孫廣建，張 洋，常曉亮，辛亞軍

( 1. 永煤集團股份有限公司，河南 永城 476600；2. 永煤集團股份有限公司 順和煤礦，河南 永城 476600；3. 河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454000；4. 煤炭安全生產(chǎn)與清潔高效利用省部共建協(xié)同創(chuàng)新中心，河南 焦作 454000 )

為解決采掘接替關(guān)系緊張和巷旁煤柱損失的問題，沿空留巷成為巷道布置的首選[1]。隨著沿空留巷的大量留設(shè)，礦壓顯現(xiàn)強烈，支護體變形破壞嚴(yán)重，側(cè)壓系數(shù)較大、頂板非對稱變形等難題日益顯現(xiàn)。特別是經(jīng)歷二次采掘影響的沿空留巷圍巖，其頂板結(jié)構(gòu)與圍巖狀態(tài)更為復(fù)雜，加劇了巷道支護難度與維護成本，嚴(yán)重影響了礦井的安全、高效生產(chǎn)[2-7]。

近年來，對沿空留巷圍巖控制技術(shù)研究已有一定進展[8-12]。在頂板控制方面，王方田[13]等通過研究證明切頂卸壓可有效控制沿空留巷頂板圍巖變形；何滿潮[14-17]等提出切落后碎脹矸石支撐上位巖層，降低了巷旁支護體承受附加載荷，分析了中厚煤層復(fù)合頂板切頂卸壓自動成巷工作面礦壓顯現(xiàn)特征，進行了厚煤層快速回采切頂卸壓無煤柱自成巷工程試驗；候公羽[18]、陳上元[19]等研究了切頂參數(shù)對留巷圍巖穩(wěn)定性的影響。在改善支護結(jié)構(gòu)方面，石建軍[20]等認(rèn)為當(dāng)沿空留巷巷旁支護阻力不同時，可以減少頂板活動對巷道的影響；謝生榮[21]等提出在高預(yù)應(yīng)力頂板錨索和錨桿支護產(chǎn)生的有效預(yù)應(yīng)力場作用下，頂板的有效錨固區(qū)能形成非對稱錨固深梁承載結(jié)構(gòu)；武精科[22]等提出了“多支護結(jié)構(gòu)”控制系統(tǒng)，研究了新系統(tǒng)的組成結(jié)構(gòu)、控制原理、支護材料和支護時序。在巷旁控制技術(shù)方面，充填材料多樣化，有高水材料充填、混凝土材料充填、膏體材料充填、塊體類充填、矸石類充填等[23]。柏建彪[24]等提出膏體材料巷旁充填沿空留巷新技術(shù)，確定了膏體材料巷旁支護體主要參數(shù)；成云海[25]等建立了留巷巷旁側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)模型，定量計算出了矸石充填體寬度；郭東明[26]等提出一種自適應(yīng)荷載巷旁支護體( 墩柱 )沿空留巷技術(shù)；韓昌良[27]等提出了砌塊式沿空留巷設(shè)計的整套流程。

針對巷道圍巖壓力過大而留巷困難條件，近年來多采用發(fā)展迅速的工作面超前切頂卸壓自成巷技術(shù)。蘇超[28]等研究了深井臨空高應(yīng)力巷道切頂卸壓機理；王炯[29-30]等采用紅外輻射、相似模擬等手段，分析了切頂卸壓自成巷覆巖運動規(guī)律；馬新根[31]等分析了切頂卸壓自動成巷圍巖變形機制，并提出了相應(yīng)的控制對策。進一步，在切頂卸壓成巷機理與對策分析基礎(chǔ)上，郭志飚[32]、孫曉明[33]等提出了薄煤層切頂卸壓自動成巷關(guān)鍵參數(shù)，并對薄煤層切頂卸壓成巷關(guān)鍵參數(shù)的確定做了深入細(xì)致的研究。

