大松动圈围岩沿空留巷切顶卸压-恒阻补强分区支护技术

孙广建，张 洋，常晓亮，辛亚军

( 1. 永煤集团股份有限公司，河南 永城 476600；2. 永煤集团股份有限公司 顺和煤矿，河南 永城 476600；3. 河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454000；4. 煤炭安全生产与清洁高效利用省部共建协同创新中心，河南 焦作 454000 )

为解决采掘接替关系紧张和巷旁煤柱损失的问题，沿空留巷成为巷道布置的首选[1]。随着沿空留巷的大量留设，矿压显现强烈，支护体变形破坏严重，侧压系数较大、顶板非对称变形等难题日益显现。特别是经历二次采掘影响的沿空留巷围岩，其顶板结构与围岩状态更为复杂，加剧了巷道支护难度与维护成本，严重影响了矿井的安全、高效生产[2-7]。

近年来，对沿空留巷围岩控制技术研究已有一定进展[8-12]。在顶板控制方面，王方田[13]等通过研究证明切顶卸压可有效控制沿空留巷顶板围岩变形；何满潮[14-17]等提出切落后碎胀矸石支撑上位岩层，降低了巷旁支护体承受附加载荷，分析了中厚煤层复合顶板切顶卸压自动成巷工作面矿压显现特征，进行了厚煤层快速回采切顶卸压无煤柱自成巷工程试验；候公羽[18]、陈上元[19]等研究了切顶参数对留巷围岩稳定性的影响。在改善支护结构方面，石建军[20]等认为当沿空留巷巷旁支护阻力不同时，可以减少顶板活动对巷道的影响；谢生荣[21]等提出在高预应力顶板锚索和锚杆支护产生的有效预应力场作用下，顶板的有效锚固区能形成非对称锚固深梁承载结构；武精科[22]等提出了“多支护结构”控制系统，研究了新系统的组成结构、控制原理、支护材料和支护时序。在巷旁控制技术方面，充填材料多样化，有高水材料充填、混凝土材料充填、膏体材料充填、块体类充填、矸石类充填等[23]。柏建彪[24]等提出膏体材料巷旁充填沿空留巷新技术，确定了膏体材料巷旁支护体主要参数；成云海[25]等建立了留巷巷旁侧向覆岩结构模型，定量计算出了矸石充填体宽度；郭东明[26]等提出一种自适应荷载巷旁支护体( 墩柱 )沿空留巷技术；韩昌良[27]等提出了砌块式沿空留巷设计的整套流程。

针对巷道围岩压力过大而留巷困难条件，近年来多采用发展迅速的工作面超前切顶卸压自成巷技术。苏超[28]等研究了深井临空高应力巷道切顶卸压机理；王炯[29-30]等采用红外辐射、相似模拟等手段，分析了切顶卸压自成巷覆岩运动规律；马新根[31]等分析了切顶卸压自动成巷围岩变形机制，并提出了相应的控制对策。进一步，在切顶卸压成巷机理与对策分析基础上，郭志飚[32]、孙晓明[33]等提出了薄煤层切顶卸压自动成巷关键参数，并对薄煤层切顶卸压成巷关键参数的确定做了深入细致的研究。

除单一方式沿空留巷围岩控制外，还有多种方式协调控制方法。张国锋[34]等提出了巷内恒阻大变形锚杆( 索 )+巷旁锚索加强支护+巷旁密集单体液压支柱加强切顶联合支护技术；王建文[35]等提出了增大临时支护距离、加强主动支护强度和优化顶板切缝参数的针对性控制措施；唐芙蓉[36]等提出了“断顶卸压+巷旁垮落充填”沿空留巷围岩协调控制方法；李小鹏[37]等确定了切顶条件下充填墙留设宽度；张自政[38]等提出浅孔爆破切落直接顶，高水材料构筑巷旁充填体切落上位基本顶的坚硬顶板控制技术；张农[39]等提出预裂爆破卸压、分区治理、结构参数优化、“三位一体”围岩控制关键技术；蔡峰[40]等提出了巷内加强支柱+巷旁切顶墩柱+巷旁切缝的联合切顶技术；高玉兵[41-42]等研究了断层构造影响下定向爆破切顶卸压自动成巷矿压规律及相应条件下的巷道围岩控制对策。

