堅硬頂板沿空留巷覆巖結構分析與圍巖控制技術研究

李君青

（山西焦煤霍州煤電集團公司安監局，山西 臨汾 031400）

1 工程概況

某礦1198工作面傾向長度90m，走向長度550m，工作面總體呈一單斜構造，工作面埋深120～170m，工作面所采9#煤層，煤層均厚4.2m，采用綜合機械化放頂煤的采煤工藝，用全部垮落法進行頂板管理。9#煤層直接頂為11m的細砂巖及6.0m厚的泥巖，基本頂為5.0m的大青灰巖，直接底為6.0m的鋁土質粉砂巖，老底為均厚10.0m的中細砂巖，1198工作面布置位置如圖1所示，1198工作面運料巷為沿空留巷試驗巷道。

圖1 1198工作面布置位置示意圖

2 堅硬頂板沿空留巷覆巖結構分析

2.1 基本頂破斷位置分析

在回采工作面的持續推進下，采場上覆巖層會逐漸垮落，基本頂會在周期來壓的作用下依次形成“O-X”型破斷，沿空留巷基本頂斷裂位置存在四種情形，分別為：充填墻外側、充填墻上方、實體煤上方以及巷道上方。下面通過建立基本頂破斷前的力學模型，如圖2所示，圖中q1（x）為基本頂受到的上覆荷載和自重應力，σb為充填墻體的支護阻力，q2（x）為直接頂的支承反力，σy為極限平衡區支承應力。

圖2 基本頂破斷前受力模型

由材料力學梁的理論[3]知梁破斷必須滿足所受彎矩產生的拉應力大于梁上端的抗拉強度，表達式為：

式中：h為基本頂巖層的厚度，W為梁的彎曲系數，σt為基本頂巖層的抗拉強度，M為梁的彎矩。

式中：η=a+b+c，對OA段進行取距，能夠得出OA段彎矩的表達式為：

根據上述表達式可對基本頂的斷裂位置進行討論：在充填墻比較及時的構筑時，會使得σb足夠大，從而能夠使得充填墻外側的彎矩MCD,max＞MBC，在直接頂厚度小且強度較高時墻體的支護阻力便能夠有效的傳遞到基本頂上，此時基本便會在墻體的外側發生破斷；通過對比知BC段的最大彎矩始終小于OA段的彎矩，故基本頂不會在充填體的上方破斷；通過對比知AB段的最大彎矩始終小于OA段的彎矩，同樣能夠得出基本頂的斷裂位置不會出現在巷道上方；實體煤幫在圍巖應力的作用下會在淺部產生塑性區，塑性區對頂板的支護反力較小，在極限平衡區邊界由于基本頂上覆荷載與直接頂的支承反力基本平衡，故基本不會發生撓曲下沉，便會在該處產生最大彎矩，從而致使基本頂在極限平衡區邊界發生破斷[4]。

通過上述分析能夠得出，在沿空留巷基本頂力學性質一定時，巖層無節理裂隙切割作用時，基本頂的位置會發生在實體煤的上方或者充填墻體的外側；當基本頂存在節理裂隙或局部弱化區域時，此時基本頂的破斷位置便可能在充填墻體上方或巷道上方。

2.2 基本頂給定變形量的確定

基本頂破斷后會在采空區側向形成關鍵塊體A、B、C，關鍵塊體B會一端支承在實體煤上方，另一端會旋轉下沉觸及矸石從而形成支撐。塊體B觸矸點的旋轉角和下沉量S表達式如下：

式中：M為工作面采高，k0為采空區矸石的碎脹系數，為直接頂的厚度，L為關鍵塊體B的長度，θ為關鍵塊體B的旋轉角，x為與關鍵塊體破斷位置的距離。

2.3 沿空留巷圍巖穩定性分析

根據大量理論分析與工程實踐[5,6]能夠得出，巷道頂板巖層從局部破壞到結構破話是漸進的過程，首先為直接頂破斷垮落后與基本頂之間出現離層，隨后基本頂巖層出現裂隙，隨著裂隙的擴展出現破斷、垮落及旋轉下沉，當下沉到與采空區內冒落矸石接觸后便會形成“斜跨梁”結構，使得圍巖達到平衡狀態，如圖3所示。

圖3 “斜跨梁”結構示意圖

從圖3中能夠看出，斜跨巖梁受到的作用力主要有自重和上覆巖層荷載的重量，A、C巖塊對關鍵塊體B的水平擠壓作用，水平擠壓力T可用下式計算：

式中：L為基本頂巖塊的長度，m；h為基本頂巖層的厚度，m；Q為基本頂巖塊的重量，kN；s為基本頂巖層的下沉量，m。根據上式可知基本頂巖塊越厚，關鍵塊體B越穩定；當基本頂巖層厚度一定時，基本頂破斷后形成巖塊的L/h較大時，利于綜放沿空留巷形成“斜跨梁”結構，巷道圍巖穩定性較好。在堅硬頂板沿空留巷過程中，“斜跨梁”結構越早形成，沿空留巷的圍巖便能夠得到較早的控制，因此可采取減小端頭割煤高度、向采空區破碎巖石中注入漿液及采取預裂爆破幫助直接頂切落等措施促使“斜跨梁”結構的盡早形成。

