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[摘 要]针对肖家洼煤矿211301B工作面辅助运输顺槽沿空掘巷过程中，与正常回采的211301B工作面“相对而行”情况，本文基于工作面实际地质状况，分析了迎采动面沿空掘进巷道围岩的应力环境，提出了安全合理的支护方案，并对动压影响区域的巷道围岩位移变化量进行了观测。实测结果表明，两帮最大变形量为267mm，顶底板移近量最大值为142mm，完全能够满足本工作面回采使用要求，保证了采掘接替，实现了安全生产。
[关键词]迎采动面 沿空掘巷 动压影响 围岩稳定性 锚杆支护
中图分类号：TM933.4 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）10-0203-02
前言
中煤三十工程处承建的山西锦兴能源有限公司兴县肖家洼煤矿井田面积60.338km2， 批准开采4、6、8、13煤层，矿井建设规模为年产1000万吨，并配套建设10000万吨选煤厂，矿井设计开采服务年限62.6年。近年来， 随着对采空区侧向老顶破断规律和边缘煤体应力的深入研究以及煤巷锚杆支护的推广， 沿空掘巷的围岩控制已经成为比较成熟的技术。此技术在肖家洼煤矿综放面的巷道布置方面也得到了成功的应用。目前，矿井正在进行21采区开采，由于该采区为单翼开采，采掘接替异常紧张，需要在 211301B 工作面回采结束前准备出 211302工作面，造成了211301B工作面辅助运输顺槽掘进工作面与 211301B综放回采工作面 “相对而行”的特殊局面。此时，在迎采动面沿空掘巷的情况下，不稳定采空区边缘和强烈的动压作用下如何维护沿空掘巷，不仅要考虑煤柱留设、顶板煤体的稳定等因素，分析侧向关键顶板破断回转过程对巷道顶板的结构性破坏以及动压状态下煤柱稳定也是至关重要的。因此，本文基于 211301B工作面辅助运输顺槽掘进工作面实际地质状况，分析了迎采动面沿空掘进巷道围岩的应力环境，提出了安全合理的支护方案，保证了巷道掘进过程中的安全生产。
1.工程概况
肖家洼煤礦21采区属于13号可采煤层，上距8号煤层52.10～82.40m，平均70.30m，下距K1砂岩20.17～34.29m，平均34.67m。煤层厚度为9.7～13.8m，平均11.6m。其顶底板岩性见表 1。
211301B辅助运输顺槽是承担211302综放工作面安装、进料、行人的一条辅助运输巷道，全长1245.6m，断面为矩形，尺寸净宽×净高=5.4m×3.5m，沿13号煤层底板布置地面标高+1150m～+1286m，井下标高+918m～+1012m。211301B综放工作面处于正常生产状态，推进方向与211301B辅助运输顺槽掘进方向相对，采掘工作面间留设20m宽区段煤柱。211301B辅助运输顺槽掘进至2700m处与211301B综放工作面“相迎”。沿空巷道与相邻工作面位置关系图如图 1 所示。
2.围岩稳定性分析及控制方法
2.1 特殊的时间安排分析
迎采动沿空掘巷在时间安排上具有特殊性，首先巷道在实体煤层中掘进，由于煤岩体未受工程扰动，施工条件好于沿稳定采空区边缘留小煤柱掘巷的情况，但这段巷道在掘巷时围岩卸载，掘巷后应力重新平衡，造成一次扰动； 其次，当相邻工作面回采与掘进碰头时，由于超前支承压力及动压影响，沿空巷道周围煤岩体矿山压力剧烈显现，破碎区大范围迅速扩张； 最后巷道掘进进入采空区后，受残余支承压力及未稳定采空区影响，变形会持续增加。综上可知，迎采动沿空掘巷与上区段部分作业时间同步，巷道围岩受扰动次数明显增多，虽然后期与沿稳定采空区边缘沿空掘巷情况类似，但此时前者煤柱破碎，巷道围岩破坏严重，传统支护难以满足回采要求，亟需提高支护强度。
2.2 空间位置分析