上述研究主要集中在沿空留巷顶板控制、巷旁充填材料、超前切顶卸压等方面，较好地推动了沿空留巷围岩控制技术的发展。但应看到，对于高应力大松动圈围岩范围下沿空留巷技术鲜有研究。笔者通过对高应力大松动圈巷道围岩破坏特征进行分析，探究了厚泥岩顶板软岩巷道力学变形机制，确定了沿空留巷“切顶卸压+恒阻大变形锚索及普通锚索+36U型钢棚”支护方案，并进行了工业性试验，研究结果可为深部软岩大松动圈围岩条件下沿空留巷围岩稳定性控制提供参考。

1 巷道围岩变形破坏特征分析

1.1 工程概况

顺和煤矿位于河南省永城市城关镇北20 km，属顺和镇管辖。矿区北邻薛湖井田，南接陈四楼井田，东以煤层露头为界，西为人为边界。井田呈近东西向的长条形，东西向长约10.7 km，南北宽2.2～5.0 km。2401综采工作面位于顺和煤矿24采区，工作面埋深456～490 m，平均埋深473 m。2401工作面东为未开采的实体煤及DF7断层保护煤柱；西为设计2402工作面；北为大巷DF6断层保护煤柱；南为F40断层保护煤柱。2401综采工作面沿煤层走向布置，运输巷长度873 m，回风巷长度1 003 m，工作面长度为176 m，开采面积99 426 m2，可采储量为71万t，服务年限为15.1个月，采用全部垮落法处理采空区，可采二2煤层平均厚度为2.3 m，平均倾角8°，煤层赋存稳定。伪顶为0～0.8 m泥岩，直接顶为4.5～10.5 m砂质泥岩，基本顶为11.5～15.5 m细砂岩，直底为0.5～4.5 m泥岩，基本底为9.6～12.0 m细砂岩。

顶底板岩性柱状如图1所示，2401综采工作面沿空留巷布置如图2所示。

图1 煤岩柱状图Fig. 1 Coal rock column diagram

图2 沿空留巷布置示意Fig. 2 Layout of gob-side retaining gateway

1.2 原巷道支护方式

2401运输巷全长892.9 m，主体巷道断面设计为矩形。巷道毛宽4 800 mm，净宽4 600 mm，中心净高不低于2 800 mm，掘进断面为13.92 m2，净断面为12.88 m2，原2401运输巷支护方案如图3所示。

图3 原支护方案设计Fig. 3 Original support scheme design

( 1 ) 巷道顶板支护形式为φ22 mm×2 400 mm高强锚杆( HRB500 )+M钢带+钢筋网，锚杆间排距750 mm×800 mm。顶板除正常的锚网带支护外，采用“1排恒阻锚索梁+2排点锚索”加强支护，恒阻锚索梁布置在中心左1 800 mm位置，恒阻锚索+18B槽钢梁沿走向布置，锚索间距800 mm；点锚索布置在中心左右各1 000 mm位置，间距1 600 mm。恒阻锚索和巷道左侧点锚索型号均为φ21.6 mm×10 000 mm ，右 侧 点 锚 索 型 号 为φ21.6 mm×7 300 mm，点锚索托盘规格为400 mm×400 mm×20 mm。

( 2 ) 巷道帮部支护形式为两帮采用φ22 mm×2 400 mm( HRB500 )高强锚杆+M钢带+钢筋网支护，150 mm×150 mm×8 mm蝶形铁托盘。沿空侧锚杆间排 距800 mm×800 mm ，煤 柱 侧 锚 杆 间 排 距750 mm×800 mm。煤柱侧帮部使用2排φ21.6 mm×5 300 mm的点锚索加强支护，锚索每排1根，三花布置，锚 索 托 盘 规 格 为250 mm×250 mm×20 mm 和400 mm×400 mm×20 mm。

