高瓦斯3206工作面沿空留巷圍巖控制研究

姬志朋

（山西高平科興南陽煤業有限公司，山西 晉城 048400）

沿空留巷是一種無煤柱護巷方式，其能有效提高煤炭采出率，緩解采掘接替緊張，減少巷道掘進，采用的Y型通風方式可保證高濃度瓦斯的有效排放[1-7]。但由于沿空留巷要經歷多次強烈的采動影響，巷道圍巖變形劇烈。本文以南陽煤礦3206工作面沿空留巷為背景，對其留巷圍巖變形破壞規律及支護技術進行研究。

1 工程概況

3206工作面主采煤層為3號煤層，水平標高為+839 m，采用傾斜長壁綜采放頂煤采煤法，全部垮落法管理頂板。采高平均3 m，放煤高度2.2 m，采放比為1:0.73。工作面長度180 m，傾斜長度1860 m，煤層平均厚5.2 m。偽頂為平均0.2 m的黑色薄層狀泥巖；直接頂為細沙巖、粗砂巖，平均厚度9 m；基本頂為細粒砂巖、中粗砂巖，平均厚度15 m左右。該工作面的水文地質條件簡單，工作面無斷層等構造，煤層屬不易自燃煤層，無煤塵爆炸性。工作面最大絕對瓦斯涌出量17.44 m3/min，為高瓦斯礦井。巷道及工作面的布置如圖1。3206回風順槽斷面為矩形斷面，留巷巷道通風斷面設計寬度4 m，充填體寬度1.5 m，承擔工作面的回風任務。

圖1 巷道及工作面的布置

2 沿空留巷圍巖應力分析

沿空留巷不同于普通回采巷道，從掘進到留巷各期間其圍巖受不同程度的采動影響，圍巖變形劇烈。圖2為留巷的圍巖結構及應力分布圖。側向工作面回采以后，采空區側頂板巖層在重力的作用下將主動垮落[8]，在巷旁支護初支撐力的作用下，頂板巖層將在巷旁支護外側斷裂；在頂板側向支承壓力的作用下，巷道煤幫煤體將經歷彈性階段、塑性階段和破壞殘余階段，形成彈性區、塑性區、破裂區。

圖2 留巷的圍巖結構及應力分布圖

2.1 沿空留巷圍巖煤幫應力分析

在距離巷道煤幫x處取一個單元體為研究對象，長度為dx，高度為煤層高度。假設煤體與頂底板的黏聚力均為c，摩擦系數均為f，單元體各方向的受力為：σx、σy、σx+dσx、c、f·σy+c。由于煤幫煤體位移方向指向巷道，忽略頂底板的位移，因此力f·σy+c指向x方向，Px為巷道煤幫的支護強度，如圖3。

圖3 巷道幫部煤體單元體受力分析

（1）破裂區應力分析

由圖3建立x方向的平衡方程：

由Mohr-Coulomb準則得到：

式中：φ為破裂區內煤體的內摩擦角，（°）。

將（2）式代入（1）式得到：

考慮邊界條件：σy|x=0=εσx|x=0+Se=εPx+Se，其中Se=2Ccosφ(1 - sinφ)，C為煤體的黏聚力。

求解得到破裂區內煤體垂直應力σy為：

（2）塑性區應力分析

在破裂區與塑性區交界處有σy|x=x1=σc，σc為破裂區煤體抗壓強度。

同理可得到塑性區垂直應力為：

根據煤層應力連續邊界條件，塑性區與破裂區交界處，σy2|x=x2=KγH，K為應力集中系數。代入（5）式得到：

式中：hm為巷道高度，m；φu、φd為煤幫與頂底板巖交界處的摩擦角，（°）。

根據3206工作面煤巖體力學參數實測得到的力學參數為：C=1.45 MPa，φu=φd=33°，f=0.2，M=5.2 m，hm=3 m，Px=0.15 MPa，γH=6.58 MPa，K根據現場壓力監測，取K=2.5，φ=27°，c=2.0 MPa，σc=1.2 MPa。由上述數據計算得到x1=1.63 m，x2=4.19 m。巷道左幫煤體裂隙區范圍1.63 m，塑性區2.56 m。

2.2 沿空留巷巷旁支護作用機制分析

巷旁支護體應力特征及變形特點主要分為3個階段：第一階段，上區段工作面回采時，受采空區側向頂板垮落影響，巷旁支護體承受的載荷不斷增大，變形量顯著增加；第二階段，留巷穩定階段，隨著遠離工作面，沿空留巷圍巖變形與頂板巖層的運動趨于穩定，巷旁支護體受力基本不變，但隨著支護體強度的降低，也可能發生支護失穩破壞；第三階段，受第2個工作面前方超前支承壓力與上區段工作面采空區側向支承壓力疊加影響，巷旁支護體載荷將迅速增大，發生劇烈變形，但該階段影響范圍小，作用時間較短。

根據巷旁支護體不同階段的受力特征，得到其作用機制有如下特點：具有早強、快速增阻的力學特性，能保持直接頂的完整性與自承能力，有效地切落頂板；具有一定的可縮量，適應頂板的變形，剛柔結合；具有較高的后期強度，發生大變形的充填體在疊加支承壓力作用下仍然能保持結構的穩定性。

