沿空留巷总结报告fgm - 图文

邱集煤矿7828工作面轨巷新型高水材料巷旁充填沿空留巷技术研究报告 临矿集团邱集煤矿 中 国 矿 业 大 学

2011年11月

目录

目录 .................................................................................................... 0 1 概述 ................................................................................................ 2

1.1 前言 .................................................................................................................................... 2 1.2 立项背景 ............................................................................................................................ 2

2 沿空留巷围岩活动基本规律及特点 ............................................ 4

2.1 沿空留巷围岩结构特点 .................................................................................................... 4

2.1.1 沿空留巷上覆岩层结构特点 ................................................................................. 4 2.1.2 沿空留巷围岩结构体特征 ..................................................................................... 5 2.2 沿空留巷上覆岩层活动规律 ............................................................................................ 5

2.2.1 沿空留巷采空侧上覆岩层活动规律 ..................................................................... 5 2.2.2 沿空留巷围岩活动的三个时段 ............................................................................. 7 2.2.3 沿空留巷围岩应力分布特征 ................................................................................. 8 2.3 巷旁充填支护结构体效用 ................................................................................................ 9

3 新型高水速凝充填材料 .............................................................. 11

3.1 新型高水速凝充填材料简介 .......................................................................................... 11 3.2 新型高水速凝材料的物理性能 ...................................................................................... 11

3.2.1 速凝早强特性 ....................................................................................................... 11 3.2.2 高结晶水特性 ....................................................................................................... 11 3.2.3 再胶结与强度再生性 ........................................................................................... 11 3.2.4 硬化体单轴压缩应力应变特性 ........................................................................... 12 3.2.5 三轴压缩应力—应变特性 ................................................................................... 13 3.3 新型高水速凝材料的化学性能 ...................................................................................... 13

3.3.1 高水材料的凝结时间 ........................................................................................... 13 3.3.2 高水速凝材料硬化体的含水量 ........................................................................... 14 3.3.3 高水速凝材料硬化体的耐水性 ........................................................................... 14 3.3.4 高水速凝材料硬化体的耐蚀、耐热性能 ........................................................... 14

4 7828轨巷沿空留巷实施方案设计 .............................................. 15

4.1 7828轨巷地质与生产技术条件 ...................................................................................... 15

4.1.1 地质概况 ............................................................................................................... 15 4.1.2 7828工作面生产技术条件 ................................................................................... 16 4.2 充填体设计 ...................................................................................................................... 17

4.2.1 充填体几何参数确定 ........................................................................................... 17 4.2.2 充填体成型设计 ................................................................................................... 19 4.2.3 充填体位置确定 ................................................................................................... 20

4.2.4 充填体稳定性控制措施 ....................................................................................... 21 4.2.5 台阶问题 ............................................................................................................... 22 4.3 高水速凝材料巷旁充填系统设计 .................................................................................. 23

4.3.1 充填硐室选择及充填设备布置 ........................................................................... 23 4.3.2 充填管路与信号联络系统 ................................................................................... 23 4.3.3 系统主要设备 ....................................................................................................... 24 4.3.4 系统改进 ............................................................................................................... 25 4.4 巷旁充填支护设计 .......................................................................................................... 26

4.4.1 工作面前方与后方巷内加强支护 ....................................................................... 26 4.4.1巷旁充填作业支护 ................................................................................................ 26 4.5 巷旁充填工艺流程 .......................................................................................................... 28

4.5.1 泵站准备 ............................................................................................................... 28 4.5.2 充填点准备与充填 ............................................................................................... 28 4.5.3 模板与点柱拆卸 ................................................................................................... 29 4.6 劳动组织与作业安排 ...................................................................................................... 29

4.6.1 充填劳动组织 ....................................................................................................... 29 4.6.2 充填工艺实施方法 ............................................................................................... 29 4.7 充填区与采空侧通风措施 .............................................................................................. 30 4.8 每班纯充填时间确定 ...................................................................................................... 30 4.9 充填过程注意事项 .......................................................................................................... 31

5 矿压观测和留巷效果分析 .......................................................... 32

5.1 观测内容及观测方法 ...................................................................................................... 32 5.2 测站布置及观测仪器 ...................................................................................................... 34

5.2.1 测站布置 ............................................................................................................... 34 5.2.2 观测仪器和材料 ................................................................................................... 35 5.3 观测结果分析 .................................................................................................................. 35

5.3.1 巷道表面位移分析 ............................................................................................... 35 5.3.2 围岩深部位移分析 ............................................................................................... 39 5.3.3 充填墙体变形分析 ............................................................................................... 43 5.3.4 充填墙体承载分析 ............................................................................................... 47 5.4 充填体切顶及巷道维护情况 .......................................................................................... 49 5.5矿压观测存在的问题和改进建议 ................................................................................... 50

6 经济和社会效益分析 .................................................................. 52

6.1 经济效益 .......................................................................................................................... 52

6.1.1 沿空留巷成本计算 ............................................................................................... 52 6.1.2 与正常开采重新开掘巷道比较 ........................................................................... 53 6.1.3 与沿空掘巷比较 ................................................................................................... 54 6.2 社会效益 .......................................................................................................................... 54

7结论 ............................................................................................... 56

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1 概述

1.1 前言

煤炭是我国的主要能源，我国的煤炭资源储量丰富，煤炭产量占世界的37%，分别占一次能源生产和消费总量的76%和69%。在中国所有的一次能源的总量中(石油，天然气，水能和核能量)，煤炭资源在数量上占绝对优势，根据一次能源标准煤折算量来计算，煤炭所占比例在90%以上，这也决定我国以煤为主要能源的基本能源供给格局。国家《能源中长期发展规划纲要(2004～2020年)》已经确定，中国将“坚持以煤炭为主体、电力为中心、油气和新能源全面发展的能源战略”。显然，在相当长的时期内，煤炭作为我国的主导能源不可替代。

但煤炭属于一次性非可再生能源，且随着石油资源的迅速减少、煤炭洁净化等技术的提出，煤炭在一些领域替代石油已成为可能，所以未来社会煤炭只会越来越宝贵、越来越稀缺。因此，在煤炭资源开采中，如何减少资源的浪费与损失，合理的规划现有资源，选择先进的开采工艺以减少煤炭资源的损失，已成为迫切需要解决的问题。

沿空留巷作为一种无煤柱护巷技术是合理地开发现有煤炭资源、提高煤炭资源采出率的一种有效途径。根据对现有无煤柱开采系统的分析，沿空留巷一般可使矿井回采率提高10%以上，巷道掘进率和巷道维修费可降低30%左右，有些矿井降低的幅度高达40%以上。沿空留巷技术可以大大减少矿井巷道掘进量、缓解采掘接替紧张、缩短工作面搬家时间、防止发火及延长矿井服务年限等优点，同时该技术为解决高瓦斯矿井的瓦斯治理提供了便利与可能，提高了矿井开采的安全性，具有明显的技术和经济效益，是煤矿开采及回采巷道支护技术的一项重大改革。因此，不管现在还是将来，该技术都是我国煤炭资源开采的重要技术发展方向。

