林恩军
(山西汾西矿业集团柳湾煤矿，山西 孝义 032300)
为了维护沿空巷道的稳定，以1306沿空巷道为研究对象，浅析了巷道支护方式，通过现场观测确定支护效果。观测结果表明，巷道掘进及工作面回采期间巷道支护均能维护其稳定，达到设计要求。
沿空留巷；巷道支护；效果考察
1 工程概况1306轨道顺槽位于-660 m水平，属于一采区，地面标高+46.38 m～+50.34 m，井下标高在-516.5 m～576.4 m。1306轨道顺槽对应的地面相对位置：位于津浦铁路以东，大中村以西，程家庄以南，地面无建筑物。1306轨道顺槽位于一采区上部，一采回风上山以东，地面无重要建筑物，掘进对地面无影响，南邻1305工作面，北邻1306工作面。1306轨道顺槽东段长度约1 650 m。
1306轨道顺槽东段沿3煤底板掘进。3煤以暗煤为主，夹镜煤条带，内生裂隙发育，结构较复杂。3煤发育2层夹矸：一层在煤层底板之上5.50 m～5.80 m处，为一层厚0.02 m～0.03 m的粉砂质泥岩夹矸；另一层在底板之上2.90 m～3.90 m处，为厚0.30 m～0.50 m的粉砂岩或泥岩夹矸，西厚东薄。3下煤平均厚度为1.1 m，3上煤与3下煤的夹矸平均厚0.4 m，3煤厚度8.20 m～9.45 m，平均煤厚9.0 m，煤层普氏系数f=2～3，煤层沉积稳定，厚度变化较小。3煤直接底为粉砂岩，厚度为1.00 m～2.65 m，普氏系数f=4～6；3煤直接顶为粉砂岩，厚度为0 m～11.64 m，普氏系数f=4～5；3煤老顶为中、细砂岩，厚度14.35 m～23.34 m，普氏系数f=5～7。
2 巷道支护参数2.1 巷道断面由于巷道前期支护效果不理想，随后对巷道支护参数进行优化，本文主要对优化后的支护方案进行考察。以下主要对现在巷道支护参数进行介绍。
实际生产中，1306沿空顺槽东段小煤柱宽度约为4 m。巷道断面为梯形，上底净宽4.8 m，下底净宽5.0 m，巷道顶板沿3上煤与3下煤夹矸上平面掘进，净高度不低于3.8 m。当3下煤及夹矸厚度小于3.8 m时，破3上煤，沿3下煤底板掘进，巷道高度不低于3.8 m；当3下煤及夹矸厚度为3.8 m～4.5 m时，沿夹矸上平面和3下煤底板掘进；当3下煤及夹矸厚度大于4.5 m时，底板留底煤控制巷道高度3.8 m[1-2]。图1为1306工作面回采巷道位置关系示意图。
图1 1306工作面回采巷道位置关系示意图
2.2 巷道支护参数1306轨道顺槽东段采用锚网带与锚索联合支护方式。具体支护参数如下：
1) 顶板支护
每排布置7根φ22 mm×2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间距排为750 mm×800 mm。钢带两端头锚杆与水平成75°夹角斜向上安设，其他顶锚杆垂直顶板安设。距巷中左右750 mm各布置1根锚索，锚索排距1 600 mm。巷道顶部使用长4 800 mm的梯型钢带，挂设50 mm×50 mm的金属菱形网[3]。
2) 实体煤帮支护
每排布置5根φ20 mm×2 000 mm的全螺纹钢锚杆，两帮第1根与第5根锚杆与水平成15°～25°安设，第2根至第4根锚杆垂直煤壁安设，间距800 mm；在实体煤帮布置2根φ22 mm×8 500 mm的长锚索，上部锚索位于项部锚杆下方500 mm，按照15°～25°仰角施工，锚索安装应保证穿过顶板夹层；中部锚索位于实体煤帮第3根锚杆下方350 mm处，垂直煤壁方向施工，排距为1 600 mm，锚索预紧力不低于80 kN，锚固力不低于200 kN。
3) 小煤柱帮支护
小煤柱帮锚杆布置方式和实体煤帮相同。相邻的正常支护锚杆中间分别隔排插花布置锚杆、锚索，布置方式为：在沿空帮第1根与第2根，第2根与第3根锚杆中间布置1根φ20 mm×2 000 mm伞螺纹钢锚杆，锚杆排距为1 600 mm。沿空帮顶板向下500 mm按25°～35°仰角打注1根φ22 mm×5 000 mm锚索，在帮部中间位置垂直煤壁打注1根φ22 mm×3 500 mm锚索。
4) 超前支护
1306轨道顺槽回采期间矿压显现剧烈，为控制顶板下沉，采用超前液压支架进行超前支护。轨道顺槽采用ZCZ26500/22/38型两架一组的中置式液压支架支护顶板，共安设5组支架，支架高度2 300 mm～4 000 mm，支护强度为0.59 MPa，超前支护距离不小于40 m。当顺槽支架间的人行道宽度小于0.7 m时，需提前将顺槽支架外移，并在顺槽支架至机尾区域支设单体点柱进行支护。超前支护以外的区域巷道出现明显变形、断锚杆、撕裂钢带等现象时，在钢带下支设点柱加强支护[4]。
