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摘要：刘庄煤矿131303工作面轨道顺槽采取采掘同向、相向方式分段沿空掘巷掘进，通过对巷道变形特征、支护对策进行系统研究，分析了不同压实期下沿空掘巷矿压显现规律及支护可行性。研究发现：上区段采空区压实期影响沿空掘巷矿压显现程度，压实期越短，矿压显现越明显，围岩变化越剧烈，支护强度需增强，当压实期超過8个月后，巷道掘进期间仅受掘进扰动及采空区侧向压力重新分布影响。
关键词：沿空掘巷；压实期；矿压显现；巷道支护
引言
井工开采中沿空掘巷是重要的掘进方式，沿空掘巷施工比较简单，在选取合理尺寸的护巷煤柱后，采空区不需要充填体，降低了巷道的维护费用，更便于在煤矿内大范围推广[1～7]。但在单翼开采时，按照以往的接替方式，可能会造成工作面接替紧张，甚至造成停产。为了解决接续紧张局面，刘庄煤矿提出在不同压实期下，采掘同向及采掘相向分段掘进巷道[8～11]。因此，研究此种掘进方式的围岩应力变化规律及支护可行性，探究深井开采采空区压实期对巷道的具体影响，确保巷道在临近工作面回采及巷道掘进扰动影响下的稳定性，在保证工作面正常接替、安全生产方面具有重要意义。
1 矿井及工作面概况
刘庄煤矿位于安徽省阜陽市颍上县北部，淮南煤田西南部，井田东起F5断层，西迄F12断层，南以F1断层及上部可采煤层17-1煤-1000m水平地面投影线为界，北至1煤层露头，东西走向长16km，南北宽3.5～8km。矿井采用立井、主要石门、集中大巷、分区开拓的开拓方式，一水平标高-762m，主要可采煤层为13-1、11-2、8、5、1煤，煤层累厚为19.85m，走向（倾向）长壁布置工作面。13-1煤直接顶板岩性以泥岩为主，局部为砂质泥岩、细砂岩。老顶为细砂岩，灰白色～深灰色，块状，致密，较硬，局部含砂量减少，成份以石英成分为主，长石次之，夹薄层泥质条带，自西向东砂岩逐渐变薄，平均厚11.0m。131303工作面轨顺与相邻采空区位置关系如图1所示。
131303轨道顺槽断面形状为三心拱型，设计宽度5000mm，高度4000mm，直墙段高2300mm，采用锚网索支护，采空区侧底板向上至1800mm范围内，三排支护锚杆配合使用M5钢带补强支护，采空区侧两排支护锚索配合使用M5钢带补强支护。
2 矿压监测手段及矿压分析
2.1矿压监测手段布置方式及观测要求
2.1.1顶板离层仪安装及观测要求
1）安装要求。顶板完整时，顶板离层仪安装间距为50～70m，顶板破碎时为30～50m。
2）观测要求。距掘进工作面50m内，观测频度每天不少于一次。在此范围以外，除离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度为每周一次；对顶板不稳定、压力较大处的顶板离层仪需每天一观测；离层仪超限按要求加固后，连续观测不少于3天，离层无明显增长后恢复观测周期。
2.1.2巷道表面位移测站布置及观测要求
1）布置要求。位移点的布置间距参照顶板离层仪安装间距，对相应每个离层仪处用“十字”线法观测巷道位移量。
2）观测要求。每7天观测一次。压力显现明显的特殊地段加强观测频率。
2.2位移数据分析
由采掘同向掘进段称为131303轨道顺槽（里），采掘相向掘进段称为131303轨道顺槽（外）。131303轨道顺槽（里）共布置20处表面位移点，变化曲线如图3；131303轨道顺槽（外）共布置12处位移点，变化曲线如图4。
由图分析，131303轨道顺槽（里）前223m段，帮部及底板相对位移较大，223m至414m位移量次之。巷道前200m为设计支护方式，帮部主要采用锚杆配合M5钢带补强支护，后期帮部调整为自底板向上1200mm、2000mm增补两路Φ21.8mm、长度4200mm的预应力钢绞线锚索，配合使用M5钢带补强支护，顶板支护锚索全部使用M5钢带补强支护，顶板破碎段及压力显现明显地段缩小锚索间排距增强顶板支护强度，从数据分析可知，补强支护后，巷道整体变形量较原支护大大减小，表明新支护可以充分发挥材料和围岩的强度，耦合效果良好，验证了新支护方式的可靠性。
2.3综合分析
采掘同向段护巷煤柱侧帮部位移较另一侧位移大，除特殊地段外，采掘同向掘进时帮部位移、底鼓量不超过300mm，顶板离层量均在允许范围内，且在巷道开挖一段时间后，顶板、帮部、底板位移均会趋于稳定。现场除局部地点出现肩窝兜网外，无其他矿压显现现象。