( 3 ) 每根高强锚杆使用1卷MSK2350型锚固剂和1卷MSZ2350型锚固剂进行锚固，设计锚杆的锚固力为100 kN。锚索使用2支MSK2350型锚固剂和2支MSZ2350型锚固剂进行锚固。φ21.6 mm×7 300 mm，φ21.6 mm×5 300 mm锚索的预应力不低于150 kN，φ21.6 mm×10 000 mm 锚 索 的 预 应 力 不 低 于180 kN。护表金属网为2 300 mm×1 000 mm 钢筋网。

1.3 留巷围岩变形特征

原支护条件下巷道围岩变形破坏特征主要表现为

( 1 ) 顶板斜切大面积下沉。厚砂质泥岩顶板在高应力作用下呈整体破碎性下沉，松动圈范围较大，顶板钻孔松动圈测定结果如图4所示，巷道表面“网兜”较多，顶板最大下沉量达到800 mm以上，局部漏矸严重，影响巷道的正常使用。

图4 顶板钻孔松动圈测定结果Fig. 4 Loose circle determination of roof drilling

( 2 ) 两帮非均匀巷内挤出。低帮煤体坚固性系数较低，低帮实体煤帮在垂向应力作用下向巷道内挤出( 图5 )，而沿空留巷段采空区侧巷帮则在采空区破碎矸石侧向力( 或称水平应力 )作用下向巷道内挤进，造成巷道两帮非均匀挤出，最大收敛量1 000 mm以上。

图5 巷道帮部移动变形Fig. 5 Move and deformation of two sides in gateway

( 3 ) 底臌剪切性错动凸出。底板受到两帮支护体作用，巷道底板呈剪切错动性破坏，经历多次巷道起底，底臌量严重，最大底臌量达800 mm以上，严重影响巷道的正常使用。

2 围岩变形机制与控制分析

2.1 围岩失稳原因分析

通过对原支护巷道围岩收敛变形实测、钻孔成像窥视等可知，原2401工作面运输巷围岩变形失稳主要原因有4个方面。

( 1 ) 高应力围岩环境。由于煤层埋藏较深( 平均473 m )，垂直应力达到13～15 MPa，属于高应力环境，且采用沿空留巷技术，在工作面前后呈应力集中区，造成工作面前后方顶板破坏严重、自承载力降低，应优先考虑通过巷道围岩应力的释放促进围岩稳定。

( 2 ) 厚泥岩顶板破坏。巷道顶板存在极厚砂质泥岩直接顶( 平均7.5 m )，强度极低，易离层剥落。同时，由于砂质泥岩中含有伊利石、高岭石及绿泥石等黏土矿物，具有强吸水特性，遇水急剧膨胀泥化，在矿山压力作用下，巷道厚砂质泥岩顶板极易形成大深松动圈围岩，给锚杆-锚索支护带来困难，应考虑采用对破碎围岩进行强化锚固控制措施。

( 3 ) 围岩非均匀受力。留巷段围岩高帮临空采空区，低帮为实体煤帮；高帮为顶板悬臂梁出露端，低帮为悬臂梁承载端。且由于煤层倾角缘故，高帮失稳程度大于低帮，使得巷道围岩受力处于非均匀状态，极易造成巷道围岩失稳，应重视均衡支护。

( 4 ) 支护体作用失效。由于顶板大面积整体下沉，锚杆-锚索端部断裂较多，且在局部地段出现的“网兜”造成护表构件作用丧失，进而导致锚杆-锚索锚固失效，继而再次诱发顶板下沉，应考虑改变支护体参数控制顶板，特别是对重点部位加强支护。