1.2 立项背景

邱集煤矿位于山东省西北部，处于德州市齐河县马集乡境内。矿井设计生产能力为45万吨/年，核定生产能力为75万吨/年。 矿井勘探范围东西长5～9km，平均7.1km，南北宽3～7km，平均5.6km，井田面积为36.14km2。 含煤地层为石炭－二叠纪月门沟群的山西组和太原组，平均总厚度233.46m，煤层产状和地层产状基本一致：倾向27°，倾角5～8°。可采煤层有7#、10#、11#、13#四个煤层，局部可采煤层为4-1煤层，平均总厚度9.19m，可采煤层含煤系数3.9％。属低瓦斯、低二氧化碳矿井，在正常通风地点基本上监测不到瓦斯，只有在少数采空区密闭内能监测到瓦斯。

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四个可采煤层中，7#、10#煤层属于中等水文地质类型，11#、13#煤层属复杂水文地质类型。11#、13#煤层以现有开采条件，暂无法进行开采。10#煤层因有突水危险，于09年12月停采。所以矿井现生产煤层为7#煤层，生产采区为东六、东八采区两个采区，准备采区为西五采区。7#煤层现开采储量情况如表1-1所示(2011年9月数据)。

表1-1 7#煤层可采储量估算汇总表

采区 块段 可采储量（万吨） 采区合计储量（万吨） 备注 名称 编号 1 204.7 正常块段 7800 268.8 2 64.1 村下压煤 7600 3 10 10 村下压煤 7煤 4 274.7 正常块段 5 49.2 朱家庄压煤 7500 367.3 6 23.5 田楼压煤 7 19.9 旦镇压煤 合计 646.1 煤层 由表可以看出，邱集煤矿现面临着煤炭资源枯竭，矿井生产采掘接替紧张的问题。以年产75万吨计算，矿井剩余服务年限为8.6年。因此为了充分回收现有煤炭资源，提高煤炭资源回收率，延长矿井服务年限，缓解采掘接替紧张的局面，邱集煤矿与中国矿业大学进行了技术合作，在7828综采工作面轨巷实施新型高水速凝材料机械化构筑充填带沿空留巷技术。

到目前为止，新型高水速凝充填材料巷帮充填沿空留巷技术在国内不同煤矿围岩条件下已经进行了应用，取得了较好效果。但邱集煤矿7828综采工作面由于其采高小、充填体会处于悬空状态，顶底板与煤体均较为松软及留巷距离较长等特点，存在一定难度。但通过进行工作性试验与应用，取得了成功，研究结果如下总结。

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2 沿空留巷围岩活动基本规律及特点

沿空留巷是通过技术手段将上一区段的运输平巷保留下来作为下区段回风平巷的一种无煤柱护巷技术，该技术关键是如何能将原巷道保留下来。显然将原巷道保留下来的关键是必须在采空侧构筑支护结构，将采后失去的巷道煤帮重新构建起来，否则要将原巷道保留下的目的就无法实现。重新构建采空侧支护结构方法有多种，但由于留巷时围岩活动规律的特殊性，对重新构建的支护结构也有特殊要求。因此，研究留巷围岩活动的基本规律与特点，对构建什么样的支护结构体有重要的作用。

2.1 沿空留巷围岩结构特点

2.1.1 沿空留巷上覆岩层结构特点

由前人通过板理论、相似材料模拟以及现场观测都证明：工作面自开切眼向前推进一段距离后，悬露老顶先在中央及两个长边形成平行的断裂线Ⅰ1、Ⅰ2，在短边形成断裂线Ⅱ，并逐渐与断裂线Ⅰ1、Ⅰ2贯通。最后，老顶沿断裂线Ⅰ和Ⅱ回转形成分块断裂线Ⅲ，形成结构块1与结构块2。

当老顶在采空区中部接触矸石后，运动趋于平缓。老顶初次破断后的平面图形似椭圆状，如图2-1所示。沿空留巷靠采空侧的直接顶会自然冒落，而所留巷道上覆直接岩层由于受结构块2与结构块3的回转而受到挤压下沉。显然结构块2与结构块3的稳定性会影响到沿空留巷的稳定。

由于结构块2与3的回转难以控制，即构建在采空侧的支护结构必须适应此围岩变形。显然，当老顶破断后各结构块的下沉会严重影响构建在采空侧的支护结构。若支护结构能适应该变形，则会保持相对完整，否则会受到破坏。

212沿空留巷21121313331133沿空留巷

图 2-1老顶破断演变形态

由图2-1所示，老顶破断后，结构块2和3在其中部悬顶最大，此时构筑在采空侧的充填体等支护结构所受载荷达到最高。在这种情况下，充填体必须能控制一定的顶板回转下沉，同时还要能适应该回转运动。

因此，构建在采空侧的支护结构，必须具有一定的可缩量，以适应结构块3的旋转下沉量，同时也必须具有足够的支护阻力，起到支点作用，将位于采空侧

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边缘上覆岩层在回转过程中受拉而断裂。 2.1.2 沿空留巷围岩结构体特征

根据关键层理论，沿空留巷上方的基本顶破断后所形成的“砌体梁”结构将直接影响沿空留巷的稳定性。从“砌体梁” 平衡结构形成过程看，在关键块的回转与下沉过程中，沿空留巷煤帮是作为砌体梁的一个支撑点，承受最大集中力，此情况会导致巷道煤帮变形与破坏。显然，若巷道煤帮发生大的变形与破坏，所留巷道也会不理想。因此，合理控制煤帮十分关键。

事实上，沿空留巷后，巷内支护结构、巷旁支护体以及煤壁等会共同承受上覆岩层活动引起的矿山压力显现。从宏观结构看，尽管老顶岩层活动趋势受留设巷道各支护结构的影响不显著，但科学合理的巷内支护、巷旁充填体以及煤帮等对控制巷道围岩变形起着重要的作用。沿空留巷围岩结构体模型如图2-2所示。

关键层θ关键块块体关键层α煤体巷道充填体采空区α垮落角θ回转角

图 2-2 沿空留巷围岩结构体模型

2.2 沿空留巷上覆岩层活动规律

上覆岩层活动是引起沿空留巷矿压显现的主要因素，对上覆岩层活动规律进行分析十分必要，弄清楚采空侧块结构活动机理，对控制留巷围岩变形意义更大。 2.2.1 沿空留巷采空侧上覆岩层活动规律

研究结果表明，将采场上覆岩层垮塌形式分为主动与被动，同时在不同边界上覆岩层垮塌形式也不同，引起的矿压显现也不一样，如图2-3。

主动区被动区初垮落循坏周期垮落循环周期垮落循环 (a) 剖面

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(b) 平面

图2-3顶板垮塌循环示意图

1)主动垮落

岩层在自重(或自重和层面内应力)作用下发生垮塌的现象。其特征为岩层在垮塌前先与上覆岩层发生离层，垮塌不受上覆岩层作用。在垮塌前，上覆岩层在自身应力作用下会发生失稳，该过程比较缓慢。然后会从某一区域出现突破，该区域往往是应力峰值点或破碎松软处。当岩层局部破坏后，失稳过程中所积聚的应变能会剧烈释放，使其它部分或区域迅速破坏，发生旋转垮塌。

