缓倾斜综放工作面沿空留巷围岩控制技术研究

任 贵 成

（孝义市自然资源局，山西 吕梁032300）

1 工程概况

山西汾西正帮煤业11101 工作面所采煤层为11# 煤层，属稳定可采厚煤层，结构复杂，煤层结构1.20（0.20）3.03，煤层总厚为3.80～4.80m，平均厚度为4.43m，煤层倾角0～21°，平均倾角为12°，为缓倾斜煤层，工作面对应位置地面标高+1238m～+1359m，井下位于+910m 水平，采用综放开采，滚筒割煤高度为2.5m，采放比1：0.78。11101 工作面位于一采区左翼，11101 轨道巷西北侧实体间隔19.1m为11102 运输巷，11101 轨道巷掘进断面为倒梯形，巷道宽度为4.6m，左侧巷帮高度为3.27m，右侧高度为1.6m，沿11# 煤层底板掘进，巷道顶底板岩性特征详见表1，现欲将11101 轨道巷留作11102 工作面的专用回风巷使用，基于此展开相关研究。

表1 11#煤顶底板岩性特征表

2 旁巷支护体参数研究

2.1 巷旁支护体载荷预算

现阶段采用柔模泵注混凝土巷旁支护沿空留巷技术已非常成熟，该技术具有强度高、施工速度快、成本相对较低等优点[1]，故设计在11101 轨道巷采用柔模混凝土连续墙作为巷旁支护体。充分考虑煤层倾角的影响，建立图1 所示的覆岩结构和计算模型。

图1 沿空留巷矿压计算模型

沿空巷道顶板岩层力矩平衡：

则巷旁充填体对于顶板的支撑力q 需满足：

式中：q 为巷旁充填体承受的压力，单位：kN/m2；X 为巷旁充填体宽度，单位：m；L 为巷道顶板岩块长度，单位：m；bB- 巷道宽度，单位：m；bc为巷旁充填体外顶板悬露长度，单位：m；Σh 为煤层厚度，单位：m；H 为巷道顶板垮落厚度，单位：m；H 为顶煤厚度，单位：m；γA为煤体容重，单位：kN/m3；γB为顶板岩层容重，单位：kN/m3；θ 为顶板岩层剪切角，单位：°；α 为煤层平均倾角，单位：°。

根据正帮煤业11101 工作面详细的地质条件，参考临近矿井的生产实例，假设巷旁充填体的宽度为1.2m，巷道宽度为3.4m，巷旁充填体靠近采空区侧顶板悬露长度为0.8m，巷道顶板岩块长度L=bB+x+bc=5.4m，煤体容重为14kN/m3，顶板岩层容重为26.5kN/m3，煤层厚度为4.43m，顶煤厚度为1.93m，顶板垮落高度为8 倍煤层厚度，为35.44m，顶板岩层剪切角为27.5°，煤层倾角为12°，将以上详细的参数代入式（2）计算可得巷旁支护体承受压力q=7.25MPa。根据11101 轨道巷的实际情况，巷道顶底板倾斜角度为12°，巷旁支护体给予顶板的支承力垂直于顶板岩层，则支护体在水平方向和竖直方向所需承受的压力为：

则单位长度充填体上需承受的垂直和水平应力分别为：

巷旁支护体所受到的压力主要来源于巷道顶板岩层的回转下沉，工作面采动和老顶下沉均会形成一定的动压，根据现有研究所得到的经验数据，巷道顶板下沉动载系数为1.6，则支护体在垂直方向和水平方向最大载荷为：

2.2 巷旁支护体基本参数设计

11101 轨道巷设计采用柔模泵注混凝土巷旁支护，根据上文计算的载荷对巷旁充填的详细参数进行设计，充填体宽度计算公式[2]：

式中：w 为充填体宽度，单位：m；k1为充填体强度降低系数，单位：1：；k2为动压影响系数，单位：1；K3为安全系数，单位：1；S 为混凝土强度，单位：MPa；

11101 轨道巷巷旁充填采用C30 混凝土，强度为30MPa，安全系数取2，动压影响系数为1.6，墙体强度降低系数取0.25，将以上参数代入计算的w=1.17m，参考相似条件矿井实践经验及效果，取充填体宽度为1.2m。

