趙志研
(1.中煤科工集團(tuán)沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;2.煤礦安全技術(shù)國家重點(diǎn)實驗室,遼寧 撫順 113122)
沿空留巷技術(shù)作為無煤柱開采技術(shù)之一,可減少回采巷道掘進(jìn)工程量,緩解礦井采掘接續(xù)緊張關(guān)系,并提高煤炭資源回采率,改善了巷道的維護(hù)方式,但與傳統(tǒng)的井工開采方式相比,沿空留巷需要經(jīng)歷2 次礦山采動影響,對巷道圍巖控制技術(shù)要求高。針對沿空留巷技術(shù),國內(nèi)外專家學(xué)者做了大量的研究工作,已經(jīng)取得了較多成果。李明[1]等以陳四樓煤礦2803 工作面為研究背景,確定深孔預(yù)裂卸壓相關(guān)技術(shù)參數(shù),驗證深孔預(yù)裂卸壓及加強(qiáng)支護(hù)在沿空留巷維護(hù)方面的合理性;沈平等針對大傾角沿空留巷圍巖控制相對困難的現(xiàn)狀,提出采用可回收的弓形柔性掩護(hù)支架支護(hù)沿空留巷,實現(xiàn)沿空留巷支護(hù)技術(shù)剛?cè)岵⑴e,為大傾角煤層沿空留巷支護(hù)技術(shù)提供了1 種新的方法[2];范凱通過對沿空留巷頂板變形全過程進(jìn)行監(jiān)測,提出在合理的時間通過支護(hù)施加的高強(qiáng)支護(hù)力對頂板進(jìn)行二次預(yù)裂卸壓,可提高沿空留巷的穩(wěn)定性[3];鄧雪杰等研究不同埋深、充實率,充填體寬度和強(qiáng)度條件下,沿空留巷圍巖應(yīng)力演化及破壞規(guī)律,提出具有針對性的沿空留巷支護(hù)方案[4]。
為此,分析不同巷幫充填參數(shù)和不對稱巷內(nèi)錨桿支護(hù)參數(shù),對沿空留巷圍巖控制效果的影響,通過理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場實踐3 種方法,總結(jié)出針對某礦3304 工作面合理的沿空留巷圍巖控制技術(shù)方案,可為今后相似條件工作面巷道圍巖控制提供一定的借鑒。
某礦3304 工作面走向長875 m,傾向長135 m,主采3#煤層,3#煤層屬于全區(qū)穩(wěn)定可采煤層,煤層厚度、傾角均較大,煤層平均厚度為4.7 m,平均傾角19°,平均埋深670 m。3304 工作面采用長壁后退式回采技術(shù),一次采全高。采用全部垮落法管理頂板。煤層直接頂為細(xì)砂巖,厚度為3.93 m,頂板巖層較為堅硬,頂板管理相對困難,底板為泥巖,厚度為2.45 m,遇水較易軟化。為解決采掘接替緊張關(guān)系,計劃將3304 工作面運(yùn)輸巷進(jìn)行留巷,作為3306 工作面回風(fēng)巷。工作面沿空留巷布設(shè)如圖1。
圖1 工作面布設(shè)圖Fig.1 Layout of working face
3304 工作面巷道斷面為直角梯形,巷道寬4.2 m,下幫高3.5 m。巷道初始參數(shù)為:頂板采用高強(qiáng)左旋螺紋鋼錨桿,錨桿參數(shù)為?20 mm×2 400 mm,錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm,除左右肩角處錨桿與垂線成15°布置外,其余頂板錨桿均垂直于巷道頂板布設(shè),采用1 支MSK2335 錨固劑和1 支MSZ2360錨固劑進(jìn)行錨固,錨桿預(yù)緊力不得小于200 N·m。錨索采用高強(qiáng)度低松弛鋼絞線錨索,錨索規(guī)格?18.9 mm×6 500 mm,間排距為1 800 mm×1 800 mm 錨索垂直于巷道頂板布設(shè),采用1 支MSK2335 錨固劑和2 支MSK2360 錨固劑進(jìn)行錨固,錨索拉拔力須大于250 kN,錨索托盤規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm,頂板錨索采用“二三二”布置。