专题-沿空留巷围岩控制技术研究

沿空留巷围岩控制技术研究摘要：沿空留巷技术是我国采煤技术的一次重大技术变革,可提高煤炭资源的回采率,降低巷道的掘进率,使采掘接替合理。开采高瓦斯煤层工作面采用沿空留巷“Y”型通风方式,解决了工作面上隅角瓦斯积聚与超限问题。巷内支护采用主动支护，巷旁墙体的力学性能与沿空留巷围岩变形相适应是沿空留巷技术的关键，结合当前理论研究发现，巷内采用锚杆支护，巷旁运用高水材料充填可取得良好效果。关键词：沿空留巷；锚杆支护；巷旁充填1 绪论随着人类对煤炭需求量的日益增加，开采规模不断扩大，浅部易采的煤炭资源日趋枯竭，地下矿山向深部开采是必然趋势。目前我国己有一些千米深井，孙村煤矿目前平均采深 1055 m，最深的沈阳矿务局彩屯矿达 1449 m，开滦矿务局赵各庄矿达 1160 m，一些老矿区，特别是东部矿区的部分矿井己进入深部开采，安徽淮南的谢桥、张集、丁集、顾桥、刘庄及望峰岗等矿井也己进入深部开采。我国煤矿平均采深以 9-12 m/a 左右的速度递增，预测今后 10-20 a 内我国很多煤矿将进入到 1000-1500 m 深度。在我国煤炭资源埋深在 1000 m 以下的为 2.95 万亿 t，占煤炭资源总量的 53 %。这使得深部开采成了未来采矿业发展的必然趋势。1.1 问题的提出及研究意义深部开采必然带来新的问题。深部的岩体处于的“三高” 状态，即高地应力、高温、高孔隙水压力。这必然会随采动或掘进的进行导致一系列的工程响应，如:煤与瓦斯突出、顶板垮落、底板突水等，致使巷道变形严重，从而严重影响生产效率和生命安全。随着矿山开采逐步向深部拓展，煤与瓦斯突出发生的频度和强度都逐渐增大，国有煤矿自然灾害较重。瓦斯、水、火是我国煤矿的主要灾害。原国有重点煤矿中高瓦斯矿井占 26.8%，煤与瓦斯突出矿井占17.6%，除山东、内蒙古的大部分矿区为低瓦斯矿井外，其他地区的瓦斯普遍较高，并有相当一部分煤矿瓦斯涌出量大，突出次数多，强度大。近十几年来，我国煤矿的开采技术条件发生了很大变化。一是煤矿的客观地质条件和灾害条件发生了很大变化，煤炭大量开采使井下开采深度迅速增加，己经出现了千米深井，开采深度普遍在 500 m 以上;二是随着开采深度的增加煤层沼气含量、煤和瓦斯突出增加;三是随着开采深度增加造成应力增大，甚至出现冲击地压的危险性急剧增加。这三个客观问题，已成为准备巷道提高掘进速度的主要抑制因素，同时也使回采工作面巷道变形严重。维护巷道造成人财物的大量浪费，生产受到不良影响。从主观上讲，市场经济对企业提出了如何提高经济效益少留或不留煤柱，并实现安全开采的要求。传统的 U 型通风方式无法解决深部采煤工作面上隅角瓦斯超限问题，随着开采深度的增加，高瓦斯煤层群采煤工作面的瓦斯涌出量将显著增大。Y 型通风方式是两进一回的通风系统，即采煤工作面的上、下巷都进风，而其中的副进风巷在采空区一段则变成回风巷，并由巷旁充填支护，见图 1。污 风 新 风采 空 区图 1-1 Y 型通风工作面通风示意图它与 U 型通风系统相比，不仅从根本上解决了上隅角瓦斯积聚难题。而且运煤、运料设备、供电、供水等管线都在新风中，而回风巷内既无电缆、轨道，也无管路，成为专用回风巷，这样就大大提高了安全性。同时，采煤工作面机电设备散热和采空区氧化热直接进入专用回风巷，工作面两进风巷均处于进风系统，对高温采煤工作面具有明显的降温作用，同时随着科技的发展对瓦斯（煤层气）的集中抽采利用又提出了一种新的洁净能源利用方式。Y 型通风在深部开采势在必行。深井沿空留巷必然会给巷道支护带来一系列的问题，如地压增大，巷道压力大，其围岩变形量显著增大，支护物损坏严重，巷道翻修量剧增，巷道维护变得异常困难，深井回采巷道因围岩属性较差且受采动强烈影响，其围岩控制要比一般地下巷道困难，而其深井沿空留巷难度更大，因为沿空留巷与回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈。巷道变形收缩量大，而通过从根本上改变围岩应力来控制减小这种变化又是不可能的。