贵州沿空留巷支护技术的分析与改进

韩森 刘萍 王沉 康向涛

文章编号  1000-5269（2024）01-0072-06

DOI：10.15958/j.cnki.gdxbzrb.2024.01.11

收稿日期：2022-11-05

基金项目：国家自然科学基金资助项目（52174072）；贵州省科技计划资助项目 （黔科合基础[2020]1Z047）

作者简介：韩  森（1986—），男，实验师，硕士，研究方向：岩石力学与岩层控制，E-mail：hansen6891@126.com.

*通讯作者：韩  森，E-mail：hansen6891@126.com.

摘  要：针对贵州某煤矿沿空留巷在原有支护条件下，靠上帮一侧顶板以及下帮底角的岩层变形破坏较严重的情况，对巷道支护方式进行改进。利用数值模拟软件，对改进支护后的巷道围岩变形破坏情况进行分析。研究发现：改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到明显改善，改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏，从而保持巷道围岩的完整性和稳定性，研究可为类似条件矿井沿空留巷的支护方式提供参考。

关键词：沿空留巷；围岩变形破坏；数值模拟；支护改进

中图分类号：TD353

文献标志码：A

沿空留巷无煤柱护巷技术不仅能降低矿井巷道掘进量，节约掘进费用，使采掘接续紧张状况得到缓解，而且能提高煤炭资源采出率、延长矿井服务年限，具有显著的技术优势和经济效益［1-5］。然而沿空留巷巷道要经受2次采动影响，巷道矿压显现剧烈，巷道围岩呈现非对称变形破坏的特点，维护难度大。沿空留巷巷道围岩变形与破坏问题制约着留巷的发展，因此，沿空留巷巷道围岩变形机理以及围岩控制一直是学者们研究的热点问题，同时获得了一系列重要成果。

柏建彪等［6］从应力控制与围岩强化角度分析了高水充填留巷围岩在巷道掘进、工作面超前采动、留巷围岩调整和邻近工作面复用4个阶段的应力与变形特征，提出了“基本顶二次破断”的覆岩顶板运动特征。苗凯军等［7］建立了厚硬顶板条件下充填开采沿空留巷结构力学模型，提出了保证留巷侧采空区充填、增强采空区侧矸石墙强度以及优化矸石墙支护参数的沿空留巷大变形控制途径。王俊峰等［3］对工作面回采时沿空留巷围岩偏应力和塑性区的分布及其演化规律进行了研究，揭示了沿空留巷围岩在工作面回采扰动条件下的非对称变形破坏机制。王凯等［8］针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显、顶板不均匀切项下沉等问题，提出了沿煤层顶板沿空留巷变形协同支护体系。于光远等［9］针对沿空留巷底鼓问题，分析了沿空留巷底鼓的变形特征和力学机理，提出了切顶卸压、柔性让压、补强锚索控顶和双控锚杆控帮相结合的沿空留巷底鼓大变形控制技术。王平等［10］针对深井工作面沿空留巷，提出了以矸石墙+钢管混凝土立柱为主的巷旁支护结构和先固顶、再护帮、后控底的沿空留巷围岩控制原则。

本文针对贵州某煤矿沿空留巷在原护巷方式下巷道围岩变形破坏严重的情况，对该巷道支护方式进行针对性加强，并利用真实破裂过程分析（realistic failure process analysis，RFPA）软件对改进后的巷道围岩支护效果进行分析验证，为类似条件下的沿空留巷巷道围岩控制技术和方法提供支撑。

1  回采工作面及沿空留巷支护

1.1  回采工作面

貴州某煤矿1232采煤工作面运输平巷采用沿空留巷无煤柱护巷技术，在1232采面回采完成后作为下区段的回风平巷。1232采面回采煤层为3#煤，埋藏深度约216 m，煤层平均厚度约2.3 m，平均倾角约30°。煤层顶板岩性为灰色粉砂岩，夹杂粉砂质泥岩，底板以灰色粉砂岩为主。1232采面采煤方法为走向长壁后退式，采煤工艺为综合机械化开采，采空区顶板处理方式为全部垮落法。工作面斜长180 m，走向长1 010 m，工作面实际开采高度2.3 m。1232采面运输平巷沿空留巷断面积为13.95 m2，巷道断面具体形状和尺寸如图1所示。

