综放沿空掘巷合理位置及控制技术.pdf

第 3 7卷第 9期 2 0 1 2年 9月 煤 炭 学 报 J OU RNAL OF CHI NA CO AL S O CI E T Y Vo 1 ． 3 7 No ． 9 S e p． 2 01 2 文章编 号 0 2 5 3 - 9 9 9 3 2 0 1 2 0 9 1 5 6 4 0 6 综放沿空掘巷合理位置及控 制技术 李 磊， 柏 建彪， 王 襄禹 中国矿业大学 煤炭资源与安全开采 国家重点实验室 矿业工程学院 ， 江苏 徐州 2 2 1 1 1 6 摘要 采用理论分析方法 ， 建立 了沿空掘巷 的结构力学模型， 推导 出“ 内应力场” 宽度表达式 ， 确 定 了合理的沿空掘巷位置 ， 预计 了沿空巷道围岩变形量 ， 进 而确定巷道断面参数 。提 出顶板高强度 高预应力锚杆 支护和高强度锚 索加强支护、 减小窄煤柱帮锚杆 间距和 实体煤帮二次支护的非对称 综放沿空掘巷 围岩控制技术 ， 采用 系统信息设计方法确定 了锚杆支护参数 ， 成功地应用于工程 实 践 。 关键词 综放工作面； 沿空掘巷 ； j } 对称控制技术； 二 次支护 ； 系统信息设计法 中图分类号 T D 3 5 3 文献标志码 A Ra t i o n a l p o s i t i o n a nd c o n t r o l t e c hn i q u e o f r o a d wa y dr i v i ng a l o n g n e x t g o a l i n f u l l y me c ha ni z e d t o p c o a l c a v i ng f a c e L I L e i ， B AI J i a n - b i a o ， WAN G Xi a n g y u S t a t e K e y L a b o r a t o r y o fR e s o u r c e a n d S a f e Mi n i n g ， S c h o o l ofMi n e s ， C h i n a U n i v e r s i t y ofMi n i n g＆T e c h n o l o g y ， X u z h o u 2 2 1 1 1 6， C h i n a Abs t r a c t By u s i n g o f t h e o r e t i c a l a n a l y s i s me t h o d， t h e s t r u c t u r a l me c h a n i c a l mo d e l o f r o a d wa y d riv i ng a l o n g n e x t g o a l wa s e s t a b l i s h e d， a n d t he wi d t h e x p r e s s i o n o f i n t e r na l s t r e s s fie l d s wa s d e r i v e d， t h e r a t i o na l p o s i t i o n o f r o a d wa y d r i v i n g a l o n g n e x t g o a f wa s d e t e r mi n e d a n d t h e d e f o r ma t i o n o f t h e s u r r o u n d i n g r o c k wa s a l s o c a l c u l a t e d． Me a n wh i l e， t h e p a r a me t e r o f r o a d wa y wa s g i v e n． At l a s t ， t he c o n t r o l t e c h n o l o g y o f r o a d wa y d r i v i ng a l o n g n e x t g o a f i n t h i c k s e a m wa s p u t f o r wa r d， a n d t h e fir s