构建合理的沿空留巷受力模型，确定合理的巷内支护和巷旁支护形式，并对充填体强度进行了分析，使支护体能适应深井沿空留巷围岩剧烈活动规律的要求，以推动沿空留巷技术更广泛的应用，本论文对我国深部矿井实现 Y 型通风方式、治理工作面瓦斯超限难题、提高煤炭采出率和减少巷道掘进量具有一定的理论意义及实际应用价值，深井沿空留巷技术的发展，必将带来巨大的社会、经济效益，具有很好的推广应用前景。1.2 国外沿空留巷技术研究的现状世界一些主要产煤国家为了达到少掘巷道、增加煤炭资源回收率、增加生产的连续性、提高矿井的经济效益的目的，而采用往复式“Z”形开采，前进式和后退式的工作面沿空留巷方法以实现无煤柱开采。对沿空留巷的矿压显现、适用条件、合理支护形式及新型支护材料等都进行了大量研究。在这方面做得较多的是德国、英国、波兰等国家。俄罗斯在应用沿空留巷技术方面做了大量的研究工作，在理论上，通过对顶板分类的研究，提出了一些分类方案，并指出了各类顶板下应用沿空留巷的可行性，对留巷维护中有关的参数提出了理论计算方法或经验公式，并对留巷过程中采深和岩性不同时围岩移近量的方法进行了研究;在实验室中，利用相似模拟实验研究了沿空留巷的矿压显现特点，并进行了有关材料特性、支架强度和可缩性的研究;在现场，对许多专门为沿空留巷设计的支架进行了试验，并结合理论分析和实验室研究进行了各种实测工作，据报导，至 1993 年，俄罗斯无煤柱开采产量占 80%，对不同矿区变动在 60% - 90%之间，在各种无煤柱护巷方式中，应用最广的是沿空留巷，占 65%。德国无煤柱开采多为沿空留巷，过去其传统的巷旁支护多采用木垛、研石带等，60 年代末德国根据本国资源特点，研究成功了采用石膏、飞灰加硅酸盐水泥、研石加胶结料等低水材料作为巷旁充填，有效地减少了重型支架和巷道的变形，从而实现 14-18 m，断面巷道第二次利用，且不需修理，取得了良好经济效益。目前，该国有 1/2-2/3 的沿空留巷采用这项技术。而且，德国在埋深800-1000m 的煤层开采中成功地运用了沿空留巷技术，并通过实测得出了预计留巷移近量的经验公式。英国煤层普遍较薄，多用沿空留巷，巷旁支护多采用研石带，并研制出了研石带机械化砌筑装置。同时，在提高研石带强度方面进行了不少探索，研制成功不同胶结物的胶结研石带。英国 1979 年在井下试验成功了高水材料巷旁充填，随后有了迅速的发展，高水材料充填己占全英巷旁充填的 90%左右。英国南威尔斯大学斯麦脱（Smart）于 1982 年提出的岩梁倾斜理论。该理论认为巷旁支护对巷道基本顶起控制作用，主张用控制巷道煤柱侧和巷旁支护侧的顶板下沉量，即控制顶板倾斜度的方法作为设计巷旁支护工作阻力和可缩量的依据。1.3 国内沿空留巷技术研究的现状根据沿空留巷巷内和巷旁支护方式，我国沿空留巷技术的发展历程，大致可分为以下四个阶段：第一阶段，20 世纪 50 年代起，在煤厚 1.5 m 以下的煤层中尝试着用研石墙作巷旁支护，巷内主要采用木棚支护，其存在着研石的沉缩量大、巷内支架变形严重、维护工作量大、工人垒砌研石的工效低、劳动强度大、安全性差等问题，其应用范围受到极大限制。第二阶段，20 世纪 60 年代至 70 年代，在 1.5-2.5 m 厚的煤层中应用密集支柱、木垛、研石带、砌块等作为巷旁支护，巷内多采用木棚、工字钢梯形支架支护，沿空留巷取得了一定成功，并得到了一定程度的应用。第三阶段，20 世纪 80 年代至 90 年代，在大力推行综合机械化采煤后，随着采高不断增大，我国煤矿工作者在引进、吸收国外的沿空留巷技术的基础上，发展了巷旁充填护巷技术，巷内多采用 U 型钢可缩性金属支架。 90 年代初期，沿空留巷理论与技术有了较大的发展，但由于巷内支护大多为被动支护，加之巷旁充填技术还不完善，其支护技术难以适应大断面沿空留巷的要求，在 90 年代中后期，沿空留巷技术应用范围又呈减少趋势。