2.2 围岩变形控制机理

大松动圈软岩巷道围岩变形量大、自承载力低，极难进行有效地控制。对其围岩控制应首先确定围岩的难度系数。

难度系数(fD)是指地下工程所处深度与软化临界深度的比值，即

式中，H为煤层开采深度，m；Hcr为围岩软化临界深度，m。

难度系数能够比较直观地反映地下软岩工程岩体稳定性，难度系数越大，围岩软化程度越大，巷道支护越困难。参考围岩力学参数，顺和煤矿2401运输巷围岩第一软化临界深度为430 m，巷道埋深473 m，难度系数为1.1，巷道围岩确定为较难支护工程。

顺和煤矿2401运输巷围岩处于深部大变形软岩中，为典型的高应力软岩巷道。而高应力软岩巷道开挖后，围岩应力集中引起巷道围岩收敛变形，造成围岩塑性区较快发展。在围岩变形破坏初期，破坏区范围小，围岩弹性体积变形作用较大，巷道收敛变形起主要作用；而在围岩变形破坏后期，塑性破坏区范围大，围岩扩容作用增大。因此，高应力软岩巷道围岩变形破坏是岩石扩容与弹性体积变形的双重结果。针对高应力软岩较难支护巷道，对其进行有效围岩控制，笔者从高应力软岩巷道围岩力学转化机制对其进行控制分析。2401沿空巷道处于高应力环境，顶板为厚层砂质泥岩，膨胀特性显著，节理裂隙发育，因而巷道围岩可确定为膨胀性-高应力-节理化复合型( HJS )软岩。首先，由于围岩为薄分层泥岩，矿物蒙脱石与伊利石较多，即可定为ⅠC型微裂隙膨胀机制；其次，巷道围岩受上覆岩层重力与巷道开掘工程偏应力作用，即可定为ⅡBD型力学机制；最后，巷道围岩含有软弱夹层与层理，且层理明显，即可定为ⅢBCD型力学机制。综上所述，2401 沿空巷道围岩变形力学机制为ⅠCⅡBDⅢBCD复合型[43]。针对膨胀性-高应力-节理裂隙型软岩沿空巷道，可采用切顶释放围岩应力、恒阻锚索进行补强与应力释放耦合、单体支柱配铰接顶板控制节理裂隙围岩。2401工作面沿空留巷段围岩力学转化机制如图6所示。

图6 力学变形机制转化Fig. 6 Conversion of mechanical deformation mechanism

具体转化措施为

( 1 ) 留巷时采空区侧采用单腿U型钢阻断采空区矸石侧向作用与围岩控顶，给围岩变形能的释放提供空间，减小围岩应力环境，且保证巷道正常使用断面尺寸，使巷道围岩由ⅠCⅡBDⅢBCD型向ⅡBDⅢBCD型转化。

( 2 ) 恒阻锚索补强支护，对锚固范围内围岩体施加预紧力形成锚固承载体，发挥围岩自承载力，使裂隙与软弱围岩体得到强化，促进巷道围岩由ⅡBDⅢBCD型向ⅡBDⅢD型转化。

( 3 ) 沿巷道采空区侧切顶，使巷道顶板应力减小，同时，采用单体支柱配铰接顶梁连接控顶，减小围岩节理影响以提高围岩支护强度，使巷道围岩由ⅡBDⅢD型转化为相对稳定的ⅡB型。

2.3 切顶留巷分区支护技术

顺和煤矿2401工作面运输巷不同位置由于围岩压力变化较大，围岩松动圈范围并不一致，巷道顶板最大有超过8 m以上大松动圈围岩，虽然一定程度上释放了围岩应力，但围岩塑性深度较大，在进行巷道围岩控制时，应考虑工作面推进后松动圈围岩冒落充填采空区的程度，同时，提出相应的分区支护技术。

