高瓦斯3206工作面沿空留巷围岩控制研究

姬志朋

（山西高平科兴南阳煤业有限公司，山西 晋城 048400）

沿空留巷是一种无煤柱护巷方式，其能有效提高煤炭采出率，缓解采掘接替紧张，减少巷道掘进，采用的Y型通风方式可保证高浓度瓦斯的有效排放[1-7]。但由于沿空留巷要经历多次强烈的采动影响，巷道围岩变形剧烈。本文以南阳煤矿3206工作面沿空留巷为背景，对其留巷围岩变形破坏规律及支护技术进行研究。

1 工程概况

3206工作面主采煤层为3号煤层，水平标高为+839 m，采用倾斜长壁综采放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板。采高平均3 m，放煤高度2.2 m，采放比为1:0.73。工作面长度180 m，倾斜长度1860 m，煤层平均厚5.2 m。伪顶为平均0.2 m的黑色薄层状泥岩；直接顶为细沙岩、粗砂岩，平均厚度9 m；基本顶为细粒砂岩、中粗砂岩，平均厚度15 m左右。该工作面的水文地质条件简单，工作面无断层等构造，煤层属不易自燃煤层，无煤尘爆炸性。工作面最大绝对瓦斯涌出量17.44 m3/min，为高瓦斯矿井。巷道及工作面的布置如图1。3206回风顺槽断面为矩形断面，留巷巷道通风断面设计宽度4 m，充填体宽度1.5 m，承担工作面的回风任务。

图1 巷道及工作面的布置

2 沿空留巷围岩应力分析

沿空留巷不同于普通回采巷道，从掘进到留巷各期间其围岩受不同程度的采动影响，围岩变形剧烈。图2为留巷的围岩结构及应力分布图。侧向工作面回采以后，采空区侧顶板岩层在重力的作用下将主动垮落[8]，在巷旁支护初支撑力的作用下，顶板岩层将在巷旁支护外侧断裂；在顶板侧向支承压力的作用下，巷道煤帮煤体将经历弹性阶段、塑性阶段和破坏残余阶段，形成弹性区、塑性区、破裂区。

图2 留巷的围岩结构及应力分布图

2.1 沿空留巷围岩煤帮应力分析

在距离巷道煤帮x处取一个单元体为研究对象，长度为dx，高度为煤层高度。假设煤体与顶底板的黏聚力均为c，摩擦系数均为f，单元体各方向的受力为：σx、σy、σx+dσx、c、f·σy+c。由于煤帮煤体位移方向指向巷道，忽略顶底板的位移，因此力f·σy+c指向x方向，Px为巷道煤帮的支护强度，如图3。

图3 巷道帮部煤体单元体受力分析

（1）破裂区应力分析

由图3建立x方向的平衡方程：

由Mohr-Coulomb准则得到：

式中：φ为破裂区内煤体的内摩擦角，（°）。

将（2）式代入（1）式得到：

考虑边界条件：σy|x=0=εσx|x=0+Se=εPx+Se，其中Se=2Ccosφ(1 - sinφ)，C为煤体的黏聚力。

求解得到破裂区内煤体垂直应力σy为：

（2）塑性区应力分析

在破裂区与塑性区交界处有σy|x=x1=σc，σc为破裂区煤体抗压强度。

同理可得到塑性区垂直应力为：

根据煤层应力连续边界条件，塑性区与破裂区交界处，σy2|x=x2=KγH，K为应力集中系数。代入（5）式得到：

式中：hm为巷道高度，m；φu、φd为煤帮与顶底板岩交界处的摩擦角，（°）。

根据3206工作面煤岩体力学参数实测得到的力学参数为：C=1.45 MPa，φu=φd=33°，f=0.2，M=5.2 m，hm=3 m，Px=0.15 MPa，γH=6.58 MPa，K根据现场压力监测，取K=2.5，φ=27°，c=2.0 MPa，σc=1.2 MPa。由上述数据计算得到x1=1.63 m，x2=4.19 m。巷道左帮煤体裂隙区范围1.63 m，塑性区2.56 m。

2.2 沿空留巷巷旁支护作用机制分析

巷旁支护体应力特征及变形特点主要分为3个阶段：第一阶段，上区段工作面回采时，受采空区侧向顶板垮落影响，巷旁支护体承受的载荷不断增大，变形量显著增加；第二阶段，留巷稳定阶段，随着远离工作面，沿空留巷围岩变形与顶板岩层的运动趋于稳定，巷旁支护体受力基本不变，但随着支护体强度的降低，也可能发生支护失稳破坏；第三阶段，受第2个工作面前方超前支承压力与上区段工作面采空区侧向支承压力叠加影响，巷旁支护体载荷将迅速增大，发生剧烈变形，但该阶段影响范围小，作用时间较短。

根据巷旁支护体不同阶段的受力特征，得到其作用机制有如下特点：具有早强、快速增阻的力学特性，能保持直接顶的完整性与自承能力，有效地切落顶板；具有一定的可缩量，适应顶板的变形，刚柔结合；具有较高的后期强度，发生大变形的充填体在叠加支承压力作用下仍然能保持结构的稳定性。

