深部矿井沿空留巷围岩控制技术研究

雷转霖，柏建彪，陈 勇，朱才坤，卢海超，杨 帆，郝胜鹏

(1.甘肃窑街煤电集团 海石湾煤矿，甘肃 兰州 730000；2.中国矿业大学 矿业工程学院 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221008)

深部矿井沿空留巷围岩控制技术研究

雷转霖1，柏建彪2，陈 勇2，朱才坤2，卢海超2，杨 帆2，郝胜鹏2

(1.甘肃窑街煤电集团 海石湾煤矿，甘肃 兰州 730000；2.中国矿业大学 矿业工程学院 煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏 徐州 221008)

针对深部矿井沿空留巷围岩变形严重的问题，以海石湾煤矿6113工作面运输巷沿空留巷为工程背景，采用数值模拟和理论分析的方法，研究了深部沿空留巷围岩位移、塑性区等演化规律，得到：充填体宽度2.5m，配合巷内基本支护、巷内超前支架、工作面后方单体液压支柱加强支护，充填区域顶板采用锚杆、锚索加强支护，巷道变形得到了有效控制，深部沿空留巷取得成功，为类似条件沿空留巷提供参考。

深部巷道；沿空留巷；高水材料；巷道支护

沿空留巷受2次工作面采动影响，巷道维护比较困难，设计合理的巷旁和巷内支护形式及参数是确保沿空留巷围岩稳定的关键[1-3]。深部沿空留巷埋深大，上覆岩层大范围剧烈活动，矿压显现剧烈，高原岩应力与采动应力叠加，导致围岩变形剧烈，深部沿空留巷围岩变形控制异常困难[4-6]。

因深部原岩应力大，采用煤柱护巷时，不仅降低了煤炭采出率，而且，所留煤柱形成应力集中，易诱发煤与瓦斯突出及冲击地压、采掘接替紧张。

因此，研究深部沿空留巷围岩变形特征和控制技术具有重要的实用价值。

1 生产地质条件

海石湾煤矿主采的煤二层为CO2突出煤层，开采上部稳定的油页岩(称为煤一层)作为解放层。6113工作面即开采油页岩，平均埋深800m，煤一层厚度稳定、平均厚为4.14m，最大采高4.5m、平均采高4.14m，其顶底板岩性详见图1。

图1 6113工作面钻孔柱状

留6113工作面运输巷作为6114工作面的轨道巷。6113工作面运输巷宽×高为4.5m×3.5m、留巷后要求4.0m×3.5m。

2 深部沿空留巷巷旁支护

与传统的巷旁支护体(木垛、矸石、密集木支柱以及混凝土块)相比，高水材料巷旁支护体具有承载能力大、密闭性能好、机械化程度高以及凝固和增阻速度快等优点[7-9]。

2.1 充填体宽度对围岩变形影响

利用FLAC模拟巷旁充填体的强度为10MPa，宽度分别为2.0m，2.5m，3.0m和3.5m时，沿空留巷变形量与充填体宽度之间的相互关系，如图2所示。

图2 充填体宽度对围岩变形影响

由图2可以看出：

(1)当充填体宽度由2m增加至2.5m时，巷道实煤帮变形量降低值在42.5～124.1mm之间，当充填体宽度由2.5m增加至3.0m时，实煤帮变形量降低值在9.4～31.4mm之间，而在3.5m宽度下，实煤帮变形量与3.0m宽度时的变形量相比变化不大。因此，充填体宽度由2.0m增加至2.5m时，实煤帮变形量降低幅度最大。而超过2.5m的充填体对降低实煤体帮的变形作用不是特别大。

(2)随着充填体宽度的增加，充填体的变形量趋于减小。当充填体宽度由2.0m增加至2.5m时，充填体的变形量减小最大，减小范围在49.4～260.6mm之间，而当充填体宽度由2.5m增加至3.0m时，充填体的变形量仅是充填体宽度从2.0m增加至2.5m时的变形量的2/5左右。当充填体宽度由3.0m增加至3.5m时，充填体变形量降低幅度与充填体宽度由2.5m增加至3.0m时的降低幅度相比基本上没有太大变化。这说明充填体宽度由2.5m增加到3.5m时，充填体的变形量并没有得到明显的减小，加大充填体宽度的作用不明显。

(3)充填体受到顶板压力的作用发生变形，其上的顶板高度也随之下降，顶板下沉量在一定程度上可以反映出充填体下沉量的大小。充填体宽度由2.0m增加至2.5m时，顶板下沉量减小情况较充填体宽度由2.5m增加至3.0m以及充填体宽度由3.0m增加至3.5m时的效果明显，最大变形量降低幅度为273.9mm。