通常沿空巷道掘进位置一般刚好处于残余支承压力峰值下，掘巷后，煤柱遭到破坏而卸载，支撑压力向煤体深部移动，此时巷道将处于低应力区。迎采动沿空巷道的空间位置与传统沿空巷道位置大体相同，留小煤柱沿相邻区段采空区边缘布置巷道，巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与铰结边之间，相邻工作面迎掘进方向推进后，原来处于原岩平衡状态的老顶侧向断裂、失稳，形成弧形三角块。弧形三角块将与采空区老顶和实体煤老顶互相咬合，形成铰接结构，然后达到再稳状态。弧形三角块从失稳到再稳的过程，就是巷道大变形的过程，理想的支护就是良好的约束和适应巷道围岩的结构调整。
2.3 控制方法
综合上面对沿空掘巷围岩稳定性的分析，结合该巷道沿空掘巷的实际情况，提出 “帮顶同治、保护煤柱”的支护思想： ①进一步强化顶板，减缓两帮压力。使用锚索梁 （ 或将锚索直接打在钢带上） 进行配套加强支护，通过高预拉力锚索梁来进一步强化顶板，改善围岩的细观应力场，形成顶板承载结构，提高控制围岩变形的能力。②强化煤柱侧支护强度，进行针对性支护。应用关键层理论对沿空掘巷围岩结构进行分析，得出基于老顶岩层的大结构和基于锚杆围岩组合承载体系的小结构，认为沿空掘巷要同时考虑大结构和小结构的稳定，而小结构中煤柱的稳定性又最为关键。③强化初期支护强度，加大初期支护投入。在支护的初期就必须对围岩施加高强度主动支护作用，使开挖后的围岩及时得到应力重塑，尽可能加强环向约束，减小岩体变形，使巷道整体结构处于稳定状态。
3.支护参数设计及应用效果分析
根据以上分析，现场将211301B辅助运输顺槽掘进面与211301B综放面“相迎”前后100m视为动压影响区，为了保证211301B辅助运输顺槽受动压影响后仍能维持良好稳定性，进行了相应的支护参数设计。
3.1 支护参数设计
1）顶板：采用锚网+锚索+W钢带+锚索梁支护，支护材料为：顶板采用φ20×2200mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格3000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢带选用BHM270-2.75型矿用W钢带，长度为5200mm，采用锚杆扣挂，锚索规格为？21.6×12500mm钢绞线，间排距1600×1600mm，每排布置三根。锚索梁采用4600mm长11#工字钢加工，每根锚索梁用三根锚索吊挂。
2）正帮（煤柱帮）：采用锚网+钢筋梯支护，锚杆规格为？20×2200㎜左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格3000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢筋梯子梁用14#圆钢加工，长2600mm，宽100mm。每排布置4根锚杆。
3）副帮：（采煤帮）：采用锚网支护，锚杆规格为？16×1600㎜玻璃钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，网片为后3.5mm，网格40mm塑料网。
4）底板：混凝土铺底，铺底厚度200mm，混凝土强度等级C25。
211301B工作面辅助运输顺槽断面支护如图2所示。
3.2 应用效果分析
动压影响区域掘进过程中，在211301B辅助运输顺槽中设置测点，采用“十字交叉法”对巷道围岩变形量进行观测，结果如图3所示。
由图3可以看出：
1） 巷道所受超前影响距离大于 40m， 滞后影响距离大于 100m。
2） 工作面后方 40m 范围受强烈的侧向支承压力， 巷道断面收敛速度最快， 超前支承压力影响阶段次之， 工作面后方 40m以外， 为侧向支承压力影响缓和期， 围岩移近量逐渐趋于稳定。
3） 采用高强度锚杆及锚索梁联合支护后，受动压影响后， 两帮最大变形量为267mm，顶底板移近量则更小，最大值仅为142mm。
4.结论
1） 特殊的时间安排和空间位置决定了迎采动沿空掘巷的支护难点，通过对掘进期间和回采期间巷道稳定性分析可知，由于各类扰动影响，煤岩体应力波动难以趋向稳定，巷道周围岩体及小煤柱因受多次卸载造成整体结构破坏，自承载能力低，导致支护难度增大。