巷道兩幫采用高強(qiáng)左旋螺紋鋼錨桿,錨桿參數(shù)為?20 mm×2 200 mm,錨桿間排距為1 000 mm×900 mm,幫上角錨桿與水平線成15°布置,幫下角錨桿與水平線成10°布設(shè),其余兩幫錨桿均垂直于巷道幫部布設(shè),采用1 支MSK2335錨固劑和1 支MSZ2360 錨固劑進(jìn)行錨固,錨桿預(yù)緊力不得小于200 N·m;托盤規(guī)格為:150 mm×150 mm×10 mm,金屬網(wǎng)采用10#鐵絲網(wǎng),網(wǎng)格尺寸為40 mm×40 mm,加工規(guī)格為2 000 mm×1 000 mm,頂網(wǎng)和幫網(wǎng)之間搭接200 mm。
根據(jù)力學(xué)試驗結(jié)果,3304 工作面煤巖體的力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 煤巖體物理力學(xué)性質(zhì)試驗成果表Table 1 Test results of physical and mechanical properties of coal and rock mass
3304 工作面沿空留巷期間,巷道需要經(jīng)受本工作面和3306 工作面2 次采動影響,在工作面回采方向上,工作面上覆巖層受到工作面采動壓力和支承壓力的共同作用,巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜,圍巖變形劇烈,如不能采取有效的巷道圍巖控制措施,巷道將發(fā)生程度較大的變形甚至破壞失穩(wěn)?;诖耍治鲅乜樟粝锷细矌r層運(yùn)動規(guī)律,為沿空留巷圍巖控制提供理論基礎(chǔ)[5-14]。
3304 工作面采用一次采全高生產(chǎn)工藝,全部垮落法管理頂板,在采場壓力的作用下,工作面上覆巖層將逐步形成垮落帶、斷裂帶及彎曲下沉帶。3304工作面上部直接頂隨工作面的推進(jìn)而失去煤體的支撐,與原來的力學(xué)結(jié)構(gòu)失去聯(lián)系,很快就發(fā)生離層、垮落,垮落的矸石堆積在采空區(qū)對上覆巖層起到一定的支撐作用,隨著工作面持續(xù)向前推進(jìn),工作面上覆巖層達(dá)到極限垮落步距時,工作面后方的上覆巖層會形成長邊斷裂線1,在采動壓力的作用下,形成短邊斷裂線2,斷裂線1 和斷裂線2 連通,形成頂板的“O”型破壞區(qū),上覆巖層將沿著斷裂線1 和斷裂線2 回轉(zhuǎn)形成斷裂線3,此時頂板出現(xiàn)“X”型破壞區(qū),上覆巖層破斷后會形成垮落巖體B 和巖體C;隨著工作面持續(xù)推進(jìn),上覆巖層破斷出現(xiàn)周期性,出現(xiàn)多個垮落塊體B 和塊體C,由于出現(xiàn)的各個垮落塊體間存在摩擦力的作用,會形成相互鉸接的“大結(jié)構(gòu)”,從而上覆巖體形成連續(xù)的“鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)?!癤”型破壞區(qū)如圖2?!般q接巖梁”結(jié)構(gòu)如圖3。
圖2 “X”型破壞區(qū)Fig.2 “X”type failure area
圖3 “鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)Fig.3 “Hinged rock beam”structure