第四阶段，21 世纪以来，随着锚网索支护技术的推广应用和巷旁充填技术的不断完善，我国有些学者在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究:如潞安矿务局常村煤矿 S2-6 综放工作面，巷内采用锚梁网索联合支护，巷旁支护运用高水材料充填加上空间锚栓加固网技术，进行综放大断面沿空留巷试验，并取得初步成功。孙恒虎教授等根据煤层顶板特征和弹塑性力学的有关理论，将长壁工作面沿空留巷的煤层顶板简化成了层间结合力忽略不计的矩形“叠加层板” ，认为沿空留巷支护载荷只与短支承边界的载荷有关。郭育光教授等研究认为，巷旁支护应具有早期强度高、增阻速度快的特点，紧随工作面构筑，及时支护直接顶，避免与上部基本顶离层，并切断直接顶，减小巷旁支护载荷，控制巷道变形。随着工作面推进，巷旁支护阻力应达到切顶阻力，当基本顶弯矩在巷旁支护边缘附近达到极限时，切断基本顶。垮落的研石由于破碎后体积增大，当充满采空区时，更上位岩层在煤体和研石的支撑下，取得运动平衡，巷道围岩变形趋向缓和。采高决定巷旁支护的切顶高度。巷旁支护阻力大小应根据块体不同时期的平衡条件推导出不同时期的巷旁支护阻力的计算式。谢文兵教授等在工程实践基础上，采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件 UDEC 建立相应的数值分析模型，详细分析了沿空留巷围岩移动规律，系统分析了基本顶断裂位置、端头不放顶煤长度、原有巷道支护技术、充填体宽度、充填方式和充填体强度对综放沿空留巷围岩稳定性影响规律，得出了许多有益的结论。研究结果表明，在保证顶煤及顶板稳定前提下，合理利用围岩移动规律，确定合理充填方式和充填体强度，既能保证充填体稳定，又能达到很好的留巷效果。华心祝教授认为应该从如何提高顶板岩层的自我承载能力入手，提出了一种主动的巷旁加强支护方式，巷旁锚索加强支护，建立了考虑巷帮煤体承载作用和巷旁锚索加强作用的沿空留巷力学模型，并分析了巷内锚杆支护和巷旁锚索加强支护的作用机理。利用理论分析所得结论，进行了工程实践，其研究成果为较大采高工作面沿空留巷技术提供了理论依据和借鉴经验。目前国内外在应用沿空留巷时，绝大多数都要设置巷旁支护。应用较广的巷旁支护主要有:木垛巷旁支护、密集支柱巷旁支护、矸石带巷旁支护、人造砌块巷旁支护以及巷旁泵充填支护技术等。我国主要矿区巷内支护见表 1-1，表 2统计了我国不同围岩条件下沿空留巷巷旁支护所采用的支护形式。表 1-1 我国主要矿区巷内支护形式一览表矿井及工作面名称 工作面地质条件巷道断面尺寸（宽 高）/m 2 巷内支护形式平顶山一矿21052 面倾角 7,煤质松软，顶板中等稳定，底板为煤层，较软， 巷道断面 7.9U 型钢、工字钢和可缩性支架阳泉二矿61000 面顶板中等稳定，底板较硬，煤质较硬（3.54.2）（ 1.82.3）工字钢和金属摩擦支柱徐州张集矿4204 面煤层平均倾角 22，直接顶 1.27m，粉砂岩，基本顶 11.44m，中砂岩 巷道断面 6.8工字钢支架和锚杆支护枣庄井亭矿6402 面 煤层倾角 14，顶板较硬，6.5m 2.52.4 单体液压支柱支护表 1-2 工作面围岩分类及相应的巷旁支护形式一览表工作面顶板围岩分类情况 采高/m 巷旁支护形式级类至级类 b 时，L 1=0.866b 2）三边固支，一边简支（3-221 24118baLaKbK2）（3-22216161bkaa3）当 ab 时， L1=0.4b（正方形） ；当 ab 时，L 1=0.866b 3）三边简支，一边固支（3-210017bbaa4）当 ab 时， L1=0.5b（正方形） ；当 ab 时，L 1=1.22b 4）两边固支，两边简支（3-221 2041175baKbK 5）（3-22105102bkaa6）当 ab 时， L1=0.5b（正方形） ；当 ab 时，L 1=1.22b 式中：L 1老顶岩层侧向半块断裂后的跨度，m；a 工作面长度与巷道宽度之和，m；b 工作面初次来压布距或周期来压布距，m。