沿空留巷的支護設計及觀測分析

楊曉寒

(山西汾西礦業集團水峪煤業，山西 孝義 032302)

0 引言

1 工作面概況

1.1 地質概況

某礦根據生產接續及現場實際情況，選擇綜采工作面軌道順槽作為沿空留巷的工業試驗巷道，留巷成功后作下區段工作面的運輸順槽。該工作面所采煤層為二疊系上統龍潭組煤，厚度1.8～3.0 m，平均2.7 m，煤層較穩定，結構簡單。黑色，塊狀、粉粒狀，細～寬條帶結構，粉粒狀～塊狀構造，煤質相對較硬。煤層傾角總體較小，工作面掘進方向煤層偽傾角，停采線附近，傾角6°～12°，切眼附近傾角8°～20°，從切眼往回風平硐方向煤層傾角2°～8°。煤層埋深1 394～1 448 m，工作面內東南方向埋深大，西北方向埋深小，總體趨勢由東南向西北遞減，煤層厚度比較穩定，厚度變化較小，在軌順停采線附近煤層由于受褶皺構造影響，局部變薄。巷道頂底板情況見表1。

表1 巷道頂底板情況

根據現有資料分析，本工作面掘進期間揭露2條正斷層，一條落差2.8 m，另一條落差0.7 m，工作面回采過程中不排除揭露斷層的可能，施工期間，必須加強頂板管理，確保施工安全。

1.2 巷道布置

運輸順槽：巷道沿煤層頂板掘進，采用錨網梯+錨索聯合支護，梯形斷面，上底4.4 m，下底4.8 m，凈高2.7 m，局部頂板破碎處及遇斷層時，采用加密錨桿排距及打設單體支柱復合加強支護。

軌道順槽：巷道沿煤層頂板掘進，采用錨網梯+錨索聯合支護，巷道梯形斷面，上底4.4 m，下底4.8 m，凈高2.7 m，局部頂板破碎處及遇斷層時，采用加密錨桿排距及打設單體支柱復合加強支護。

2 沿空留巷支護設計

由于工作面直接底為平均厚度1.26 m的泥巖，遇水易膨脹，易底臌，工作面開采過程中，巷旁支護體承受較大頂板壓力并傳遞到底板巖層，泥巖會發生擠壓流動性底臌[1]。

沿空留巷支護分為巷內支護和巷旁支護，為保證沿空留巷順利實施，軌道順槽掘進施工中要嚴格按照設計支護參數進行施工和支護，確保工程質量，為留巷打下良好基礎[2-3]。

2.1 巷內支護

頂板及兩幫支護：支護方式為錨網梯+錨索聯合支護，頂部6根φ20 mm×2 400 mm錨桿，左右兩幫各4根(φ20 mm×2 400 mm樹脂錨桿；錨桿間排排距800 mm，托盤使用100 mm×100 mm拱形金屬托盤，厚度為12 mm；右幫及頂板采用噴漿封閉，噴厚100 mm；頂板錨索規格φ17.8 mm×7 000 mm，排距2 400 mm，如圖1所示。錨固劑使用樹脂錨固劑，全長錨固，頂部錨桿每孔裝1根CK2350和2根K2370，錨桿錨固力不小于100 kN。鋼筋梯采用12#圓鋼焊接而成，兩幫規格為φ12 mm×59 mm×2 100 mm，頂板采用φ12 mm×59 mm×4 300 mm。網片采用10#鍍鋅鐵絲制成的菱形網，網格規格(長×寬)=50 mm×50 mm，網片規格：5 000 mm×900 mm(頂部)，2 600 mm×900 mm(兩幫部)。

底板錨桿支護：如圖1所示，先把巷道向底板下挖500 mm后安設底板錨桿，之后鋪設300 mm厚度的混合砂，然后填灌混凝土鋪平至原底板高度。采用錨桿錨固與注漿加固結合，通過注漿加固巷道圍巖，水泥注漿中水泥標號為525#，水灰比為1∶2.0～1∶2.5，錨桿選用20 mm×2 600 mm普強螺紋鋼錨桿，配150 mm×150 mm×10mm鐵托盤，兩底角各l根錨桿，與底板角度為45°，底板4根，間排距為800 mm×800 mm，垂直于底板打入。

圖1 巷道支護圖

2.2 巷旁支護

為了使沿空留巷更加可靠、穩定，保證通風斷面，應盡可能減少留巷的寬度。由于巷道設計為梯形斷面，上底寬4 400 mm，下底寬4 800 mm，為了使留巷在變形后順利滿足下一個工作面的生產使用，因此墻體取圖2所示位置。

由于技術人員的操作要求以及水準對機械設備的使用性能有很大影響，因此施工單位需要做好操作人員技能的培訓。在提高技術人員綜合素質的能力之外，還需要保證操作人員能夠對機械的使用性能以及壽命有所了解。同時還要不斷提高他們的安全意識，使其能夠在機械設備運轉的過程中樹立安全意識，盡可能的減少人為因素，或者是違規操作引發的安全事故發生。

圖2 墻體位置及尺寸

墻體砌筑材料為混凝土預制塊，混凝土原材料使用水泥、粉煤灰、砂、石子。砌塊墻體的混凝土砌塊強度等級為C30，施工時取1.2 m，可以滿足支護強度要求；隨著工作面的推進，當發現混凝土強度不能滿足生產要求時，及時變更混凝土的配比，加強混凝土砌塊的強度[4]。實際配合比應根據該礦實際使用的水泥牌號、砂石地材等材料進行配合比試驗后確定。