受3304 工作面上覆巖層周期性斷裂的擾動,工作面上覆巖層產(chǎn)生的載荷通過側(cè)向頂板傳遞至低位巖層,使得應(yīng)力集中在距離煤體的一定范圍內(nèi),由于“大結(jié)構(gòu)”的保護(hù)[15-19],圍巖應(yīng)力在低應(yīng)力區(qū)有一定程度的釋放,采空區(qū)矸石由于有上覆巖層的壓實,應(yīng)力逐漸恢復(fù),因此在采場水平方向上存在3 個應(yīng)力分區(qū)。
采場上覆巖層移動會引起沿空留巷巷道變形,沿空留巷巷旁支護(hù)體對控制上覆巖層的移動具有重要作用。合理的巷旁支護(hù)體強(qiáng)度和寬度可以為巷道上覆巖層提供支護(hù)阻力,進(jìn)而減小上覆巖層的回轉(zhuǎn)變形。在3304 工作面回采過程中,圍巖受到重力載荷與開采擾動的疊加作用,巷道穩(wěn)定性降低。因此,對采取合理的圍巖加固措施,有利于維持巷道的穩(wěn)定。
在現(xiàn)場的實際生產(chǎn)過程中,沿空留巷的圍巖受力變形過程相對復(fù)雜,是多種因素綜合作用的結(jié)果,根據(jù)以往的研究發(fā)現(xiàn),沿空留巷巷幫充填體及巷內(nèi)錨桿(索)支護(hù)參數(shù),對沿空留巷圍巖變形起到重要的控制作用[20-25]。采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,研究沿空留巷在不同巷幫支護(hù)體條件和支護(hù)參數(shù)條件下的沿空留巷圍巖的受力及變形特征,為3304 工作面沿空留巷圍巖控制提供合理的技術(shù)參數(shù)。
根據(jù)3304 工作面實際地質(zhì)條件,本次數(shù)值模擬設(shè)置模型尺寸為150 m×100 m×60 m,在模型中沒有體現(xiàn)的上覆巖層以均布荷載的形式代替,采用摩爾-庫倫準(zhǔn)則判斷巖層的屈服狀態(tài)。除模型上部邊界采用應(yīng)力邊界外,前、后、左、右、下部邊界均采用固支邊界。數(shù)值模型如圖4。
圖4 數(shù)值模型Fig.4 Numerical model
工作面回采引起的采場周圍高應(yīng)力會傳遞至巷道兩幫,導(dǎo)致巷道兩幫巖體承受較高應(yīng)力,并能引起上部基本頂?shù)臄嗔哑茐?,具有一定支撐阻力的巷幫充填體能夠有效地支承巷道頂板,防止基本頂和直接頂離層,使頂板巖層同步運(yùn)動,進(jìn)而減緩上部巖層關(guān)鍵塊體的沉降變形。沿空留巷巷幫充填體一般采用混凝土材料,不同的混凝土水灰比條件下,巷幫充填體的強(qiáng)度會存在一定的差異,致使巷幫充填體的力學(xué)性質(zhì)和承載能力發(fā)生變化,進(jìn)而影響沿空留巷圍巖控制效果;不同的巷幫充填體寬度,對沿空留巷的圍巖控制也會產(chǎn)生一定的影響。通過FLAC 數(shù)值模擬軟件,分析不同沿空留巷巷幫支護(hù)體的水灰比和寬度參數(shù)時,沿空留巷圍巖的變形情況。
3.1.1 不同充填體水灰比對圍巖變形的影響
假設(shè)在巷幫充填體寬度不變的條件下,利用FLAC 數(shù)值模擬軟件改變巷幫充填體的水灰比,研究不同巷幫充填體水灰比條件下,巷幫充填體位移變化情況,以及沿空留巷巷道的圍巖變形情況,進(jìn)而分析巷幫充填體的合理水灰比。不同水灰比時巷幫支護(hù)體水平位移如圖5,不同水灰比時頂板下沉量如圖6。
圖5 不同水灰比時巷幫支護(hù)體水平位移Fig.5 Horizontal displacement of roadway support under different water cement ratios
圖6 不同水灰比時頂板下沉量Fig.6 Roof subsidence under different water cement ratios