一般情况下，主动垮塌是从下部开始发生的，之后会向上传递，分层发生但一次垮塌不大。垮塌强度与一次垮塌面积、岩层组厚度等有关。若面积大，岩层组厚，则垮塌现象对支护会产生冲击。因此，及时进行巷旁支护，使顶板岩层与上覆岩层不发生大的离层，就容易使顶板岩层沿巷旁支护靠采空区侧破断，破断过程对巷内支护不会产生大的影响，易使顶板保持完整。反之，顶板已经发生了离层，则巷旁支护结构体对顶板岩层的控制就会失整体性，垮塌时对支护产生的冲击就大。因此，及时合理的巷旁支护对控制围岩活动十分重要。

2)被动垮落

在上位覆岩作用下的垮塌为被动垮落。此形式往往是两种垮塌形式的结合，即下位岩层被动垮，上位岩层主动垮。此垮落特征是发展速度快，即较大应变能在瞬间释放，如图2-3a阴影部分所示。

由图2-3b可知，上覆岩层垮塌所产生的动压是按几何比分配的，长边比例较大，长和宽的比值决定分配的比值。研究结果和现场实践都表明，沿空留巷矿压显现剧烈程度明显小于采场中的矿压显现，与用弹性力学板壳理论计算出的固支矩形板长边上的弯矩大于短边上的弯矩的结果相吻合，即沿空留巷支护阻力必然小于工作面采场支架的支护阻力。

3)主动垮落与被动垮落空间关系

上述顶板垮落的初循环过程中，上位岩层的主动垮塌相当于四周固支的矩形板在分布载荷作用下的破断情况。初循环完成之后即进入周期垮落。在周期垮塌 过程中，不管是主动垮塌还是被动垮塌，都相当于三边固定，一边自由的矩形板在分布载荷作用下的破断情况。

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从图2-3a看出，一个周期垮塌循环由几次上覆岩层垮塌组成。从几次垮塌的分布来看，前期垮塌岩层层位较少，以主动垮塌为主，步距较大；后期垮塌岩层层位较多，以被动垮塌为主，步距较小。

垮塌岩层的厚度影响来压强度。工作面周期来压也不均衡，来压步距也不相同，相邻周期来压步距及来压强度也往往不一致。

上述特征对合理设计与控制沿空留巷围岩支护参数有重要作用。 2.2.2 沿空留巷围岩活动的三个时段

根据沿空留巷围岩受一次采动的影响规律，将围岩活动分为三个时段。即第一时段、第二时段和第三时段。

1)第一时段

随着开采活动的进行，煤炭逐渐被采出，上覆岩层的应力分布要重新开始。应力分布依据“集硬多载效应”，结果使采空区上方顶板中产生卸载空间，采空边界上覆岩层出现集载区。卸载空间达到极限后就产生垮落，垮塌自下而上进行。最下位岩层(或岩层组)首先开始垮塌称初垮，再上位岩层的垮塌称后垮。

支护对后垮所产生的影响是通过已垮塌岩层未暴露部分来传递的，这种影响与后垮的先后顺序有关。越靠前受支护的影响越明显，反之，越不明显。在固定边界处，前后垮塌岩层会形成“倒台阶”，即后垮边界总是在前垮边界的采空侧(外侧)。

该时段主要特点是随工作面回采，支架的前移，留巷采空侧直接顶岩层在自重作用下，于充填体上方边缘出现破断，呈倒台阶悬臂梁形式。此时，留巷顶板因直接顶垮塌及老顶下沉的影响，变形以回转为主。

2)第二时段

随垮塌层位的不断上移，已垮岩层残留部分由承载作用转入加载状态。当此过程达到下位岩层各残留部分总承载极限时，残留部分就会发生过渡性断裂，即直接作用于下位冒落带所对应的部分岩层，而其余岩层因受到前期破断岩层结构与未垮岩层的抑制作用，下沉受到制约。

该时段因前期垮塌岩层受到一定程度的压实，形成一定结构并具有相当的稳定性，构成了过渡时段破断岩层的“支座”。若该“支座”刚度等于或大于煤体的刚度，则上覆岩层的下沉将以平移式下沉。

该时段主要特征为：若直接顶垮落后能充满采空区，老顶折垮后易形成砌体结构；若直接顶垮落后不能充满采空区，部分老顶将断裂垮落，形成老顶岩梁，充填采空区，以达到老顶形成砌体结构状态。在此平衡过程中，由于“集硬多载效应”，老顶上覆岩层的重量将逐渐转移到巷旁煤体深处，出现应力集中区。同时，随老顶回转，冒落带矸石对其产生支撑，形成“大结构”后逐渐趋于稳定，

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使沿空巷道位于应力降低区。该时段变形速度快，变形量大，顶板以旋转变形为主，占巷道变形量的多数。

3)第三时段

随着第二时段趋于结束，上覆未垮塌岩层会产生不平衡(“二次破断”)，此现象会使沿空留巷上覆岩层出现新的下沉，使巷道煤帮向外挤出，增大煤帮塑性区范围。在该时段，留巷支护结构体系 (包括巷旁支护结构)对上覆岩层下沉的抑制作用很小，这种给定下沉量需要留巷支护结构体系去适应，否则支护结构体系会失衡，会严重影响留巷效果。

该时段特征是出现二次破断，会使煤帮产生位移，留巷顶板产生下沉。该时段顶板活动以下沉为主，下沉速度相对较小。渡过该时段后，围岩活动逐渐趋于稳定平衡状态。

2.2.3 沿空留巷围岩应力分布特征

在长壁工作面全部垮落法开采技术中，采空区顶板从下而上形成“三带”，即垮落带、裂隙带和弯曲下沉带。沿工作面推进方向，垮落带岩层是松散的，大部分上覆岩层呈悬空状态，其重量都要转移到工作面前方和采空区两侧的煤体上，使采空区成为应力降低区，使工作面前方和采空区两侧的煤体内成为应力升高区，如图2-4与图2-5所示。此情形不仅影响沿空留巷围岩的稳定，而且影响回采空间周围邻近的巷道。采空区两侧煤体内固定性支承压力对巷道煤帮影响较大。

KγHγHDCBγHA Ⅰ—工作面前方应力变化区；Ⅱ—控顶区；Ⅲ—垮落松散区；

Ⅳ—垮落岩石逐渐压缩区；Ⅴ—垮落岩石压实区

原岩应力区；B—应力增高区；C—应力降低区；D—应力稳定区

图 2-4回采工作面前后方的应力分布示意图

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H巷旁充填墙体沿空留巷KγHKγHγHABCBAγH Ⅰ—垮落带；Ⅱ—裂隙带；Ⅲ—弯曲下沉带； 原岩应力区；B—应力增高区；C—应力降低区

图2-5 采空区两侧应力分布

在回采工作面后方，垮落岩石逐渐被压实，垮落带与底板内应力逐渐恢复到原岩应力状态，采空区两侧煤体应力也逐渐趋向稳定。对采空区上覆岩层运动引起煤体载荷变化过程以及各应力区的分布范围与持续时间进行研究，是沿空留巷围岩控制的重要前提。