t i s h i g h s t r e n g t h a n d pr e t e n s i o n b o l t s u p po r t i n g t o c o n t r o l r o o f ， t h e s e c o n d i s d e c r e a s i n g b o l t i n t e r v a l o f r o a d wa y g o b s i de， t he l a s t i s s e c o nd a r y s u p p o rti ng t o t he i n t e g r a t e d c o a l s i de o f r o a d wa y， b a s e d o n t h i s， t he b o l t s u p p o rti n g pa r a me t e r wa s d e t e rm i n e d b y s y s t e m i n f o rm a t i o n d e s i g n me t h o d， a nd i t i s s u c c e s s f u l l y a p p l i e d t o e n g i n e e r - i n g pr a c t i l e． Ke y wo r d s f u l l y me c h a n i z e d t o p c a v i n g； r o a d wa y d r i v i n g a l o n g n e x t g o a f ； a s y mme t ric c o n t r o l t e c h n o l o gy ； s e c o nd a ry s u pp o rti n g； s y s t e m i n f o r ma t i o n d e s i g n me t h o d 我 国厚煤层资源丰富 ， 可采储量占全国总可采储 量的 4 5 ％左右 ， 国有大 中型煤矿年掘进巷道长度 1～ 2万 k m， 其中 8 0 ％以上是 回采巷道 ， 回采巷道布置方 式可以分为留煤柱护巷 、 沿空 留巷和窄煤柱沿空掘巷 3种方式 留煤柱护巷煤柱宽度为 1 5～3 0 m， 煤炭资 源浪费严重 ； 沿空留巷巷道服务期间受到 2次采动影 响， 围岩变形严重 ， 需反复拉底 ， 并且工艺复杂， 巷道 维护费用高； 而沿空掘巷沿采空区边缘留 3～1 0 m煤 柱掘巷 ， 巷道处于侧向支承压力降低区， 容易维护 ， 并 且无需充填体 ， 更利于推广 J 。 目前 ， 国内外针对综放沿空掘巷合理位置及控制 技术的研究主要有以下几个方面 柏建彪等 通过 数值模拟确定了合理的窄煤柱宽度， 软煤 4 ～ 5 m， 中 硬煤 3～ 4 m； 王卫军等 1 推导出合理的窄煤柱宽度 表达式 ； 张农等 针对迎采 动工作 面沿空掘巷采空 区边缘不稳定和动压作用强烈的特点 ， 提出了预应力 组合支护技术 ； 李伟等 提出了深部松软厚煤层 沿 空巷道锚网索耦合支护技术 ； 何富连等 。 。 通过数值 收稿 日期 2 0 1 1 0 9 0 5 责任编辑 王婉 洁 基金项 目 国家 自然科学基金资助项 目 5 1 1 7 4 1 9 5 ； 煤炭资源与安全开采 国家重点实验室 自主研究课题资助项 目 S KL C R S M 0 8 X 0 4 ； 中国矿 业大学青年科研基金资助项 目 2 0 0 8 A 0 0 2 作者简介 李磊 1 9 8 6 一 ， 男 ， 河南息县人 ， 博士 。E ma i l m z s 一 1 9 8 6 4 2 7 1 6 3 ． c o rn 第 9期 李磊等 综放沿空掘巷合理位置及控制技术 1 5 6 5 模拟和现场实测 ， 结合松动爆破技术分析综放沿空巷 道围岩卸压巷卸压的机理 ， 并指出卸压巷的位置及松 动爆破强度是沿空巷道 围岩卸压技术的关键 ； 陈庆敏 等 采用锚杆注浆技术对综放沿空巷道进行预加 固 试验 。 