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沿空留巷支护技术及矿压监测研究
摘要：文章基于高河矿W4301工作面生产技术条件，对沿空留巷巷旁充填体的作用机理和可行性进行了分析，并提出了适用于高瓦斯条件下的巷旁充填沿空留巷技术，该技术采用混凝土充填材料，设计了合理的充填工艺，根据施工工序，将支护划分为巷内和巷旁支护，巷内支护分为留巷前、留巷时和留巷后三个阶段。受到采掘影响，不同位置、不同时刻围岩收敛变形，支护棚压力以及单体支柱工作阻力有较大区别。本研究揭示了矿压显现规律，同时能够缓解工作交接时的紧张状况。
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煤矿沿空留巷是在煤矿开采中保留一些未采区域，便于进行通风、排水、瓦斯抽采等工作，能够提高采煤效率、便于矿山管理、节约能源资源[1]。
康红普等[2]对沿空留巷顶板垮断因素进行了分析，为沿空留巷支护设计提供了新思路。何满潮等[3]探索了不同的方法来研究沿空留巷围岩的稳定性，包括长壁开采切顶短壁梁理论、切顶卸压自动成巷技术。阚甲广等[4]提出了一些支护技术和方法控制沿空留巷围岩的变形和保持支护墙的稳定性。李迎富等[5,6,7]则研究了沿空留巷围岩的破断现象和煤巷支护的基本准则。
基于高河矿使用沿空留巷方法开采W4301工作面的工程背景，提出了使用混凝土充填沿空留巷的对策，为煤矿沿空留巷提供了新的思路。
1、工程条件及支护概况
W4301工作面位于西四盘区，煤层埋深为427～537 m, 巷道断面为矩形，支护采用锚网索+梯子梁支护形式，且与未开采的W4302工作面相邻。在掘进过程中，4条回采巷共揭露14条断层，其中W4301工作面巷道揭露Fw145、Fw146、Fw147、Fw149等断层，其中Fw147断层落差较大，严重影响采掘工作，且易导通含水层，引发突水事故。此外，工作面顶板k8砂岩和3号煤层顶板砂岩含水层富水性强，富水区面积较大。为发生防止矿井突水事故，亟待研究回采巷遇断层围岩稳定性控制技术。
2、巷旁支护分析
在煤矿开采过程中，巷道顶板会因为回转下沉而产生“给定变形”的特征。针对这一特征，提出了一种基于“侧向动静结合、纵向伸让压”的碎石巷帮稳定性控制理念，并设计出了适用于平均6.8 m煤层的支护结构，包括可伸缩U型钢、切顶护帮支架、防冲板和金属网等。相邻的可伸缩U型钢之间采用金属拉杆进行铰接连接，以增强支护结构的整体稳定性，并将侧向荷载传递至单体支柱。具体的支护结构示意如图1所示。
图1 巷旁支护结构图
3、巷内支护技术
3.1 留巷前巷内支护技术
W4301回风巷使用梯形断面钢棚支护。断面上下宽分别为4.586 m和3.85 m, 高为3 m, 净断面上下宽分别为4.2 m和3.5 m, 高为2.8 m.巷道采用12号工字钢作为顶梁支撑材料，支腿选用29U型钢，棚距为700 mm.为了防止顶板下沉，支架设计时预留了一定高度，以增加其强度。为了确保棚腿底部的稳定性，使用200 mm×200 mm×50 mm柱窝，并在底板焊接200 mm×200 mm×10 mm的钢板。根据巷道断面形状及围岩条件设计合理的单体支柱间距。支撑用钢勾上、下连锁，顶部、帮体均为木背板勾顶背帮体，错步依次排列。根据现场条件及顶板岩性选用合适的单体支柱。如遇地质情况，会使用木垛或者密集支架来强化超前支护。为了防止施工时产生变形和破坏，应根据不同地段设计合理的断面型式，以适应现场条件。在路口采用抬棚支护，支设后用工字钢和钢筋混凝土进行二次加固。支护示意如图2所示。
图2 巷道支护示意(单位：mm)
3.2 留巷过程巷内支护
如图3所示，在顶梁的支撑梁中，设置了3排长度为2 m和4 m的支柱，采取一梁两柱，一梁四柱支撑，以避免Π型钢梁和棚顶梁的滑移。添加了1层废旧胶带。此外，为保障巷道的稳定，选用迈步式支架ZT32000/22/35进行护巷支架，支架安装在长11.5 m、净宽3.5 m、高2.8 m的硐室内。在接近采煤工作面5 m时，使用单体支柱和Π型钢梁进行顶梁托换。为防止上分层工作面落矸石，采用了双层网和金属网加强支护，支护棚间距缩小到350 mm.此外，为保证巷道的安全，对于巷道的支护，采取了端头支护的方式，将超前支护延伸至工作面。巷道内的3排Π型钢梁支护不变。为了防止顶板下沉，支架设计时预留了一定高度，以增加其强度。护巷支架架设硐室如图4所示。
图3 超前支护、补强支护示意(单位：mm)
图4 护巷支架安装硐室示意
3.3 留巷后巷内支护技术
在进行矿山支护工作时，支架后需支撑，采用木托梁与单体柱联合支护。支架上方安装有钢架棚顶网。木托梁的规格为长2 600 mm、宽150 mm、厚150 mm, 与支护棚采用间隔1 200 mm的工字钢顶梁错开。在施工时通过调整锚杆位置及数量来满足顶板控制要求。单体柱为一梁三柱的DW35-300/110类型。在施工过程中根据顶板来压规律确定合理的锚杆安装密度，确保围岩稳定。超前支承压力主要分布在煤壁和顶板中，对顶煤起到良好的保护作用。它距巷道中心线925 mm, Π型钢梁长4 m.由于受围岩条件影响较大，在顶板垮落后仍有一部分煤柱存在，因此对采动支承压力分布规律研究较少，但通过理论计算分析可确定合理的超前距和留巷角。木托梁支护示意，如图5所示。
图5 木托梁支护示意(单位：mm)
4、留巷矿压分析
4.1 矿压监测方案
采用现场实测方法获得巷道变形量和锚杆受力数据。具体布置如图6所示。
图6 测站布置示意
4.2 矿压监测结果
1) 巷道表面位移变化。
在监测围岩收敛变形过程中，利用井字监测法。监测的内容主要有超前工作面和沿空掘巷两部分。根据对现场实测资料的分析研究可知，在采动影响区煤柱中布置监测点后，可以准确地反映出煤层回采前后煤岩层移动及变化情况。其中两帮的移近量用收敛计测量，并利用顶板动态仪测量顶底板移近量。监测结果见图7.