現代建筑在設計時除保證建筑的安全性、舒適度、智能化和生態環境因素外，還應注重能源的有效使用和節約，減小外圍護結構的傳熱系數，強化建筑外圍護結構的隔熱構造。

3 沿空留巷圍巖控制技術與效果

3.1 沿空留巷支護技術方案

由1198工作面運料巷設計斷面寬度為4.0m，高度為2.6m，巷道沿煤層底板掘進，巷內基本支護形式采用錨梁網聯合支護，頂板錨桿直徑為22mm，長度為2400mm，間排距為750×800mm，預緊力大于80kN，錨索采用Φ17.8mm×7000mm，并配合長2m的槽鋼進行支護，錨索梁采用“五花”布置；兩幫錨桿采用直徑為18mm，長為2m的錨桿，間排距為800×800mm，巷道支護斷面圖如圖4所示。

圖4 1198工作面運料巷基本支護斷面圖

根據前文對堅硬頂板綜放沿空巷道的分析知，由于充填體支護阻力及較厚的直接頂的作用下基本頂巖層不易于在充填體外側斷裂，因此，在基本頂斷后形成“斜跨梁”結構后，充填體及留巷需適應基本頂的回轉下沉變形，綜合考慮以上因素本次充填材料選用高水充填材料，充填材料的水灰比為1.5：1，充填墻體的寬度為1.5m，同時考慮到沿空留巷的使用要求，需對留巷進行補強支護，經過對巷道結構的分析，確定補強方案為：頂板中部補打1根型號為Φ17.8mm×7000mm的錨索，則1198工作面運料巷充填墻施工完畢及補墻支護后的巷道斷面圖如圖5所示。

圖5 巷道加強支護后斷面圖

當1198工作面回采推進后，運料巷以沿空留巷的形式保留下來，巷道一幫的充填墻體需要一定的時間才能提供足夠的支護阻力，故當充填墻體未達到設定強度前，需在巷道充填墻體側設置高阻力的支護，因此在沿空留巷時需對工作面后方一定范圍內的巷道頂板進行加強支護，根距1198工作面的地質資料，確定在工作面后方設置單體液壓支柱，具體參數為：單體支柱與非采幫之間的距離為1.5m，巷道內一排設置1根單體柱，柱間排距為1.0m，當支護距離達到20～30m后開始從后方回撤單體液壓支柱。

3.2 沿空留巷圍巖控制效果分析

在1198工作面運料巷實施沿空留巷后，通過在巷道頂板中部、對應底板中部、實體煤幫及充填墻體中部布置位移測站，對留巷的圍巖變形量進行觀測，根據礦壓監測所得數據，繪制成曲線如圖6所示，圖中負值表示測點位于工作面后方，正值表示測點位于工作面前方。

圖6 留巷圍巖變形曲線圖

從圖6中能夠看出在工作面前方0～40m范圍內圍巖變形量較小，巷道頂底板最大移近量為110mm，兩幫最大變形量為89mm，通過現有支護手段控制工作面前方圍巖變形量較小，為沿空留巷的實施提供了保障；工作面后方頂底板的最大移近量為528mm，兩幫移近量為352mm，頂底板移近量與兩幫移近量相差最大處有178mm，留巷變形后斷面的收縮率為30%，符合巷道的使用要求。

圖7 留巷兩幫移近量曲線圖

再根據礦壓監測數據具體繪制出實體煤幫及充填墻體幫或采幫的圍巖變形曲線，如圖7所示。

從圖7中能夠看出，在工作面前方0～40m的范圍內，采幫的最大位移為56mm，實體煤幫的最大位移為33mm，當巷道圍巖變形穩定后，充填墻幫的最大位移量為108mm，實體煤幫的最大位移為243mm，根據曲線能夠看出實體煤幫的圍巖變形比充填墻幫的變形更嚴重，實體煤幫的移近量占到兩幫移近量的69%，根據兩幫監測數據能夠得出現有巷旁充填體的加固技術效果較好，有效的控制了充填墻體的變形。

4 結 論

1）通過對沿空留巷基本頂斷裂前建立模型分析，得出基本頂四種可能的破斷位置，堅硬頂板沿空留巷上覆基本頂破斷后形成“斜跨梁”結構，巷道和充填體需主動接受基本頂的“給定變形”。

2）根據對1198工作面沿空留巷結構的分析確定充填墻選用高水確定充填材料，材料的水灰比為1.5：1，充填墻體的寬度為1.5m，并在巷道原有基本支護的基礎上在巷道中部補打一根錨索對巷道圍巖進行控制。

3）根據對1198工作面運料巷實施沿空留巷后的礦壓監測數據顯示，留巷所用巷旁充填體的加固技術較好，現有巷道支護手段有效的控制了沿空巷道的圍巖變形。