除單一方式沿空留巷圍巖控制外，還有多種方式協(xié)調(diào)控制方法。張國鋒[34]等提出了巷內(nèi)恒阻大變形錨桿( 索 )+巷旁錨索加強支護+巷旁密集單體液壓支柱加強切頂聯(lián)合支護技術(shù)；王建文[35]等提出了增大臨時支護距離、加強主動支護強度和優(yōu)化頂板切縫參數(shù)的針對性控制措施；唐芙蓉[36]等提出了“斷頂卸壓+巷旁垮落充填”沿空留巷圍巖協(xié)調(diào)控制方法；李小鵬[37]等確定了切頂條件下充填墻留設(shè)寬度；張自政[38]等提出淺孔爆破切落直接頂，高水材料構(gòu)筑巷旁充填體切落上位基本頂?shù)膱杂岔敯蹇刂萍夹g(shù)；張農(nóng)[39]等提出預(yù)裂爆破卸壓、分區(qū)治理、結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化、“三位一體”圍巖控制關(guān)鍵技術(shù)；蔡峰[40]等提出了巷內(nèi)加強支柱+巷旁切頂墩柱+巷旁切縫的聯(lián)合切頂技術(shù)；高玉兵[41-42]等研究了斷層構(gòu)造影響下定向爆破切頂卸壓自動成巷礦壓規(guī)律及相應(yīng)條件下的巷道圍巖控制對策。

上述研究主要集中在沿空留巷頂板控制、巷旁充填材料、超前切頂卸壓等方面，較好地推動了沿空留巷圍巖控制技術(shù)的發(fā)展。但應(yīng)看到，對于高應(yīng)力大松動圈圍巖范圍下沿空留巷技術(shù)鮮有研究。筆者通過對高應(yīng)力大松動圈巷道圍巖破壞特征進行分析，探究了厚泥巖頂板軟巖巷道力學(xué)變形機制，確定了沿空留巷“切頂卸壓+恒阻大變形錨索及普通錨索+36U型鋼棚”支護方案，并進行了工業(yè)性試驗，研究結(jié)果可為深部軟巖大松動圈圍巖條件下沿空留巷圍巖穩(wěn)定性控制提供參考。

1 巷道圍巖變形破壞特征分析

1.1 工程概況

順和煤礦位于河南省永城市城關(guān)鎮(zhèn)北20 km，屬順和鎮(zhèn)管轄。礦區(qū)北鄰薛湖井田，南接陳四樓井田，東以煤層露頭為界，西為人為邊界。井田呈近東西向的長條形，東西向長約10.7 km，南北寬2.2～5.0 km。2401綜采工作面位于順和煤礦24采區(qū)，工作面埋深456～490 m，平均埋深473 m。2401工作面東為未開采的實體煤及DF7斷層保護煤柱；西為設(shè)計2402工作面；北為大巷DF6斷層保護煤柱；南為F40斷層保護煤柱。2401綜采工作面沿煤層走向布置，運輸巷長度873 m，回風(fēng)巷長度1 003 m，工作面長度為176 m，開采面積99 426 m2，可采儲量為71萬t，服務(wù)年限為15.1個月，采用全部垮落法處理采空區(qū)，可采二2煤層平均厚度為2.3 m，平均傾角8°，煤層賦存穩(wěn)定。偽頂為0～0.8 m泥巖，直接頂為4.5～10.5 m砂質(zhì)泥巖，基本頂為11.5～15.5 m細(xì)砂巖，直底為0.5～4.5 m泥巖，基本底為9.6～12.0 m細(xì)砂巖。

頂?shù)装鍘r性柱狀如圖1所示，2401綜采工作面沿空留巷布置如圖2所示。

圖1 煤巖柱狀圖Fig. 1 Coal rock column diagram

圖2 沿空留巷布置示意Fig. 2 Layout of gob-side retaining gateway

1.2 原巷道支護方式

2401運輸巷全長892.9 m，主體巷道斷面設(shè)計為矩形。巷道毛寬4 800 mm，凈寬4 600 mm，中心凈高不低于2 800 mm，掘進斷面為13.92 m2，凈斷面為12.88 m2，原2401運輸巷支護方案如圖3所示。