图7 巷道围岩收敛变形监测
在工作面推进的过程中，巷道两侧和顶部的移动变化趋势大致相同。然而，由于受地质条件、巷道跨度和支撑强度等因素的不同影响，沿着空隙不同的位置，表面的移动变化表现出明显的差异。例如，距开切眼356 m时围岩的顶部和底部移动量最大达到了235 mm, 而距开切眼147 m时顶底板的移动量最大为209 mm.同样，距开切眼356 m时围岩两侧的移动量最大达到了313 mm, 而距开切眼147 m时断面两侧的移动量最大为281 mm.另外巷道变形主要集中于采掘影响区域，且随时间推移逐渐降低，最后趋于稳定。
2) 支护棚压力监测。
压力表安装于测站旁支撑棚棚腿及顶部梁，每个测站都配置了3组压力表进行监测。监测结果如图8所示，其中1号、2号、3号测站距切眼分别为55 m、110 m、169 m.在整个工作面回采期间，切眼与采场顶板之间存在着一个相对稳定的空间，这个空间即为采空区边界，该区域范围内没有明显变化。1号a位置在巷道进口W4302一侧的走向，1号b位置指向巷道进口W4301一侧，2号a、2号b分别位于采空区W4302、W4301侧。
图8 3号测站支护棚压力监测
1号a位置和1号b位置先迅速下降，然后上升至稳定值之后保持稳定。2号a位置和2号b位置随着距离工作面推进距离的增加变化不大，但整体呈上升趋势，之后逐渐趋于平缓。最终各个测点压力平衡时，2号a位置压力>2号b位置压力>1号a位置压力>1号b位置压力。
3) 单体支柱工作阻力变化。
在各组测站共设置压力监测仪3台。巷道围岩变形量随着时间变化不明显。监测结果如图9所示。
图9 3号测站单体柱工作阻力
3个单体柱工作阻力呈现出先下降后上升的趋势，其中单体柱c在距离工作面50 m时工作阻力最大，达到30 MPa, 之后迅速下降，然后缓慢上升，直至稳定。单体柱b从20 MPa开始下降至最低，然后逐渐上升至10 MPa左右。单体柱起始压力较低，缓慢上升至8 MPa左右保持平衡。每根支撑柱初始压力不等，在不同采动作用下，造成支撑柱压力变化大。
5、结语
W4301工作面沿空留巷确保了通风正常，提高了作业速度。通过合理的支护设计，保证了稳定性。研究结论如下：
1) 巷旁支护能够减轻顶板压力，提高混凝土支护弹性。同时巷旁支护强度符合围岩变形的要求，利于围岩控制。
2) 巷道中使用了钢棚和Π型钢梁、单体柱和其他金属网的共同支撑，可实现留巷过程中巷道围岩的稳定性控制。
3) 通过监测W4301工作面矿压，揭示了矿压显现规律。有助于确定完善支护方案，为根据煤矿实际情况进行支护提供了参考。
参考文献:
[1]朱云龙.官地矿12607综采面沿空留巷柔模墙支护技术研究[J].煤,2023,32(3):4-8.
[2]康红普,牛多龙,张镇,等.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,2010,29(10):1 977-1 987.
[3]何满潮,宋振骐,王安,等.长壁开采切顶短壁梁理论及其110工法:第三次矿业科学技术变革[J].煤炭科技,2017,149(1):1-9,13.
[4]阚甲广,武精科,张农,等.二次沿空留巷围岩结构稳定性与控制技术[J].采矿与安全工程学报,2018,35(5):877-884.
[5]李迎富,华心祝.沿空留巷围岩结构稳定性力学分析[J].煤炭学报,2017,42(9):2 262-2 269.
[6]王东攀,杨鸿智,袁伟茗,等.厚煤层综放沿空留巷“支-卸”协同围岩控制技术[J].采矿与岩层控制工程学报,2022,4(4):32-42.
[7]邓国涛.马兰矿沿空留巷巷旁充填体加固技术研究[J].煤,2023,32(1):74-76.
文章来源:申海利,宋慧杰.沿空留巷支护技术及矿压监测研究[J].煤,2024,33(01):79-82.
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2024-01-11
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