3.2.3 矿压显现规律及沿空留巷的受力状况1）矿压显现规律沿空留巷是无煤柱工艺的一种类型，是将已采工作面后方的运输槽或回风顺槽用一定方法沿采空区保留下来，作为下一工作面的顺槽，它在工作面后方沿采空区边界维护巷道，由于要经受一次掘进和两次采动的影响，其矿压显现和巷道维护都比较复杂。特别是巷道断面比较大的情况下，巷道矿压显现更为剧烈。沿空留巷情况更为复杂。在回采工作面后方附近，已采区冒落岩石在上覆岩层作用下向巷道挤压，一般情况下，沿空留巷的顶板下沉在工作面后方 10-20m 处最为强烈，顶板下沉主要发生在工作面后方 0-40m 范围内，60-70m 顶板下沉趋向稳定。我们可将沿空留巷分为 6 个阶段，各阶段的范围与巷道变形见表 3-1表 3-1 沿空留巷各阶段范围与围岩变形巷道维护 第一工作面前方 第一工作面后方 第二工作面前方阶段 不受影响 影响 强烈影响 缓和 稳定 二次影响范围/m 20 200 0-60 -60-100 -100 400顶底板移近速度 /mmd-1 1 平均为 5平均为 10最大为 2030 平均为 3 1平均为 15最大为 3040顶底板移近量/mm - 50 200300 - - 200直接顶板冒落后，能填满采区，使老顶能处于平衡状态，采动期间沿空留巷的顶板下沉量与煤层采厚呈现正比关系，一般少则为采厚的 10%，多则为 15% 20%，煤层采厚愈小，愈有利于沿空留巷的维护。沿空留巷靠采空区一侧的顶板下沉量比靠煤帮处要大一倍左右，直接顶明显地向采空区方向倾斜，倾斜度与上方裂隙带岩层相近似，一般为 6左右。凡直接顶板冒落后能使老顶获得支承和平衡的顶板岩层，基本支架的阻力可按能支承直接顶板的岩层重量考虑，即相当于 4 倍采厚的岩层重量，支架的可缩量应能与裂隙带岩层沉降量相适应。支架的工作状态主要取决于支架的结构和顶底板岩层的性质。沿空留巷对支架工作状态的要求是:巷道受采动影响后，支架能迅速增阻，然后保持恒阻。即坚持以“顶”为主， “顶、让兼顾”的原则进行支护。在上区段工作面后方附近的沿空留巷维护比较困难，随着采空区顶板岩层运动趋向稳定，巷道的围岩变形速度迅速衰减并趋稳定，直到受下区段工作面采动影响期间，巷道维护不太困难。煤帮的应力和稳定性对沿空留巷的顶板也产生明显影响。若巷道的煤帮遭到严重破坏，裂隙带岩层的沉降就会向煤体纵深发展，巷道的顶板下沉量和煤帮位移量都将明显增长。2）巷道矿压显现阶段及围岩变形沿空留巷的关键是依据矿压及围岩变形规律，选择相适应的支护形式与护巷方式。沿空留巷的巷道围岩变形一般经历以下五个阶段：（1）开掘影响阶段此阶段支架受力来自两个方面:一方面来自掘进巷道围岩应力重新分布 ;另一方面由于受技术设备等条件的限制，工作面倾斜长度较短，上个工作面回采后产生残余应力，此阶段围岩变形量约 14 mm。（2）掘进后稳定阶段此阶段支架基本处于稳定状态，巷道围岩只受其流变性影响发生微量蠕变，其顶底板移近速度为 0.38 mm/d。（3）第一次采动影响阶段此阶段围岩变形较大，支架破坏严重，其成因有两个方面:一方面是直接顶的离层、破裂和变形，二是老顶的沉降。此外，其变形特点为上帮围岩较下帮变形速度快，其规律见曲线图 3-4（4）采动影响后稳定阶段此阶段支架受力主要为来自工作面残余应力，围岩变形较第二阶段稍大，顶底板移近量为 0.72 mm/d，支架基本处于稳定状态。（5）第二次采动影响阶段此阶段支架主要受力为上工作面残余应力和本工作面超前支承压力，其围岩变形速度较大，支架变形亦十分严重见图 3-5，在工作面前方有支架破坏现象。综上所述，对于倾斜长度不大的工作面的沿空留巷其矿压及围岩变形特点主要是:（1）沿空巷道一直受到上工作面残余支承压力的作用。（2）巷道围岩主要变形阶段在第一次和第二次采动影响阶段，而第二次采动影响阶段即复用期，由于回采后巷道将报废，不需要再作较大的维护，只要在设计巷道时考虑其变形量则可，因而主要在于控制第一次采动影响阶段的围岩变形。（3）在整个过程期间，上帮的顶底板移近速度和移近量均大于下帮。 