本文采用理论分析方法， 建立 了厚煤层巷道结构 力学模型和巷道变形量预计数学计算模型 ， 确定 了合 理的窄煤柱宽度和巷道断面参数， 提出非对称综放沿 空掘巷 围岩控制技术 ， 采用以巷道 围岩状况调查和地 质力学评估为基础的系统信息设计法 ， 确定了合理的 锚杆支护参数。 表 1 顶底板岩体特性 Ta bl e 1 Cha r ac t e r i s t i c s o f r o of a nd floo r r o c ks 1 工程概况 2 沿空掘巷煤柱 宽度的确定 华晟荣煤矿 3 1 0 4工作面轨道巷位于三一采区回 风巷北 ， 西面紧邻 3 1 0 2回采工作面， 东面是 3 1 0 4工 作面运输 巷 ， 该 工作面呈 南北 布置 ， 工作 面宽度 为 1 8 0 m， 埋深为 3 8 0～ 4 2 0 m， 平均埋深为 4 0 0 m， 所采 煤层为山西组 中下部 3号煤层 ， 有 陆相湖泊沉积而 成 ， 煤层赋存稳定 ， 平均厚度 6 m， 属于厚煤层 ， 煤层 倾角一般小 于 1 0 。 ， 工作 面采放 比为 11 。3 1 0 4工 作面轨道巷总长 1 4 8 2 m， 开 口位置在 3 1 0 2风巷 ， 三 一 采区胶带巷向里 3 6 6 m位置处 ， 根据 3 1 0 2放水巷 初步勘查 ， 在 9 0 0 m位置处约有直径 7 0 m的陷落柱。 为了优化采区巷道布置， 提高采出率 ， 3 1 0 4工作面轨 道巷推进至该陷落柱处 ， 采用沿空掘巷进行工业性试 验 ， 巷道布置如图 1 所示 。 胶 带下山 I l轨道下 【 l 3 l 0 2 胶 山 带运输巷 ● 3 1 0 2 轨道运输 I 1 0 2 采空 、 c ⋯ 3 1 0 4 撬眼 区 变 电 所 If 巷 笮 ⋯ 胶带运输巷 一 I I 图 1 试验巷道布置平 面 F i g ． 1 S c h e ma t i c d i a g r a m o f t e s t i n g r o a d wa y l a y o u t 3号煤强度- 厂 为 1～ 2 ， 局部仅为 0 ． 6 ， 直接顶为灰 黑色泥岩和深灰色砂泥岩 ， 泥岩含大量炭质成分 ， 遇 水易泥化 ， 厚度为 2 m左右 ， 砂泥岩含大量水云母 、 白 云母及 白云母 碎 片 ， 水 平层 理 发 育。基 本顶 为 厚 4 ． 6 m的细砂岩 ， 成分以石英为主 ， 长石次之 ， 致密坚 硬。直接底为黑色的砂泥岩 ， 厚度为 4 m， 3 1 0 4工作 面轨道巷掘进过程中的充水 因素主要为 3号煤层顶 板 砂 岩 孔 隙 裂 隙 含 水 层 ，顶 底 板 岩 体 特 性 见表 1 上工作面回采后 ， 基本顶在采空区边缘煤体内弹 塑性交接处断裂形成弧形三角块 ， 弧形三角块对综放 沿空掘巷围岩稳定性影响最大 ， 称为关键岩块 ， 关 键块一端回转后在采空区触矸 ， 另一端在采空区边缘 煤体中断裂 ， 下面受到顶煤 和直接顶的有力支撑 ， 并 与相邻块体相互咬合形成铰接结构 ， 铰接结构受到相 临岩块 的水平推力作用 ， 相对 比较稳定。基本顶断裂 时上覆岩层压力传递到实体煤上的支承压力明显地 分为 2个部分 ， 如 图 2所示 ， 其 中由 s 所标 定 的 区间称为“ 内应力场” 应力降低区 ， S 所标定的区 间称为“ 外应力场” 应力增高区 ， 其中“ 内应力场” 支承压力来源于运动着 的基本顶作用力 ， 其分布及变 化特征 由基本顶的 自重及运动的发展状况决定。 Km H 图 2 沿空掘巷结构力学模型 Fi g ． 2 S t r uc t u r a l me c h a n i c a l mo d e l o f r o a d wa y dr i v i ng a l o n g ne x t g o a f 沿空掘巷煤柱尺寸确定的基本原则是将巷道布 置在“ 内应力场” 中， 使巷道处在较为有利的应力环 境下 ， 有利于巷道 围岩的稳定 ， 因此必须首先确定工 作面两侧煤体上支承压力“ 内应力场 ” 的范 围。分布 在“ 内应力场” 中的支承压力 Fl l 为 F f d G o Y o S 1d x 1 F f ， J 0 o 式 中， 为侧 向支承压力 ， P a ； G 。 为靠近顶板断裂线 处已进人塑性状态的煤体刚度， P a ； 。 