巷道，即設計1103運輸順槽留巷長度為325m。

表1 煤層頂?shù)装逄卣鞅?/p>

2 巷旁支護體支護阻力分析

由于巷旁支護體與實煤體幫共同承受上覆蓋巖體的作用力，所以巷旁支護體的穩(wěn)定對沿空留巷的穩(wěn)定起決定性作用。我們把巷旁支護體在不同位置的幾種不同作用原理進行歸納：

1）巷旁工作面剛推過階段。煤層被采出后，巷旁支護起到支撐保護的作用，保證上層巖體受到足夠的支撐力，減少了圍巖的局部變形和破裂。

2）頂板塌落階段。經過工作面剛推階段，巷旁支護和周圍煤體共同承擔上部巖層的壓力，局部會產生較大的變形量，因此我們要求巷旁的填充體不僅要具備一定的剛度，還要具備一定的延展性，在承受超過設計要求的壓力值時能夠具備較好的收縮能力。

3）頂板趨于穩(wěn)定狀態(tài)階段。此時，由三部分共同承擔對上部巖層的支撐力，包括實煤體、巷旁支護體和煤矸石，要求巷旁支護體的阻力能夠使巷道上部巖體下沉量不至過大，同時使整體受力維持在平衡狀態(tài)。

沿空留巷與采煤工作面在礦壓特點和邊界條件等方面有共同點，兩者的礦壓機理具有相似性。因此在研究深井沿空留巷支護阻力時，可以把基本頂近似看作“梁”結構來進行分析。當巷旁支護阻力達到應力峰值，巷道頂板就會產生破壞和斷裂[3]，所以建立如圖1的基本頂與巷旁支護體相互作用的力學模型：

圖1 巷旁支護體支護阻力分析模型

利用上圖模型，并使用平衡法對巖塊建立力學方程，巷旁充填體的支護阻力Pq如下：

式中：Pq巷旁支護體切頂阻力；α為煤層傾角；ML為基本頂巖層的極限彎矩；c為巷道寬度；M0為A端基本頂?shù)臍堄鄰澗兀籨為巷旁支護體寬度；q為基本頂及其上部軟弱巖層單位長度的自重；h為基本頂巖層厚度；ΔSB為基本頂跨落前端的下沉量；q0為直接頂單位長度自重。

將6118工作面巷道參數(shù)代數(shù)公式：煤層平均厚度4m，煤層傾角α=9°，采高M=4.0m，基本頂厚h=10m，直接頂厚6m，工作面長度Lm=180m，采深H=800m，q＝1.5×105N/m，C0＝0.1MPa，d＝2.5m,M0=0，q0=0.5 ×105N/m,得到巷旁充填體的支護阻力為11.87MPa。

充填體最大壓縮量由式（2）：

式中：Sk為煤體內塑性破壞區(qū)寬度；Ck為充填體寬度，m；Hk為巷道寬度，m；mz為煤層厚度，m；K 為巖石碎脹系數(shù)；h為直接頂厚度，m。

根據(jù)公式，在充填體壓縮量取值為580mm時，理論上高水材料在構筑一定時間后會達到10MPa以上，但是由于施工條件和環(huán)境比較復雜，我們選取理論值的60%進行計算，再根據(jù)第2章巷旁充填體的支護阻力計算出充填體的理論寬度為2.26m，為了生產實際安全需要[4]，理論寬度需乘以一定安全系數(shù)，最終確定6113工作面沿空留巷的充填體寬度為2.5m。

3 沿空留巷圍巖控制方案與效果

3.1 圍巖控制方案

1）巷道基本支護。6118工作面運輸順槽沿煤層頂板掘進，采用錨網(wǎng)支護，具體支護參數(shù)為：1）頂板采取2根Φ22mm×2400mm螺紋鋼錨桿，錨桿排距700mm，間距700mm，錨桿托盤采用 150mm×150mm×10mm的碟形托盤，并鋪設金屬網(wǎng)和鋼筋。2）兩幫布置Φ22mm×L2400mm螺紋鋼2根，間距750mm，排距700mm。錨桿托盤采用 150mm×150mm×10mm的碟形托盤，并鋪設金屬網(wǎng)和鋼筋。3）頂板錨索采用2根Ф18.9×8300mm的預應力錨索，間排距為1800×800mm，錨索托盤采用300mm×300mm×16mm的碟形托盤，同時鋪設調心球墊、鎖具。巷道基本支護形式如圖2所示。