0-24-6084608 -1130顶底板移近量(m)顶底板移近量速度 上 帮平 均下 帮(m/d)与 工 作 面 距 离 (m)上 帮平 均下 帮图 3-4 巷道顶底移近规律020406012436120顶底板移近量 (m)顶底板移近量速度 上 帮平 均下 帮(m/d) 与 工 作 面 距 离 (m)上 帮平 均下 帮图 3-5 二次采动期间巷道顶底移近规律4 沿空留巷巷旁充填技术4.1 巷旁充填支护变形机理影响巷旁充填支护变形主要有 2 个因素,一是作用在充填体上的载荷,二是充填墙体的强度。根据支承压力沿煤层倾斜方向的显现规律,沿空留巷处于比原始应力低的卸压带,卸压带能在工作面回采过后长时间保持,所以该区域沿空留巷巷道受压小,维护容易,如图 4-1 所示。但基本顶回转影响直接顶的稳定性,当基本顶破断时,其岩块的回转迫使直接顶变形,随着基本顶回转角的扩大,在直接顶上部形成拉断区和巷道上的塑性区,图 4-2 所示。 MKH图 4-1 支撑压力分布区及塑性区1321拉断区 2塑性区 3回转角图 4-2 基本顶回转影响4.2 巷旁充填体初期所需支护阻力工程计算巷旁充填体构筑初期（ld） ，充填体支护作用的对象是直接顶，相互作用的力学力学模型如图 4-3 所示。采 空 区留 巷 段回 风 巷工 作 面运 输 巷 实 体 煤 ABLubax（a）bax直 接 顶煤 体 破 碎 区 充 填 体 采 空 区基 本 顶 Lmx巷 道（b）图 4-3 沿空留巷围岩受力模型对图中所示的 ABCD 煤岩块进行受力分析.为安全起见，设 ABCD 煤岩块与围岩无力学联系，并考虑工作面有周期来压情况，引入周期来压增压系数Kt，则得:（4-zhc tabLuPPK1）式中 Pc巷旁充填体构筑 1d 后的支护阻力,N/m；Ph巷内支护对 ABCD 块直接顶的平均支护强度,N/m 2；a巷道宽度 ,m；b巷旁充填体宽度,m；u每日充填长度,m；L充填体距工作面煤壁距离,m；hz直接顶厚度,m；Kt周期来压增压系数； z直接顶的容重,N/m 3。4.3 巷旁充填体后期所需支护阻力工程计算随着回采工作面推进，控顶范围逐渐增大，引起一定高度的老顶依次破断、失稳。巷旁充填体合理的阻力要能满足基本顶垮落后能够充满采空区，使被切断基本顶的上位岩层在研石、煤体、巷内支护与巷旁充填体的共同支撑作用下取得运动的平衡。根据大量巷旁充填沿空留巷实践经验与试验结果，并经统计分析表明，巷旁充填体后期阻力 P 与初期所需支护阻力 Pc 的关系可用下式表示:Pq=KPc （4-2）（4-3）zhtabxLuPK式中 K 为切断基本顶系数，一般取 K 为 3。4.4 巷旁充填体宽度设计将有关参数代入 Pc 和 Pq 得到巷旁充填体所需强度与巷旁充填体宽度 b 的关系，因深井大断面沿空巷道式中增加一个增压系数 Kl，分别为:充填体初期强度： 1ccbK充填体后期强度： q由此绘出巷旁充填体所需强度与巷旁充填体宽度 b 的关系图，如图 4-4、4-5 所示。根据新型充填材料的有关性质，选取有关参数值，从而可得到所需巷旁充填体的宽度。0512051.2.0.53.0充 填 体 宽 度充填体强度 (m)(MPa)1529图 4-4 充填体初期所需强度与宽度关系图1.5充 填 体 宽 度充填体强度 (m)(MPa)2.02.53.027127图 4-5 充填体后期所需强度与宽度关系图4.5 巷道宽度与充填体强度关系将有关参数代入 Pc 和 Pq 得到巷旁充填体所需强度与巷旁充填体宽度 b 的关系，因深井大断面沿空巷道式中增加一个增压系数 Kl，分别为:充填体初期强度： 1ccaK充填体后期强度： q由此绘出巷旁充填体所需强度与巷道宽度 a 的关系图，如图 4-6、4-7 所示。23456768102巷 道 宽 度 (m)充填体强度(MPa)图 4-6 充填体初期所需强度与巷道宽度关系图2345670512巷 道 宽 度 (m)充填体强度(MPa)图 4-7 充填体后期所需强度与巷道宽度关系图深井巷道随着巷道断面的增大，对充填体强度的要求也成线性增长，大断面巷道的沿空留巷对充填体强度要求也高。从而给围岩控制加大了难度。