砂巖頂板薄煤層沿空留巷支護技術(shù)

段會強，楊士超，王艷艷

(1.山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590； 2.山東新陽能源有限公司 生產(chǎn)技術(shù)科，山東 濟南 251400；

3.山東省煤炭技術(shù)服務有限公司，山東 濟南 250000)

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砂巖頂板薄煤層沿空留巷支護技術(shù)

段會強1，楊士超2，王艷艷3

(1.山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590； 2.山東新陽能源有限公司 生產(chǎn)技術(shù)科，山東 濟南 251400；

3.山東省煤炭技術(shù)服務有限公司，山東 濟南 250000)

[摘要]針對砂巖頂板條件下采煤工作面沿空留巷圍巖變形大、支護難等問題，通過數(shù)值模擬軟件模擬了沿空留巷圍巖變形及應力分布特點，并對沿空留巷圍巖變形控制進行了分析。提出了采用“錨桿+錨索”的巷內(nèi)基本支護和單體液壓支柱作加強支護限制頂?shù)装逡平?，對充填體補打支護錨桿限制充填體向巷道方向的橫向運動的支護方法，并進行了現(xiàn)場試驗。試驗結(jié)果表明，采用該技術(shù)后，巷道圍巖變形得到了有效控制，為工作面的正常生產(chǎn)創(chuàng)造了條件。

[關(guān)鍵詞]砂巖頂板；薄煤層；沿空留巷；充填體支護

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.013

[引用格式]段會強，楊士超，王艷艷.砂巖頂板薄煤層沿空留巷支護技術(shù)[J].煤礦開采，2015，20(5)：46-49，10.

沿空留巷技術(shù)是煤礦開采的重大變革，它不僅能夠較好地實現(xiàn)無煤柱護巷，還能充分回采煤炭資源，提高煤炭資源采出率，延長礦井服務年限，減少巷道掘進量，緩解采掘接替矛盾，防止出現(xiàn)孤島工作面，而且還能實現(xiàn)Y型通風，是治理工作面瓦斯超限問題的有效途徑，為煤礦生產(chǎn)帶來了巨大的經(jīng)濟效益[1]。我國很多學者也對沿空留巷進行了比較系統(tǒng)地研究，比如漆泰岳[2]等對在不同圍巖條件下由基本頂斷裂時所引起的整體澆注護巷帶的支護強度和變形能力進行了較為深入地研究，提出了能使沿空留巷巷道保持穩(wěn)定的整體澆注護巷帶的支護強度與變形的理論計算方法。權(quán)景偉[3]等分析了沿空留巷巷內(nèi)支護存在的問題,從提高巷道圍巖自身強度及巷內(nèi)支護對頂板支撐力出發(fā),提出了沿空留巷巷內(nèi)采用錨桿支護技術(shù)。本文以濟陽煤礦2107S采煤工作面沿空留巷為工程背景，采用理論分析、數(shù)值模擬等對采煤面沿空留巷圍巖變形機理及控制技術(shù)進行分析、研究，提出沿空留巷圍巖控制方案，并進行工程試驗。

1沿空留巷工程地質(zhì)條件

沿空留巷試驗選擇在2107S采煤工作面材料巷，巷道頂板標高-372.6～-415.3m，走向長度952m，巷道為Ⅲ類圍巖，采用矩形斷面，巷道掘?qū)?.1m，掘高2.55m，凈寬3.8m，凈高2.4m，巷道左側(cè)為2107S工作面，右側(cè)為實體煤。工作面開采煤層為1號煤層，平均煤厚1.0m，煤層傾角平均6°，可采性指數(shù)為1.0，煤層采高1.3m，巷旁充填段工作面采高適當放寬至1.5m。工作面直接頂為細粒砂巖，厚1.10m，f=4.5?；卷敒橹辛?、細粒砂巖，厚度3.5m，堅硬性脆，裂隙發(fā)育，f=5.2。直接底為細粒砂巖，厚度1.90m，含植物化石，f=4.3。老底為中粒、細粒砂巖，厚度11.3m，以深灰色細砂巖為主，f=5.1。在2107S工作面回采過程中，2107S材料巷進行沿空留巷為下一工作面服務。