圖3 原支護方案設(shè)計Fig. 3 Original support scheme design

( 1 ) 巷道頂板支護形式為φ22 mm×2 400 mm高強錨桿( HRB500 )+M鋼帶+鋼筋網(wǎng)，錨桿間排距750 mm×800 mm。頂板除正常的錨網(wǎng)帶支護外，采用“1排恒阻錨索梁+2排點錨索”加強支護，恒阻錨索梁布置在中心左1 800 mm位置，恒阻錨索+18B槽鋼梁沿走向布置，錨索間距800 mm；點錨索布置在中心左右各1 000 mm位置，間距1 600 mm。恒阻錨索和巷道左側(cè)點錨索型號均為φ21.6 mm×10 000 mm ，右 側(cè) 點 錨 索 型 號 為φ21.6 mm×7 300 mm，點錨索托盤規(guī)格為400 mm×400 mm×20 mm。

( 2 ) 巷道幫部支護形式為兩幫采用φ22 mm×2 400 mm( HRB500 )高強錨桿+M鋼帶+鋼筋網(wǎng)支護，150 mm×150 mm×8 mm蝶形鐵托盤。沿空側(cè)錨桿間排 距800 mm×800 mm ，煤 柱 側(cè) 錨 桿 間 排 距750 mm×800 mm。煤柱側(cè)幫部使用2排φ21.6 mm×5 300 mm的點錨索加強支護，錨索每排1根，三花布置，錨 索 托 盤 規(guī) 格 為250 mm×250 mm×20 mm 和400 mm×400 mm×20 mm。

( 3 ) 每根高強錨桿使用1卷MSK2350型錨固劑和1卷MSZ2350型錨固劑進行錨固，設(shè)計錨桿的錨固力為100 kN。錨索使用2支MSK2350型錨固劑和2支MSZ2350型錨固劑進行錨固。φ21.6 mm×7 300 mm，φ21.6 mm×5 300 mm錨索的預(yù)應(yīng)力不低于150 kN，φ21.6 mm×10 000 mm 錨 索 的 預(yù) 應(yīng) 力 不 低 于180 kN。護表金屬網(wǎng)為2 300 mm×1 000 mm 鋼筋網(wǎng)。

1.3 留巷圍巖變形特征

原支護條件下巷道圍巖變形破壞特征主要表現(xiàn)為

( 1 ) 頂板斜切大面積下沉。厚砂質(zhì)泥巖頂板在高應(yīng)力作用下呈整體破碎性下沉，松動圈范圍較大，頂板鉆孔松動圈測定結(jié)果如圖4所示，巷道表面“網(wǎng)兜”較多，頂板最大下沉量達到800 mm以上，局部漏矸嚴(yán)重，影響巷道的正常使用。

圖4 頂板鉆孔松動圈測定結(jié)果Fig. 4 Loose circle determination of roof drilling

( 2 ) 兩幫非均勻巷內(nèi)擠出。低幫煤體堅固性系數(shù)較低，低幫實體煤幫在垂向應(yīng)力作用下向巷道內(nèi)擠出( 圖5 )，而沿空留巷段采空區(qū)側(cè)巷幫則在采空區(qū)破碎矸石側(cè)向力( 或稱水平應(yīng)力 )作用下向巷道內(nèi)擠進，造成巷道兩幫非均勻擠出，最大收斂量1 000 mm以上。

圖5 巷道幫部移動變形Fig. 5 Move and deformation of two sides in gateway

( 3 ) 底臌剪切性錯動凸出。底板受到兩幫支護體作用，巷道底板呈剪切錯動性破壞，經(jīng)歷多次巷道起底，底臌量嚴(yán)重，最大底臌量達800 mm以上，嚴(yán)重影響巷道的正常使用。

2 圍巖變形機制與控制分析

2.1 圍巖失穩(wěn)原因分析

通過對原支護巷道圍巖收斂變形實測、鉆孔成像窺視等可知，原2401工作面運輸巷圍巖變形失穩(wěn)主要原因有4個方面。

( 1 ) 高應(yīng)力圍巖環(huán)境。由于煤層埋藏較深( 平均473 m )，垂直應(yīng)力達到13～15 MPa，屬于高應(yīng)力環(huán)境，且采用沿空留巷技術(shù)，在工作面前后呈應(yīng)力集中區(qū)，造成工作面前后方頂板破壞嚴(yán)重、自承載力降低，應(yīng)優(yōu)先考慮通過巷道圍巖應(yīng)力的釋放促進圍巖穩(wěn)定。