4.6 充填体变形的控制从沿空留巷围岩关键块结构力学模型中可以看到，充填体主要承受关键块转动引起的给定变形，除需要有一定的强度外，更需要有足够的抗变形能力。沿空留巷充填支护实践表明，充填体的稳定强度可达 10 14 MPa，而一般破碎煤体的强度仅为 0.5 MPa 左右。如充填体宽度以 2.5m 计，其每米长度的支护强度 Pc 为：Km102.5cP一般小煤柱支护的煤柱宽度以 4m 计，其每米长度的支护强度 Pm 为：Km.4m由以上比较可以看出，充填体的支护强度 Pc 比一般小煤柱支护的强度 Pm高得多。因此，充填体的抗变形能力控制是沿空留巷支护技术的关键之一。一般来说，充填体很难阻止老顶关键块的旋转下沉，必须具有一定的可缩量，以减小对充填体的压力。为了保持巷道顶板的完整，以及减少顶板下沉量，要求充填体又要具有一定的支护阻力。从所留巷道两侧介质的刚度匹配来说，巷道一侧是具有一定可缩量的弹塑性介质的煤体，另一侧是巷旁充填带，若巷旁充填体所具有的可缩量很小或基本上是刚性的，则会造成顶板下沉不均衡，对巷道维护不利。因此对充填体的抗变形控制可以从充填材料的力学特性上着手。综上有以下几点应该考虑：1）顶板下沉量与充填体强度及岩层力学性质有关，充填体强度越高，顶板下沉量越小；顶板厚度越大，顶板下沉量越小；顶板下沉量与巷道宽度成正比例关系，巷道宽度越大，顶板下沉量增长幅度越大。通过力学模型分析对深井大断面沿空留巷的围岩变形有了量的认识。2）沿空留巷煤帮煤体应力分布和极限平衡区宽度对煤帮变形影响很大。极限平衡区的宽度越大，则煤帮向巷道内的移近量越大。而极限平衡区的宽度与巷道埋深、巷道高度、界面力学性质、支护阻力等因素有关。随着巷道埋深、巷道高度的增加和界面粘聚力、内摩擦角的降低，极限平衡区的宽度增大。3）根据新型充填材料的性质和现场工作进度、工作面具体地质条件结合充填体变形力学分析，可以科学的优化并调整充填材料的配合比，从而更合理的确定充填体的强度和宽度。5 工程实践5.1 工程地质条件巷旁充填沿空留巷试验工作面位于-700 m，工作面回采煤层为山西组 9 煤，煤层厚度 0.8 2 m，平均倾角 27.5；工作面走向长度 323 m，倾斜长 120.6 m。9 名 称 柱 状 层 厚 /m岩 性 特 征浅 灰 色 ,石 英 为 主 ,水 平 层 理 ,富含 植 物 化 石 具 菱 铁 质 缅 粒深 灰 色 水 平 层 理 含 大 量 植 物 化石 碎 片 局 部 含 泥 质黑 色 ,半 亮 型 由 亮 、 暗 煤 条 带 组成 弱 玻 璃 光 泽深 灰 色 致 密 性 脆 ,波 状 层 理 ,含植 物 化 石黑 色 ,上 部 以 暗 煤 为 主 夹 镜 亮煤 条 带深 灰 色 致 密 性 脆 ,波 状 层 理 ,含植 物 化 石细 砂 岩粉 砂 岩煤 层粉 砂 岩煤 层粉 砂 岩 6.32.01.40.98.34.78图 5-1 工作面综合柱状图煤下方还有一层煤，煤厚 0.8 1.2 m，两层煤之间发育一层夹矸，岩性以粉砂岩为主，厚度 0.8 1.4 m。9 煤无伪顶，直接顶为粉砂岩，基本顶为细砂岩。工作面综合柱状如图 5-1。5.2 巷内锚杆支护参数采用锚杆支护作为巷内支护方式,以便在沿空留巷期间更好地控制围岩变形，维护巷道稳定。工作面皮带巷沿煤层顶板掘进,巷道上帮高 3.2 m,下帮高 1.5 m,宽3.6 m,断面面积 10 m2 左右,巷道掘进时锚杆布置见图 5-2。27锚 索锚 杆 360320150图 5-2 掘巷时支护布置图（1）顶板采用 181800mm 的等强无纵筋螺纹钢锚杆,用CK2335、Z2335 树脂药卷 2 支锚固间排距 800800 mm,铺设金属网和钢筋梯子梁。（2）两帮采用 161800mm 圆钢锚杆,用 CK2335 一支、Z2335 树脂药卷2 支锚固,铁托板内加垫木托板,锚杆间排距 800800 mm,铺设金属网。（3）巷中施工一排锚索,15.247000，mm 采用 1 支 CK2335 树脂药卷,2支 Z2350 树脂药卷锚固,间距 4 m。