2） 提出通过强化顶板，减缓两帮压力； 加强煤柱侧支护强度，针对性地进行支护； 强化初期支护强度，加大初期支护投入，采用高强度锚杆及锚索梁联合支护
3）实测两帮最大变形量为267mm，顶底板移近量最大值仅为142mm，完全能满足本工作面回采使用要求， 保证了采掘接替， 实现了安全生产。
[关键词]迎采动面 沿空掘巷 动压影响 围岩稳定性 锚杆支护
中图分类号：TM933.4 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2015）10-0203-02
前言
中煤三十工程处承建的山西锦兴能源有限公司兴县肖家洼煤矿井田面积60.338km2， 批准开采4、6、8、13煤层，矿井建设规模为年产1000万吨，并配套建设10000万吨选煤厂，矿井设计开采服务年限62.6年。近年来， 随着对采空区侧向老顶破断规律和边缘煤体应力的深入研究以及煤巷锚杆支护的推广， 沿空掘巷的围岩控制已经成为比较成熟的技术。此技术在肖家洼煤矿综放面的巷道布置方面也得到了成功的应用。目前，矿井正在进行21采区开采，由于该采区为单翼开采，采掘接替异常紧张，需要在 211301B 工作面回采结束前准备出 211302工作面，造成了211301B工作面辅助运输顺槽掘进工作面与 211301B综放回采工作面 “相对而行”的特殊局面。此时，在迎采动面沿空掘巷的情况下，不稳定采空区边缘和强烈的动压作用下如何维护沿空掘巷，不仅要考虑煤柱留设、顶板煤体的稳定等因素，分析侧向关键顶板破断回转过程对巷道顶板的结构性破坏以及动压状态下煤柱稳定也是至关重要的。因此，本文基于 211301B工作面辅助运输顺槽掘进工作面实际地质状况，分析了迎采动面沿空掘进巷道围岩的应力环境，提出了安全合理的支护方案，保证了巷道掘进过程中的安全生产。
1.工程概况
肖家洼煤礦21采区属于13号可采煤层，上距8号煤层52.10～82.40m，平均70.30m，下距K1砂岩20.17～34.29m，平均34.67m。煤层厚度为9.7～13.8m，平均11.6m。其顶底板岩性见表 1。
211301B辅助运输顺槽是承担211302综放工作面安装、进料、行人的一条辅助运输巷道，全长1245.6m，断面为矩形，尺寸净宽×净高=5.4m×3.5m，沿13号煤层底板布置地面标高+1150m～+1286m，井下标高+918m～+1012m。211301B综放工作面处于正常生产状态，推进方向与211301B辅助运输顺槽掘进方向相对，采掘工作面间留设20m宽区段煤柱。211301B辅助运输顺槽掘进至2700m处与211301B综放工作面“相迎”。沿空巷道与相邻工作面位置关系图如图 1 所示。
2.围岩稳定性分析及控制方法
2.1 特殊的时间安排分析
迎采动沿空掘巷在时间安排上具有特殊性，首先巷道在实体煤层中掘进，由于煤岩体未受工程扰动，施工条件好于沿稳定采空区边缘留小煤柱掘巷的情况，但这段巷道在掘巷时围岩卸载，掘巷后应力重新平衡，造成一次扰动； 其次，当相邻工作面回采与掘进碰头时，由于超前支承压力及动压影响，沿空巷道周围煤岩体矿山压力剧烈显现，破碎区大范围迅速扩张； 最后巷道掘进进入采空区后，受残余支承压力及未稳定采空区影响，变形会持续增加。综上可知，迎采动沿空掘巷与上区段部分作业时间同步，巷道围岩受扰动次数明显增多，虽然后期与沿稳定采空区边缘沿空掘巷情况类似，但此时前者煤柱破碎，巷道围岩破坏严重，传统支护难以满足回采要求，亟需提高支护强度。
2.2 空间位置分析
通常沿空巷道掘进位置一般刚好处于残余支承压力峰值下，掘巷后，煤柱遭到破坏而卸载，支撑压力向煤体深部移动，此时巷道将处于低应力区。迎采动沿空巷道的空间位置与传统沿空巷道位置大体相同，留小煤柱沿相邻区段采空区边缘布置巷道，巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与铰结边之间，相邻工作面迎掘进方向推进后，原来处于原岩平衡状态的老顶侧向断裂、失稳，形成弧形三角块。弧形三角块将与采空区老顶和实体煤老顶互相咬合，形成铰接结构，然后达到再稳状态。弧形三角块从失稳到再稳的过程，就是巷道大变形的过程，理想的支护就是良好的约束和适应巷道围岩的结构调整。