2401运输巷采用切顶留巷方式，直接顶破碎冒落充填采空区高度为

式中，Hc为碎胀高度，m；h为直接顶高度，m；λ为碎胀系数，1.3～1.5。

则有充填高度9.75～11.25 m，基本能够充填采空区( 伪顶0.4 m与煤层2.3 m合并采出2.7 m后垮落高度为2.7+7.5=10.2 m )。同时，利用切顶冒落矸石作为承载体，可以较好地支撑基本顶岩梁，促进巷道围岩稳定( 图7 )。

图7 沿空留巷切顶围岩结构Fig. 7 Surrounding rock structure of cutting roof in gob-side retaining roadway

根据深部高应力厚泥岩直接顶巷道切顶留巷特性，将2401运输巷沿空留巷分为超前支护区( 工作面前方25 m )、架后临时支护区( 架后0～300 m )与成巷稳定区( 架后300 m之外 )3个不同应力分布区。

由于超前支护区与架后临时支护区为顶板压力拱脚区，围岩应力较大，在成巷稳定区围岩恢复为原岩应力( 应力减小 )，根据现场实际情况在3个区域采用差异化支护方案分区控顶，沿空留巷支护分区如图8所示。

图8 沿空留巷支护分区Fig. 8 Support partitions of gob-side retaining gateway

( 1 ) 超前支护区。此段巷道位于工作面超前采 动影响区，巷道顶板压力较大，因此主要进行切顶与恒阻锚索补强支护，要求采用超前支架进行控顶。

( 2 ) 架后临时支护区。此段巷道位于工作面超后影响区，受采空区垮落动压影响明显，巷道顶板压力较大，因此，此段主要采用U型棚柱腿控制采空区侧巷帮，采用单体支柱配合铰接顶梁护顶。

( 3 ) 成巷稳定区。此段巷道已避开采动影响，且处于围岩相对较低的应力环境，主要考虑不同方式单体支柱与铰接顶梁的回收。

3 长切顶-恒补强围岩控制技术

为满足2401 沿空留巷支护强度要求，采用“切顶卸压+恒阻大变形锚索及普通锚索+36U型钢棚”支护方案，利用恒阻大变形锚索及普通锚索补强加固顶板，控制顶板下沉，使沿空留巷围岩能够最大限度地发挥自身承载作用，降低支护体承受的载荷，采空区侧配合使用36U型钢棚+金属网支护顶板、挡矸，具体支护方案视现场情况可做适当调整。

3.1 恒阻锚索补强参数

恒阻锚索型号为φ21.6 mm×10 000 mm，恒阻器长500 mm，外径73 mm，最大允许变形量350 mm，恒阻值为( 33±2 )t。

在原有顶板支护的基础上，顶板采用施工恒阻锚索梁加强支护，恒阻锚索梁布置在中心左1 800 mm位置，采用18B槽钢梁加工，恒阻锚索间距800 mm，采用1梁3索布置方法，每根配1个恒阻器和1只锁具作用，且每根锚索使用2支MSK2350型锚固剂和2支MSZ2350型锚固剂，预应力不低于180 kN，并保证恒阻锚索外露长度为150～250 mm。

3.2 长切顶参数确定

切缝钻孔使用CMM-8煤矿用液压锚杆钻车( DCA-45型自动成巷超前切缝钻机 )施工，设计切缝孔距离巷道中心线2 100 mm，设计单排切缝钻孔，钻孔布置在切缝线上，与水平面夹角为75°，孔间距设计为600 mm，偏差±100 mm，孔径50 mm，孔深8 500 mm，切缝钻孔布置示意如图9所示。

图9 切缝钻孔布置示意Fig. 9 Joint-cutting drilling hole layout

爆破使用的双向聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm( 图10 )；爆破采用三级煤矿许用水胶炸药，炸药规格为φ35 mm×300 mm，每卷重333 g。切缝钻孔经检验合格后进行爆破预裂切缝，采用不耦合装药，正向爆破，每次聚能爆破切缝钻孔的个数最多不得超过15个，采用间隔爆破或逐孔装药连续爆破的方式进行起爆( 图11 )。每个聚能管安装1个8号发蓝壳Ⅰ段毫秒延期电雷管，每根聚能管最后一卷药下方穿上8号铁丝挡住。