通過圖5 和圖6 可知,隨著巷幫支護(hù)體水灰比的減小,巷幫充填體和巷道頂板下沉量均得到相應(yīng)改善,當(dāng)水灰比為3∶1 時,巷道頂板最大下沉量為660 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為329 mm;當(dāng)水灰比為2.5∶1 時,巷道頂板最大下沉量為626 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為292 mm,分別下降了5%和12%;當(dāng)水灰比為2∶1 時,巷道頂板最大下沉量為482 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為234 mm,分別下降了27%和29%;當(dāng)水灰比為1.5∶1 時,巷道頂板最大下沉量為423 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為185 mm,分別下降了36%和44%。由此可以看出巷幫充填體強(qiáng)度對沿空留巷圍巖變形具有較大影響,綜合分析巷道圍巖變形和現(xiàn)場施工條件,選擇水灰比為1.5∶1 時的巷幫支護(hù)體強(qiáng)度較能滿足現(xiàn)場需要。
3.1.2 不同充填體寬度對圍巖變形的影響
根據(jù)前面確定的巷幫充填體水灰比條件下,提出4 種不同的巷幫充填體寬度,研究不同的巷幫充填體寬度條件下,巷道充填體位移變化情況,以及沿空留巷巷道圍巖的變形情況,進(jìn)而分析巷幫充填體的合理的寬度。不同寬度時巷幫支護(hù)體水平變形如圖7,巷幫支護(hù)體不同寬度時巷道頂板下沉量如圖8。
圖7 不同寬度時巷幫支護(hù)體水平變形Fig.7 Horizontal deformation of roadway support at different widths
由圖7 和圖8 可知,隨著巷幫支護(hù)體寬度的增加,巷幫充填體和巷道頂板下沉量均得到相應(yīng)改善,當(dāng)寬度為1.5 m 時,巷道頂板最大下沉量為473 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為412 mm;當(dāng)寬度為2 m 時,巷道頂板最大下沉量為428 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為379 mm,分別下降了10%和8%;當(dāng)寬度為2.5 m 時,巷道頂板最大下沉量為396 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為356 mm,分別下降了17%和14%;當(dāng)寬度為3 m 時,巷道頂板最大下沉量為367 mm,巷幫支護(hù)體水平位移量為330 mm,分別下降了23%和20%;由此可以看出巷幫充填體寬度相較于巷幫充填體強(qiáng)度對沿空留巷圍巖變形稍弱,但也會產(chǎn)生一定的影響,綜合分析巷道圍巖變形和現(xiàn)場施工難易條件,選擇寬度為2 m 時的巷幫支護(hù)體強(qiáng)度較能滿足現(xiàn)場需要。
圖8 巷幫支護(hù)體不同寬度時巷道頂板下沉量Fig.8 Subsidence of roadway roof under different widths of roadway support
3.1.3 不同巷幫支護(hù)體方案中支護(hù)體內(nèi)應(yīng)力
不同巷幫充填體方案中巷幫充填體內(nèi)應(yīng)力情況也會發(fā)生相應(yīng)的變化,由于受篇幅影響,僅以1.5 m寬度和3.0 m 寬度時的巷幫支護(hù)體應(yīng)力云圖為例,說明不同巷幫充填體方案時巷幫充填體的應(yīng)力變化情況。1.5 m 寬度時巷幫充填體應(yīng)力云圖如圖9,3 m寬度時巷幫充填體應(yīng)力云圖如圖10,
圖9 1.5 m 寬度時巷幫充填體應(yīng)力云圖Fig.9 Stress diagram of roadway side filling body with width of 1.5 m