沿回采工作面推进方向，巷道上方应力随着与工作面的距离和时间不同而发生变化，将其分成三个应力区：未受采动影响的原岩应力区，图2-6(A)；受采动影响的应力增高区，图2-6(B)；采动影响后趋向稳定的应力稳定区，图2-6(D)。

回采工作面推进方向K′γHKγHDBγHA A—原岩应力区；B—应力增高区；D—应力稳定区 图2-6 沿空留巷在回采工作面前后方的应力分布

影响沿空留巷的主要因素是工作面回采，它使巷道围岩应力进行了重新分布，围岩塑性区、应力与位移等都增大了，同时，还与距采煤工作面距离远近不同，受周围采动影响状况差异，巷道距采空区边缘的距离近远不同，巷旁支护结构参数不同等有关。

2.3 巷旁充填支护结构体效用

巷旁充填支护结构体是随回采工作面的推进而逐段实施的。它的效用应与沿空留巷侧向顶板运动规律密切联系，且要匹配。

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根据顶板活动规律，开始顶板以旋转下沉为主，来压强度较小，充填体的效用主要是平衡直接顶及悬臂岩层的重量。同时，为使巷道顶板保持完整，需要提高直接顶的自稳能力。因此，巷旁充填体要紧跟工作面，及时对顶板进行支护。

当工作面继续前移，直接顶及一定范围内的老顶开始垮塌并碎胀，冒落矸石与老顶间空隙得到减小，老顶岩梁“大结构”逐渐形成。为使老顶活动时间有所减少，要求充填体应具有足够的支护阻力，以适应老顶在大结构形成过程中所引起的矿压显现，同时也降低巷道围岩变形。充分发挥老顶岩梁与冒落矸石的承载特性，是留巷支护结构体系的重要组成部分。

当老顶岩块形成“大结构”以后，顶板岩层活动进入最后时段。充填支护结构体的作用是维持“大结构”的稳定。在此过程中，受上位岩层分次垮塌与失稳影响，充填支护结构体的工作阻力会呈波动性，并逐渐趋于稳定。

一般情况下，当充填支护结构体具有早期强度高，承载性能稳定可靠时，可以较早地促成上覆岩层沿充填体边缘破断垮塌，减少巷道荷载，利于巷道的维护，使沿空留巷很快进入稳定状态。因此，性能优良的巷旁充填材料是沿空留巷取得成功的关键所在。

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3 新型高水速凝充填材料

3.1 新型高水速凝充填材料简介

新型高水速凝充填材料由甲、乙两种组份构成，其中甲料以特种水泥熟料为基料，与悬浮剂及复合超缓凝剂混磨而成，乙料由石灰、石膏、悬浮剂和复合速凝剂等混磨而成。这些材料本身无毒、无害、无腐蚀性。甲、乙两种料在干燥条件下的保质期为3个月。

3.2 新型高水速凝材料的物理性能

新型高水速凝充填材料的含水率可达86%～90%。使用时，甲、乙两种料以重量比1：1配合，分别加水搅拌形成浆体，然后进行混合，便可形成凝固的充填体。新型高水速凝材料性能与原高水速凝充填材料相比，强度有了大幅度的提高，强度各时段平均提高50%以上。 3.2.1 速凝早强特性

新型高水速凝充填材料甲、乙两组份分别加水搅拌后24 h内不凝固，但当两种浆体混合后30 min内可初凝。通过外加剂调整后，其性能可大幅度提高。新型高水速凝充填材料通过外加剂调整后，在实验室标准测试条件下，初凝时间为3 min～6 min，2 h抗压强度可达2.8 MPa，24 h抗压强度可达到4.8 MPa，7d抗压强度可达7.2 MPa，28 d能达到8.2 MPa及以上，经特殊配比后，材料强度可达20 MPa以上，表现出很好的强度特征。1 d强度达到最终强度的50%以上，7 d强度可达到最终强度的95%以上。这表明新型高水速凝充填材料早期强度高，最适合沿空留巷的要求。 3.2.2 高结晶水特性

新型高水速凝充填材料固化体主要形成钙矾石(3CaO?Al2O3 ? 3CaSO4 ? 32H2O)，钙矾石结晶体含水量较高。由于钙矾石结晶能力强，易形成网状或树枝状结构。当材料配比最佳时，浆体将发挥最大的潜能，形成针状结构的钙矾石，填充在已形成的钙矾石网状结构中。随着针状结构晶体的不断增加，结晶化程度的加大，浆体变成具有一定强度的硬化体。 3.2.3 再胶结与强度再生性

当高水速凝充填材料固化体压裂后，在环境湿度满足要求条件下，经过一段时间后，原来压裂的高水材料固化体裂隙，能够重新胶结起来，该性能称为再胶结性。

高水速凝充填材料硬化体具有弹塑性特征。在单轴受力状态下，原有的裂隙被压密后，呈弹性变形，而当外力继续加大，达到屈服极限后，不会立即发生脆

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性破坏，会出现一定程度的枝状晶体断裂，即具有一定的残余强度。此时，如果使高水硬化体被再压实，则晶体会再生长，会把周围枝状晶体重新连接起来，强度随之恢复与增大。该特性特别利于充填体的稳定。实验室研究表明，高水速凝充填材料硬化体，若破坏时间越早，其强度恢复越好，这主要是因为早期破坏后，钙矾石的晶体生长还不完善，仍有部分高水速凝充填材料没有反应形成钙矾石的原故。

3.2.4 硬化体单轴压缩应力应变特性

图3-1为高水材料固化体的单轴抗压应力—应变曲线示意图。

应力CBDAO应变

图3-1 高水材料固化体单轴抗压应力—应变曲线示意图

从图3－1可以看出：硬化体受压过程可分为四个阶段：

第1阶段为OA段：曲线斜率逐渐增大。这是由于高水材料固化体在载荷的作用下被压实所致。对于巷旁充填体来讲，该阶段充填体对顶板的支撑是靠顶板下沉来起作用的。因此，在实际充填过程中，必须使充填体充分接顶，这样可以在顶板下沉量较小时，就能使充填体进入弹性阶段，充分发挥充填体对顶板的支撑作用。

第2阶段是AB段：为弹性阶段，曲线近似直线。表明高水材料固化体具有较高的弹性模量。从AB段看，当充填体产生很小应变时，就可对顶板有较大的支撑力。该阶段充填体能很好地控制顶板的下沉。

第3阶段为BC段：曲线逐渐弯曲，曲线斜率渐小。在载荷的作用下，纵向不断产生裂隙，支撑力达到极限C点。由于高水材料具有良好的可压缩性，这种特性使高水硬化体能适应围岩的大变形。BC段充分体现了高水速凝材料具有良好的可缩性，即当载荷增加时，充填体就具有相当的变形量，此特性使高水材料固化体能适应围岩的变形。