1.2  沿空留巷现场维护情况和效果

1232采面运输平巷刚开掘完成并投入使用时的支护方式为锚网支护，使用直径20 mm、长度2 m的树脂锚杆，规格为1 800 mm×900 mm的钢筋网，锚杆间排距为800 mm×800 mm，除底锚杆是以15°向下扎外，其余锚杆均与巷道轮廓线成90°垂直布置。

1232采面运输平巷沿空留巷原护巷方式：在1232采面前方50 m的运输平巷上帮边缘靠近采空区侧的位置，沿巷道轴向布置长度为4.2 m的W钢带，并用直径15.5 mm、长度8 m的锚索固定；沿巷道上帮采空区边缘布置一道密闭墙，密闭墙由内部装满矸石的编织袋堆砌而成，墙厚为1.0 m；在运输平巷内靠巷道上帮位置处，每隔6 m设置一组规格为1 400 mm×200 mm×200 mm的木垛，以防止采空区矸石下滑；在采空区下方布置一排木点柱，柱与柱之间相隔0.8 m，木点柱直径为200 mm；在运输平巷内布置工字钢棚梁，棚梁间距为0.8 m，长度为4.5 m，在巷道两边各采用一根单体液压支柱对工字钢棚梁进行支撑，另外在距离下帮1.6 m处巷道中部位置，采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁对工字钢棚梁加以支撑。沿空留巷原支护断面如图2所示。

通过现场调查，并对原支护下的1232采面运输平巷沿空留巷巷道围岩变形破坏情况进行数值模拟分析［11］，发现按照原支护方式进行支护后，巷道顶板靠上帮一侧以及下帮底角的围岩变形破坏较为严重，巷道底板比较破碎。同时，在巷道底板变形破碎的过程中，巷内支护由于底部失稳使得支护效果变差甚至失效，导致巷道变形破坏程度进一步加剧，沿空留巷巷道总体支护效果不理想。

1.3  沿空留巷巷道支护改进

针对上述1232采面运输平巷沿空留巷巷道在原支护条件下的变形破坏情况，同时考虑到原沿空留巷采用木垛+编织袋的巷旁支护方法存在支护阻力小、稳定性差等缺点，拟在前述巷道支护的基础上，采用更加有效的巷旁支护手段代替木垛和编织袋。注浆支护对破裂岩体具有充填和粘结作用，可通过提高破裂围岩的完整性来提高围岩强度，特别是锚注具有网络和函拱效应，可提高围岩的自我承载能力和稳定性［12-17］。因此在巷道底板补打注浆锚杆，对底板进行注浆加固。

目前常用的巷旁支护新材料和新技术主要为高水速凝材料及膏体材料巷旁支护技术，其优点是支护阻力大、增阻速度快，适量可缩，巷道维护效果好［18］。本次巷旁支护改进采用高水材料充填体，根据巷道实际赋存条件确定高水材料充填体规格为：墙高2.3 m，宽2.0 m，墙体在充填前必须保证找到实底，而且充填要到顶到底。充填材料选用ZKD型高水速凝材料［19］，由主料和配料两部分组成，其中主料选用硫铝酸盐水泥熟料作为基材，并与悬浮剂及少量超缓凝剂混合而成，配料由石灰、石膏、悬浮剂和复合速凝增早强剂等混合而成。主料和配料的配比为1∶1，水与高水速凝材料的配比为4∶1。

注浆锚杆采用直径为25 mm的R25号注浆锚杆，长度为2 m，注浆孔深度要求达到2.5 m，孔间排距3.2 m，注浆终压为1.0 MPa。固化剂选用ZKD型高水速凝材料，水灰比为1.5∶1［20］。底角锚杆在层状岩石中尽量与岩层面呈90°垂直布置。

2  数值模型构建

利用RFPA数值模拟软件，对改进支护方案后1232采面运输平巷沿空留巷的围岩变形破坏情况进行模拟。

2.1  数值模型块体

根据1232采面运输平巷沿空留巷实际地质条件以及改进后的支护方案进行模型构建，煤岩层细观单元力学性质符合韦伯分布。模型尺寸规格为50 m×40 m，总共划分32 000（200×160）个网格，边界条件为水平固定，垂直方向施加等效载荷，考虑重力影响。1232采面顶底板岩层及煤体经拟合转换后的力学参数如表1所示。