2沿空留巷圍巖位移及應力分布特征

2.1　模型建立

計算模型以2107S材料巷沿空留巷為依據(jù)，并采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進行分析。根據(jù)工程實際情況及本次數(shù)值模擬目的，計算范圍選取1號煤層基本底至基本頂之間的煤巖層。計算模型采用標準坐標系并作如下規(guī)定：與巷道走向垂直方向定義為x方向，巷道走向方向定義為y方向，鉛直方向定義為z方向。其中基本底中粒、細粒砂巖取20m;直接底細粒砂巖取2m;煤層厚度取1m;直接頂細粒砂巖取1m;基本頂中粒、細粒砂巖取4m，工程地質(zhì)結(jié)構(gòu)模型上部覆巖填充72m，工作面采高取1.5m，最終數(shù)值計算模型尺寸為200m×100m×100m。煤巖層按水平狀態(tài)考慮，模型上表面施加垂直的均布載荷，其他表面采用固定端約束，以Mohr-Coulumb準則作為判斷圍巖破壞的依據(jù)。

2.2　模擬結(jié)果分析

FLAC3D模擬的沿空留巷工作面圍巖變形及應力分布情況如圖1所示(左側(cè)為采空區(qū)，右側(cè)為實體巷幫)。

從圖1中可以看出，垂直位移中，采空區(qū)一側(cè)充填體處頂板下沉量比實體巷幫一側(cè)頂板下沉量大，同時在巷道底板出現(xiàn)了較大的底鼓現(xiàn)象。水平位移中，采空區(qū)一側(cè)充填體處的變形量明顯大于實體巷幫一側(cè)，充填體一側(cè)最大水平位移可達175mm，而實體巷幫一側(cè)的最大水平位移達到70mm。在垂直應力中，實體巷幫一側(cè)垂直應力顯著增加，并在深入巷幫2m處產(chǎn)生了應力集中，達到了18MPa，而巷道所處采深正常垂直應力應在10MPa左右，應力集中系數(shù)達到了1.8；巷道頂?shù)装宸秶鷥?nèi)圍巖處于應力降低區(qū)，說明該范圍內(nèi)的巖體發(fā)生了塑性破壞。從水平應力云圖也可以看出，充填體側(cè)及實體巷幫也有應力降低區(qū)出現(xiàn)，說明此處也發(fā)生了塑性破壞。通過分析可以看出，沿空留巷的圍巖變形控制問題明顯比常規(guī)工作面困難。

圖1　沿空留巷圍巖位移、應力

3沿空留巷圍巖變形控制分析

(1)工作面開采后，隨著采空區(qū)被冒落矸石充滿，沿空留巷基本頂在自身及上覆巖層重力作用下將會旋轉(zhuǎn)下沉，此時在實體巷幫煤體內(nèi)將出現(xiàn)塑性區(qū)，并且頂板會以煤體彈塑性交界處為旋轉(zhuǎn)軸發(fā)生旋轉(zhuǎn)下沉，進而引起充填體壓縮、巷道變形。在達到抗拉極限后，基本頂一端沿煤體彈塑性交界線斷裂，另一端在采空區(qū)觸矸，此時形成“內(nèi)應力場”[4-5]。因此將巷道布置在內(nèi)應力場范圍內(nèi)，是保證沿空留巷成功的關(guān)鍵。

(2)在進行巷道支護設計時，應根據(jù)不同的圍巖條件編制不同的支護設計方案。由于本工作面開采煤層回采巷道圍巖為Ⅲ類，因此應采用錨桿支護[6]。同時沿空留巷是一種大變形巷道，通過數(shù)值模擬證明巷道圍巖存在較大范圍的塑性區(qū)，為有效控制圍巖變形，應采用錨網(wǎng)索支護[7]。

(3)巷旁充填體的作用在于支承采空區(qū)側(cè)頂板，與實體巷幫共同承受上覆巖層壓力，減小頂板下沉，保持巷道形狀。因此在巷旁充填后應采取有效措施進行補強，保證其長期穩(wěn)定性。由于工作面頂板f值都在4.3以上，因此沿空留巷巷旁充填支護前期應當適當讓壓給圍巖一定的變形空間釋放其能量，后期應當具備較強的抵抗變形能力保證巷道穩(wěn)定，即具有“前期讓壓-后期抗壓”[8]的特點。由于矸石具有柔性可縮、后期殘余強度高的特征，可作為充填材料進行試驗。