为煤壁煤体压 煤 炭 学 报 2 0 1 2 年 第3 7 卷 缩量 ， m。 根据“ 内外应力场理论” ， 沿采空区 四周煤体上 内应力场范围内分布的垂直支承压力等于工作面初 次来压前基本顶 的自重， 可以得到 Go Y『- o S 1 LC。童 2 ‘ ‘ ， 、 式中， 为工作面长度 ， m； C 。 为工作面基本顶初次来 压步距 ， m； M 为基本顶 的厚度 ， m； 为基本顶岩层 平均容重 ， N ／ m 。 由式 2 可以求出“ 内应力场” 宽度 5 为 5 _ _ 6 c 。 ∑ 3 G o Y 0 若将基本顶看作两端 固支梁， 基本顶初次来压步 距 C 可以由下式求得 √ 4 式中， 为基本顶抗拉强度 ， P a ； g为基本顶所承受 的 载荷 ， P a 。 基本顶所承受的载荷 q包括本身的载荷和上覆 岩层对其的作用 ， 考虑到基本顶上覆岩层第 n层对基 本顶的作用 ， 基本顶所承受的载荷 q 1 4 ] 为 qo 尚拦 ㈩ t 『 J 联合式 2 ～ 5 可得 6 ， J ∑ 5 一 6 将 表 1数 据 代 人式 5 ， 可 以求 得 q 为 1 8 4 ． 7 k P a ， q 为 1 8 3 ． 9 k P a ， 基本顶上方第 2层砂 泥岩岩层由于本身强度大且岩层厚， 对基本顶载荷不 起作用 ， 因此基本顶所承受的载荷 q为 1 8 4 ． 7 k P a 。 经实验和现场测定靠近顶板断裂线处 已进入塑 性状态的煤体刚度 G 。 为 1 ． 2 G P a ， 基本顶抗拉强度 r 厂 为 8 MP a ， 煤壁处煤体平均压缩量 Y 。 为 0 ． 5 m， 代 人式 6 可以求得“ 内应力场” 宽度 ．s 为 9 ． 6 m。 沿空巷道宽度和窄煤柱宽度之和应小于“内应 力场” 的宽度 ， 以使巷 道处 于低应力 区， 但除 了考虑 支承压力因素外 ， 还应考虑窄煤柱 内部有稳定的区域 以及片帮 、 采空区积水 、 煤体强度不均等对窄煤柱稳 定的影响 1 窄煤柱内部有稳定 的区域 ， 窄煤柱两侧不可 避免的出现破碎 区， 如果窄煤柱宽度过小， 煤柱均为 破碎区， 其承载能力较低 ， 且锚杆锚固在破碎煤体 中， 锚固力小 ， 不利于承载。 2 3 1 0 2工作面 回采巷道在超前支承压力影响 下 ， 片帮严重 ， 工作面推过后 ， 片帮约为 1 m。 3 采空区积水较大 以及巷道顶板裂隙水较大 ， 对煤柱存在长期的淋水与浸泡作用 ， 会进一步降低煤 柱的抗压强度 。 4 煤 层 强 度 不 均 匀 ， 局 部 煤 层 强 度 仅 为 0 ． 6 MP a ， 不利于煤柱的稳定。 充分考虑 以上 因素 ， 合理 的窄煤柱 宽度为 4～ 5 m， 初步确定窄煤柱宽度为 5 n l 。 3 沿 空巷道变形量预计 沿空巷道断面应能满足矿井运输、 通风以及行人 的需要 ， 同时， 为了提高断面利用率和掘进速度 ， 回采 巷道一般采用矩形断面， 而正确的预计巷道变形量是 保证巷道断面设计合理 的前 提， 初步设计巷 道断面 宽 高 4 ． 0 m 3 ． 1 m 。 如图 3所示 ， 沿空巷道布置在基本顶关键块下 ， 位于“ 内应力场” 中， 基本顶破断位置距离采空 区边 缘距离为 ， 关键块旋转角度为 0 ， 侧 向断裂跨度为 ，沿空掘巷处的顶板下沉量为 h 。 图 3掘巷期I 司巷遭变形量 Fi g ． 3 De f o r ma t i o n o f r o a d wa y du r i n g e x c a v a t i o n 若沿空掘巷时 ， 3 1 0 2工作面顶板运动 尚未结束 ， 巷道掘出后要经历基本顶岩块的结构性调整 ， 巷道变 形量较大 ， 在该过程 中， 采空区矸石 的碎胀系数将 由 1 ． 7 2压实到 1 ． 1 5 l 2 J ， 相应的触矸处的顶板下沉量为 h 1 ． 7 2 1 ． 1 5 M 7 式中， 为直接顶厚度 。 由三角函数关系可知 s i n _ 二二 二二 二二二 8 L 2 √ [ 。 一 0 b ／ 2 ] 。 式中 ， n为煤柱宽度 ， m； b为巷道宽度 ， m。 