第4阶段CD段：为应力降低段。该段充填体内裂隙不断扩展，到D点后高水固结充填体即丧失承载能力。从CD段看，充填体在达到峰值C点后，仍具

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有较高的残余强度，不会因充填体破坏就完全丧失支撑能力。如前所述，高水材料所具有的重结晶和强度再生能力是一大特点。 3.2.5 三轴压缩应力—应变特性

在实际采矿充填过程中，充填硬化体会受到周围岩体对其产生的作用，类似三向受力状态。对高水速凝充填材料进行三轴压缩应力—应变特性研究后表明，与单轴抗压强度的应力—应变曲线不同，围压对充填体的变形以及充填体的刚度影响较大，围压对高水材料固化体的三轴强度影响明显，围压大时三轴极限强度大，残余强度大。因此，高水材料硬化体适宜于三向受力状态。

3.3 新型高水速凝材料的化学性能

3.3.1 高水材料的凝结时间

1)甲、乙料凝结时间

高水速凝材料的凝结和固化时间是施工性能的重要参数。高水速凝材料的凝结时间是比较短的。由于高水速凝材料的初凝和终凝时间离的很近，故统称为凝结时间。高水速凝材料的凝结时间必须适合于沿空留巷巷旁支护充填工艺的要求。

甲料中含有大量的氧化钙和氧化铝，遇水后会很快地发生水化反应。一般水化反应速度越快，其凝结时间也越短；乙料中含有大量的钙离子和硫酸根离子，乙料对凝结时间的影响就是这两种离子对凝结时间的影响。实际中，可通过控制外加剂的种类和数量满足现场的需要。

2)外加剂与凝结时间

外加剂对高水速凝材料的性能是一个关键性的因素。外加剂的种类和含量可以决定凝结时间的长短。可以说，外加剂是凝结时间的“指挥系统”。外加剂的种类很多，但主要分为缓凝剂和速凝剂两大类。外加剂的种类和数量对凝结时间有很大的影响。有的含量越高，凝结越快，有的含量越高，凝结越慢。如何选择合适的外加剂，受多种因素的影响。这里除了有技术因素外，还有经济因素。而且就技术因素本身来讲，也是比较复杂的。应根据实际情况进行选择。

3)温度与凝结时间

温度对高水速凝材料凝结时间的影响，实际上是对高水速凝材料结晶速度的影响。温度越高，晶体生长越快，凝结时间越短。

4)水灰比与凝结时间

水灰比对凝结时间的影响，实际是高水速凝材料的浓度。浓度大时，一般容易凝固，浓度小时，凝结较慢。但超过一定水量，高水速凝材料就不会发生凝聚。原因是凝结固化时产生的枝状晶体，因其晶粒间距离被水分子拉得太远，粒晶或

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晶粒处于游离状态，而无法聚集在一起。尽管浆体会出现有“稠”的现象，但并不能凝固。

3.3.2 高水速凝材料硬化体的含水量

含水量是高水速凝材料的一个关键性指标。含水量低，充填体成本增加而且不利于泵送。体现不出高水速凝材料的高水特性。一般来说，只要强度、凝结时间等能够满足实际应用的需要，高水速凝材料硬化体的含水量越高越好。

高水速凝材料硬化体的含水量与其化学组成和矿物组成有关。生成的钙钒石晶体越多，高水速凝材料硬化体的需水量也越多。其水分一部分用于钙钒石的形成而变成固体，另一部分以自由水的形式占据了枝状钙钒石晶体间的空隙。

温度对高水速凝材料硬化体含水量的影响不大，基本上呈水平直线关系。 细度对含水量略有影响，物料越细，由于表面积增大的原因，吸附的水分子也越多，其含水量也越大。但物料过细，往往造成高水速凝材料的成本上升，影响材料的推广应用。

3.3.3 高水速凝材料硬化体的耐水性

耐水性指硬化体受水的侵蚀与浸泡后，硬化体强度与结构变化的特性。高水速凝充填材料属水硬性材料，在水化过程中需要水的参与。当硬化体结构一旦形成，钙矾石晶体相互交接成网状后，未水化的高水材料可以再水化。能使网状加密，强度不断升高。因此，高水速凝充填材料硬化体具有很强的耐水性，可以说高水速凝充填材料硬化体具有“亲”水性，即在水中长时间浸后，强度不但不会降低，反而会有所提高。

3.3.4 高水速凝材料硬化体的耐蚀、耐热性能

高水速凝材料含有大量的钙，所以其硬化体处于碱性溶液中，强度损失不大。而置于酸性溶液中时，强度会明显下降。高水速凝材料呈碱性，甲料的pH值为9~10，乙料的pH值为11~12。这个值基本与水泥和石灰的pH值相同。高水速凝材料对硫酸盐、氯酸盐的耐蚀性较好

高水速凝材料硬化体主要由钙钒石构成，具有很好的耐热性能。其硬化体能承受300 ℃以内的高温。

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4 7828轨巷沿空留巷实施方案设计

4.1 7828轨巷地质与生产技术条件

4.1.1 地质概况

7828轨巷位于7800轨道下山东翼，北邻-540等高线，东至引黄干渠保护煤柱，南邻7826工作面(未准备)，西至7800皮带下山，平面位置如图4-1所示。该巷道标高-490～-538m，走向长度为800m(平距)，该区域揭露7#煤层，结构简单，煤层较稳定；煤层厚度在1.2～1.4m之间，平均厚度为1.3m；煤层倾角7～13°，平均10°。

该区域7#煤层直接顶为泥岩，黑灰色，贝壳状断口，局部裂隙发育，平均厚度2.4m；老顶为粉细砂岩，灰绿色，以石英为主，长石次之，泥质胶结，坚硬，平均厚度6.26m；直接底为粘土质粉砂岩，顶部粘土成分多，向下粒度变粗，平均厚度1.26m；老底为中砂岩，灰绿色，块状坚硬，易风化，以石英为主，长石次之，平均厚度5.4m，煤层综合柱状图如图4-2所示。

N二阶段皮带下山7828机-540巷140m7830工作面7828轨联1二阶段轨道下山巷7828工作面刘庄向-530斜7826工作面-5207824工-510-500作面充填泵站位置

图4-1 7828工作面轨巷平面位置示意图

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层名粉砂岩柱状层厚（m）6.26岩性描述灰绿色，以石英为主，长石次之，泥质胶结，坚硬，含少量植物化石，有的叶片已炭化。黑灰色，较细腻，贝壳状断口，局部裂隙较发育被钙质薄膜填充，下部含较多海百茎化石，含较多球状、条带状及薄层状菱铁矿。黑色，以暗煤、亮煤为主，呈互层状，含少量条带状镜煤丝炭，内外生裂隙稍发育，被钙质薄膜填充，光泽较强，属半亮型煤。灰色—深灰色，顶部粘土成分多，向下粒度变粗，含植物根部化石，断口平整。灰绿色，块状坚硬，以石英为主，长石次之，有大量绿色矿物，具有倾斜层理和缓波状层理，粘土质胶结。泥岩2.47#煤粘土质粉砂岩中砂岩1.31.265.4 图4-2 7828工作面轨巷煤层综合柱状图