由圖9 和圖10 可以看出,隨著巷幫支護(hù)體寬度的增加,巷幫充填體內(nèi)的最大垂直應(yīng)力也會相應(yīng)增大,巷幫充填體的承載能力也會得到相應(yīng)強(qiáng)化,但隨著巷幫支護(hù)體寬度的增加,現(xiàn)場施工難度也會相應(yīng)加大,根據(jù)數(shù)值模擬試驗的結(jié)果可知,隨著巷幫支護(hù)體寬度的增加,巷幫支護(hù)體內(nèi)垂直應(yīng)力的增加幅度逐漸減小,對支護(hù)體的承載能力的影響減弱。
圖10 3 m 寬度時巷幫充填體應(yīng)力云圖Fig.10 Stress diagram of roadway side filling body with width of 1.5 m
3304 工作面沿空留巷使用時間較長,留巷埋深較大,峰值應(yīng)力較高,巷道在使用期間需經(jīng)受2 次采動影響,巷道圍巖活動劇烈,巷道在受掘進(jìn)穩(wěn)定后,再次受到應(yīng)力擾動影響下,應(yīng)力重新分布對巷道圍巖和巷幫支護(hù)體均會產(chǎn)生較大影響,巷道原始支護(hù)參數(shù)不能滿足3304 工作面留巷期間及下工作面回采期間使用要求,必須根據(jù)3304 工作面的實際情況,改善3304 工作面沿空留巷支護(hù)強(qiáng)度。
為了增強(qiáng)3304 工作面沿空留巷的穩(wěn)定性,防止頂板失穩(wěn)出現(xiàn)冒頂事故,考慮在3304 工作面沿空留巷采取不對稱支護(hù)措施,通過在3304 工作面沿空留巷內(nèi)采取原有支護(hù)參數(shù),利用FLAC 數(shù)值模擬軟件計算出原有支護(hù)參數(shù)條件下的沿空留巷礦壓規(guī)律,在3304 工作面左右?guī)陀嗅槍π詫χёo(hù)的薄弱處實施不同的巷道支護(hù)參數(shù),以確保沿空留巷的穩(wěn)定性。
3.2.1 原有支護(hù)參數(shù)條件下沿空留巷礦壓規(guī)律
3304 工作面留巷期間,巷道頂板和煤體幫采用原有支護(hù)方案,巷幫支護(hù)體側(cè)采用對拉錨桿,錨桿支護(hù)密度和預(yù)緊力均與煤體幫處相同,利用FLAC 數(shù)值模擬軟件計算在留巷期間留巷圍巖變形情況及錨桿的受力情況,以確定原始支護(hù)方案的適用性。原始支護(hù)方案留巷期間圍巖變形情況如圖11,原始支護(hù)方案留巷期間錨桿受力情況如圖12
圖11 原始支護(hù)方案留巷期間圍巖變形情況Fig.11 Surrounding rock deformation during roadway retaining in the original support scheme
圖12 原始支護(hù)方案留巷期間錨桿受力情況Fig.12 Stress of bolt during retaining roadway in original support scheme
由圖11 和圖12 可以看出,原始支護(hù)方案條件下巷道頂板及兩幫的變形量均較大,巷道頂?shù)装逡平繛?60 mm,煤幫側(cè)水平移近量為200 mm,巷幫充填體移近量為133 mm;相較于巷道兩幫,巷道頂板的錨桿受力最大,錨桿最終平均受力為118 kN,且頂板內(nèi)錨桿受力不均,靠近煤幫側(cè)的頂板錨桿受力較大,靠近巷幫充填體側(cè)的頂板錨桿受力較小。煤幫處錨桿受力小于頂板,煤幫側(cè)錨桿最終平均受力為85 kN,巷幫支護(hù)體由于為混凝土填充,對拉錨桿在其中起到的作用不大,巷幫充填體內(nèi)錨桿的最終平均受力僅為35 kN,由此可以看出,原有支護(hù)方案存在頂板支護(hù)能力不足,巷道頂?shù)装逦灰屏枯^大,但巷幫充填體過度支護(hù),造成支護(hù)成本浪費(fèi)等問題,亟需進(jìn)行支護(hù)方案優(yōu)化。