( 2 ) 厚泥巖頂板破壞。巷道頂板存在極厚砂質(zhì)泥巖直接頂( 平均7.5 m )，強度極低，易離層剝落。同時，由于砂質(zhì)泥巖中含有伊利石、高嶺石及綠泥石等黏土礦物，具有強吸水特性，遇水急劇膨脹泥化，在礦山壓力作用下，巷道厚砂質(zhì)泥巖頂板極易形成大深松動圈圍巖，給錨桿-錨索支護帶來困難，應(yīng)考慮采用對破碎圍巖進行強化錨固控制措施。

( 3 ) 圍巖非均勻受力。留巷段圍巖高幫臨空采空區(qū)，低幫為實體煤幫；高幫為頂板懸臂梁出露端，低幫為懸臂梁承載端。且由于煤層傾角緣故，高幫失穩(wěn)程度大于低幫，使得巷道圍巖受力處于非均勻狀態(tài)，極易造成巷道圍巖失穩(wěn)，應(yīng)重視均衡支護。

( 4 ) 支護體作用失效。由于頂板大面積整體下沉，錨桿-錨索端部斷裂較多，且在局部地段出現(xiàn)的“網(wǎng)兜”造成護表構(gòu)件作用喪失，進而導(dǎo)致錨桿-錨索錨固失效，繼而再次誘發(fā)頂板下沉，應(yīng)考慮改變支護體參數(shù)控制頂板，特別是對重點部位加強支護。

2.2 圍巖變形控制機理

大松動圈軟巖巷道圍巖變形量大、自承載力低，極難進行有效地控制。對其圍巖控制應(yīng)首先確定圍巖的難度系數(shù)。

難度系數(shù)(fD)是指地下工程所處深度與軟化臨界深度的比值，即

式中，H為煤層開采深度，m；Hcr為圍巖軟化臨界深度，m。

難度系數(shù)能夠比較直觀地反映地下軟巖工程巖體穩(wěn)定性，難度系數(shù)越大，圍巖軟化程度越大，巷道支護越困難。參考圍巖力學(xué)參數(shù)，順和煤礦2401運輸巷圍巖第一軟化臨界深度為430 m，巷道埋深473 m，難度系數(shù)為1.1，巷道圍巖確定為較難支護工程。

順和煤礦2401運輸巷圍巖處于深部大變形軟巖中，為典型的高應(yīng)力軟巖巷道。而高應(yīng)力軟巖巷道開挖后，圍巖應(yīng)力集中引起巷道圍巖收斂變形，造成圍巖塑性區(qū)較快發(fā)展。在圍巖變形破壞初期，破壞區(qū)范圍小，圍巖彈性體積變形作用較大，巷道收斂變形起主要作用；而在圍巖變形破壞后期，塑性破壞區(qū)范圍大，圍巖擴容作用增大。因此，高應(yīng)力軟巖巷道圍巖變形破壞是巖石擴容與彈性體積變形的雙重結(jié)果。針對高應(yīng)力軟巖較難支護巷道，對其進行有效圍巖控制，筆者從高應(yīng)力軟巖巷道圍巖力學(xué)轉(zhuǎn)化機制對其進行控制分析。2401沿空巷道處于高應(yīng)力環(huán)境，頂板為厚層砂質(zhì)泥巖，膨脹特性顯著，節(jié)理裂隙發(fā)育，因而巷道圍巖可確定為膨脹性-高應(yīng)力-節(jié)理化復(fù)合型( HJS )軟巖。首先，由于圍巖為薄分層泥巖，礦物蒙脫石與伊利石較多，即可定為ⅠC型微裂隙膨脹機制；其次，巷道圍巖受上覆巖層重力與巷道開掘工程偏應(yīng)力作用，即可定為ⅡBD型力學(xué)機制；最后，巷道圍巖含有軟弱夾層與層理，且層理明顯，即可定為ⅢBCD型力學(xué)機制。綜上所述，2401 沿空巷道圍巖變形力學(xué)機制為ⅠCⅡBDⅢBCD復(fù)合型[43]。針對膨脹性-高應(yīng)力-節(jié)理裂隙型軟巖沿空巷道，可采用切頂釋放圍巖應(yīng)力、恒阻錨索進行補強與應(yīng)力釋放耦合、單體支柱配鉸接頂板控制節(jié)理裂隙圍巖。2401工作面沿空留巷段圍巖力學(xué)轉(zhuǎn)化機制如圖6所示。