4.1.2 7828工作面生产技术条件

7828工作面采用综合机械化回采工艺；7828轨巷沿煤层顶板卧底施工，工作面上下平巷采用锚(索)网+钢带联合支护。

顶板采用锚网支护作为永久支护，当顶板破碎时采用锚索加强支护，当顶板特别破碎或遇断层时，锚网支护不能满足施工安全要求，采用钢带、锚索加固或架棚支护。

顶板锚杆4根，选用螺纹钢锚杆，锚杆长1800mm，直径18mm，间排距为800mm×900mm，左右两边锚杆与顶帮夹角不小于75°；金属网采用8号冷拔钢丝制作的经纬网，网格：70mm×70mm，锚网压于木砖下，金属网的搭接长度为70mm，并用16#铁丝三花型绑扎牢固，单排扣距140mm；锚网支护时，前排锚杆距迎头超过900mm时，及时挂网打锚杆。

煤帮支护：两帮采用2根螺纹钢锚杆配MSCK2550树脂锚固剂支护，锚杆长1600mm，直径16mm，锚杆间排距为100mm×900mm；木砖规格：长×宽×厚=0.3m×0.2m×0.03m，锚杆外露长度为15～50mm。施工过程中遇断层或破碎带及煤岩松软易片帮时为螺纹钢锚杆配塑编网支护，塑编网采用矿用双抗网。

7828轨巷支护断面如图4-3所示。(注：原设计净断面长×高=2.8m×1.9m，扩巷后该巷道净断面为长×高=2.8m×2.1m)。

工作面实行“三八”制作业，二采一准，每天平均进尺4.2m，平均采高

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1.9m(注：为使留巷充填体稳定，削掉0.6m厚的粘土岩底板)，超前支护距离20m。

18mm×1800mm800350 00 1650 1°7515°1900 巷道中心线皮带中心线1600mm× 16mm3002800 3100 2050

图4-3 7828轨巷原支护断面图

4.2 充填体设计

4.2.1 充填体几何参数确定

结合7828工作面具体条件，从充填体稳定性及技术经济最佳等方面综合考虑来确定充填体几何形状与尺寸。

工程实践表明，充填体及巷道围岩变形与充填体断面形状等存在较大联系，通过数值模拟计算等数理手段可从理论上清晰地分析出这一情况。由于邱集煤矿7828轨巷围岩基本物理力学性能参数缺乏，因此，巷旁充填体的形状与几何尺寸主要根据工程类比法来确定，表4-1为河北某矿沿空留巷所进行的数值模拟基本规律，作参考(原巷道宽度4.2m，高2.7m)，为邱集煤矿留巷参数设计提供借鉴。

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表4-1 充填体及围岩变形与充填体几何形状间的关系数值模拟结果 充填体断面 形状 几何尺寸宽度/mm 充填体强 度/MPa 5 6 矩形 2700 7 8 5 6 2000×2700 7 8 梯形 5 6 2500×3200 7 8 有无 锚栓 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 无 有 充填体 平均宽 度/mm 5905 4550 5590 4010 5427 3925 5204 3423 5087 4265 4804 3580 4709 3450 4175 3253 4970 3677 4322 3415 4115 3311 3858 3151 巷道变形 宽度 /mm 288 680 611 1037 658 1045 965 1625 535 982 700 1395 747 1512 1088 1720 702 1442 1074 1660 1099 1906 1402 2033 高度/mm 1450 1600 1560 1640 1576 1642 1650 1780 1613 1780 1630 1830 1639 1842 1665 1871 1660 1851 1685 1941 1684 1961 1732 2114 X方向位移 最大 /mm 1600 1440 1450 880 1401 920 1290 515 1513 1370 1425 790 1401 687 1250 498 1445 893 1137 620 1131 480 885 340 最小 /mm -600 -521 -480 -500 -400 -495 -370 -343 -501 -408 -420 -391 -401 -379 -361 -301 -467 -321 -383 -290 -370 -251 -310 -240 由表4-1中充填体与巷道围岩位移情况可知，充填体断面形状以梯形为最佳。当梯形断面几何尺寸为2500mm×3200mm，并且在充填体中置入锚栓时，巷道及充填体围岩变形较小，所留巷道基本能满足生产要求。显然，在邱集7828轨巷的条件下，这样的规律同样存在。因此，理论上7828轨巷充填断面形状最好选择为梯形，但7828轨巷底板与煤层底板间大约有0.8m的落差，即使开采时削掉了0.6m的底板，仍有0.2m高的台阶被保留下来。此台阶的存在会给充填体放置带来一定困难，对其稳定性有一定影响。基于对留巷充填体稳定性的考虑，在实际应用中，7828轨巷充填体选择为矩形断面较为合理，其几何尺寸为长×宽×高=2000mm×2500mm×2100mm。高度可根据实际条件做适当调整。

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4035充填体纵向变形(mm)302520151050020406080100120140

(a) 测站一

25#26#27#距工作面距离(m)充填体纵向变形(mm)45403530252015105002040608010065#66#67#120140

距工作面距离(m)(b) 测站二

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87充填体纵向变形(mm)654321002040608010012014090#92#93#距工作面距离(m)

(c) 测站三

图5-13 充填体纵向变形与工作面距关系曲线图

测站一充填包纵向变形5mm(25#)，34mm(26#)，11mm(27#)。 测站二充填包纵向变形6mm(65#)，9mm(66#)，39mm(67#)。 测站三充填包纵向变形7mm(90#)，6mm(92#)，4mm(93#)。 2) 横向变形

30充填体横向变形(mm)2520151050020406080100120140

(a) 测站一

25#26#27#距工作面距离(m) 45

1009080706050403020100020406080100120充填体横向变形(mm)65#66#67#140

(b) 测站二

距工作面距离(m)8070充填体横向变形(mm)6050403020100020406080100120140

(c) 测站三

图 5-14充填体横向变形与工作面距离关系曲线图

距工作面距离(m)90#92#93#测站一充填包横向变形20mm(25#)，24mm(26#)，28mm(27#)。 测站二充填包横向变形62mm(65#)，64mm(66#)，89mm(67#)。 测站三充填包横向变形38mm(90#)，69mm(92#)，46mm(93#)。 3)充填体变形规律

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45充填体纵向变形(mm)90充填体横向变形(mm)403530252015105001020304050607080距工作面距离(m)8070605040302010纵向变形横向变形090100110120130140

图 5-15充填体纵向、横向变形与工作面距离关系

1.81.61.41.210.80.60.40.20020406080100充填变形速率(mm/d)纵向变形速率横向变形速率120140

距工作面距离(m)图 5-16充填体纵向、横向变形速率与工作面距离关系

从图5-15、图5-16可以看出，巷旁充填体的变形是巷旁充填体与围岩相互作用关系在巷旁充填体上的反映，巷旁充填体的变形规律与巷道围岩变形相适应。充填体变形规律为：①在工作面后方20m范围以内，巷旁充填体承载小，同时由于充填体具有较大的早期支护阻力，因而充填体的变形量与巷道变形量相比要小，且变形速度较慢。②在工作面后方20m~60m范围内，受到工作面周期来压的影响，围岩活动剧烈，巷旁充填体承受载荷增加，充填体的变形加剧，变形速度在40m处达到峰值，滞后围岩变形15m。③在工作面后方60~90m范围内，随着巷道围岩活动逐渐减缓，充填体的变形仍然在增加，但变形速度逐渐下降。④在工作面后方90m以后，充填体的变形随巷道围岩活动趋于稳定而稳定。. 5.3.4 充填墙体承载分析