4工程實踐及應用

根據(jù)數(shù)值模擬分析和圍巖變形控制分析，結(jié)合鄰近工作面現(xiàn)場施工經(jīng)驗，在原有支護設計基礎上進行優(yōu)化。

4.1　沿空留巷支護設計

4.1.1巷內(nèi)基本支護

采用規(guī)格φ×L=18mm×(1800mm/2000mm)的金屬全螺紋鋼錨桿，桿體抗拉強度235kN；φ×L=17.8mm×6000mm的高強度、低松馳(Ⅱ級)粘結(jié)式1×7鋼絞線，延伸率≥3.5%，最低破斷負荷353kN；配M型鋼帶、金屬菱形網(wǎng)、托盤等支護材料。頂板奇數(shù)排支護布置5根錨桿，錨桿間排距900mm×1000mm；偶數(shù)排支護布置2根錨索加3根錨桿，錨桿、錨索交錯布置；巷道右?guī)筒贾?根錨桿，錨桿間排距1100mm×1000mm；左幫布置2根錨桿，錨桿間排距900mm×1000mm。每根錨桿采用2只MSCKb28/33樹脂錨固劑加長錨固，設計錨固力120kN，預緊力矩不低于300N·m。每根錨索采用5只MSCKb28/33樹脂錨固劑加長錨固，設計錨固力200kN，張拉預緊力80～100kN。具體支護設計見圖2。

4.1.2巷旁支護

充填區(qū)域頂板支護：采用“錨桿+鋼帶+金屬網(wǎng)”支護方式。錨桿采用φ×L=18mm×1600mm的金屬全螺紋鋼等強錨桿，錨桿間排距900mm×1000mm。每排鋼帶與巷道鋼帶壓茬300mm。頂板鋪設金屬網(wǎng)。

巷旁充填支護前，首先在底板鋪1層塑料網(wǎng)，然后沿著底板硬臺壘砌1條寬2.5m的矸石帶，在矸石帶高度達到0.6m后，將剩余塑料網(wǎng)反折，隨后再平鋪第2層塑料網(wǎng)并壘砌矸石袋，當距頂板0.3m時，停止壘袋，將第2層塑編網(wǎng)反折，反折后在頂板與塑料網(wǎng)之間的空隙繼續(xù)充填矸石直至接實頂板。壘砌后的充填體外側(cè)面必須垂直頂?shù)装宄梢黄矫?。在充填體壓實后，補打支護錨桿，錨桿規(guī)格為直徑18mm，長度1600mm的全螺紋鋼等強錨桿，用2只MSCKb28/33樹脂錨固劑加長錨固，配M-145-3.25-1200型鋼帶、120mm×120mm×8mm方形托盤、配套螺母支護。錨桿間排距800mm×4000mm，每排2根錨桿，第1根錨桿距頂板300mm。巷旁充填體加固設計見圖3。

圖2　沿空留巷支護設計

圖3　巷旁充填體加固設計

4.1.3巷內(nèi)加強支護

在距巷幫0.95m處各支設1排單體液壓支柱配鉸接頂梁做加強支護，沿空側(cè)支柱服務時間為工作面開采全過程；實體煤幫一側(cè)加強支柱在滯后工作面長度超過2個周期來壓步距后撤除。沿空留巷全斷面支護設計見圖4。