总体看来，随着巷旁充填体宽度的增加，巷道围岩变形量为降低的趋势，即巷旁充填体宽度越大，巷道围岩变形量越小。但是当充填体宽度增加至2.5m以后，充填体宽度对于巷道围岩变形量的影响效果并没有在宽度2.0m增加至2.5m时明显。巷旁充填体宽度的确定还需要考虑巷旁充填体宽度对巷道围岩塑性区的影响。

2.2 充填体宽度对围岩塑性区的影响

巷道开挖以后，原岩平衡状态遭到破坏，围岩应力重新分布，巷道围岩破坏由浅部向深部传播，当巷道围岩达到新的应力平衡后，在巷道周围会形成塑性区，如图3所示。

λ=38.571+6.574χ1+46.191χ2-2.115χ3-1.228χ1χ2+0.026χ1χ3+0.725χ2χ3-0.225χ12-21.179χ22+0.011χ32。

图3 充填体宽度对围岩塑性区的影响

当充填体宽度为2.0m时，巷道围岩变形严重，顶板下沉、底鼓以及两帮移近量都较大，使得巷道表面出现拉应力破坏区，顶板以及实煤体帮破坏深度都在1m左右，而底板破坏深度达到了2m。充填体只有靠近采空区侧有一定剪切破坏。

充填体宽度为2.5m时，巷道围岩拉应力破坏和剪切破坏范围明显较小，巷道实煤帮侧只有靠近顶板处存在剪切破坏的情况，而顶板下沉量降低以后，顶板拉应力区域消失，并且底板拉应力破坏范围由2m降低至1m。底板靠近实煤帮一侧表现为拉剪混合破坏。

随着充填体宽度再增加0.5m，巷道围岩塑性区分布较2.5m宽度充填体没有明显变化，但是由于巷道围岩变形量减小，使得底板拉应力破坏区消失，因实煤体帮变形量增加，在巷道实煤体帮一侧出现深度为1m左右的拉应力破坏区，顶板区域出现拉剪混合破坏区域。

当充填体宽度增加至3.5m以后，巷道围岩以剪切破坏为主，巷道围岩变形量进一步减小，拉应力区消失。但是剪切破坏深度较2.0～3.0m时没有较大程度地改变。

综合考虑经济效益和变形控制，最终确定充填体宽度为2.5m。

3 深部沿空留巷巷内支护

沿空留巷围岩变形量大，破裂区、塑性区范围大，浅部围岩裂隙发育，巷道围岩变形破坏严重。为有效控制围岩，支护体系必须既能减小围岩变形又能适应围岩变形[10]。

3.1 基本支护

由于沿空留巷在其服务期内要经历2次采动支承压力的影响，相比锚杆支护架棚支护属于“被动”支护，基本不具有初期支护阻力，后期支护阻力也较小且可缩量有限，所以架棚支护不能适应沿空留巷围岩大变形特征[11-12]，应采用锚杆、锚索支护。

图4为巷道变形量与锚杆直径、长度、间排距的关系。

图4 巷道变形量与锚杆参数的关系

随着锚杆直径、长度的增大，围岩表面位移量有所减小。当锚杆直径增加至22mm时，巷道围岩变形基本稳定，与增加到24mm的区别不明显，考虑现有材料及配套机具，选择锚杆直径22mm。当锚杆的长度由2.4m增加到2.6m时，巷道围岩变形量基本无变化，所以考虑到成本因素，确定锚杆长度为2.4m。

当锚杆排距由600mm增加至700mm时巷道变形量增加不大，而当增加至800mm，900mm以后，巷道围岩变形量有明显增大，因此，考虑控制巷道围岩变形，确定锚杆排距为700mm。

随着锚杆间距的增大。围岩表面位移量随之增大：当帮锚杆间距从650mm增加到750mm时，巷道围岩变形量变化不大；当增加到800mm时，巷道围岩变形加剧。顶锚杆间距从650mm增加到700mm时，巷道围岩变形量变化不大；当增加到750mm，800mm时，巷道围岩变形量明显增加。因此，考虑控制巷道围岩变形效果，确定帮锚杆间距为750mm，顶锚杆间距为700mm。巷道具体支护参数如图5所示。

图5 巷道支护断面图

3.2加强支护

3.2.1巷内超前支架加强支护

为保证充填工作安全顺利进行，减轻工作面采动超前支承压力对巷道的影响，确保留巷达到较好的技术指标，需对工作面前方进行超前加强支护。巷内临时加强支护措施：超前工作面煤壁20m采用超前液压支架支护或单体液压支柱加强支护。

3.2.2工作面后方单体液压支柱加强支护

图6 沿空留巷加强支护示意

3.2.3 充填区域顶板加强支护

锚杆间排距为800mm×800mm，每2排锚杆间打2根锚索，分别距巷中3000mm，4200mm，锚索采用直径21.6mm×6300mm的锚索，每排最外边上的锚杆分别向采空区侧倾斜15°，其余锚杆均垂直顶板施工，如图6所示。施工时，锚杆锚索外露长度尽可能小，锚杆不超过50mm、锚索不超过250mm。