2.2  数值模型力学参数

改进后的1232采面运输平巷沿空留巷支护方式包括锚网、锚索配合W钢带、单体液压支柱、工字钢棚梁、高水材料充填体、注浆锚杆。其中，规格为Φ20×2 000 mm树脂锚杆的锚固力为31.72 kN，锚索的锚固力大于120 kN；单体液压支柱的支撑力为30 t；高水材料充填体在模型中为巷道采空区一侧的实体，其单轴抗压强度可达17.1 MPa。底板补打R25号注浆锚杆，锚固力为100 kN。改进支护后1232采面运输平巷沿空留巷数值模拟原始模型如图3所示。

3  数值模拟结果及分析

3.1  数值模拟结果

通过数值模拟计算，绘制改进支护后的1232采面运输平巷沿空留巷围岩的最大主应力图、最小主应力图、X方向应力场图、Y方向应力场图，并与原支护方式下运算到相同时步时的巷道围岩变形破坏的数值模拟计算结果进行对比，结果如图4所示。

3.2  结果分析

由图4（a）（b）可以看出：改进支护后的沿空留巷巷道围岩应力集中范围明显小于原支护。原支护方式的主应力的应力方向发生了一定偏转，最大主应力与竖直方向呈一定夾角，巷道上方应力偏向于3#煤层采空区一侧，下方应力偏向于巷道靠煤帮底角一侧；而改进支护后的巷道围岩主应力方向没有发生偏转，均匀地分布于巷道顶底板。这也从应力集中角度解释了原支护状态下巷道上帮一侧以及巷道底板特别是巷道下帮底角变形破坏情况严重，而改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到改善的原因。

由图4（c）（d）可以看出：改进支护后的巷道围岩附近黑色网格点（岩层破碎网格点）非常少，仅稀疏分布在巷道底板岩层中；而原支护条件下，黑色网格点集中分布于巷道靠上帮一侧顶板，以及巷道底板岩层特别是巷道下帮底角位置。改进支护后巷道围岩黑色网格点数量明显少于原支护，说明改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏，从而保持巷道围岩的完整性和稳定性，使得改进支护后的巷道围岩变形破坏情况明显改善。

综上所述，在1232采面运输平巷沿空留巷原支护方式的基础上，采用高水材料充填巷旁支护以及巷道底板补打注浆锚杆并进行注浆后，巷道整体围岩强度得到提高，巷道底板破碎程度得到降低，巷道围岩变形破坏得到有效控制。

4  结论

1）在1232采面运输平巷沿空留巷原支护的基础上，进行高水材料充填巷旁支护以及巷道底板补打注浆锚杆并进行注浆，对原支护方式进行改进。

2）通过RFPA数值模拟，对改进支护后的沿空留巷巷道围岩变形情况进行数值分析，发现改进支护后的巷道围岩破碎网格点仅稀疏分布在巷道底板岩层中，而集中应力均匀分布于巷道顶底板。

3）改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏，从而保持巷道围岩的完整性和稳定性。

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（责任编辑：周晓南）

Analysis and Improvement of Gob-Side Entry Retaining

Support Technology in Guizhou

HAN Sen*1，4， LIU Ping1，2，3，4， WANG Chen1， KANG Xiangtao1

（1.Mining College， Guizhou University， Guiyang 550025， China;2.Guizhou Key Laboratory of Comprehensive

Utilization of Non-metallic Mineral Resources， Guiyang 550025， China；3.Guizhou Engineering

Lab of Mineral Resources， Guiyang 550025， China；4.Engineering Center for Safe Mining Technology Under Complex Geologic Conditions， Guiyang 550025， China）

Abstract：

In view of the serious deformation and failure of the roof of the upper side and the bottom corner of the lower side under the original support conditions of a gob-side entry retaining in a coal mine in Guizhou， measures are taken to improve the roadway support mode. The numerical simulation software is used to analyze the deformation and failure of roadway surrounding rock after improving the support. It is found that the broken condition of roadway surrounding rock is obviously strengthened under the improved support， which can better block the serious deformation and damage of the roof rock on the upper side of roadway and the bottom angle of the lower side， so as to maintain the integrity and stability of roadway surrounding rock. The research can provide reference for the support of gob-side entry retaining under similar conditions.

Key words：

gob-side entry retaining; surrounding rock deformation and failure; numerical simulation; support improvement