3个测站共观测了3个充填体。

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1)测站一安装3个40MPa的压力盒，由于安装方法不正确，压力表无读数。 2)改进安装方法后，在测站二安装12个40MPa压力盒，在测站三安装8个60MPa压力盒。

在充填体压力承载观测过程中，部分压力表读数为零。分析其原因有：①顶板来压后将部分压力计的油管压裂漏油，读数为零。②沿空留巷采空区侧为压力卸载区，压力降低。从压力观测数据可以得到如图5-17的曲线。

76充填体载荷(Mpa)543210020406080100120

图5-17 充填体承载压力与工作面距离关系曲线图

距工作面距离(m)测站二测站三从图5-17可以看出，在10m左右处，充填体载荷开始缓慢增加，15~30m内急剧增大，在工作面后方30m左右处达到峰值；在30~60m内充填体载荷逐渐降低，60m以后充填体载荷稳定。

测站二充填体载荷峰值5.6Mpa，稳定后载荷为5Mpa；测站三充填体载荷峰值6.0Mpa，稳定后载荷为5.5Mpa。

对使用的高水材料做了强度实验，结果如表5-3所示。

表5-3 邱集矿高水速凝材料抗压强度实验

时间 6h 1d 3d 7d 第一组 1.6 3.6 4.7 5.8 抗压强度/Mpa 第二组 1.8 4.0 5.1 6.0 平均值 1.7 3.8 4.9 5.9 由实验结果得出抗压强度与时间的关系曲线图，如图5-18所示。

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4.2.2 充填体成型设计

1)活动充填框架结构 充填框架均采用木板构筑：

(1)基础模板：由厚30mm的木质板材加工而成，两侧模板设计为长×高=2500mm×200mm，前侧模板设计为长×高=2700mm×200mm。

(2)调节模板：由厚30mm的木质板材加工而成，两侧模板设计为长×高=2500mm×100mm，前侧模板设计为长×高=2700mm×100mm。

充填包挂好后，先紧靠充填体周围的单体支柱逐层垒砌基础模板，四周垒好2层模板后，开始向充填包中充入浆液，在充填过程中，随着液面的升高继续逐层架设模板，并将锚栓插入充填袋中。当最高一层模板距顶板距离不到200mm时，视实际情况确定是否需要再架设调节模板。若距离<100mm，则不需要架设调节模板；若距离>100mm，则需要架设一层调节模板。

基础模板与调节模板的安设不是一次完成的，而是在充填过程中随着充填袋内浆体液面的增高而逐渐架设的。 2)充填袋

由7828工作面生产技术条件可知，工作面实行“三八”制，两班生产一班检修，每生产班推进2.1m，日推进4.2m。因此，充填班就必须完成构筑4.2m充填体的要求。由于充填袋是柔性的，过大的充填袋不利于操作，因此在保证充填袋能满足工作面每天推进4.2m的前提下，将其沿走向方向设计为长2m的规格，充填袋形状与规格如图4-4和4-5所示。其中，充填袋的进料孔直径以100mm为宜，进料管长度以不小于550mm为宜。充填袋的材质应有足够的强度及抗静电与抗阻燃的性能，符合煤矿安全规程相关要求。充填袋加工时，接缝要结实牢靠，要严格按设计要求加工(满足充填与吊挂)。充填袋尺寸可据煤层地质条件变化而做适当调整，必须符合实际情况。

500mm进料口1000mmm20m吊挂环2100mm2100mmm0m0202500mm2000mm500mm500mm

图4-4 充填袋结构示意图 图4-5 充填袋锚栓孔位置示意图

充填袋要求：(1) 进料口直径100mm，长度不宜小于550mm；(2)充填袋留

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设4个锚栓口，要求：φ20mm，锚栓套左右两边外露长度均为150mm。 4.2.3 充填体位置确定

根据7828轨巷断面与原巷内支护方式，充填体位置有以下四种组合方式：(1)将充填体全部置于采空区，留下巷道宽度最大，最利于使用，如图4-6～图4-7所示(方案一)；(2)将充填体大部分置于采空区，留下巷道宽度仍然较大，有利于使用，留巷成本相对较高(方案二)；(3)将充填体大部分置于巷内，小部分留在采空区，完全能满足使用要求，但在存在台阶的巷道实施，工艺极为复杂(方案三)；(4)将充填体完全放在巷内，对留巷有利，但所留巷宽较小，已经不能满足使用要求(方案四)。综合考虑原巷道与煤层间存在台阶以及矿方对于留巷断面的要求，确定将充填体全部置于采空区，即方案一。

A采空区工作面支架走向梁充填体B超前支护排头架架后未充填空间点柱B充填体锚栓加强支护7828轨巷A图4-6 充填体与巷道平面位置示意图

锚栓切顶梁支柱采空区 图4-7 充填体与巷道剖面位置示意图(A-A)

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4.2.4 充填体稳定性控制措施

充填体稳定性主要包括两个方面：(1)在顶板压力作用下，当横向变形较大时，充填体会出现失稳现象，需采取措施提高充填体的横向抗变形能力；(2)当煤层倾角(俯斜)较大时，充填体置于斜面上，在重力与采空侧矸石对其产生向巷道侧的推力(若采空侧矸石存在下滑倾向时)及顶板压力等复合作用下，充填体可能会失去稳定性，向巷道侧滑移，此情形往往会使充填体完全失稳。

经现场观察，7828工作面煤层倾角较小，且不存在采空矸石向充填墙体下滑挤压现象。因此，针对这种情况，采取如下技术措施控制充填体横向变形：

高水材料巷旁充填的关键在于构筑支护性能好的巷旁充填支护带。由矿压显现规律可知，采空区上方老顶的回转下沉属于给定变形，充填支护带是位于老顶下的一个小的支护承载体，它必须能适应这种变形。尽管高水材料具有良好的变形能力，在标准实验室试验条件下，变形量可达10%～15%而不破坏，但工程实践表明，充填体的横向变形能力仍然需要提高。为此，在实际应用中可在充填体中置入锚栓来约束其横向变形，以提高充填体的整体支护性能。

7828工作面采高1.9m，充填袋高2.1m(略大于工作面采高，加之充填前会有部分顶板下沉，这样设计有利于接顶密实)，在每个充填体上下布置2排共4个锚栓，上下锚栓用钢带联接，如图4-8所示。锚栓结构如图4-9所示，材质用直径为18mm的锚杆。