由式 8 可得沿空掘巷处的顶板下沉量 h h 二 竺 9 【 J s √ 一h 其 中 [√ 10 圳 2 纠 第 9期 李磊等 综放沿空掘巷合理位置及控制技术 1 5 6 7 mA n ≥ 4 综 放 沿 空 掘 巷 围 岩 控 制 技 术 L1 n M i √ 3 g 1 2 式中， m为工作面采高 ， m； A为水平侧压系数 ； 为煤 体内聚力 ， P a ； 。 为煤体内摩擦角； K 为应力集中系 数 ； 。为 上 覆 岩 层 平 均 容 重 ， N ／ m ； H 为 巷 道 埋 深 ， m； p 为上 区段工作面巷道煤帮的支护 阻力 ， P a ； 为基本顶周期来压步距 ， m。 经实验和现场测定水平侧压系数 A为 1 ． 3， 应力 集中系数 K 为 2 ． 5 ， 上 区段工作面巷道 煤帮的支护 阻力 P 。 为 0 ． 3 MP a ， 煤体 的内聚力 和摩擦角 。 分 别为 1 ． 2 M P a和 2 3 。 ， 上 覆 岩 层 平 均 容 重 y 0为 0． 0 2 5 MN／m 。 将上述参数代人式 1 0 ～ 1 2 可 以求得基本顶 周期来压步距 为 1 7 ． 4 8 m， 基本顶断裂后在采场侧 向形成的跨度， J 为1 8 ． 8 7 m， 基本顶在采空区边缘破 断位置距离采空区边缘距离 。 为 1 0 ． 1 5 m， 沿空掘巷 处的顶板下沉量 h 为 4 1 2 m m。 3 1 0 2工作面 回采结束 2 a后 ， 3 1 0 4工作面轨道 巷沿空掘巷段开始施工 ， 可以认为基本顶 已经稳定 ， 因此巷道变形不计 3 1 0 2工作面基本顶运动造成的顶 板下沉量 h 。因直接顶含大量炭质成分 ， 若 在采空 区积水的作用下碎胀系数 由 1 ． 1 5降低为 1 ． O 0 ， 则相 应地会增加变形量为 h 1 、 1 3 其 中 h l 1 ． 7 21 ． 0 M 1 4 若考虑顶板 2 m厚泥岩的炭质成分在采空 区积 水的作用下泥化流失 ， 厚度变为 0 ． 5 m， 则相应地会 增加变形量为 h 2 h a 2 [ 0一 Ub ／ 2 ]h [ 。一 ab ／ 2 ] 、 _ 1 5 其中 h a 21 ． 7 2 M 一2 ． 30 ． 5 1 6 将参 数代 入式 1 3 ～ 1 6 ， 可 以求得 h 为 1 1 1 m m， h s 2 为 3 7 8 mm， 因此 ， 3 1 0 4工作 面轨道巷 沿 空掘巷段巷道断面为 4 ． 0 mx 3 ． 1 m 宽 高 是合理 的， 掘巷期间巷道变形量预计 为 1 1 1 ～3 7 8 m m， 完全 能够满足矿井运输 、 通风以及行人的需要。 4 ． 1围岩控制技术 巷道掘进后 ， 在掘进扰动作用下 ， “ 内外应力场” 重新分布 ， 如图4所示 ， 在采空区煤矸石被不断压缩 ， 应力逐渐恢复至原岩应力 ， 窄煤柱两侧有一定范围的 破碎区， 承载能力下降， 只在中部存在较小的稳定区 域 ， 如 图4虚线部分所示 ， 上覆岩层压力转移到实体 煤帮和采空区侧 ， 实体煤帮承受着 高支承压力 的影 响 ， 围岩经受弹性 一 塑性变形过程， 而实体煤帮支护 正是沿空巷道围岩控制忽略的环节。综放沿空巷道 顶板是顶煤和直接顶形成的煤岩复合顶板 ， 在水平应 力作用下极易发生层间错动 ， 并且顶煤强度低 ， 容易 离层 、 弯曲下沉 。 巷道 I K m ,H 一 、 ＼ I ， ． 采空区 窄煤柱帮 实体煤帮 图 4沿空巷道应力分布 Fi g ． 4 S c he ma t i c di a g r a m o f s t r e s s d i s t r i b ut i o n 基于沿空巷道应力分布的分析 ， 特提出非对称综 放沿空掘巷围岩控制技术。 1 通过减小窄煤柱锚杆间距 以提高窄煤柱 的 承载能力。锚杆是兼有支护和加 固两种作用 的较完 美支护形式 一方面锚杆通过径向锚固力 预紧力 和粘锚力 对 围岩施加围压 ， 使窄煤柱煤体 由二 向或 单 向应力状态转变为三 向应力状态 ， 增强煤柱的稳定 性 ； 另一方面锚杆通过切向锚 固力提高锚 固体 的力学 参数 ， 尤其 对 围岩 内摩擦 角有 显著 提高 ， 由 M o h r C o u l o mb屈服准则可知 ， 随着 围岩 内摩擦角的提 高 ， 在相同应力环境下 ， 围岩的剪切破坏范 围明显 的减 少 。 