图10 聚能管结构示意Fig. 10 Energy-gathered tube structure

图11 爆破方式Fig. 11 Blasting way

根据岩性和前次爆破效果调整装药量和雷管数，装药量可调整至2 000～2 310 g，雷管数可调整至3个，每个切缝钻孔内安装双向聚能管5根，自孔底至最外面一根聚能管的装药数量依次为3.5，2，1.5，0，0卷，具体装药数量可根据现场爆破情况进行调整，共设计3种方案。

具体装药结构如图12所示，爆破预裂切缝方案及具体参数见表1。

图12 爆破装药结构Fig. 12 Filling powder blasting structure

表1 爆破预裂切缝方案及参数Table 1 Parameters of pre-split joint-cutting scheme for blasting

3.3 恒阻锚索-切顶施工

2401运输巷留巷顶板恒阻锚索加固及切顶卸压总体施工顺序如下：

( 1 ) 按设计支护参数在靠近采空侧顶板沿巷道走向施工恒阻大变形锚索( 1梁3索 )，在煤柱侧巷帮施工点锚索加强支护。

( 2 ) 工作面系统形成之后回采之前，运输巷超前支护区采用专用切缝钻机进行双向聚能拉伸爆破孔施工。

( 3 ) 按工作面推进方向，依次进行预裂爆破，形成切顶卸压预裂切缝线，切缝爆破后，为补偿爆破震动引起的预紧力损失，实施二次预紧。

( 4 ) 随着工作面推进，按设计位置布置架后单体支柱、U型钢、超前液压支架支护、挂设挡矸金属网，并参照设计长度结合实际来压情况对沿空留巷及煤柱侧超前液压支架集中挪移。

( 5 ) 待顶板垮落并稳定后，撤除单体支柱，对垮落不充分地方进行填充，按照设计要求对巷道顶板补打普通点锚索进行加固处理，整理巷道形状。

3.4 沿空留巷支护方案

3.4.1 超前支护区支护方案

对超前支护区2401运输巷采空区侧进行顶板恒阻锚索补强支护方案与顶板切顶卸压，具体恒阻锚索补强与切顶按设计参数执行。

采煤侧巷帮及煤柱侧巷帮各布置1排液压支架( ZQL2×3200/16/32 )进行支护。采煤侧巷帮超前液压支架中心线距该侧巷帮850 mm，距转载机中心线1 100 mm；煤柱侧巷帮超前液压支架距该侧巷帮650 mm。

3.4.2 架后临时支护区支护方案

采用36U型钢配合使用金属网、菱形网挡矸，“单体支柱+π型梁+超前液压支架”支护( 根据实际情况可在1排与2排之间更换 )。单体支柱排距600 mm；36U型钢位于切缝位置进行挡矸支护，排距600 mm；挡矸网采用8号铁丝编织的菱形金属网制成，尺寸为3 300 mm×1 300 mm；紧贴菱形金属网挂设规格2 000 mm×1 000mm( 网孔70 mm×70 mm )的金属网。

工作面液压支架后方3～33 m范围内采用“2排单体支柱+1排超前液压支架”进行支护；架后33～100 m采用“1排单体支柱+2排液压支架”进行支护；架后100～140 m采用“2排单体支柱＋1排超前液压支架”进行支护；架后140～300 m采用单体支柱对原超前液压支架位置支护，1梁4柱。

3.4.3 成巷稳定区支护方案

在液压支架架后300 m之后的成巷稳定区采用1梁3柱、增大单体支柱排距或对“单体支柱+π型梁”支护进行回撤等形式，并保留挡矸支护，保留36U型钢支护顶板、挡矸。特别的，留巷段工作面采空区悬顶超过15 m时，应根据现场实际情况，组织进行强行放顶或沿切顶线重新施工切顶孔进行切缝爆破。具体巷道围岩控制方案如图13所示。