3.2.2 改進(jìn)后的支護(hù)參數(shù)條件下沿空留巷礦壓規(guī)律
根據(jù)前面數(shù)值模擬計算的結(jié)果,為保障3304 工作面沿空留巷可供3306 工作面安全使用,在確保沿空留巷巷道圍巖穩(wěn)定需要的基礎(chǔ)上,借助“高應(yīng)力、高剛度、高可靠性、低支護(hù)密度”的“三高一低”現(xiàn)代錨桿支護(hù)設(shè)計理念,通過提高頂板提出3304 工作面沿空留巷不對稱支護(hù),以巷道中線為標(biāo)準(zhǔn),靠近煤幫側(cè)巷道頂板錨桿間排距為800 mm×1 000 mm,靠近巷幫支護(hù)體側(cè)頂板錨桿間排距為900 mm×1 000 mm,錨桿預(yù)緊力不得小于300 N·m;煤幫側(cè)錨桿的支護(hù)密度加大,錨桿間排距為900 mm×900 mm,錨桿預(yù)緊力不得小于300 N·m;相應(yīng)減少巷幫支護(hù)體內(nèi)的對拉錨桿數(shù)量,擴(kuò)大對拉錨桿的間排距,巷幫支護(hù)體每排減少1 根對拉錨桿,但對拉錨桿的預(yù)緊力相應(yīng)提高,以約束巷幫支護(hù)體位移。利用FLAC 數(shù)值模擬軟件計算在留巷期間留巷圍巖變形情況及錨桿的受力情況,以確定改進(jìn)后支護(hù)方案的適用性。改進(jìn)支護(hù)方案后留巷期間圍巖變形情況如圖13,改進(jìn)支護(hù)方案后留巷期間錨桿受力情況如圖14。
圖13 改進(jìn)支護(hù)方案后留巷期間圍巖變形情況Fig.13 Surrounding rock deformation during roadway retaining after improving support scheme
圖14 改進(jìn)支護(hù)方案后留巷期間錨桿受力情況Fig.14 Stress of bolt during roadway retaining after improving support scheme
由圖13 和圖14 可以看出,改進(jìn)后的支護(hù)條件下,巷道頂板及兩幫的變形量均相應(yīng)減小,巷道頂?shù)装逡平繛?89 mm,頂?shù)装逦灰屏拷档土?8%;煤幫側(cè)水平移近量為149 mm,煤幫側(cè)位移量降低了25%;巷幫充填體移近量為96 mm;相較于巷道兩幫,巷道頂板的錨桿受力最大,錨桿最終平均受力為133 kN,頂板內(nèi)錨桿受力不均的問題得到很好的改善;煤幫和巷幫支護(hù)體處錨桿受力情況也得到了相應(yīng)的改善,煤幫側(cè)錨桿最終平均受力為112 kN,巷幫充填體內(nèi)錨桿的最終平均受力僅為57 kN。
3304 工作面原始支護(hù)方案平面圖和改進(jìn)后的支護(hù)方案如圖15 和圖16。3304 工作面改進(jìn)圍巖控制方案后,記錄巷道圍巖變形情況及錨桿受力情況,用以分析改進(jìn)后的支護(hù)方案,對3304 工作面圍巖控制的適用性。
圖15 原始支護(hù)方案示意圖Fig.15 Schematic diagram of original support scheme
圖16 改進(jìn)后的支護(hù)方案示意圖Fig.16 Schematic diagram of improved support scheme
采用十字布點(diǎn)法對沿空留巷表面位移進(jìn)行監(jiān)測,監(jiān)測點(diǎn)分別位于:巷道的巷旁支護(hù)體側(cè)的頂?shù)装逄?、巷道的煤體側(cè)的頂?shù)装逄幰约跋锏纼蓭偷闹悬c(diǎn)處,分別監(jiān)測位于旁支護(hù)體側(cè)的頂?shù)装逡平俊⒚后w側(cè)的頂?shù)装逡平恳约皟蓭鸵平?。巷道頂?shù)装逡平咳鐖D17。