圖6 力學(xué)變形機制轉(zhuǎn)化Fig. 6 Conversion of mechanical deformation mechanism

具體轉(zhuǎn)化措施為

( 1 ) 留巷時采空區(qū)側(cè)采用單腿U型鋼阻斷采空區(qū)矸石側(cè)向作用與圍巖控頂，給圍巖變形能的釋放提供空間，減小圍巖應(yīng)力環(huán)境，且保證巷道正常使用斷面尺寸，使巷道圍巖由ⅠCⅡBDⅢBCD型向ⅡBDⅢBCD型轉(zhuǎn)化。

( 2 ) 恒阻錨索補強支護，對錨固范圍內(nèi)圍巖體施加預(yù)緊力形成錨固承載體，發(fā)揮圍巖自承載力，使裂隙與軟弱圍巖體得到強化，促進巷道圍巖由ⅡBDⅢBCD型向ⅡBDⅢD型轉(zhuǎn)化。

( 3 ) 沿巷道采空區(qū)側(cè)切頂，使巷道頂板應(yīng)力減小，同時，采用單體支柱配鉸接頂梁連接控頂，減小圍巖節(jié)理影響以提高圍巖支護強度，使巷道圍巖由ⅡBDⅢD型轉(zhuǎn)化為相對穩(wěn)定的ⅡB型。

2.3 切頂留巷分區(qū)支護技術(shù)

順和煤礦2401工作面運輸巷不同位置由于圍巖壓力變化較大，圍巖松動圈范圍并不一致，巷道頂板最大有超過8 m以上大松動圈圍巖，雖然一定程度上釋放了圍巖應(yīng)力，但圍巖塑性深度較大，在進行巷道圍巖控制時，應(yīng)考慮工作面推進后松動圈圍巖冒落充填采空區(qū)的程度，同時，提出相應(yīng)的分區(qū)支護技術(shù)。

2401運輸巷采用切頂留巷方式，直接頂破碎冒落充填采空區(qū)高度為

式中，Hc為碎脹高度，m；h為直接頂高度，m；λ為碎脹系數(shù)，1.3～1.5。

則有充填高度9.75～11.25 m，基本能夠充填采空區(qū)( 偽頂0.4 m與煤層2.3 m合并采出2.7 m后垮落高度為2.7+7.5=10.2 m )。同時，利用切頂冒落矸石作為承載體，可以較好地支撐基本頂巖梁，促進巷道圍巖穩(wěn)定( 圖7 )。

圖7 沿空留巷切頂圍巖結(jié)構(gòu)Fig. 7 Surrounding rock structure of cutting roof in gob-side retaining roadway

根據(jù)深部高應(yīng)力厚泥巖直接頂巷道切頂留巷特性，將2401運輸巷沿空留巷分為超前支護區(qū)( 工作面前方25 m )、架后臨時支護區(qū)( 架后0～300 m )與成巷穩(wěn)定區(qū)( 架后300 m之外 )3個不同應(yīng)力分布區(qū)。

由于超前支護區(qū)與架后臨時支護區(qū)為頂板壓力拱腳區(qū)，圍巖應(yīng)力較大，在成巷穩(wěn)定區(qū)圍巖恢復(fù)為原巖應(yīng)力( 應(yīng)力減小 )，根據(jù)現(xiàn)場實際情況在3個區(qū)域采用差異化支護方案分區(qū)控頂，沿空留巷支護分區(qū)如圖8所示。

圖8 沿空留巷支護分區(qū)Fig. 8 Support partitions of gob-side retaining gateway

( 1 ) 超前支護區(qū)。此段巷道位于工作面超前采 動影響區(qū)，巷道頂板壓力較大，因此主要進行切頂與恒阻錨索補強支護，要求采用超前支架進行控頂。

( 2 ) 架后臨時支護區(qū)。此段巷道位于工作面超后影響區(qū)，受采空區(qū)垮落動壓影響明顯，巷道頂板壓力較大，因此，此段主要采用U型棚柱腿控制采空區(qū)側(cè)巷幫，采用單體支柱配合鉸接頂梁護頂。