2.3 控制方法
综合上面对沿空掘巷围岩稳定性的分析，结合该巷道沿空掘巷的实际情况，提出 “帮顶同治、保护煤柱”的支护思想： ①进一步强化顶板，减缓两帮压力。使用锚索梁 （ 或将锚索直接打在钢带上） 进行配套加强支护，通过高预拉力锚索梁来进一步强化顶板，改善围岩的细观应力场，形成顶板承载结构，提高控制围岩变形的能力。②强化煤柱侧支护强度，进行针对性支护。应用关键层理论对沿空掘巷围岩结构进行分析，得出基于老顶岩层的大结构和基于锚杆围岩组合承载体系的小结构，认为沿空掘巷要同时考虑大结构和小结构的稳定，而小结构中煤柱的稳定性又最为关键。③强化初期支护强度，加大初期支护投入。在支护的初期就必须对围岩施加高强度主动支护作用，使开挖后的围岩及时得到应力重塑，尽可能加强环向约束，减小岩体变形，使巷道整体结构处于稳定状态。
3.支护参数设计及应用效果分析
根据以上分析，现场将211301B辅助运输顺槽掘进面与211301B综放面“相迎”前后100m视为动压影响区，为了保证211301B辅助运输顺槽受动压影响后仍能维持良好稳定性，进行了相应的支护参数设计。
3.1 支护参数设计
1）顶板：采用锚网+锚索+W钢带+锚索梁支护，支护材料为：顶板采用φ20×2200mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格3000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢带选用BHM270-2.75型矿用W钢带，长度为5200mm，采用锚杆扣挂，锚索规格为？21.6×12500mm钢绞线，间排距1600×1600mm，每排布置三根。锚索梁采用4600mm长11#工字钢加工，每根锚索梁用三根锚索吊挂。
2）正帮（煤柱帮）：采用锚网+钢筋梯支护，锚杆规格为？20×2200㎜左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm。金属网规格3000mm×1100mm，网格100㎜×100㎜，钢筋梯子梁用14#圆钢加工，长2600mm，宽100mm。每排布置4根锚杆。
3）副帮：（采煤帮）：采用锚网支护，锚杆规格为？16×1600㎜玻璃钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，网片为后3.5mm，网格40mm塑料网。
4）底板：混凝土铺底，铺底厚度200mm，混凝土强度等级C25。
211301B工作面辅助运输顺槽断面支护如图2所示。
3.2 应用效果分析
动压影响区域掘进过程中，在211301B辅助运输顺槽中设置测点，采用“十字交叉法”对巷道围岩变形量进行观测，结果如图3所示。
由图3可以看出：
1） 巷道所受超前影响距离大于 40m， 滞后影响距离大于 100m。
2） 工作面后方 40m 范围受强烈的侧向支承压力， 巷道断面收敛速度最快， 超前支承压力影响阶段次之， 工作面后方 40m以外， 为侧向支承压力影响缓和期， 围岩移近量逐渐趋于稳定。
3） 采用高强度锚杆及锚索梁联合支护后，受动压影响后， 两帮最大变形量为267mm，顶底板移近量则更小，最大值仅为142mm。
4.结论
1） 特殊的时间安排和空间位置决定了迎采动沿空掘巷的支护难点，通过对掘进期间和回采期间巷道稳定性分析可知，由于各类扰动影响，煤岩体应力波动难以趋向稳定，巷道周围岩体及小煤柱因受多次卸载造成整体结构破坏，自承载能力低，导致支护难度增大。
2） 提出通过强化顶板，减缓两帮压力； 加强煤柱侧支护强度，针对性地进行支护； 强化初期支护强度，加大初期支护投入，采用高强度锚杆及锚索梁联合支护
3）实测两帮最大变形量为267mm，顶底板移近量最大值仅为142mm，完全能满足本工作面回采使用要求， 保证了采掘接替， 实现了安全生产。