沿空留巷锚网索梁点支柱联合支护的应用研究

时志伟，马智勇，于亚南

(河南义煤集团耿村煤矿，河南 渑池 472431)

沿空留巷具有煤炭回收率高、回采工作面衔接合理、巷道掘进率低、掘进排矸少，对于缓解采掘紧张关系和实现矿井集约化生产具有显著效果。沿空留巷从空间上使巷道处于开采后应力重新分布的低应力区，但从时间上无法避免采动支承应力重新分布过程中的剧烈作用，巷道需要经受两次采动影响，矿压显现强烈，巷道维护难度大。因此，如何提高巷道围岩自身的承载能力和合理的支护设计，以满足巷道使用期间通风、运输、行人的需要，是留巷的关键。本研究以冀中能源股份有限公司章村煤矿2404运输巷进行了留巷实验，对留巷的过程视为一个系统工程，从掘进前的巷内支护参数设计、巷道施工到留巷期间的巷旁支护方式与参数选择，以及工作面回采期间的超前加强支护统筹考虑，保证了沿空留巷技术的成功实施。

1 工程概况

章村煤矿2404工作面是4224采区的首采面，北部为设计2402工作面，下部为设计2406工作面，东部以4224采区皮带下山为界，西部以4224采区边界线为界。本面地层总体为单一倾斜煤层，走向北东向，地层倾角 6°～20°，平均 13°左右。2#煤层直接顶为砂质泥岩及细砂岩复合顶板，硬度较低;煤层底板为砂质泥岩或泥岩，加有多层小煤。巷道断面大小设计断面为宽×高=4.0 m×2.3 m，由于断面为梯形，上帮高约2.65 m，下帮高约1.95 m。

2 掘进期间围岩控制机理分析及支护形式

2.1 支护机理分析

当不考虑采动影响时，采用公式(1)进行巷道塑性区大小的计算，根据岩石力学试验成果，得出沿空留巷参数表见表1。

表1 沿空留巷相关参数表

式中:

R＇—极限平衡区深入岩体中的深度，m;

R—极限平衡区半径，m;

r0—巷道半径，m。

k2—煤岩体力学参数修正系数。

根据公式(2)计算出极限平衡区深入岩体中的深度，确定2404工作面所在区域的围岩为IV类一般不稳定围岩。并且对巷道的变形进行了地质和矿压分析，决定采用锚网支护系统。这类支护不仅能对围岩向巷道内变形和移动产生一定的阻力，而且本身又具有某种程度的变形能力，以便使能量继续得到一定程度的释放。

2.2 锚网支护系统

顶板支护:顶锚杆选用d22的高强度左旋螺纹钢体制作，选用树脂药卷全长锚固，锚杆长度取2000 mm。顶板采用钢筋梯子梁，铁丝网，钢质托盘作为辅助支护。钢筋梯子梁用d14钢筋横纵筋焊接而成，两根纵筋长3800 mm，平行间距50 mm，横筋平行焊接。铁丝网为经纬编织网，规格:长×宽=4.2 m×1.0 m，网片之间搭接100 mm，每隔300 mm用双股12#铁丝连接，铺网时长边垂直于巷道方向。托盘规格:长×宽×厚=120 mm×120 mm×10 mm。

巷帮支护:帮锚杆选用直径d18的普通杆体制作，选用树脂药卷端头锚固。锚杆长度按挤压加固作用形式设计。帮锚杆长度定为2.0 m。锚杆间距0.80 m。两帮采用梯子梁和 120 mm×120 mm×10mm的钢质托盘。梯子梁采用d10 mm钢筋横筋与纵筋焊接而成，宽50 mm，长2.4 m，垂直于巷道方向布置。双抗塑料网作帮网，宽1.2 m，长3 m，顺巷道方向布置，网间搭接不小于0.15 m，用双股12#铁丝连接，连接间距不大于0.3 m。

3 回采期间加强支护

3.1 巷内顶板永久加强支护

考虑一次采动影响时，采用公式(3)进行巷道塑性区大小的计算，取采动影响系数，并代入表1的参数值，得工作面2404回采过程中巷道围岩极限平衡区半径为:

极限平衡区深入围岩中的深度:

查巷道围岩分类表可知，沿空留巷在受到2404工作面采动影响时，其巷道围岩属于Ⅴ类，属于不稳定围岩。

从顶板载荷的粗略估算考虑，留巷巷道顶板载荷由直接顶垮落带悬岩重量与老顶裂隙岩梁的附加载荷组成。根据数值模拟分析－工程类比和理论计算－顶板载荷为直接顶载荷与老顶载荷之和－直接顶载荷为其本身的重量－老顶的载荷以直接顶载荷的倍数来估算－则顶板载荷可按如下公式估算确定。

式中:

Q—顶板载荷集度;

M—采高，m;

γ—顶板岩石容重，kN/m3。

即沿空巷道的载荷与开采厚度成正比关系，顶板压力相当于采高的4～8倍岩柱重量。取M=1.5 m，γ =2500 kN/m3，则:

沿空留巷顶板悬梁载荷强度最大为0.3 MPa。

综合回采期间极限平衡区深入围岩的深度和对顶板载荷的粗略估算两方面考虑，表明在回采期间，随着采动的影响，矿压明显显现，尤其在第二阶段的岩层强烈沉降期，巷道变形严重，直接顶会整体下沉，塑性区深入围岩中的深度达到了3.0 m，而先前采用的普通锚网支护时锚杆长度只有2.2 m，显然不满足安全要求。所以在这一阶段，必须加强对巷道顶板的支护措施，采用锚索支护对巷道顶板进行加强支护。