( 3 ) 成巷穩(wěn)定區(qū)。此段巷道已避開采動影響，且處于圍巖相對較低的應(yīng)力環(huán)境，主要考慮不同方式單體支柱與鉸接頂梁的回收。

3 長切頂-恒補強圍巖控制技術(shù)

為滿足2401 沿空留巷支護強度要求，采用“切頂卸壓+恒阻大變形錨索及普通錨索+36U型鋼棚”支護方案，利用恒阻大變形錨索及普通錨索補強加固頂板，控制頂板下沉，使沿空留巷圍巖能夠最大限度地發(fā)揮自身承載作用，降低支護體承受的載荷，采空區(qū)側(cè)配合使用36U型鋼棚+金屬網(wǎng)支護頂板、擋矸，具體支護方案視現(xiàn)場情況可做適當(dāng)調(diào)整。

3.1 恒阻錨索補強參數(shù)

恒阻錨索型號為φ21.6 mm×10 000 mm，恒阻器長500 mm，外徑73 mm，最大允許變形量350 mm，恒阻值為( 33±2 )t。

在原有頂板支護的基礎(chǔ)上，頂板采用施工恒阻錨索梁加強支護，恒阻錨索梁布置在中心左1 800 mm位置，采用18B槽鋼梁加工，恒阻錨索間距800 mm，采用1梁3索布置方法，每根配1個恒阻器和1只鎖具作用，且每根錨索使用2支MSK2350型錨固劑和2支MSZ2350型錨固劑，預(yù)應(yīng)力不低于180 kN，并保證恒阻錨索外露長度為150～250 mm。

3.2 長切頂參數(shù)確定

切縫鉆孔使用CMM-8煤礦用液壓錨桿鉆車( DCA-45型自動成巷超前切縫鉆機 )施工，設(shè)計切縫孔距離巷道中心線2 100 mm，設(shè)計單排切縫鉆孔，鉆孔布置在切縫線上，與水平面夾角為75°，孔間距設(shè)計為600 mm，偏差±100 mm，孔徑50 mm，孔深8 500 mm，切縫鉆孔布置示意如圖9所示。

圖9 切縫鉆孔布置示意Fig. 9 Joint-cutting drilling hole layout

爆破使用的雙向聚能管外徑為42 mm，內(nèi)徑為36.5 mm，管長1 500 mm( 圖10 )；爆破采用三級煤礦許用水膠炸藥，炸藥規(guī)格為φ35 mm×300 mm，每卷重333 g。切縫鉆孔經(jīng)檢驗合格后進行爆破預(yù)裂切縫，采用不耦合裝藥，正向爆破，每次聚能爆破切縫鉆孔的個數(shù)最多不得超過15個，采用間隔爆破或逐孔裝藥連續(xù)爆破的方式進行起爆( 圖11 )。每個聚能管安裝1個8號發(fā)藍殼Ⅰ段毫秒延期電雷管，每根聚能管最后一卷藥下方穿上8號鐵絲擋住。

圖10 聚能管結(jié)構(gòu)示意Fig. 10 Energy-gathered tube structure

圖11 爆破方式Fig. 11 Blasting way

根據(jù)巖性和前次爆破效果調(diào)整裝藥量和雷管數(shù)，裝藥量可調(diào)整至2 000～2 310 g，雷管數(shù)可調(diào)整至3個，每個切縫鉆孔內(nèi)安裝雙向聚能管5根，自孔底至最外面一根聚能管的裝藥數(shù)量依次為3.5，2，1.5，0，0卷，具體裝藥數(shù)量可根據(jù)現(xiàn)場爆破情況進行調(diào)整，共設(shè)計3種方案。

具體裝藥結(jié)構(gòu)如圖12所示，爆破預(yù)裂切縫方案及具體參數(shù)見表1。

圖12 爆破裝藥結(jié)構(gòu)Fig. 12 Filling powder blasting structure

表1 爆破預(yù)裂切縫方案及參數(shù)Table 1 Parameters of pre-split joint-cutting scheme for blasting