3 沿空留巷的觀測設計

3.1 觀測點布置

根據軌道順槽沿空留巷礦壓觀測要求及測站位置選擇的一般原則，確定設立3個礦壓觀測站，分別位于軌道順槽距切眼50 m、150 m、200 m的位置。這幾個位置的巷道圍巖條件具有代表性，所測數據能夠代表留巷應力及圍巖變形的一般規律。測站位置如圖3所示。

圖3 測站布置平面圖

每個測站設置3組墻體變形測點、4組巷道表面位移測點、1組墻體承載測點、1組多點位移測點和4組巷道頂板壓力測點。墻體變形測點和巷道表面位移測點可設置在同一斷面上，相鄰兩組測點間距2 m；多點位移測點不能與巷道表面位移測點設置在同一個斷面上，二者的距離應不小于2 m。

測點的設置應在墻體砌筑時或砌好后立即進行，每天要對各測點進行1次數據采集，數據采集工作直到工作面煤壁后方150 m以后方可停止(巷道頂板壓力觀測除外)。

3.2 觀測結果

工作面推進時前方巷道變形：在工作面前方的軌道順槽里共布置了12個變形監測點，推進40 m時巷道變形情況見表2。從觀測數據看，1～6號測點變形較小，7～12號測點變形較大，說明工作面前方巷道變形受采動影響較大。

表2 工作面前方巷道變形觀測結果

工作面推進時后方留巷變形：從表3可以看出，底臌量平均為128 mm，基本不影響正常生產，兩幫位移較小，墻體局部地方有一定變形，非采幫變形較小。在工作面后方，采動影響的距離大約為130 m，130 m后留巷變形基本穩定，因此，工作面后方滯后支護的距離不能小于130 m。

工作面停采后巷道累計變形：在工作面軌道順槽里布置的變形監測點測得的數據整理出工作面停采后巷道各測點圍巖累計變形量，見表4。

沿空留巷圍巖變形規律：從表4可以看出，沿空留巷圍巖變形可分3階段。①0～100 m段，巷道受初采期間來壓影響，頂板下沉累計量為962 mm，平均為96.2 mm；底板臌起累計移近量為1 759 mn，平均為175.9 mm，最大值為350 mm；不采幫累計移近量為1 905 mm，平均為190.5 mm；砌墻幫累計移近量為237 mm，平均為128.2 mm；②100～200 m段，巷道受周期來壓影響，頂板下沉累計量為1 297 mm，平均為129.7 mm：底板臌起累計移近量為1 431 mm，平均為143.1 mm，最大值為190 mm：不采幫累計移近量為2 065 mm，平均為206 mm：砌墻幫累計移近量為1 100 mm，平均為110 mm；③200～380 m段，巷道受末采期間來壓影響，受測點布置限制，由理論推導和經驗判斷，此時可以很確定200～280 m處于同一階段，此處僅分析200～250 m的位移量，頂板下沉累平均30 mm，最大值為120 mm；底板臌起平均為72.3 mm，最大值為274 mm；不采幫向巷內移近量平均為115.5 mm；砌墻幫累計平均為47.9 mm；④總體來看，在底角錨桿的作用下，巷道底臌量大于頂板下沉量，不采幫移近量大于砌墻幫移近量。這說明頂板巖層的下沉和回轉運動過程對小結構的影響不因巷內支護強度大小而改變，只是在小結構周邊局部有較為明顯的改變。

表3 工作面后方巷道變形

表4 工作面累計變形

錨桿受力：在軌道順槽中共布置了10組錨桿錨索受力觀測點，觀測數據見表5。由表5可看出，沿空留頂底板板離層儀受力可分3階段分析，沿空留巷內100～240 m階段受周期來壓影響，錨桿及錨索受力較明顯，大于0～100 m、240～350 m階段的受力，隨著工作面的推進頂板及兩幫逐漸趨于穩定狀態。從觀測數據看，錨桿錨索受力正常，未出現錨桿受力過載的情況，說明支護強度是合適的[5]。

表5 錨桿錨索受力觀測結果(MPa)

上下區段回采時的比較：從沿空留巷的變形來看，上區段面回采期間由于采動影響和采空區上覆巖層運動沒有穩定，造成沿空留巷在上區段工作面回采期間變形較大，有明顯的底臌。上區段回采結束后，對沿空留巷局部變形過大處進行治理，下區段面回采時，回采段的沿空留巷已經經過了近6個月的時間，下區段工作面采空區上覆巖層的冒落也基本趨于穩定，沿空留巷也基本上穩定，因此，在下區段工作面回采時，無論頂板下沉或是兩幫收斂均比上區段回采期間小很多，下區段回采時，沿空留巷的底臌也不明顯。沿空留巷的底板離層在下區段面回采時比上區段面留巷期間要小，下區段面回采留巷時最大的底臌量為274 mm，而下區段面回采時離層值最大只有106 mm，其它各點的位移量也均相對較小，說明巷道在留巷及回采期間均是穩定的。錨桿、錨索的受力在下區段工作面回采期間比留巷期間有所增加，但增加的幅度不大。

4 結論

(1)錨桿受力觀測表明巷道支護強度合適，沿空留巷穩定，支護效果良好，可以滿足生產要求。

(2)留巷受采動影響的距離，工作面前方20 m左右，工作面后方大約為130 m。

(3)采用底板錨桿控制底板巖層的受力和位移，使留巷在服務過程中保持穩定，尤其是對于底板巖層，有效地控制了底臌現象。