11101 轨道巷原设计断面尺寸为4.6×2.2（3.27）m，高帮侧高度为3.27m，11101 工作面采用“三八”制，工作面每天推进2.4m，为便于施工设计柔模长度为2.4m，每天浇筑充填体的长度为2.4m。11101 轨道巷为倒梯形断面，工作面回采侧煤帮高度为3.27m，顶板倾角为12°，留巷内侧墙体高度为3.02m，工作面回采后顶板会凹凸不平，为了取得更好的接顶效果，强度高度预留0.3m 的富余量，故设计柔模的高度为3.3m(巷道内侧)和3.6m 巷道外侧，柔模袋的截面为梯形，尺寸长宽高为2.4×1.2×3.3（3.6m）。巷旁浇筑采用C30 混凝土，抗压强度标准值fc=20N/mm2（20MPa），为进一步提高充填体的承载力，每个柔模在高度方向布置4 个锚栓孔，最下部的距巷道底板0.3m，锚栓孔间距为800mm，排距为800mm，每个柔模布置3 排，两侧的距边界400mm，锚栓采用Φ20×1300mm 的高强螺纹钢，浇筑时控制锚栓两端托盘间距为1200mm。

2.3 巷旁充填体承载力验算

内置锚栓巷旁浇筑支护体承载力的计算公式[3]：

式中：N2为巷旁充填体承载能力，单位：kN/m；σr为锚栓轴向有效约束力，MPa；fc为混凝土抗压强度标准值，单位：N/mm2；d 为锚栓直径，单位：mm；σb为锚栓单轴抗拉强度设计值，单位N/mm2；Acor为锚栓环向包裹内截面面积，Acor=bh；a1, a2- 锚栓的间排距，单位：mm。

11101 轨道巷沿空留巷充填体加固锚栓直径为20mm，锚栓单轴抗拉强度设计值为300MPa，间排距为800mm，C30 混凝土强度标准值30MPa，Acor=1.2×103，带入式（6） 计算得锚栓的约束力为0.158MPa，带入式（7）得混凝土墙的承载能力为33548.7kN/m，巷道顶板给予巷旁充填体最大的压力为12892.8kN/m，安全系数为2.6，根据生产经验及相关标准，安全系数大于1.2 即满足要求，因此设计的巷旁支护能够满足安全生产的要求。

3 沿空留巷数值模拟研究

3.1 11101 轨道巷巷内支护详情

11101 轨道巷巷内基本支护采用锚网索支护，顶板锚杆规格为Φ20×2500mm 的螺纹钢锚索，间排距为850×800mm，靠近回采帮的锚杆向采空区倾斜15°施工，其余垂直顶板安装，顶板锚索采用规格为Φ18.9×6800mm 的预应力钢绞线，采用“二三二”布置方式，间排距为1700×800mm，靠近回采帮的锚杆向采空区倾斜15°安装，其余垂直顶板施工；回采帮锚杆规格为Φ20×2200mm，每排4 根，非回采帮锚杆规格Φ22×2400mm，每排3 根，间排距均为800×800mm，均垂直煤壁施工，非回采帮距离底板1600mm 处施工一根Φ18.9×5200mm 的锚索，排距为1600mm。11101 轨道巷支护详情见图2所示。

图2 11101 轨道巷巷内支护示意图

3.2 留巷效果模拟研究

为具体的研究11101 轨道巷采用柔模混凝土浇筑巷旁充填体沿空留巷技术的可行性和效果，依据工作面详细的地质条件建立FLAC3D 三维数值模型[4]，模拟分析工作面回采期间沿空巷道的围岩稳定性，得到图3 所示的结果。根据图3（a）所示结果可知，11101 轨道巷掘巷和采动影响下，仅浅部围岩出现明显的塑性破坏，留巷后非回采帮顶角处围岩塑性破坏区略有增大，但未超出锚杆的有效锚固范围；根据图3（b）所示结果可知，工作面前方11101 轨道巷围岩位移量很小且稳定，留巷后巷道变形逐渐增大，最终稳定在合理范围内，且锚杆和锚索锚固区离层量稳定；综上可得，11101 轨道巷采用柔模泵注混凝土巷旁支护预计将取得良好的围岩控制效果。

图3 初次采动影响下围岩稳定性模拟结果

4 现场应用效果

11101 轨道巷留巷期间围岩位移监测结果如图4 所示，与数值模拟结果类似，采煤工作面前方巷道围岩稳定，基本无明显的围岩，留巷支护完成后，前期围岩位移迅速增大，而后变形速度逐渐减小并趋近于零，顶板相对移近量最大达283mm，两帮移近量最大达305mm，均处于安全允许范围内，经过简单的维护修复后可以很好的复用。

图4 11101 轨道巷围岩位移规律

5 结 论

为保证正帮煤业11101 轨道巷沿空留巷期间围岩的稳定，通过理论分析、数值计算对柔模泵送混凝土巷旁充填体具体的参数进行设计，充填体的宽度确定为1.2m，单个柔模长度为2.4m，加固锚栓间排距为800mm，数值模拟研究结果表明该方案的合理性和可行性，工程应用期间进行围岩位移现场监测，顶板相对移近量最大达283mm，两帮移近量最大达305mm，11101 轨道巷留巷期间围岩位移处于合理范围内，取得了良好的支护效果，最终成功的应用了沿空留巷技术。