3.3 恒阻錨索-切頂施工

2401運輸巷留巷頂板恒阻錨索加固及切頂卸壓總體施工順序如下：

( 1 ) 按設(shè)計支護參數(shù)在靠近采空側(cè)頂板沿巷道走向施工恒阻大變形錨索( 1梁3索 )，在煤柱側(cè)巷幫施工點錨索加強支護。

( 2 ) 工作面系統(tǒng)形成之后回采之前，運輸巷超前支護區(qū)采用專用切縫鉆機進行雙向聚能拉伸爆破孔施工。

( 3 ) 按工作面推進方向，依次進行預(yù)裂爆破，形成切頂卸壓預(yù)裂切縫線，切縫爆破后，為補償爆破震動引起的預(yù)緊力損失，實施二次預(yù)緊。

( 4 ) 隨著工作面推進，按設(shè)計位置布置架后單體支柱、U型鋼、超前液壓支架支護、掛設(shè)擋矸金屬網(wǎng)，并參照設(shè)計長度結(jié)合實際來壓情況對沿空留巷及煤柱側(cè)超前液壓支架集中挪移。

( 5 ) 待頂板垮落并穩(wěn)定后，撤除單體支柱，對垮落不充分地方進行填充，按照設(shè)計要求對巷道頂板補打普通點錨索進行加固處理，整理巷道形狀。

3.4 沿空留巷支護方案

3.4.1 超前支護區(qū)支護方案

對超前支護區(qū)2401運輸巷采空區(qū)側(cè)進行頂板恒阻錨索補強支護方案與頂板切頂卸壓，具體恒阻錨索補強與切頂按設(shè)計參數(shù)執(zhí)行。

采煤側(cè)巷幫及煤柱側(cè)巷幫各布置1排液壓支架( ZQL2×3200/16/32 )進行支護。采煤側(cè)巷幫超前液壓支架中心線距該側(cè)巷幫850 mm，距轉(zhuǎn)載機中心線1 100 mm；煤柱側(cè)巷幫超前液壓支架距該側(cè)巷幫650 mm。

3.4.2 架后臨時支護區(qū)支護方案

采用36U型鋼配合使用金屬網(wǎng)、菱形網(wǎng)擋矸，“單體支柱+π型梁+超前液壓支架”支護( 根據(jù)實際情況可在1排與2排之間更換 )。單體支柱排距600 mm；36U型鋼位于切縫位置進行擋矸支護，排距600 mm；擋矸網(wǎng)采用8號鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)制成，尺寸為3 300 mm×1 300 mm；緊貼菱形金屬網(wǎng)掛設(shè)規(guī)格2 000 mm×1 000mm( 網(wǎng)孔70 mm×70 mm )的金屬網(wǎng)。

工作面液壓支架后方3～33 m范圍內(nèi)采用“2排單體支柱+1排超前液壓支架”進行支護；架后33～100 m采用“1排單體支柱+2排液壓支架”進行支護；架后100～140 m采用“2排單體支柱＋1排超前液壓支架”進行支護；架后140～300 m采用單體支柱對原超前液壓支架位置支護，1梁4柱。

3.4.3 成巷穩(wěn)定區(qū)支護方案

在液壓支架架后300 m之后的成巷穩(wěn)定區(qū)采用1梁3柱、增大單體支柱排距或?qū)Α皢误w支柱+π型梁”支護進行回撤等形式，并保留擋矸支護，保留36U型鋼支護頂板、擋矸。特別的，留巷段工作面采空區(qū)懸頂超過15 m時，應(yīng)根據(jù)現(xiàn)場實際情況，組織進行強行放頂或沿切頂線重新施工切頂孔進行切縫爆破。具體巷道圍巖控制方案如圖13所示。

圖13 留巷段支護方案設(shè)計Fig. 13 Gob-side retaining gateway support scheme design

4 工程應(yīng)用分析

4.1 監(jiān)測設(shè)計

4.1.1 圍巖與錨桿監(jiān)測設(shè)計

2401運輸巷內(nèi)每50 m設(shè)置1個測站，在該巷沿空留巷內(nèi)的每2個測站間再加設(shè)1個測站，加設(shè)測站設(shè)置1組巷道表面位移觀測點，測站主要監(jiān)測巷道圍巖收斂、頂板離層及錨桿受力情況，巷道監(jiān)測點布置如圖14所示。