圖17 巷道頂?shù)装逡平縁ig.17 Amount of roof and floor movement of roadway
從圖17 可以看出,受工作面回采影響,靠近工作面處的巷道圍巖變形較為劇烈,巷道圍巖的變形量較大,變形速度較快;隨著工作面持續(xù)推進(jìn),巷道圍巖變形量趨于和緩,變形速度逐漸減小,并在工作面后方120 m 位置,巷道圍巖變形基本穩(wěn)定;整體上看,鄰近煤體側(cè)的頂?shù)装逡平恳笥卩徑锱灾ёo(hù)體側(cè)的頂?shù)装逡平浚瑑蓭鸵平孔钚?。巷道圍巖穩(wěn)定后,鄰近煤體側(cè)的巷道頂?shù)装遄罱K移近量為432 mm,鄰近巷旁支護(hù)體側(cè)的巷道頂?shù)装遄罱K移近量為343 mm,兩幫最終移近量為289 mm,巷道圍巖的最大變形量滿足煤礦作業(yè)規(guī)程的相關(guān)規(guī)定。
應(yīng)用十字布點(diǎn)法測量巷旁充填體變形量,監(jiān)測巷旁充填體靠煤壁側(cè)的中點(diǎn)位置至巷道中部點(diǎn)的距離確定巷旁充填體橫向變形量,監(jiān)測巷幫充填體頂部中點(diǎn)至巷旁充填體中部點(diǎn)之間的距離確定巷旁充填體縱向變形。巷旁充填體變形量監(jiān)測如圖18。
回采巷道頂板下沉對巷旁充填體變形起主要作用,從圖18 可以看出,工作面回采前期,巷道頂板的下沉量較小,巷旁充填體的縱向變形和橫向變形均較小,充填體基本上沒有發(fā)生較大變形,當(dāng)工作面推進(jìn)至30 m 前后位置,由于巷道頂板的斷裂,頂板垮落造成工作面來壓顯現(xiàn),巷旁充填體承受部分頂板載荷,變形量快速增大,工作面來壓結(jié)束后,巷旁充填體變形速度逐漸減小,并與100 m 前后位置處區(qū)域穩(wěn)定,巷旁充填的最終橫向變形量為249 mm,巷旁充填的最終縱向變形量為293 mm。
圖18 巷旁充填體變形量監(jiān)測Fig.18 Deformation monitoring of roadway side filling body
本次采用錨桿應(yīng)力計和錨索測力計監(jiān)測沿空留巷錨桿和錨索荷載,在沿空留巷段某處測面上選取4 根錨桿,其中1#錨桿和2#錨桿位于沿空巷道的煤體幫處,3#錨桿和4#錨桿位于沿空留巷的頂板處,錨索位于巷道頂板處。沿空留巷錨桿受力監(jiān)測如圖19。
圖19 沿空留巷錨桿受力監(jiān)測Fig.19 Stress monitoring of bolt in gob retaining roadway
從圖19 可以看出,工作面回采前期,受到工作面采動影響,巷道圍巖變形劇烈,圍巖應(yīng)力較大,此時錨桿錨索的荷載增加迅速,當(dāng)落后于工作面60 m前后位置時,巷道錨桿、錨索受力變化不大,錨桿、錨索荷載基本趨于穩(wěn)定,整體上看,位于煤壁側(cè)的錨桿受力要小于頂板處錨桿受力,頂板錨桿的最大載荷為115 kN,兩幫錨桿的最大載荷為84 kN,頂板錨索的最大載荷為160 kN,所有錨桿、錨索受力均未超出錨桿、錨索的最大承受載荷,錨桿、錨索在巷道使用期間也未發(fā)生拉斷或脫錨現(xiàn)象。
通過分析沿空留巷圍巖控制技術(shù)參數(shù)可知,合理的巷幫充填體參數(shù)和錨桿支護(hù)參數(shù)對沿空留巷圍巖控制具有較好的控制效果,通過現(xiàn)場實踐,3304工作面采用的巷幫支護(hù)體水灰比為1.5∶1,巷幫支護(hù)體寬度為2 m,工作面頂板采用不對稱支護(hù)措施后,鄰近煤體側(cè)的巷道頂?shù)装遄罱K移近量為432 mm,鄰近巷旁支護(hù)體側(cè)的巷道頂?shù)装遄罱K移近量為343 mm,兩幫最終移近量為289 mm,巷旁充填的最終橫向變形量為249 mm,巷旁充填的最終縱向變形量為293 mm,巷道圍巖的最大變形量滿足煤礦作業(yè)規(guī)程的相關(guān)規(guī)定。