图13 留巷段支护方案设计Fig. 13 Gob-side retaining gateway support scheme design

4 工程应用分析

4.1 监测设计

4.1.1 围岩与锚杆监测设计

2401运输巷内每50 m设置1个测站，在该巷沿空留巷内的每2个测站间再加设1个测站，加设测站设置1组巷道表面位移观测点，测站主要监测巷道围岩收敛、顶板离层及锚杆受力情况，巷道监测点布置如图14所示。

图14 巷道监测点布置Fig. 14 Gateway monitoring point layout

4.1.2 钻孔成像监测设计

对2401工作面留巷段监测站点的巷道顶板采用ZKXG30型岩层钻孔成像仪进行钻孔窥视( 图15 )。钻孔深度8 500 mm，成像仪自动记录并进行图像处理。

图15 钻孔成像仪Fig. 15 Borehole imaging instrument

4.2 监测结果分析

采用设计方案后，2401工作面运输巷留巷段钻孔成像结果如图16所示，围岩监测情况如图17所示。

图16 钻孔窥视图像Fig. 16 Borehole peep images

图17 监测数据分析Fig. 17 Monitoring data analysis

由图16可知，2401运输巷采用支护方案沿空留巷后，距顶板0.9 m以下围岩完整性较差，但较之前改观明显；在2.8～3.7 m段，巷道顶板围岩分区破裂化出现，部分岩层完整性好；5.5 m以上顶板完整性趋好，强力锚杆-锚索补强支护协调作用显著。

由图17可知，距工作面60 m内与滞后工作面0～60 m范围内为支承压力前后峰值区域( 隐形拱拱脚位置 )，受采空区支承压力影响，围岩顶底与两帮收敛及顶板离层剧烈；滞后工作面60 m以后，巷道围岩变形趋于平缓，同时，顶板离层量也开始趋于稳定。最终沿空留巷巷道浅部围岩顶板下沉量为207 mm，底臌量为250 mm，左帮移近量为205 mm，右帮(采空区侧帮部 )最大移近量为86 mm，巷道底板底臌量相对于顶板下沉量，围岩收敛量小于10%，支护效果显著。最终2.5 m锚杆锚固区离层值为42 mm，顶板岩层7.5 m深处总离层值为87 mm，锚固区离层值远小于整体离层值，锚固效果起到应有作用。对于锚杆与锚索的受力来说，在工作面前方，锚杆、锚索受力最大值分别达到了159.4 kN 和374.0 kN，受力可控，围岩稳定。

整体上，采用新的设计方案后，2401沿空留巷段围岩应力得到释放与切断，附以强力支护协同后，巷道围岩收敛量与顶板离层量减小，顶板完整性向好，巷道围岩稳定。

5 结 论

( 1 ) 高应力厚层软岩大松动圈巷道围岩变形破坏主要表现为顶板斜切大面积下沉、两帮非均匀巷内挤出、底臌剪切性错动凸出。而高应力环境、厚泥岩顶板大松动圈塑性围岩、巷道围岩非均匀受力与支护体作用失效则是巷道围岩失稳的主要原因。

( 2 ) 顺和煤矿2401沿空留巷为膨胀性-高应力-节理化厚层大松动圈软岩巷道，其巷道围岩变形力学机制为ⅠCⅡBDⅢBCD→ⅡBDⅢBCD→ⅡB。

( 3 ) 将沿空留巷分为超前支护、架后临时支护与成巷稳定3个区域，沿空留巷采用“切顶卸压+恒阻大变形锚索及普通锚索+36U型钢棚”支护方案。根据现场实际情况在3个区域采用差异化支护方案分区控顶。

( 4 ) 采用新的设计方案后，围岩应力得到释放与切断，补强恒阻锚索与单体支拄控制了巷道围岩变形，U型棚柱腿侧控明显，围岩收敛率小于10%，巷道围岩稳定。

参考文献( References )：

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