圖14 巷道監(jiān)測點布置Fig. 14 Gateway monitoring point layout

4.1.2 鉆孔成像監(jiān)測設(shè)計

對2401工作面留巷段監(jiān)測站點的巷道頂板采用ZKXG30型巖層鉆孔成像儀進行鉆孔窺視( 圖15 )。鉆孔深度8 500 mm，成像儀自動記錄并進行圖像處理。

圖15 鉆孔成像儀Fig. 15 Borehole imaging instrument

4.2 監(jiān)測結(jié)果分析

采用設(shè)計方案后，2401工作面運輸巷留巷段鉆孔成像結(jié)果如圖16所示，圍巖監(jiān)測情況如圖17所示。

圖16 鉆孔窺視圖像Fig. 16 Borehole peep images

圖17 監(jiān)測數(shù)據(jù)分析Fig. 17 Monitoring data analysis

由圖16可知，2401運輸巷采用支護方案沿空留巷后，距頂板0.9 m以下圍巖完整性較差，但較之前改觀明顯；在2.8～3.7 m段，巷道頂板圍巖分區(qū)破裂化出現(xiàn)，部分巖層完整性好；5.5 m以上頂板完整性趨好，強力錨桿-錨索補強支護協(xié)調(diào)作用顯著。

由圖17可知，距工作面60 m內(nèi)與滯后工作面0～60 m范圍內(nèi)為支承壓力前后峰值區(qū)域( 隱形拱拱腳位置 )，受采空區(qū)支承壓力影響，圍巖頂?shù)着c兩幫收斂及頂板離層劇烈；滯后工作面60 m以后，巷道圍巖變形趨于平緩，同時，頂板離層量也開始趨于穩(wěn)定。最終沿空留巷巷道淺部圍巖頂板下沉量為207 mm，底臌量為250 mm，左幫移近量為205 mm，右?guī)?采空區(qū)側(cè)幫部 )最大移近量為86 mm，巷道底板底臌量相對于頂板下沉量，圍巖收斂量小于10%，支護效果顯著。最終2.5 m錨桿錨固區(qū)離層值為42 mm，頂板巖層7.5 m深處總離層值為87 mm，錨固區(qū)離層值遠小于整體離層值，錨固效果起到應(yīng)有作用。對于錨桿與錨索的受力來說，在工作面前方，錨桿、錨索受力最大值分別達到了159.4 kN 和374.0 kN，受力可控，圍巖穩(wěn)定。

整體上，采用新的設(shè)計方案后，2401沿空留巷段圍巖應(yīng)力得到釋放與切斷，附以強力支護協(xié)同后，巷道圍巖收斂量與頂板離層量減小，頂板完整性向好，巷道圍巖穩(wěn)定。

5 結(jié) 論

( 1 ) 高應(yīng)力厚層軟巖大松動圈巷道圍巖變形破壞主要表現(xiàn)為頂板斜切大面積下沉、兩幫非均勻巷內(nèi)擠出、底臌剪切性錯動凸出。而高應(yīng)力環(huán)境、厚泥巖頂板大松動圈塑性圍巖、巷道圍巖非均勻受力與支護體作用失效則是巷道圍巖失穩(wěn)的主要原因。

( 2 ) 順和煤礦2401沿空留巷為膨脹性-高應(yīng)力-節(jié)理化厚層大松動圈軟巖巷道，其巷道圍巖變形力學(xué)機制為ⅠCⅡBDⅢBCD→ⅡBDⅢBCD→ⅡB。

( 3 ) 將沿空留巷分為超前支護、架后臨時支護與成巷穩(wěn)定3個區(qū)域，沿空留巷采用“切頂卸壓+恒阻大變形錨索及普通錨索+36U型鋼棚”支護方案。根據(jù)現(xiàn)場實際情況在3個區(qū)域采用差異化支護方案分區(qū)控頂。

( 4 ) 采用新的設(shè)計方案后，圍巖應(yīng)力得到釋放與切斷，補強恒阻錨索與單體支拄控制了巷道圍巖變形，U型棚柱腿側(cè)控明顯，圍巖收斂率小于10%，巷道圍巖穩(wěn)定。

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