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摘 要：本文详细分析了条带煤柱复采时沿空掘巷的支护特点。针对某矿2351工作面的具体地质条件确定了具体的支护方式。通过对巷道的支护效果监测分析发现，巷道两帮及顶板在巷道开挖初期变形明显，两帮变形尤其是非生产帮变形明显大于顶板变形，分析结果表明采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。研究结果对类似条件下的巷道支护具有参考价值
关键词：条带煤柱；复采；沿空掘巷；联合支护
煤炭是一种不可再生的资源，而我国煤矿平均资源回收率仅为30%[1]，由于种种原因，不同程度地在井下存在一些在当前技术条件下可以回采的弃滞资源。进行矿井复采，能够有效保护和充分利用煤炭资源，提高煤炭回采率。某煤矿村庄下压煤量高达80%，累计条带煤柱可采储量已超过到1亿t。该矿希望通过膏体充填开采技术实现在不迁村条件下回收条带煤柱，保证矿井可持续发展。而回收条带煤柱不可避免的要进行沿空掘巷，如何对其进行合理支护是实现安全复采的基本保障。
1.地质采矿条件
进行复采的煤柱为2351工作面，其东北侧为2002年开采的2302工作面，该面采宽180m；西南侧为2003年开采的2303工作面，该面采宽55m。该煤柱工作面煤柱宽110m，长960m。工作面沿二迭系山西组3上煤层掘进，为黑色，块状及粉末状，半亮型煤。煤层结构简单，平均厚度2.44m。工作面煤层倾角平均8°。从已经回采完的2302和2303工作面情况看，区内地质构造简单，地层平缓，无大断层构造。
工作面顺槽小煤柱沿空掘巷，护巷煤柱宽度5m。皮带顺槽长度为1281m，断面形状为矩形：B净=4.0m、H净=2.6m、S净=10.4m2；轨道顺槽长度为1281m，断面形状为矩形：B净=3.5m、H净=2.6m、S净=9.1m2。
2.条带煤柱沿空巷道支护特点
复采煤柱两侧采空区经过几年时间，周围的空间结构已经基本稳定。在留小煤柱沿空掘巷位置的上方，顶板岩层发生断裂后形成了大的潜在跨落块体完全由小煤柱支撑的力学结构，即由断裂的顶板—煤柱—底板形成的大结构[2]。这种大结构存在两种失稳的可能：其一是因小煤柱宽度太小，潜在岩块体向巷道内发生回转失稳；其二是小煤柱跨塌，顶板沿断裂线位置下沉，发生切落或回转。
顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用，但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用。沿空掘巷顶板大结构的整体稳定性取决于巷道所在位置上方顶板岩层断裂线的位置以及煤柱的强度，一旦小煤柱被压酥则靠其支撑的潜在冒落块体就会发生跨落。从巷道支护的角度而言，顶板断裂线位置已经超出人为控制的能力范围，只有小煤柱的尺寸和提高煤柱的强度可以人为确定。在煤柱尺寸确定的前提下如何提高煤柱的强度是减少单体支柱用量的关键。
综放沿空巷道另一个突出的特点是巷道围岩处于塑性区，如何提高巷道围岩的强度，发挥围岩的自承能力是进行破碎围岩支护的关键[3]。目前，提高破碎围岩强度的方法通常有两种：一是提高对破碎围岩的约束强度；二是提高破碎围岩的粘结强度，即改变围岩的力学性质。对于已经达到强度极限进入屈服状态以后的岩石，只要对其提供很小的约束作用，就可以使其残余强度得到很大提高，从而使岩层能够继续承受相当大的载荷，大量的试验已经充分证明了这一点。
3.合理支护技术研究
根据2351工作面条带煤柱复采沿空掘巷留设煤柱宽度，经过比较分析采用以下的支护方案。
顶板采用φ18×2300mm高强度左旋螺纹钢锚杆，间排距800×800mm，高强度托盘120×120×10mm，每孔使用MSCK2350树脂锚固剂二块，钢带型号为U型，尺寸：3600×60×3.8mm，金属网规格为3700×950mm。锚索沿巷道掘进方向距中心线800mm双排对称布置，排距为2400mm，锚索线采用ф17.8mm的低松驰预应力钢绞线截制而成，长度为4500mm，锚索梁采用矿10#槽钢加工制作而成，梁长为2000mm，两锚索孔间距为1500mm，每孔装入树脂药卷MSCK2360三支。其中靠近工作面一侧的锚索要求其与竖直方向的倾角不小于15°。
两帮采用ф18×1800mm高强度左旋连续螺纹锚杆，间排距800×800mm，每孔用一卷MSCK2350树脂锚固剂，护表靠近采空区一侧铺设2200×850mm钢筋编织网及2200×60×3.8mm钢带，靠近工作面一侧铺设100×100钢筋编织网及2500×140×2mm型钢带。巷道支护断面图如图1所示，巷道支护平面图如图2所示。锚杆排列形式为矩形排列，金属网由ф4mm的冷拨钢筋制作，顶网网格为50×50mm，帮网网格为100×100mm，两网片搭接长度为100mm。