（4）顶板锚杆锚固力 80 kN,两帮锚固力 40 kN,锚索初锚力在 100120 kN。5.3 巷旁支护参数5.3.1 巷旁支护阻力随着回采面的推进,控顶范围扩大,引起基本顶破断、失稳,巷旁支护体具有的支护阻力应使基本顶沿巷旁支护体侧的弯矩达到极限弯矩,从而切断基本顶,根据工作面的地质条件,计算得到巷旁支护体的切顶阻力为 6660 kN/m。5.3.2 巷旁支护材料为减少充填材料的制作、运输环节,降低成本,用水泥、煤为原料加水混合后作充填材料。在保证支护体强度达到切顶阻力要求的前提下,尽量减少水泥的用量,降低充填成本。通过实验室试验确定水、水泥、煤的质量比为 2:3:7,试块第三天强度可以达到 4.66 MPa,试验结果见表 5-1。根据巷旁支护体的切顶阻力及充填材料的力学性能,确定巷旁支护体宽 1.5 m。表 5-1 充填材料力学性能质量比水：水泥：煤水泥占总体积的百分比3d 强度/MPa7d 强度/MPa14d 强度/MPa2：3：7 11.63 4.66 5.6 6.25.4 矿压观测结果及分析文中“-”表示测站在工作面后方;“+”表示测站在工作面前方。 “上帮”指靠近采空区侧,“下帮”指靠近实体煤侧。工作面前方巷道围岩变形见图 5-3、图 5-4。由图可见,回采工作面超前支承压力剧烈影响范围 20 m。工作面后方巷道围岩变形见图 5-5、图 5-6。构筑巷旁支护体后巷道围岩变形大致分为四个阶段:第一阶段:0 -10 m 范围,采空侧由单体液压支柱支护,由于离工作面相对比较近,顶底板的相对移近比较平缓,移近量较小。第二阶段:-10 -40m 范围,巷道受到工作面周期来压的影响,沿空留巷上覆岩层活动剧烈巷道围岩变形剧烈,不论上帮还是下帮,相对移近速度最大达 9 mm/d以上,在该范围内围岩变形速度达到最大值,尽管如此,与传统巷旁支护方式如矸石带、木跺等相比较,巷道围岩相对移近量较小。第三阶段:-40 -80 m 范围,巷道围岩活动程度减弱,顶底板相对移近量与移近速度均较小。0204608102406810 (m)距 回 采 工 作 面 距 离移近量(m) 上 帮 顶 底下 帮 顶 底两 帮图 5-3 工作面前方围岩变形与工作面距离关系第四阶段:-80 m 以后围岩变形趋于稳定,相对移近速度: 上帮侧顶底板为 0.3 mm/d,下帮侧顶底板为 0.6 mm/d,两帮为 0.4 mm/d,已经基本趋于稳定。(m)距 回 采 工 作 面 距 离移近速度(md-1)上 帮 顶 底下 帮 顶 底两 帮024068014680图 5-4 工作面前方围岩变形速度与工作面距离关系(m)距 回 采 工 作 面 距 离移近量(m)上 帮 顶 底下 帮 顶 底两 帮0-20-4-60-8-101203图 5-5 工作面后方围岩变形与工作面距离关系(m)距 回 采 工 作 面 距 离移近速度(md-1)-20-460-810上 帮 顶 底下 帮 顶 底两 帮482图 5-6 工作面后方围岩变形速度与工作面距离关系总体来说，巷内采用高强度锚杆支护强化围岩,配合有效的巷旁支护。控制了沿空留巷围岩变形。5.5 注浆5.5.1 施工工艺施工流程为:光面爆破掘进铺菱形钢筋网上钢筋梯形梁 安装高强度锚杆、注浆锚杆、锚索初喷浆封闭围岩,厚 30 mm进行巷道表面位移观测在巷道表面位移变化趋向稳定时,喷浆至设计厚 150 mm实施注浆加固对巷道表面进行位移变形观测,分析加固效果。5.5.2 注浆工艺巷道开挖后,为防止围岩被风化和受水侵蚀膨胀,须喷浆封闭围岩,同时考虑到让压变形阶段会破坏较厚喷层,初次喷厚确定为 30 mm。喷浆时必须注意对注浆锚杆孔的保护,以利于下一步的注浆工作。为防止浆液泄露,注浆前,必须复喷浆至150 mm 厚。5.5.3 注浆设备注浆设备是辽宁省葫芦岛市高压注浆泵厂生产的 2TGZ-60/210 型双液调速高压注浆泵,最大吸浆量 60 L/min。最大注浆压力 21 MPa,柱塞直径 52 mm,柱塞行程 150 mm,配用电机 7.5 kW。