圖4　沿空留巷全斷面支護設計

4.2　沿空留巷支護效果

4.2.1沿空留巷測站布置

為對沿空留巷支護可靠程度做出合理評價，在2107S材料巷沿空留巷段每5m設置1測站，對巷道的頂?shù)装逡平?、兩幫移近量等進行觀測。測站布置見圖5。

圖5　沿空留巷測站布置

4.2.2沿空留巷圍巖變形分析

由于沿空留巷各測站變形規(guī)律基本相同，選取有代表性4號、9號測站的位移曲線說明沿空留巷圍巖變形規(guī)律，4號、9號測站位移曲線見圖6。

圖6　沿空留巷圍巖變形曲線

從圖6中可以看出，巷道頂?shù)装逡平饕傻坠囊?，當測站距工作面在15m范圍內(nèi)時，測站處頂?shù)装逡平俣茸羁欤畲笠平靠蛇_168mm，其中底鼓量124mm，占總變形量的73.8%；在經(jīng)歷初期劇烈變化之后，頂?shù)装逡平冃慰傮w趨緩。當測站距工作面在20m范圍內(nèi)時，測站處兩幫移近量變形較小；當距離工作面超過30m后，兩幫移近量開始顯著增長，在變形增長到一定程度后，移近量趨緩；在距離工作面超過100m后，沿空留巷圍巖變形進入緩慢蠕變狀態(tài)。通過圖6還可以看出，沿空留巷首先發(fā)生的是頂?shù)装遄冃?，其次是兩幫變形，也就是說兩幫變形滯后于頂?shù)装遄冃危斐蛇@種現(xiàn)象的原因是巷旁充填體具有一定的壓縮率，頂板在上覆巖層重力作用下回轉(zhuǎn)下沉，充填體首先發(fā)生縱向壓實，此階段圍巖變形以頂板下沉為主；充填體壓實后，開始產(chǎn)生橫向變形，為限制充填體向巷道方向的橫向位移，按照間排距800mm×4000mm對充填體補打錨桿進行了支護，因此巷道兩幫移近量較小。

4.3　沿空留巷日常維護

從圖6可以看出，即使沿空留巷圍巖進入緩慢蠕變階段，但是長時間后總的變形量仍然很大，因此，為保證巷道能夠正常使用，須對沿空留巷做一些日常維護工作。巷道的日常維護工作以臥底、改柱為主，頂、幫補打錨桿加強支護為輔。根據(jù)現(xiàn)場維護工作中的經(jīng)驗，總結(jié)出以下注意事項。

(1)臥底不能過于頻繁。每一次臥底都會造成底板應力的急劇波動，引起一定時間段內(nèi)的底鼓變形速率增加。因此，只有當?shù)坠牧砍^0.35m或巷道高度低于1.9m時，才可進行臥底。

(2)頂?shù)装逡平?、兩幫移近量很大及圍巖破碎地段，必須補打頂、幫錨桿或者錨索補強圍巖，必要時加大巷內(nèi)加強支護強度。

(3)沿空留巷低洼處容易積水，長時間的積水會軟化圍巖，加劇巷道變形。因此，應加強留巷段日常的巡查和排水工作。

4.4　經(jīng)濟效益

通過沿空留巷，少掘1條巷道，多回收了10m煤柱。掘巷成本2650元/m，留巷成本750元/m，每米巷道可節(jié)約1900元。礦井年回采進尺為5600m，年節(jié)約生產(chǎn)成本1064萬元。煤炭密度為1.35t/m3，年均售價為460元/t，則每年可增加煤炭銷售收入3477.6萬元,具有顯著的經(jīng)濟效益。

5結(jié)論

(1)數(shù)值模擬表明，垂直應力在沿空留巷實體巷幫2m處產(chǎn)生了應力集中，應力集中系數(shù)達到了1.8；沿空留巷圍巖塑性區(qū)范圍較大，給巷道支

護帶來了較大困難。

(2)巷旁矸石充填采用錨桿進行補強，有效保證了巷旁充填體的穩(wěn)定并減少了其橫向位移。優(yōu)化后的方案較好地控制了巷道圍巖變形，能滿足下一工作面生產(chǎn)的需要。

(3)采用沿空留巷開采，減少了巷道掘進率和支護成本，提高了煤炭的采出率，提高了礦井經(jīng)濟效益，也實現(xiàn)了資源的合理開發(fā)。在條件適合的礦井應推廣應用該技術(shù)。

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[責任編輯：林健]

Supporting Technology of Retaining Roadway along Gob in Thin Coal-seam under Sand Roof

DUAN Hui-qiang1，YANG Shi-chao2，WANG Yan-yan3

(1.Mining & Safety Engineering School，Shandong University of Science & Technology，Qingdao 266590，China； 2.Mining Technology Section，Shandong Xinyang Energy Co.，Ltd.,Jinan 251400，China； 3.Shandong Provincial Coal Technology Service Co.,Ltd.,Jinan 250000，China)

Abstract：In order to solve the problem of large deformation and difficult supporting in roadway retained along gob under sand roof，applying numerical software to simulating surrounding rock deformation and stress distribution characteristics and analyzing deformation controlling.It was put forward that applying basic supporting of “anchored bolt+cable”and strengthening supporting of single-props to reducing convergence of roof and floor，and adding anchored bolt to restrict horizontal movement of stowing body.Field test showed that surrounding rock deformation was controlled effectively，which provided condition for normal mining.

Keywords：sand roof；thin coal-seam；retaining roadway along gob；supporting of stowing body

[作者簡介]段會強(1986-)，男，山東臨朐人，在讀博士研究生，主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究工作。

[收稿日期]2015-01-07

[中圖分類號]TD353

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2015)05-0046-04