2 通过在实体煤帮两排锚 杆 中间帮角安装锚 杆， 对实体煤帮进行二次支护。掘巷初期， 实体煤帮 因高支承压力作用 而积 聚的大量能量剧烈释放 ， 此 时， 阻止实体煤帮发生较大变形既不经济也不合理， 在围岩进入变形稳定期后 ， 通过二次支护控制围岩塑 性区及破碎区发展 、 降低塑性区流变速度 ， 并且适当 的加大锚杆安装角度， 能减弱煤岩复合顶板层问的水 平运动。 3 采用高强度高预应力锚杆 和高强度锚 索增 强煤岩复合顶板 的整体强度和 刚度 ， 提高其承 载能 煤 炭 学 报 2 0 1 2 年第3 7 卷 力 ， 阻止层间运动 ， 并减小围岩表面的张拉破坏 ， 防止 锚固区外的离层 、 冒落。 4 ． 2 锚杆支护参数 采用系统信息设计方法确定3 1 0 4工作面轨道巷 沿空掘巷段锚杆支护参数 ， 设计过程如图5所示。 巷道用途和 l l巷道围岩 『 l 地应l l 地质构造和l l 锚固体锚固 环境影响 l I 强度和岩性 I l力 l l围岩结构 J l性能测试 锚杆预l l 锚杆直l l 锚杆间l l 锚索间 紧力 I l 径长度 l l排距 l l排距 初始支护设计 图 5 锚杆支护设计 流程 Fi g ． 5 Fl o w c ha r t o f b o l t s up p o r t i n g de s i g n 1 顶板支护。 巷道顶板采用 5根左旋无纵筋螺纹钢锚杆 ， 锚杆 材质为 H R B 3 3 5， 规格为 2 0 ra m L 2 4 0 0 m m， 锚杆间 排距为 9 0 0 m inx 8 0 0 m m， 采用一支双速 2 3 6 0和一支 Z 2 3 6 0树脂药卷加长锚固。采用锚索加强支护， 锚索 规 格 为 1 7 ． 8 m mL 7 3 0 0 mm， 锚 索 间 排距为 1 6 0 0 minx 2 4 0 0 m i l l ， 采用 一支 双 速 2 3 6 0和 两支 Z 2 3 6 0树脂药卷锚固剂锚固， 锚 固力大于 1 0 0 k N。每 根锚索采用一块规格为 4 0 0 m mx 4 0 0 mm 1 0 mm的 1 8号钢板 ， 一块规格为 1 0 0 mm 1 0 0 m m 1 0 m m 的 钢板和配套锁具一套。 2 实体煤帮支护。 实体煤帮采用 4根左旋无纵筋螺纹钢锚杆 ， 锚杆 材质为 HR B 3 3 5 ， 规格为 4 2 0 m m L 2 4 0 0 m m， 间排距 为 8 0 0 minx 8 0 0 mm， 每根锚杆采用一支双速 2 3 6 0和 一 支 Z 2 3 6 0树脂药卷加长锚 固， 锚 固力 大于 8 0 k N， 二次支护顶角锚杆安装角度为 4 0 。 ， 如 图 4虚线部分 所 示 。 3 窄煤柱帮支护。 窄煤柱帮采用 5根左旋无纵筋螺纹钢锚杆 ， 锚杆 材质为 HR B 3 3 5 ， 规格为 b 2 0 m mx L 2 4 0 0 m m， 锚杆 间 排距为 7 0 0 il l m 8 0 0 m m， 每根锚 杆采 用一 支双 速 2 3 6 0和一支 Z 2 3 6 0树脂药卷加长锚 固， 锚 固力 大于 6 0 k N。 锚杆支护 附件包括托盘 、 梯子梁和菱形金 属 网 等 ， 托盘使用厚度不小于 1 0 m m的钢托盘 ， 梯子梁采 用 1 4 m m的 Q 2 3 5圆钢焊接， 菱形金属 网顶板、 两帮 保持搭接 ， 搭接长度不小于 1 0 0 m m， 联网间距不大于 2 0 mm， 锚杆采用气动扳手预紧， 配可调心垫 圈， 预紧 扭矩为 4 0 0 N m。支护断面如图6所示。 ll 锚索 1 7 8 L 7 3 0 0 ／间 排 距 1 6 o 0 2 q -nu 0 ⋯ 实体 煤帮 锚杆 2 0 x L 2 4 0 0 间 E 8 0 o 8 o 0 、 、 2 0 。 图 6锚杆支护断 面 F i g ． 