3 沿空留巷圍巖控制

3.1 巷道原始支護

巷道掘進期間，頂板錨索采用高強度低松弛鋼絞線，呈“2-1-2”布置。錨索規格為Ф22 mm×6300 mm，排距為1000 mm，當排布置2根錨索時間距為2500 mm，1根錨索時布置在巷道中心線位置。頂板錨桿采用Φ22-2500無縱筋專用螺紋鋼錨桿，每排布置6根，間排距為1020 mm×1000 mm。錨桿錨固力不小于90 kN，預緊力矩為300 N·m，頂角錨桿與幫角度為25°。頂網采用5900 mm×1200 mm、50 mm×50 mm菱形網孔矩形金屬網。

右幫錨桿采用Φ22-2500無縱筋專用螺紋鋼錨桿，每排布置3根，間排距為1300 mm×1000 mm，其中上部錨桿距頂200 mm，并向上傾斜15°，下部錨桿距底板400 mm。錨桿錨固力不小于90 kN，預緊力矩為300 N·m。左幫錨桿采用Φ22-2500玻璃鋼錨桿，每排布置4根，間排距850 mm×1000 mm，其中上部錨桿距頂200 mm，下部錨桿距底板300 mm。錨桿錨固力不小于70 kN，預緊力矩為70 N·m。幫網采用3000 mm×1200 mm、50 mm×50 mm菱形網孔矩形金屬網。

3.2 初次采動補強支護

受上區段工作面超前支承壓力影響，需對巷道進行加強支護。超前支護為兩排單體柱配合鉸接梁支護，在轉載機的兩側各支設一排，排距1.0 m，兩排柱間距為3.50 m，長度為30 m，左排柱距巷道北幫1.50 m，右排柱距巷道南幫1.0 m。

3.3 留巷階段支護

3206工作面留巷前，提前在3206皮帶順槽內補打錨索對頂板加強支護，補強錨索超前柔模墻50 m，將頂板錨索補強為“三四三”支護方式。由于巷道幫部塑性區與破裂區范圍超4 m，所以在幫部打入補強錨索，錨索規格為Ф21.6 mm×4800 mm，間排距為850 mm×1000 mm。留巷段支護采用“一梁三柱+3.0 m π型梁”加強支護，每排3根單體柱配合π梁進行支護。留巷后支護長度不小于230 m，排距1.0 m。新澆筑的混凝土充填體，沿邊沿打設一排加強單體，待礦壓穩定后，依次將單體柱回收。單體柱回撤后立即對柔模的對拉錨桿進行預緊。為確保留巷頂板安全，末端30 m鋼棚不進行回撤。支護方案如圖4所示。留巷時，工作面機頭至5#架段頂板鋪設聯接金屬網，工作面割煤后緊跟支架尾梁沿采空區支設木柱。工作面開始沿空留巷后，機頭過渡架與柔模之間的空間采用單體柱進行支護，沿切頂線處支設圓木，圓木直徑≥16 cm，傾斜圓木與垂直圓木交錯布置，間距40 cm（即每一循環支設2根切頂圓木）。

圖4 沿空巷道圍巖支護圖（mm）

4 留巷圍巖控制效果

（1）頂板離層情況

在頂板布置多點位移計監測頂板圍巖不同位置處的離層量，如圖5（a）。超前工作面90 m處頂板開始離層，超前約20 m時頂板圍巖離層量突然陡升。超前工作面頂板0～2 m、2～4 m、4～6 m的離層量分別為60 mm、42 mm、24 mm，頂板總離層量為116 mm。這說明頂板超前臨時支護效果較好。滯后工作面0～40 m范圍內，頂板離層量上升較緩；在40～120 m范圍內頂板離層量不斷增大；在滯后工作面120 m時，頂板圍巖離層量總量為302 mm。其中，0～2 m范圍離層量占總量的52.9%，表明留巷頂板淺部下位巖層是最主要的離層區，且總體離層量均較小，說明頂板支護措施效果較好。

（2）圍巖變形量

在沿空留巷內安裝圍巖表面位移測站，監測滯后工作面不同距離的圍巖變形，得到不同階段圍巖變形曲線如圖5（b）。留巷圍巖經歷強烈的采動影響后，在滯后工作面250 m范圍內，頂板下沉為103 mm，煤幫移近量為230 mm，柔模充填體移近量為19 mm，底鼓量為361 mm。頂板和充填體變形基本穩定，煤幫和底板雖仍有增長的趨勢，但總體在有效控制范圍內，巷道能夠滿足礦井的安全生產。

圖5 巷道監測結果

5 結論

（1）理論分析了沿空留巷圍巖變形規律，得到了其煤幫破裂區、塑性區的應力分布公式及其分布范圍。結合巷旁支護不同采動影響時期的受力特征，分析了留巷不同時期的變形機制。

（2）針對沿空留巷不同采動時期的應力環境及變形規律，制定了不同階段的支護方案，并對巷道圍巖變形進行現場監測。結果顯示頂板圍巖總離層量較小，主要的離層區為頂板淺部下位巖層。在滯后工作面250 m范圍內，頂板、煤幫、柔模充填體、底板變形量分別為103 mm、30 mm、19 mm、361 mm，說明頂板和充填體變形基本穩定，支護效果較好。