沿空留巷的支护设计及观测分析

2018-11-19杨晓寒

陕西煤炭 2018年6期

关键词：空留巷区段锚索

杨晓寒

(山西汾西矿业集团水峪煤业，山西孝义 032302)

0 引言

1 工作面概况

1.1 地质概况

某矿根据生产接续及现场实际情况，选择综采工作面轨道顺槽作为沿空留巷的工业试验巷道，留巷成功后作下区段工作面的运输顺槽。该工作面所采煤层为二叠系上统龙潭组煤，厚度1.8～3.0 m，平均2.7 m，煤层较稳定，结构简单。黑色，块状、粉粒状，细～宽条带结构，粉粒状～块状构造，煤质相对较硬。煤层倾角总体较小，工作面掘进方向煤层伪倾角，停采线附近，倾角6°～12°，切眼附近倾角8°～20°，从切眼往回风平硐方向煤层倾角2°～8°。煤层埋深1 394～1 448 m，工作面内东南方向埋深大，西北方向埋深小，总体趋势由东南向西北递减，煤层厚度比较稳定，厚度变化较小，在轨顺停采线附近煤层由于受褶皱构造影响，局部变薄。巷道顶底板情况见表1。

表1 巷道顶底板情况

根据现有资料分析，本工作面掘进期间揭露2条正断层，一条落差2.8 m，另一条落差0.7 m，工作面回采过程中不排除揭露断层的可能，施工期间，必须加强顶板管理，确保施工安全。

1.2 巷道布置

运输顺槽：巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网梯+锚索联合支护，梯形断面，上底4.4 m，下底4.8 m，净高2.7 m，局部顶板破碎处及遇断层时，采用加密锚杆排距及打设单体支柱复合加强支护。

轨道顺槽：巷道沿煤层顶板掘进，采用锚网梯+锚索联合支护，巷道梯形断面，上底4.4 m，下底4.8 m，净高2.7 m，局部顶板破碎处及遇断层时，采用加密锚杆排距及打设单体支柱复合加强支护。

2 沿空留巷支护设计

由于工作面直接底为平均厚度1.26 m的泥岩，遇水易膨胀，易底臌，工作面开采过程中，巷旁支护体承受较大顶板压力并传递到底板岩层，泥岩会发生挤压流动性底臌[1]。

沿空留巷支护分为巷内支护和巷旁支护，为保证沿空留巷顺利实施，轨道顺槽掘进施工中要严格按照设计支护参数进行施工和支护，确保工程质量，为留巷打下良好基础[2-3]。

2.1 巷内支护

顶板及两帮支护：支护方式为锚网梯+锚索联合支护，顶部6根φ20 mm×2 400 mm锚杆，左右两帮各4根(φ20 mm×2 400 mm树脂锚杆；锚杆间排排距800 mm，托盘使用100 mm×100 mm拱形金属托盘，厚度为12 mm；右帮及顶板采用喷浆封闭，喷厚100 mm；顶板锚索规格φ17.8 mm×7 000 mm，排距2 400 mm，如图1所示。锚固剂使用树脂锚固剂，全长锚固，顶部锚杆每孔装1根CK2350和2根K2370，锚杆锚固力不小于100 kN。钢筋梯采用12#圆钢焊接而成，两帮规格为φ12 mm×59 mm×2 100 mm，顶板采用φ12 mm×59 mm×4 300 mm。网片采用10#镀锌铁丝制成的菱形网，网格规格(长×宽)=50 mm×50 mm，网片规格：5 000 mm×900 mm(顶部)，2 600 mm×900 mm(两帮部)。

底板锚杆支护：如图1所示，先把巷道向底板下挖500 mm后安设底板锚杆，之后铺设300 mm厚度的混合砂，然后填灌混凝土铺平至原底板高度。采用锚杆锚固与注浆加固结合，通过注浆加固巷道围岩，水泥注浆中水泥标号为525#，水灰比为1∶2.0～1∶2.5，锚杆选用20 mm×2 600 mm普强螺纹钢锚杆，配150 mm×150 mm×10mm铁托盘，两底角各l根锚杆，与底板角度为45°，底板4根，间排距为800 mm×800 mm，垂直于底板打入。

图1 巷道支护图

2.2 巷旁支护

为了使沿空留巷更加可靠、稳定，保证通风断面，应尽可能减少留巷的宽度。由于巷道设计为梯形断面，上底宽4 400 mm，下底宽4 800 mm，为了使留巷在变形后顺利满足下一个工作面的生产使用，因此墙体取图2所示位置。

由于技术人员的操作要求以及水准对机械设备的使用性能有很大影响，因此施工单位需要做好操作人员技能的培训。在提高技术人员综合素质的能力之外，还需要保证操作人员能够对机械的使用性能以及寿命有所了解。同时还要不断提高他们的安全意识，使其能够在机械设备运转的过程中树立安全意识，尽可能的减少人为因素，或者是违规操作引发的安全事故发生。

图2 墙体位置及尺寸

墙体砌筑材料为混凝土预制块，混凝土原材料使用水泥、粉煤灰、砂、石子。砌块墙体的混凝土砌块强度等级为C30，施工时取1.2 m，可以满足支护强度要求；随着工作面的推进，当发现混凝土强度不能满足生产要求时，及时变更混凝土的配比，加强混凝土砌块的强度[4]。实际配合比应根据该矿实际使用的水泥牌号、砂石地材等材料进行配合比试验后确定。