3 监测结果与分析为验证上述支护方式及参数的支护效果，了解支护参数的合理性，在1306轨道顺槽东段布置位移测点，观测内容包括顶底板移近量、两帮移近量、顶板下沉量、底鼓量、实体煤帮移近量和沿空帮移近量[5]。
3.1 掘进期间巷道变形掘进期间在1306轨道顺槽中布置3个测点(1号测点距巷道尽头443.2 m、2号测点距巷道尽头470.4 m、3号测点距巷道尽头478.4 m)，将3个测点的监测数据统计整理，绘制成曲线如图2～图4所示。
图2 1号测点巷道表面位移随距离变化曲线
图3 2号测点巷道表面位移随距离变化曲线
图4 3号测点巷道表面位移随距离变化曲线
分析图2～图4可以得到1306沿空巷道在掘进期间的变化规律，具体如下：
1) 1306沿空巷道在掘进期间随着测点远离掘进迎头，巷道变形逐渐增大并最终趋于稳定。
2) 巷道表面变形明显的分为3个阶段：急剧升高段、缓慢升高段、趋于稳定段，其中，急剧升高段位于掘进迎头后方70 m以内，巷道顶板的最大下沉速度达到23 mm/d，最大底鼓速度为68 mm/d，实体煤帮最大移近速度为34 mm/d，小煤柱帮最大移近速度为120 mm/d；测点在迎头后方140 m外变
形趋于稳定。
3) 巷道最终顶板下沉量基本稳定在56 mm～118 mm，底鼓量稳定在148 mm～185 mm，顶底移近量稳定在210 mm～266 mm，实体煤帮移近量稳定在67 mm～124 mm，小煤柱帮移近量稳定在192 mm～273 mm，两帮移近量稳定在289 mm～340 mm。
4) 沿空巷道最终两帮移近量大于顶底板移近量，小煤柱帮移近量大于实体煤帮移近量。
3.2 回采期间巷道变形在1306工作面前方轨道顺槽中布置3个测点：1号测点(距工作面98 m)、2号测点(距工作面102.5 m)、3号测点(距工作面108 m)。将3个测点观测到的数据统计整理，绘制曲线如图5～图7。
图5 1号测点巷道表面位移随距离变化曲线
图6 2号测点巷道表面位移随距离变化曲线
图7 3号测点巷道表面位移随距离变化曲线
分析图5～图7可以得到，1306沿空顺槽在回采期间的变化规律，具体如下：
1) 1306沿空顺槽在回采期间随着测点和工作面距离的减小，围岩变形逐渐增大。
2) 随着工作面和测点之间距离的减小，围岩变形依次经过了基本稳定段、缓慢升高段、急剧升高段3个阶段，其中，基本稳定段位于工作面前方70 m以外，急剧升高段位于工作面前方约30 m范围内。
3) 急剧升高段顶底移近速度最大可达到265 mm/d，两帮移近速度最大达到225 mm/d，巷道表面位移在接近回采工作面时达到最大，其中，顶底板移近量为602 mm～755 mm，两帮移近量为1 030 mm～1 096 mm。
4) 回采期间巷道矿压显现剧烈，超前变形剧烈，两帮的移近量明显大于顶底板移近量，回采期间应加强超前支护，使其满足安全生产的需要。
4 结论本文对1306轨道顺槽东段进行了巷道支护设计、监测，取得了良好的支护效果。
现场监测发现，沿空巷道在掘进期间围岩变形依次经历急剧升高段、缓慢升高段、趋于稳定段3个阶段，急剧升高段位于掘进迎头后方70 m以内，在140 m以外变形趋于稳定。巷道最终顶板下沉量基本稳定在56 mm～118 mm，底鼓量稳定在148 mm～185 mm，顶底移近量稳定在210 mm～266 mm，实体煤帮移近量稳定在67 mm～124 mm，小煤柱帮移近量稳定在192 mm～273 mm，两帮移近量稳定在289 mm～340 mm。
回采期间，围岩变形依次经过了基本稳定段、缓慢升高段、急剧升高段3个阶段，其中，基本稳定段位于工作面前方70 m以外，急剧升高段位于工作面前方约30 m范围内。巷道表面位移在接近回采工作面时达到最大，其中，顶底板移近量为602 mm～755 mm，两帮移近量为1 030 mm～1 096 mm。
无论是掘进期间还是同采期间，沿空巷道变形量均得到了有效控制，巷道围岩稳定性好，能够满足正常生产的需要，为综放开采的高产高效提供了保障。
[1] 夏向阳.深部高应力软岩巷道锚注支护数值模拟研究与应用[D].青岛：山东科技大学,2003.
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