6 C r o s s s e c t i o n d i a g r a m o f b o l t i n g s u p p o r t 4 ． 3围岩控制效果 工程应用效果表明， 通过减小窄煤柱锚杆问距提 高窄煤柱承载能力 ， 控制窄煤柱变形是有效的 ， 如图 7所示 ， 在观测期 内， 窄煤柱 帮移近量 为 1 6 4 m m， 掘 巷后 3 0 d基本稳定。实体煤帮因高支承压力作用而 持续变形 ， 在掘巷后第 1 8天对实体煤帮二次支护 ， 围 岩变形速度明显降低 ， 由二次支护前的 2 ． 0 mm ／ d降 低为一 1 m m／ d ， 并在二次支护后 2 0 d左右时 间内趋 于稳定 。高强度高预应力锚杆 和高强度锚索支护有 效地控制了煤岩复合顶板的离层 、 下沉 ， 在观测期 内， 顶板下沉量仅为 1 1 8 m m。非对称围岩控制技术充分 地调动 了围岩的承 载能力 ， 没有发生明显 的底臌 ， 在 掘进影响期 内， 顶底板移近量为 1 7 1 m m， 两帮移近量 为 2 5 6 mm， 围岩控制效果显著。 图7 巷道变形与时间关系曲线 Fi g ． 7 Re l a t i o n e t l r v e s b e t we e n r o a dwa y d e f o r ma t i o n a n d t i me 5 结 论 1 依据“ 内外应力场” 理论 ， 建立 了沿空掘巷结 构力学模型， 推导出“ 内应力场 ” 宽度表达式 ， 并综合 考虑窄煤柱内部有稳定 区域 、 片帮 、 采空 区积水等因 素 ， 确定了合理的窄煤柱宽度。 2 通过数学计算 ， 预计了上工作面基本顶运动 尚未结束和结束两种情况下沿空掘巷时沿空巷道的 变形量 ， 给出了合理的巷道断面参数。 3 提出顶板高强度高预应力锚杆支 护和高强 ． 此 枷 加 巷卡一 第 9期 李磊等 综放沿空掘巷合理位置及控制技术 1 5 6 9 度锚索加强支护 、 减小 窄煤柱帮锚杆间距 、 实体煤帮 二次支护的非对称综放沿空掘巷围岩控制技术 ， 并采 用系统信息设计方法确定了 3 1 0 4工作面轨道巷沿空 掘巷段锚 杆支护参 数 ， 掘进期 间 ， 顶底板 移 近量为 1 7 1 mm， 两帮移近量为 2 5 6 1T I m， 围岩控制效果好 。 参考文献 [ 1 ] 杜计平 ， 孟宪锐 ． 采矿学 [ M] ． 徐州 中国矿业 大学 出版社 ， 2 0 0 9 l 2 2一l 3 O． [ 2 ] 张永杰． 华 晟荣煤 矿沿 空掘 巷围岩 稳定 时空效 应 与控制 研究 [ D] ． 徐州 中国矿业大学 ， 2 0 1 1 1 4 ． Z h a n g Yo n g j i e ． S t u d y o n t i m e - s p a c e e f f e c t a n d c o n t r o l o f s u r r o u n d i n g r o c k s t a b i l i t y o f r o a d wa y d r i v i n g a l o n g g 0 a f i n Hu a s h e n g r o n g Mi n e [ D] ． X u z h o u C h i n a U n i v e r s i t y o f Mi n i n g a n d T e c h n o l o g y ， 2 0 1 1 1 4 ． [ 3 ] 李学华 ， 张农 ， 侯朝炯． 综采放顶煤 面沿空巷道合 理位置确定 [ J ] ． 中国矿业大学学报 ， 2 0 0 0 ， 2 9 2 1 8 6 - 1 8 9 ． L i X u e h u a ， Z h a n g N o n g ， H o u C h a o j i o n g ． R a t i o n a l p o s i t i o n d e t e r mi n a t i o n o f r o a d wa y d riv i n g a l o n g n e x t g o a f f o r f u l l y --me c h a n i z e d t o p -- c o a l c a v i n g m i n i n g [ J ] ． J o u rn al o f C h i n a U n i v e r s it y o f M i n i n g＆ T e c h n o l o g y ， 2 0 0 0， 2 9 2 1 8 6 1 8 9 ． [ 4 ] 柏建彪 ， 侯 朝炯 ， 黄汉 富． 