5.5.4 注浆液的配制注浆液选用 425#硅酸盐水泥加浓度为 45Be的水玻璃浆液,水灰比 0.711,起始时水灰比适当减小,20 min 后注浆压力不上升, 提高浆液浓度,注浆时需保持有三个容积不小于 0.5 m3 的容器,一个工作使用,一个配制浆液 ,一个装清水。5.5.5 注浆压力注浆压力应适当,压力过小,浆液难以向四周岩体扩散;压力过大,则可能在注浆过程中导致围岩表面片帮、冒顶以至于跑浆等问题。主要取决于经验及地质条件,无水区注浆压力终压大于 1 MPa,终压应视围岩是否继续吸浆或出现跑浆等灵活确定,一般不超过 2.5 MPa。5.5.6 浆液注入量每孔浆液注入量的大小,在施工中往往有较差异,这同孔周围的围岩裂隙环境、孔的位置及同邻孔间的注浆次序有关。实际操作中,以注饱岩为基准来控制注浆量。5.5.7 注浆效果为检验注浆加固效果,注浆结束后,采用上所用方法对巷道表面进行位移变化观测,其变化线如图 5-7 所示。从曲线图可以看出,通过一个月的观测,巷两帮移近在 58 mm 左右,顶底移近量为 48 mm,观测 20 d 后就基本处于稳定状态,可认为本次注加固效果较理想,控制住了巷道的再变形,保了安全生产,达到加强支护的目的。 039152731507时 间 /d变形量/m顶 底两 帮图 5-7 注浆后的两帮及顶底移近曲线6 结论1）对于沿空留巷技术保留的巷道要经历掘进和两次强烈的采动影响，对所需留巷的巷道，从掘进期间的支护设计与施工到留巷期间的巷旁支护方式选择及下一个工作面回采期间的加强支护均应统筹考虑，以保证支护结构的稳定性具有足够的可靠度。2）如何提高巷道围岩强度，并正确选择合适的巷内、巷旁支护方式和合理参数是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着锚杆柔性支护能够主动地适应围岩大变形的特点，近年来，在煤矿现场实践中在沿空留巷巷内采用了锚网索支护方式巷旁采用了工字钢密集支柱及矸石（碎煤带联合支护。实践表明该沿空留巷技术取得了成功，并产生了良好的技术经济效益。3） 沿空留巷能够提高煤炭资源采出率、取消孤岛工作面及缩短搬家时间、延长矿井服务年限、减少巷道掘进量和缓解采掘接替矛盾等优点，同时可实现Y 型通风方式、治理工作面瓦斯超限难题，其技术优势和经济效益显著。尽管国内外沿空留巷技术虽然取得了一定的成果，但对一般中厚煤层，沿空留巷巷内采用注浆锚杆和注浆锚索补强,巷旁采用木垛和密集柱加强支护方式,一定程度上能够保持巷道稳定性待采动压力稳定后还要进一步维修,但在厚煤层或软煤等复杂条件下，在改善锚固体及充填材料力学性能的同时，对锚杆联合支护参数的合理确定还需要进一步研究和探索。参考文献1 陈炎光、陆士良.中国煤矿巷道围岩控制.徐州：中国矿业大学出版社， 19942 侯朝炯、郭励生、勾攀峰.煤巷锚杆支护.徐州：中国矿业大学出版社， 19993 钱鸣高、石平五.矿山压力与岩层控制.徐州：中国矿业大学出版社， 20034 谢和平，彭苏萍，何满潮.深部开采基础理论与工程实践 .科学出版社出版.20065 何满潮.深部开采工程岩石力学的现状及其展望.中国岩石力学与工程学会编第八次全国岩石力学与工程学术大会论文集.北京:科学出版社，20046 郭育光,柏建彪,侯朝炯.沿空留巷巷旁充填体主要参数的研究 .中国矿业大学学报,19927 袁和生.煤矿巷道锚杆支护技术.北京：煤炭工业出版社， 19978 柏建彪、侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究.中国矿业大学学报.2006，第 35 卷（第 2 期）：145-1489 康红普、王金华、林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用.煤炭学报.2007，第 32 卷（第 12 期）：1233-123810 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