3 沿空留巷的观测设计

3.1 观测点布置

根据轨道顺槽沿空留巷矿压观测要求及测站位置选择的一般原则，确定设立3个矿压观测站，分别位于轨道顺槽距切眼50 m、150 m、200 m的位置。这几个位置的巷道围岩条件具有代表性，所测数据能够代表留巷应力及围岩变形的一般规律。测站位置如图3所示。

图3 测站布置平面图

每个测站设置3组墙体变形测点、4组巷道表面位移测点、1组墙体承载测点、1组多点位移测点和4组巷道顶板压力测点。墙体变形测点和巷道表面位移测点可设置在同一断面上，相邻两组测点间距2 m；多点位移测点不能与巷道表面位移测点设置在同一个断面上，二者的距离应不小于2 m。

测点的设置应在墙体砌筑时或砌好后立即进行，每天要对各测点进行1次数据采集，数据采集工作直到工作面煤壁后方150 m以后方可停止(巷道顶板压力观测除外)。

3.2 观测结果

工作面推进时前方巷道变形：在工作面前方的轨道顺槽里共布置了12个变形监测点，推进40 m时巷道变形情况见表2。从观测数据看，1～6号测点变形较小，7～12号测点变形较大，说明工作面前方巷道变形受采动影响较大。

表2 工作面前方巷道变形观测结果

工作面推进时后方留巷变形：从表3可以看出，底臌量平均为128 mm，基本不影响正常生产，两帮位移较小，墙体局部地方有一定变形，非采帮变形较小。在工作面后方，采动影响的距离大约为130 m，130 m后留巷变形基本稳定，因此，工作面后方滞后支护的距离不能小于130 m。

工作面停采后巷道累计变形：在工作面轨道顺槽里布置的变形监测点测得的数据整理出工作面停采后巷道各测点围岩累计变形量，见表4。

沿空留巷围岩变形规律：从表4可以看出，沿空留巷围岩变形可分3阶段。①0～100 m段，巷道受初采期间来压影响，顶板下沉累计量为962 mm，平均为96.2 mm；底板臌起累计移近量为1 759 mn，平均为175.9 mm，最大值为350 mm；不采帮累计移近量为1 905 mm，平均为190.5 mm；砌墙帮累计移近量为237 mm，平均为128.2 mm；②100～200 m段，巷道受周期来压影响，顶板下沉累计量为1 297 mm，平均为129.7 mm：底板臌起累计移近量为1 431 mm，平均为143.1 mm，最大值为190 mm：不采帮累计移近量为2 065 mm，平均为206 mm：砌墙帮累计移近量为1 100 mm，平均为110 mm；③200～380 m段，巷道受末采期间来压影响，受测点布置限制，由理论推导和经验判断，此时可以很确定200～280 m处于同一阶段，此处仅分析200～250 m的位移量，顶板下沉累平均30 mm，最大值为120 mm；底板臌起平均为72.3 mm，最大值为274 mm；不采帮向巷内移近量平均为115.5 mm；砌墙帮累计平均为47.9 mm；④总体来看，在底角锚杆的作用下，巷道底臌量大于顶板下沉量，不采帮移近量大于砌墙帮移近量。这说明顶板岩层的下沉和回转运动过程对小结构的影响不因巷内支护强度大小而改变，只是在小结构周边局部有较为明显的改变。

表3 工作面后方巷道变形

表4 工作面累计变形

锚杆受力：在轨道顺槽中共布置了10组锚杆锚索受力观测点，观测数据见表5。由表5可看出，沿空留顶底板板离层仪受力可分3阶段分析，沿空留巷内100～240 m阶段受周期来压影响，锚杆及锚索受力较明显，大于0～100 m、240～350 m阶段的受力，随着工作面的推进顶板及两帮逐渐趋于稳定状态。从观测数据看，锚杆锚索受力正常，未出现锚杆受力过载的情况，说明支护强度是合适的[5]。

表5 锚杆锚索受力观测结果(MPa)

上下区段回采时的比较：从沿空留巷的变形来看，上区段面回采期间由于采动影响和采空区上覆岩层运动没有稳定，造成沿空留巷在上区段工作面回采期间变形较大，有明显的底臌。上区段回采结束后，对沿空留巷局部变形过大处进行治理，下区段面回采时，回采段的沿空留巷已经经过了近6个月的时间，下区段工作面采空区上覆岩层的冒落也基本趋于稳定，沿空留巷也基本上稳定，因此，在下区段工作面回采时，无论顶板下沉或是两帮收敛均比上区段回采期间小很多，下区段回采时，沿空留巷的底臌也不明显。沿空留巷的底板离层在下区段面回采时比上区段面留巷期间要小，下区段面回采留巷时最大的底臌量为274 mm，而下区段面回采时离层值最大只有106 mm，其它各点的位移量也均相对较小，说明巷道在留巷及回采期间均是稳定的。锚杆、锚索的受力在下区段工作面回采期间比留巷期间有所增加，但增加的幅度不大。