沿空掘巷窄煤 柱稳定性数 值模拟研究 [ J ] ． 岩石力学与工程学报 ， 2 0 0 4 ， 2 3 2 0 3 4 7 5 3 4 7 9 ． B a i J i a n b i a o ， Ho u C h a o j i o n g ， Hu a n g H a n f u ． N u me ri c a l s i mu l a t i o n s t u d y o n s t a b i l i ty o f n a rro w c o a l p i l l a r o f r o a d wa y d ri v i n g a l o n g g o a f [ J ] ． C h i n e s e J o u r n a l o f R o c k M e c h a n i c s a n d E n g i n e e r i n g ， 2 0 0 4， 2 3 2 0 3 4 7 5 3 4 7 9 ． [ 5 ] 张宝安， 黄明利 ， 梁宏友． 窄煤柱护巷机理的数值模拟分析[ J ] ． 辽宁工程技术 大学学报 自然科学版 ， 2 0 0 3， 2 2 s 9 1 9 2 ． Z h a n g B a o a n， Hu a n g Mi n g l i ， L i a n g Ho n gy o u ．Nu me ric a l s i mu l a t i o n o n t h e p ri n c i p l e o f s u p p o s i n g r o a d w a y w i t h n a rr o w c o al p i l l a r [ J ] ． J o u rnal o f L i a o n i n g T e c h n i c a l U n i v e r s i t y N a t u r a l S c i e n c e ， 2 0 0 3 ， 2 2 S 9 1 9 2 ． [ 6 ] 王卫军 ， 侯朝炯 ， 李学华． 老顶给定变形 下综放沿空 掘巷合理定 位分析[ J ] ． 湘潭矿业学院学报 ， 2 0 0 1 ， 1 6 2 卜4 ． Wa n g We ij u n ， Ho u C b a o j i o n g ， L i Xu e h n a ． P o s i t i o n a n a l y s i s o f r o a d d riv ing alo n g n e x t g o a f u n d e r g i v e n d e f o r ma t i o n o f t he ma i n r o o f i n s u b l e v e l c a v i n gf a c e [ J ] ． J o u r n al o f X i a n a nMi n i n gI n s t i t u t e ， 2 0 0 1 ， 1 6 2 1 - 4 ． [ 7] Wh i t t a k e r B N ． D e s i g n a n d s t a b i l i t y o f p i l l a r i n l o n g w a l l mi n i n g [ J ] ． Mi n i n g E n g i n e e r ， 1 9 7 9 ， 1 3 6 8 7 2 ． [ 8 ] 张农 ， 李学华， 高明仕． 迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及 工程应用[ J ] ． 岩石力学与工程学报， 2 0 0 4 ， 2 3 1 2 2 1 0 0 2 1 0 5 ． Z h a n g No n g， L i Xu e h u a， Ga o Ming s h i ．