2）巷道補強支護。6118工作面原有支護方案未考慮后期留巷，支護強度偏低，需對其留巷段巷道進行補強支護，補強支護應超前工作面20m左右，具體補強支護參數(shù)如下：1）采取超前液壓支架支護。2）對巷道煤幫進行加強支護，選用預應力豎向彬架，錨索錨固段的位置，選取在煤幫側方頂?shù)装迳钐帯?/p>

3）充填區(qū)域支護。為防止頂板冒落，保證充填區(qū)頂板的穩(wěn)定，結合6118工作面的地質條件，具體方案下：錨索間排距為900mm?800mm，每排2根，錨桿型號為Φ17.8×6300mm；為加強支護強度，在留巷兩側底角打Φ18mm×L2000mm的螺紋鋼錨桿，錨桿排距800mm，分別在距離實煤體幫和充填體幫200mm處打傾斜角為45°的錨桿。出于安全和經濟的考慮，采用間距為1000mm，排距為1000mm單體液壓支柱進行臨時支護，在工作面后方也需要進行支護，在滯后工作面150m處，采取間距為1.1m的液壓支柱配型梁支護，如圖3所示。

圖2 巷道錨桿支護圖

圖3 充填區(qū)域上方頂板支護示意圖

3.2 巷旁支護方案

1）巷旁充填體參數(shù)。據(jù)工作面的生產地質條件知6118工作面巷旁充填體參數(shù)進行設計時，由第二章計算公式得到6118工作面運輸順槽所需的巷旁充填體的支護阻力為11.87MPa，本次充填材料選用高水充填材料，水灰比為1.5：1，巷旁充填體的合理寬度為2.5m。

2）充填區(qū)頂板維護。為進一步增強充填體承載能力，在充填體內布置對拉錨桿加固充填體：①當頂板條件較好時，在充填體上增設間排距為700mm×700mm的對拉錨桿，每排2根；②當頂板條件不好時，對拉錨桿間排距為800mm×800mm，每排3根。鋼筋梯子梁和鋼筋網(wǎng)參數(shù)與上述相同。

3.3 圍巖控制效果分析

為觀測6118下運輸巷道的圍巖活動規(guī)律，觀測充填體和巷道圍巖的變形情況，在沿空留巷設置監(jiān)測站，對深井沿空留巷的頂板、兩幫移進量進行監(jiān)測，對巷道圍巖變形量持續(xù)監(jiān)測直至監(jiān)測到的圍巖變形數(shù)據(jù)基本穩(wěn)定，運用軟件把數(shù)據(jù)進行整理分析，并繪制出曲線圖。本次共設置四個觀測站，繪制出的頂板下沉量、兩幫移近量曲線圖分別見圖4、圖5。

圖4 頂板下沉量曲線

圖5 兩幫移近量

通過分析圖4可知，1、2號號監(jiān)測點的下沉量要比3、4號監(jiān)測點的頂板下沉量大，由現(xiàn)場情況可知，1、2號觀測點的圍巖較破碎，產生了較大的圍巖變形量。頂板的最大下沉量約為600mm，工作面的距離變遠，頂板變形量逐步減小。通過分析圖5可知，兩幫圍巖的水平位移達到約340mm，兩幫的水平位移在100m以外幾乎不發(fā)生變化。綜上可知，6118工作面運輸巷現(xiàn)有支護方式下巷道圍巖變形量不大，變形量能夠滿足回采巷道的使用要求。

4 結 論

通過綜合運用理論分析、現(xiàn)場試驗等方法，對6118工作面運輸順槽沿空留巷支護阻力進行具體分析，闡明了深井沿空留巷巷旁支護體受力特點，并建立相應的力學模型。此外根據(jù)6118運輸順槽沿空留巷的具體情況，對沿空留巷的圍巖控制方案進行具體設計，根據(jù)礦壓監(jiān)測結果可知，支護方案實施后，頂?shù)装宓淖畲笠平繛?00mm，兩幫的最大移近量為340mm，保證了沿空留巷圍巖體的穩(wěn)定性。