4 沿空留巷效果分析

在海石湾矿6113工作面运输巷沿空留巷过程中，进行了针对顶板、两帮的变形量和变形速度监测。在巷道中每间隔20m设置1个检测站，共采集4个监测站的数据，绘制如图7所示的巷道围岩变形曲线。

从图7中可以看出，顶底板的最大下沉量450mm，当距离工作面50m左右，顶底板的移近速度达到了最大55mm/d，当距工作面110m之后，基本稳定。两帮的移近量最大达到110mm左右，最大变形速度15mm/d，随着工作面的远离，两帮变形量逐渐减小，直到距工作面约120m左右趋于稳定。

图7 留巷围岩变形规律

根据现场数据，巷旁充填体的变化量不大，能够切落上方足够高度的顶板，并很好地适应巷道围岩的变形。

5 结论

(1)深部沿空留巷围岩变形量大、破碎、应力高、矿压显现剧烈。当巷道埋深800m，平均采高4.14m，巷道高度3.5m，充填体高度3.5m，采用2.5m宽的高水材料巷旁充填体取得成功。

(2)分析了深部沿空留巷围岩应力、位移、塑性区等演化规律，研究得到了深部沿空留巷围岩变形破坏特征，为研究开发深部巷道围岩控制技术提供依据。

(3)随着巷旁充填体宽度的增加，巷道围岩变形量为降低趋势，但当达到一定值时，充填体宽度的影响减弱。深部矿井沿空留巷时，配合巷内基本支护、巷内超前支架、工作面后方单体液压支柱加强支护，充填区域顶板采用锚杆、锚索加强支护，可有效控制留巷围岩变形。

[1]孙恒虎，赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M].北京：煤炭工业出版社，1993.

[2]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术,2006,34(12): 78-81.

[3]陈 勇.沿空留巷围岩稳定机理与控制技术研究[D].徐州：中国矿业大学,2012.

[4]李德忠，深部矿井开采技术[M].北京：煤炭工业出版社，2005.

[5]康红普,牛多龙,张 镇.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报,2010(10): 1977-1987.

[6]贺永年，韩立军，邵 鹏，等.深部巷道稳定的若干岩石力学问题[J].中国矿业大学学报， 2006，35(3)：288-295.

[7]柏建彪,周华强,侯朝炯,等.沿空留巷巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报,2004,33(2): 183-186.

[8]陈 勇,柏建彪,朱涛垒,等.沿空留巷巷旁支护体作用机制及工程应用[J].岩土力学,2012,33(5):1427-1432.

[9]郭育光,柏建彪,候朝炯.沿空留巷巷旁充填体主要参数研究[J].中国矿业大学学报，1992(4)：4-14.

[10]陈 勇,柏建彪,王襄禹，等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用[J].煤炭学报,2012,37(6):903-910.

[11]陈尚本,孙庆国,张修峰.锚索支护在深井条件下的应用实践[J].煤矿开采,2002，7(2):26-27.

[12]华心祝,马俊枫,赵少华，等.锚杆支护巷道巷旁锚索加强支护沿空留巷围岩控制机理研究及应用[J].岩石力学与工程学报[J].2005，24(12).

[责任编辑：林健]

TechnologyofControllingSurroundingRockofRoadwayRetainedalongGobinDeepMine

LEI Zhuan-lin1,BAI Jian-biao2,CHEN Yong2,ZHU Cai-kun2,LU Hai-chao2,YANG Fan2,HAO Sheng-peng2

(1.Haishiwan Colliery,Gansu Yaojie Coal and Power Group,Lanzhou 730000,China;2.State Key Laboratory of Coal Resource and Safe Mining,Mining Engineering School,China University of Mining & Technology,Xuzhou 221008 ,China)

According to serious deformation problem of surrounding rock of roadway retained along gob in deep mine,applying numerical simulation and theoretical analysis method,variation rule of surrounding rock displacement and plastic zone of transportation roadway retained along gob in 6113 mining face of Haishiwan Colliery was researched.Results showed that setting stowing body width as 2.5m,cooperated with basic supporting,anchored cable reinforcement supporting,single hydraulic prop supporting behind of mining face,anchored bolt and cable supporting roof at stowing area,made roadway deformation controlled effectively.Retaining roadway along gob in deep mine was successfully.This provided reference for retaining roadway along gob under similar condition.

deep roadway; retaining roadway along gob; high-water material; roadway supporting

2014-06-27

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.05.005

中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助项目(SKLCRSM13X07)

雷转霖(1968-)，男，甘肃通渭人，工程师，从事煤矿安全技术管理工作。

雷转霖，柏建彪，陈 勇，等.深部矿井沿空留巷围岩控制技术研究[J].煤矿开采，2014，19(5)：16-19，40.

TD353

A

1006-6225(2014)05-0016-04