3 沿空留巷围岩控制

3.1 巷道原始支护

巷道掘进期间，顶板锚索采用高强度低松弛钢绞线，呈“2-1-2”布置。锚索规格为Ф22 mm×6300 mm，排距为1000 mm，当排布置2根锚索时间距为2500 mm，1根锚索时布置在巷道中心线位置。顶板锚杆采用Φ22-2500无纵筋专用螺纹钢锚杆，每排布置6根，间排距为1020 mm×1000 mm。锚杆锚固力不小于90 kN，预紧力矩为300 N·m，顶角锚杆与帮角度为25°。顶网采用5900 mm×1200 mm、50 mm×50 mm菱形网孔矩形金属网。

右帮锚杆采用Φ22-2500无纵筋专用螺纹钢锚杆，每排布置3根，间排距为1300 mm×1000 mm，其中上部锚杆距顶200 mm，并向上倾斜15°，下部锚杆距底板400 mm。锚杆锚固力不小于90 kN，预紧力矩为300 N·m。左帮锚杆采用Φ22-2500玻璃钢锚杆，每排布置4根，间排距850 mm×1000 mm，其中上部锚杆距顶200 mm，下部锚杆距底板300 mm。锚杆锚固力不小于70 kN，预紧力矩为70 N·m。帮网采用3000 mm×1200 mm、50 mm×50 mm菱形网孔矩形金属网。

3.2 初次采动补强支护

受上区段工作面超前支承压力影响，需对巷道进行加强支护。超前支护为两排单体柱配合铰接梁支护，在转载机的两侧各支设一排，排距1.0 m，两排柱间距为3.50 m，长度为30 m，左排柱距巷道北帮1.50 m，右排柱距巷道南帮1.0 m。

3.3 留巷阶段支护

3206工作面留巷前，提前在3206皮带顺槽内补打锚索对顶板加强支护，补强锚索超前柔模墙50 m，将顶板锚索补强为“三四三”支护方式。由于巷道帮部塑性区与破裂区范围超4 m，所以在帮部打入补强锚索，锚索规格为Ф21.6 mm×4800 mm，间排距为850 mm×1000 mm。留巷段支护采用“一梁三柱+3.0 m π型梁”加强支护，每排3根单体柱配合π梁进行支护。留巷后支护长度不小于230 m，排距1.0 m。新浇筑的混凝土充填体，沿边沿打设一排加强单体，待矿压稳定后，依次将单体柱回收。单体柱回撤后立即对柔模的对拉锚杆进行预紧。为确保留巷顶板安全，末端30 m钢棚不进行回撤。支护方案如图4所示。留巷时，工作面机头至5#架段顶板铺设联接金属网，工作面割煤后紧跟支架尾梁沿采空区支设木柱。工作面开始沿空留巷后，机头过渡架与柔模之间的空间采用单体柱进行支护，沿切顶线处支设圆木，圆木直径≥16 cm，倾斜圆木与垂直圆木交错布置，间距40 cm（即每一循环支设2根切顶圆木）。

图4 沿空巷道围岩支护图（mm）

4 留巷围岩控制效果

（1）顶板离层情况

在顶板布置多点位移计监测顶板围岩不同位置处的离层量，如图5（a）。超前工作面90 m处顶板开始离层，超前约20 m时顶板围岩离层量突然陡升。超前工作面顶板0～2 m、2～4 m、4～6 m的离层量分别为60 mm、42 mm、24 mm，顶板总离层量为116 mm。这说明顶板超前临时支护效果较好。滞后工作面0～40 m范围内，顶板离层量上升较缓；在40～120 m范围内顶板离层量不断增大；在滞后工作面120 m时，顶板围岩离层量总量为302 mm。其中，0～2 m范围离层量占总量的52.9%，表明留巷顶板浅部下位岩层是最主要的离层区，且总体离层量均较小，说明顶板支护措施效果较好。

（2）围岩变形量

在沿空留巷内安装围岩表面位移测站，监测滞后工作面不同距离的围岩变形，得到不同阶段围岩变形曲线如图5（b）。留巷围岩经历强烈的采动影响后，在滞后工作面250 m范围内，顶板下沉为103 mm，煤帮移近量为230 mm，柔模充填体移近量为19 mm，底鼓量为361 mm。顶板和充填体变形基本稳定，煤帮和底板虽仍有增长的趋势，但总体在有效控制范围内，巷道能够满足矿井的安全生产。

图5 巷道监测结果

5 结论

（1）理论分析了沿空留巷围岩变形规律，得到了其煤帮破裂区、塑性区的应力分布公式及其分布范围。结合巷旁支护不同采动影响时期的受力特征，分析了留巷不同时期的变形机制。

（2）针对沿空留巷不同采动时期的应力环境及变形规律，制定了不同阶段的支护方案，并对巷道围岩变形进行现场监测。结果显示顶板围岩总离层量较小，主要的离层区为顶板浅部下位岩层。在滞后工作面250 m范围内，顶板、煤帮、柔模充填体、底板变形量分别为103 mm、30 mm、19 mm、361 mm，说明顶板和充填体变形基本稳定，支护效果较好。