在施工过程中，若遇采空区、断层、压梁、滑纹或破碎带，造成顶板破碎压力大等现象时，必须根据现场情况，及时缩小锚索间排距、改为多路锚索或加长锚索线长度，进行加强支护，确保锚索线锚入硬岩深度不得小于1000mm，并及时补充安全技术措施。
4.巷道支护效果监测与分析
为了观测条带煤柱复采沿空掘巷的支护效果，在巷道表面布置表面位移点测点来观测巷道的变形。顺槽掘进结束后两帮及顶板变形如图3所示。
由图3可以看出：
（1）巷道迎头距测站30m范围内，两帮及顶板变形增速较快。此阶段由于巷道开挖，作用于岩体上的应力重新分布，巷道围岩表面卸荷较大。随掘进距离的增加，两帮及顶板变形量会逐渐增大但已不很明显，最后趋于稳定。这与在井下观察到的两帮及顶板的宏观变形相符合。
（2）巷道趋于稳定后，顶底板移近量最大为220mm，两帮移近量最大为261mm，围岩控制效果较好。在相同测点沿空侧帮部比实体煤帮部的变形相对要大一些，沿空侧帮部只有5m煤柱承受载荷，煤柱处于采空区一侧，上覆断裂岩层的重量全部由小煤柱承担，因此沿空侧帮部变形较大；两帮变形尤其是沿空侧帮部变形明显大于顶板下沉，巷道与最大水平应力平行，顶板稳定性较好，变形较小。
（3）现场监测结果表明：采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。
5.结论
（1）复采煤柱沿空掘巷进行支护时，顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用，但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用，只有提高围岩的强度，发挥围岩的自承能力才能对巷道起到有效的支护作用。
（2）巷道迎头距测点30m范围内，巷道顶底板移近量和两帮变形量增速较快；随掘进距离的增加，巷道趋于稳定。稳定后巷道顶底板移近量最大为220mm，两帮移近量最大为261mm，围岩控制效果较好。
（3）采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。
参考文献：
[1]崔民选.2007中国能源发展报告[M].北京：中国社会科学版社，2007.
[2]陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994.
[3]邹喜正.矿山压力与岩层控制[M]北京：中国矿业大学出版社，2005.
关键词：条带煤柱；复采；沿空掘巷；联合支护
煤炭是一种不可再生的资源，而我国煤矿平均资源回收率仅为30%[1]，由于种种原因，不同程度地在井下存在一些在当前技术条件下可以回采的弃滞资源。进行矿井复采，能够有效保护和充分利用煤炭资源，提高煤炭回采率。某煤矿村庄下压煤量高达80%，累计条带煤柱可采储量已超过到1亿t。该矿希望通过膏体充填开采技术实现在不迁村条件下回收条带煤柱，保证矿井可持续发展。而回收条带煤柱不可避免的要进行沿空掘巷，如何对其进行合理支护是实现安全复采的基本保障。
1.地质采矿条件
进行复采的煤柱为2351工作面，其东北侧为2002年开采的2302工作面，该面采宽180m；西南侧为2003年开采的2303工作面，该面采宽55m。该煤柱工作面煤柱宽110m，长960m。工作面沿二迭系山西组3上煤层掘进，为黑色，块状及粉末状，半亮型煤。煤层结构简单，平均厚度2.44m。工作面煤层倾角平均8°。从已经回采完的2302和2303工作面情况看，区内地质构造简单，地层平缓，无大断层构造。
工作面顺槽小煤柱沿空掘巷，护巷煤柱宽度5m。皮带顺槽长度为1281m，断面形状为矩形：B净=4.0m、H净=2.6m、S净=10.4m2；轨道顺槽长度为1281m，断面形状为矩形：B净=3.5m、H净=2.6m、S净=9.1m2。
2.条带煤柱沿空巷道支护特点
复采煤柱两侧采空区经过几年时间，周围的空间结构已经基本稳定。在留小煤柱沿空掘巷位置的上方，顶板岩层发生断裂后形成了大的潜在跨落块体完全由小煤柱支撑的力学结构，即由断裂的顶板—煤柱—底板形成的大结构[2]。这种大结构存在两种失稳的可能：其一是因小煤柱宽度太小，潜在岩块体向巷道内发生回转失稳；其二是小煤柱跨塌，顶板沿断裂线位置下沉，发生切落或回转。
顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用，但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用。沿空掘巷顶板大结构的整体稳定性取决于巷道所在位置上方顶板岩层断裂线的位置以及煤柱的强度，一旦小煤柱被压酥则靠其支撑的潜在冒落块体就会发生跨落。从巷道支护的角度而言，顶板断裂线位置已经超出人为控制的能力范围，只有小煤柱的尺寸和提高煤柱的强度可以人为确定。在煤柱尺寸确定的前提下如何提高煤柱的强度是减少单体支柱用量的关键。
综放沿空巷道另一个突出的特点是巷道围岩处于塑性区，如何提高巷道围岩的强度，发挥围岩的自承能力是进行破碎围岩支护的关键[3]。目前，提高破碎围岩强度的方法通常有两种：一是提高对破碎围岩的约束强度；二是提高破碎围岩的粘结强度，即改变围岩的力学性质。对于已经达到强度极限进入屈服状态以后的岩石，只要对其提供很小的约束作用，就可以使其残余强度得到很大提高，从而使岩层能够继续承受相当大的载荷，大量的试验已经充分证明了这一点。
3.合理支护技术研究
根据2351工作面条带煤柱复采沿空掘巷留设煤柱宽度，经过比较分析采用以下的支护方案。
顶板采用φ18×2300mm高强度左旋螺纹钢锚杆，间排距800×800mm，高强度托盘120×120×10mm，每孔使用MSCK2350树脂锚固剂二块，钢带型号为U型，尺寸：3600×60×3.8mm，金属网规格为3700×950mm。锚索沿巷道掘进方向距中心线800mm双排对称布置，排距为2400mm，锚索线采用ф17.8mm的低松驰预应力钢绞线截制而成，长度为4500mm，锚索梁采用矿10#槽钢加工制作而成，梁长为2000mm，两锚索孔间距为1500mm，每孔装入树脂药卷MSCK2360三支。其中靠近工作面一侧的锚索要求其与竖直方向的倾角不小于15°。
两帮采用ф18×1800mm高强度左旋连续螺纹锚杆，间排距800×800mm，每孔用一卷MSCK2350树脂锚固剂，护表靠近采空区一侧铺设2200×850mm钢筋编织网及2200×60×3.8mm钢带，靠近工作面一侧铺设100×100钢筋编织网及2500×140×2mm型钢带。巷道支护断面图如图1所示，巷道支护平面图如图2所示。锚杆排列形式为矩形排列，金属网由ф4mm的冷拨钢筋制作，顶网网格为50×50mm，帮网网格为100×100mm，两网片搭接长度为100mm。
在施工过程中，若遇采空区、断层、压梁、滑纹或破碎带，造成顶板破碎压力大等现象时，必须根据现场情况，及时缩小锚索间排距、改为多路锚索或加长锚索线长度，进行加强支护，确保锚索线锚入硬岩深度不得小于1000mm，并及时补充安全技术措施。
4.巷道支护效果监测与分析
为了观测条带煤柱复采沿空掘巷的支护效果，在巷道表面布置表面位移点测点来观测巷道的变形。顺槽掘进结束后两帮及顶板变形如图3所示。
由图3可以看出：
（1）巷道迎头距测站30m范围内，两帮及顶板变形增速较快。此阶段由于巷道开挖，作用于岩体上的应力重新分布，巷道围岩表面卸荷较大。随掘进距离的增加，两帮及顶板变形量会逐渐增大但已不很明显，最后趋于稳定。这与在井下观察到的两帮及顶板的宏观变形相符合。
（2）巷道趋于稳定后，顶底板移近量最大为220mm，两帮移近量最大为261mm，围岩控制效果较好。在相同测点沿空侧帮部比实体煤帮部的变形相对要大一些，沿空侧帮部只有5m煤柱承受载荷，煤柱处于采空区一侧，上覆断裂岩层的重量全部由小煤柱承担，因此沿空侧帮部变形较大；两帮变形尤其是沿空侧帮部变形明显大于顶板下沉，巷道与最大水平应力平行，顶板稳定性较好，变形较小。
（3）现场监测结果表明：采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。
5.结论
（1）复采煤柱沿空掘巷进行支护时，顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用，但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用，只有提高围岩的强度，发挥围岩的自承能力才能对巷道起到有效的支护作用。
（2）巷道迎头距测点30m范围内，巷道顶底板移近量和两帮变形量增速较快；随掘进距离的增加，巷道趋于稳定。稳定后巷道顶底板移近量最大为220mm，两帮移近量最大为261mm，围岩控制效果较好。
（3）采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。
参考文献：
[1]崔民选.2007中国能源发展报告[M].北京：中国社会科学版社，2007.
[2]陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994.
[3]邹喜正.矿山压力与岩层控制[M]北京：中国矿业大学出版社，2005.