巷道永久加强支护采用锚索支护，在下巷超前支护前(超前工作面不小于25 m)，提前完成补打锚索工作。在上帮距原巷道中心线1.5 m处和巷道中心线处补打 2道锚索梁。锚索采用 d17.8mm，L8300 mm钢绞线制作，长度8.3 m，锚索梁为16#槽钢制作，顺巷布置，间距2.4 m，排距1.5 m，每孔装树脂药卷S2370一卷、Z2360两卷。锚索安装后1 h涨拉到设计预紧力(150 kN)。

3.2 巷道临时性加强支护

由沿空留巷矿压显现规律可知，随工作面推进，工作面前后方支承压力呈现规律性变化，超前工作前方40 m左右范围内支承压力最大，工作面后方超过120 m范围支承压力逐渐减小，矿压显现最不明显。鉴于此，在工作面前方需要进行沿空巷道的加强支护，后方一定范围内可拆除部分支护。

超前工作面不小于20 m打自上帮起第一、第三排单体和铰接梁，工作面机头拉架后，按设计加打第二排单体和铰接顶梁，并在上帮吊挂金属网片，同时把巷内积货清理干净。待留巷段压力变小，变形趋缓时(大约在工作面推进100 m)，先摘除第二排、第三排单体铰接顶梁，外运待用。留巷稳定后(大约在工作面推进200 m时)，在留巷内将单体铰接梁全部摘除，及时拆下矿工钢架棚支护，随拆随支，跟拆间距不大于1 m，及时形成二次支护结构。摘除所有单体后，也可视巷道压力情况将矿工钢架棚改为点柱。先在上帮空区侧按间距0.5 m加打红松木柱，然后摘除第一排单体和铰接顶梁，依次循环进行。

4 巷旁支护

沿空巷道的煤帮一侧相对稳定，其支护较为简单;而采空区一侧的压力情况相对复杂，需加强对支护设计的研究。应用较多的巷旁支护形式有以下几种:1)木垛;2)密集支柱;3)矸石带;4)砌块;5)巷旁充填带。针对章村煤矿煤层无自燃，瓦斯含量小的特点。实现了无人工充填巷旁支护。

上工作面回采后，预留巷道一侧的巷帮变为工作面直接顶的冒落矸石，矸石体被上覆岩层压缩时，矸石体除自重产生垂直方向应力外，还受顶板下沉荷载q0作用，根据广义库仑理论，其计算式为:

式中:

σa—沿深度方向的主动土压力分布强度，kPa;

γ—墙后填土的容重，kN/m3;

z—计算土压力点的深度;

Ka—主动土压力系数，按式(10)计算;

φ—为填料内摩擦角，根据相关研究成果，此处取经验值40°。

则其对支护结构的侧向压力为:

由上述计算可知，冒落矸石是作用在支护结构上的侧压力，顶板岩层触矸以后，最大侧压力为47.2 kPa。根据土压力定义可知，当支护结构被推动至发生横向位移后，墙后土体会随即发生滑动，并由此引发上覆岩层的新一轮运动和应力调整，使稳定后的顶板岩层再次发生运动，严重时会导致巷道维护的失稳。故进行巷帮支护设计时，应确保支护阻力大于最大侧压力，防止支护结构发生横向位移。

工作面回采过程中，为防止采空区矸石窜入巷内，在上帮第一排单体采空区侧，吊挂1.2 m ×2.2 m长的金属经纬网护帮，网片间搭接0.1 m，并用14#铅丝每隔0.2 m双丝扭结牢固，形成系统的半边挂网挡矸、通过“顶接十字顶梁”、“底穿特制铁鞋”在其后背裱半圆木等措施以平衡采空区侧向压力，形成无人工巷旁充填进行护帮。留巷最终支护效果见图1。

图1 2404运输巷联合支护系统

5 支护效果分析

对下巷进行每日的矿压观测，以确定巷道顶板及两帮的变形量，具体的测试结果如图2～4所示。

图4 顶板下沉量示意图

由图2～4可知，离煤壁越近的巷道变形量越大，随着工作面的逐渐推进，变形量逐渐减小至某一固定值。巷道两帮的变形量在距煤壁0～145 m左右时逐渐变大，超过145 m后趋于稳定。巷道的顶底板变形量在距煤壁120 m前呈逐渐增加的趋势，在越过该距离后基本保持不变。顶板下沉量在距煤壁距离超过130 m后趋于稳定。

由以上分析可知，在距煤壁距离100 m之前，受动压影响最为严重，在该阶段各变形量也呈逐渐增加的趋势，在超过120～140 m后，巷道的两帮变形量、顶底板变形量及顶板下沉量都保持某一固定值，说明巷道在超过该距离后基本不受动压影响，至留巷的成巷阶段。

6 结论

1)以极限平衡区深入围岩内的深度分类指标为依据，确定巷道掘进期间采用锚网支护系统。

2)以沿空留巷矿压显现规律为依据，对所留巷道进行永久加强支护和临时加强支护，永久加强支护采用补打锚索的方式，临时加强支护采用单体液压支柱配合十字铰接顶梁。

3)巷帮采用“单体液压支柱配合铰接十字顶梁背裱半圆木金属网阻隔矸石”的新型无充填护帮形式，形成无人工充填的巷旁支护形式。

4)通过2404工作面回采证明，沿空留巷采用锚网索梁点支柱联合支护是合理、可行、有效的，巷道满足了生产、通风和行人的要求，达到了预期的效果。锚网索梁点支柱联合支护在沿空留巷中的成功应用，为类似条件下沿空留巷提供了宝贵的实践经验。

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