采掘相向掘进时，巷道位移变化速度与压实期有关，压实期越短，矿压显现越明显，现场表现为顶帮锚网炸裂，部分锚杆（索）崩断，肩窝开裂，底板底鼓严重等。
3结论
1） 留7m窄煤柱沿空掘进巷道矿压显现程度与上区段采空区压实期相关，压实期越短，矿压显现越明显，围岩变化越剧烈，当压实期超过8个月后，沿空掘巷只受上区段侧向支撑压力重新分布影响，巷道虽有变形，但在开挖一段时间后，变形趋于稳定，帮部及底板最大位移量均在300mm左右。
2） 探放采空区水造成探放位置附近应力重新分布，影响巷道矿压显现程度，在探放采空区水前需提前对附近巷道进行补强支护。
3） 过上区段硐室时，硐室前后压力 （下转第页）
（上接第页）显现较明显，需扩展补强支护范围。且考虑净煤柱尺寸，需改用可缩性U型钢棚、木托棚等被动支护方式补强。
4） 设计支护强度基本满足充足压实期下的巷道掘进，但护巷煤柱煤体松软蠕变，锚杆支护强度稍显不足，护巷煤柱侧需使用锚索+M5钢带补强支护，顶板破碎段锚索支护需缩小间排距，并增加M5钢带补强。
参考文献：
[1]柏建彪：沿空掘巷围岩控制[M].徐州.中国矿业大学出版社，2006.
[2]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州.中国矿业大学出版社，2003.
[3]杜计平，孟宪锐.采矿学[M].徐州.中国矿业大学出版社，2009.
[4]王猛，柏建彪，王襄禹.迎回采面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术[J].采矿与安全工程学报，2012，29（2）：197～202.
[5]周华龙，李开学，田卫东，周诗建.数值模拟确定沿空掘巷合理煤柱宽度[J].煤矿开采，2010，（01）：23～25.
[6]管学茂，鲁雷，翟路锁，张长根，牛宏伟. 综放面沿空掘巷矿压显现规律研究[J]. 矿山压力与顶板管理，2000，01：30-31+33.
[7]华心祝，刘淑，刘增辉，查文华，李迎富. 孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J]. 岩石力学与工程学报，2011，08：1646-1651.
作者信息：
周鹏举（1984.04），男，工程师，硕士，2007年毕业于安徽理工大学采矿工程专业，现就职于中煤新集能源股份有限公司刘庄煤矿，从事生产技术管理工作。单位地址：安徽省阜阳市颍上县古城镇刘庄煤矿。
关键词：沿空掘巷；压实期；矿压显现；巷道支护
引言
井工开采中沿空掘巷是重要的掘进方式，沿空掘巷施工比较简单，在选取合理尺寸的护巷煤柱后，采空区不需要充填体，降低了巷道的维护费用，更便于在煤矿内大范围推广[1～7]。但在单翼开采时，按照以往的接替方式，可能会造成工作面接替紧张，甚至造成停产。为了解决接续紧张局面，刘庄煤矿提出在不同压实期下，采掘同向及采掘相向分段掘进巷道[8～11]。因此，研究此种掘进方式的围岩应力变化规律及支护可行性，探究深井开采采空区压实期对巷道的具体影响，确保巷道在临近工作面回采及巷道掘进扰动影响下的稳定性，在保证工作面正常接替、安全生产方面具有重要意义。
1 矿井及工作面概况
刘庄煤矿位于安徽省阜陽市颍上县北部，淮南煤田西南部，井田东起F5断层，西迄F12断层，南以F1断层及上部可采煤层17-1煤-1000m水平地面投影线为界，北至1煤层露头，东西走向长16km，南北宽3.5～8km。矿井采用立井、主要石门、集中大巷、分区开拓的开拓方式，一水平标高-762m，主要可采煤层为13-1、11-2、8、5、1煤，煤层累厚为19.85m，走向（倾向）长壁布置工作面。13-1煤直接顶板岩性以泥岩为主，局部为砂质泥岩、细砂岩。老顶为细砂岩，灰白色～深灰色，块状，致密，较硬，局部含砂量减少，成份以石英成分为主，长石次之，夹薄层泥质条带，自西向东砂岩逐渐变薄，平均厚11.0m。131303工作面轨顺与相邻采空区位置关系如图1所示。
131303轨道顺槽断面形状为三心拱型，设计宽度5000mm，高度4000mm，直墙段高2300mm，采用锚网索支护，采空区侧底板向上至1800mm范围内，三排支护锚杆配合使用M5钢带补强支护，采空区侧两排支护锚索配合使用M5钢带补强支护。
2 矿压监测手段及矿压分析
2.1矿压监测手段布置方式及观测要求
2.1.1顶板离层仪安装及观测要求
1）安装要求。顶板完整时，顶板离层仪安装间距为50～70m，顶板破碎时为30～50m。
2）观测要求。距掘进工作面50m内，观测频度每天不少于一次。在此范围以外，除离层有明显增长，顶板离层仪的观测频度为每周一次；对顶板不稳定、压力较大处的顶板离层仪需每天一观测；离层仪超限按要求加固后，连续观测不少于3天，离层无明显增长后恢复观测周期。
2.1.2巷道表面位移测站布置及观测要求
1）布置要求。位移点的布置间距参照顶板离层仪安装间距，对相应每个离层仪处用“十字”线法观测巷道位移量。
2）观测要求。每7天观测一次。压力显现明显的特殊地段加强观测频率。
2.2位移数据分析
由采掘同向掘进段称为131303轨道顺槽（里），采掘相向掘进段称为131303轨道顺槽（外）。131303轨道顺槽（里）共布置20处表面位移点，变化曲线如图3；131303轨道顺槽（外）共布置12处位移点，变化曲线如图4。
由图分析，131303轨道顺槽（里）前223m段，帮部及底板相对位移较大，223m至414m位移量次之。巷道前200m为设计支护方式，帮部主要采用锚杆配合M5钢带补强支护，后期帮部调整为自底板向上1200mm、2000mm增补两路Φ21.8mm、长度4200mm的预应力钢绞线锚索，配合使用M5钢带补强支护，顶板支护锚索全部使用M5钢带补强支护，顶板破碎段及压力显现明显地段缩小锚索间排距增强顶板支护强度，从数据分析可知，补强支护后，巷道整体变形量较原支护大大减小，表明新支护可以充分发挥材料和围岩的强度，耦合效果良好，验证了新支护方式的可靠性。
2.3综合分析
采掘同向段护巷煤柱侧帮部位移较另一侧位移大，除特殊地段外，采掘同向掘进时帮部位移、底鼓量不超过300mm，顶板离层量均在允许范围内，且在巷道开挖一段时间后，顶板、帮部、底板位移均会趋于稳定。现场除局部地点出现肩窝兜网外，无其他矿压显现现象。
采掘相向掘进时，巷道位移变化速度与压实期有关，压实期越短，矿压显现越明显，现场表现为顶帮锚网炸裂，部分锚杆（索）崩断，肩窝开裂，底板底鼓严重等。
3结论
1） 留7m窄煤柱沿空掘进巷道矿压显现程度与上区段采空区压实期相关，压实期越短，矿压显现越明显，围岩变化越剧烈，当压实期超过8个月后，沿空掘巷只受上区段侧向支撑压力重新分布影响，巷道虽有变形，但在开挖一段时间后，变形趋于稳定，帮部及底板最大位移量均在300mm左右。
2） 探放采空区水造成探放位置附近应力重新分布，影响巷道矿压显现程度，在探放采空区水前需提前对附近巷道进行补强支护。
3） 过上区段硐室时，硐室前后压力 （下转第页）
（上接第页）显现较明显，需扩展补强支护范围。且考虑净煤柱尺寸，需改用可缩性U型钢棚、木托棚等被动支护方式补强。
4） 设计支护强度基本满足充足压实期下的巷道掘进，但护巷煤柱煤体松软蠕变，锚杆支护强度稍显不足，护巷煤柱侧需使用锚索+M5钢带补强支护，顶板破碎段锚索支护需缩小间排距，并增加M5钢带补强。
参考文献：
[1]柏建彪：沿空掘巷围岩控制[M].徐州.中国矿业大学出版社，2006.
[2]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州.中国矿业大学出版社，2003.
[3]杜计平，孟宪锐.采矿学[M].徐州.中国矿业大学出版社，2009.
[4]王猛，柏建彪，王襄禹.迎回采面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术[J].采矿与安全工程学报，2012，29（2）：197～202.
[5]周华龙，李开学，田卫东，周诗建.数值模拟确定沿空掘巷合理煤柱宽度[J].煤矿开采，2010，（01）：23～25.
[6]管学茂，鲁雷，翟路锁，张长根，牛宏伟. 综放面沿空掘巷矿压显现规律研究[J]. 矿山压力与顶板管理，2000，01：30-31+33.
[7]华心祝，刘淑，刘增辉，查文华，李迎富. 孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J]. 岩石力学与工程学报，2011，08：1646-1651.
作者信息：
周鹏举（1984.04），男，工程师，硕士，2007年毕业于安徽理工大学采矿工程专业，现就职于中煤新集能源股份有限公司刘庄煤矿，从事生产技术管理工作。单位地址：安徽省阜阳市颍上县古城镇刘庄煤矿。