数值模拟与工程应用均表明，在充填体中置入锚栓可大大提高其承载与抗变形能力。因为充填体中加入锚栓后，充填体侧向就有了一定的限制荷载，表面由二向受力变成三向受力，内聚力C和内摩擦角φ都得到明显提高，从而使充填体的峰后残余承载能力得到提高，横向抗变形能力及支护性能得到显著改善。相似材料物理模拟也表明：在充填体中置入锚栓后，当锚栓密度从0根/400cm2提高到8根/400cm2，等效内摩擦角从30.9°提高到39.8°；等效粘结力从0.0159MPa提高到0.0198MPa，软化模量从29.0MPa提高到42.1MPa。可见，锚栓加固效果十分明显。

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1000mm500mm 钢带充填体500mm2000mm充填体 锚栓2500mm2100mm2000mm 图4-8充填体锚栓与两侧钢带布置示意图

φ18mm锚栓挡板螺纹螺母25002900

图4-9 锚栓结构示意图

4.2.5 台阶问题

由于割煤后轨巷底板与煤层底板存在约0.2m厚粘土质粉砂岩台阶，其纵向节理较发育；液压支架推进过程中对底板(台阶)产生约24MPa的竖直压力，造成台阶的一次扰动破坏，影响充填体基础稳定性。

鉴于该台阶高仅为0.2m，工作面上端头煤体割过后，充填体仅需2500mm宽的空间放置。通过对该空间清理浮矸底煤，该位置与轨巷底板几乎持平，但仍存在一个小坡度，该坡度的存在利于充填体抗纵向变形。

因此，在充填体构筑过程中，尽量使充填袋充满，以便于充填体与顶板及台阶充分挤压，使之产生“顶下蹬”的效果，以保证充填体坐落于坚固的基础之上，确保留巷成功。

特别需要注意的是，该台阶纵向节理发育，采煤机割过后需对底板进行处理使其平整，以防突起的岩块将正在被充填的充填袋底部扎破。

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4.3 高水速凝材料巷旁充填系统设计

4.3.1 充填硐室选择及充填设备布置

(1)充填泵站需占用宽约4.5m，长约25m的一段巷道或硐室，以便同时安置充填设备并储备一定量的充填材料。从图4-10可知，二阶段皮带下山与轨道下山之间的联络巷空间可满足充填泵站布置要求，将泵站置于其中可实现工作面生产与充填工序互不影响的目的，充填硐室设备布置如图4-11所示。

(2)泵站堆料平台大小应能放置两天使用的充填材料。为使材料保持干燥，平台应铺垫木板。若顶板淋水，要挂防水塑料布。甲、乙两种材料不能混放，应分别堆放。运料矿车应能进入堆料平台旁，以减轻工人装卸强度。

(3)充填泵站用2英寸钢管供水，供水能力应不低于14m3/h，以保障给搅拌桶加水，确保充填工作连续进行。

(4)泵站供电要满足，电压660/380V。

(5)泵站应有专人看守，避免设备零件损坏与丢失。 7828机巷7828轨巷二阶段轨道下山联1二阶段皮带下山充填泵站位置图4-10 充填泵站位置示意图

乙料输送管路甲料输送管路

风机风筒防爆开关4#轨道3#乙搅拌桶充填泵吸浆笼头甲搅拌桶甲料储料平台轨道2#1#备用充填泵沉淀池乙料储料平台排水沟 图4-11 充填硐室设备布置示意图

4.3.2 充填管路与信号联络系统

(1)充填管路

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充填管路分别由KJR25高压胶管和φ32mm(1.25英寸)无缝钢管组成。输料管路有两趟，均从泵站到充填点，一趟输送甲料，另一趟输送乙料。为使充填方便可靠，充填泵与钢管之间以及充填钢管与混合器之间均用高压胶管过渡连接，混浆管采用高压胶管。胶管与钢管间用快速接头相配合。

(2)信号系统

充填点与泵站相隔较远，必须设置信号联络系统，一般采用电话联系。 4.3.3 系统主要设备

充填工作对设备的需求是，必须满足高水速凝充填材料浆体的输送要求，设备简单，安装操作方便，运行可靠。

1)充填泵

综合考虑高水速凝充填材料性能，浆体输送量，输送压力以及输送环境等因素，选择充填泵。根据邱集矿井下实际情况，选择镇江江城注浆设备有限公司生产的ZBSB-148~23/6-185双液充填泵，具体性能指标如表4-2所示。

表4-2 ZBSB-148~23/6-185双液充填泵性能指标 型号 煤矿用双液变量注浆泵 ZBSB-148~23/6-185 最大流量 压力 L/min MPa 148 6 输入功率质量 kw kg 18.5 570 备注 四档变速 为防止单台泵在充填作业中出现故障，影响充填工作的连续进行，实际充填中准备了两台，一台使用，一台备用。

2 )混合装置

高水速凝充填材料是通过两趟管路将甲、乙料浆单独输送到充填点后才混合的。甲、乙料浆混合方式可以在充填袋外混合，也可以在袋内混合。混合效果对充填效果影响显著。实际应用中，混合器有外置式与一次性内置式两种。内置式结构简单，使用方便，但两种料浆混合效果一般。外置式混合器混合效果比内置式好，且可重复使用。图4-12为三通内置式混合器结构示意图，在实际应用中采用三通外置式混合器，结构简单，与三通内置式混合基本类同，在实际应用效果十分理想。

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（进料口）60°200甲乙混料出孔(φ25mm)100此处缝死450 图4-12 三通内置式混合器结构示意图 3 )搅拌桶

搅拌桶是将甲、乙两种材料配制成浆体的一种搅拌设备，为了使充填工作连续进行，在充填系统中配备四个搅拌桶交替工作。 4.3.4 系统改进

1)搅拌桶改进

在充填生产过程中，为了减少材料的浪费，对搅拌桶焊接了一个56cm×24cm×33cm的水箱，如图4-13所示。

吸浆管吸浆笼头改进前改进后

图4-13 搅拌桶改进示意图

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搅拌桶改进后，每包次充填甲、乙材料分别可以节省(3.14×0.52m×0.15-0.56m×0.15m×0.33m) ×1000/1.8=121kg。

2)增设除尘系统

充填泵站制备浆液时，整个充填硐室粉尘较大，工作环境较差。为了减少硐室内粉尘，改善工作环境，在硐室内安设了除尘系统。系统主要设备有型号为YBF2-90L-2的抽风机一台，功率为2×2.2kw，吸风量为115m3/min。直径为500mm的风筒。除尘系统安装后，泵站工作环境大大改善。

4.4 巷旁充填支护设计

4.4.1 工作面前方与后方巷内加强支护

为保证巷旁充填工作安全顺利的进行，减轻工作面采动时支承压力对巷道的影响，确保留巷达到较好效果。在对巷旁充填作业点进行可靠支护，形成安全工作空间的同时，还需对工作面前后方巷内进行临时加强支护。如图4-6所示。

巷内临时加强支护措施：在工作面前方20m范围内架设1.2m铰接顶梁及单体液压支柱。

由沿空留巷矿压显现一般规律可知，从工作面至后方约20～40m范围内围岩活动剧烈，矿压显现明显。因此需对该范围巷道进行临时加强支护，方法与超前工作面巷道内的加强支护形式基本相同，加强范围为滞后支架约25～30m。

需要说明的是，在工作面后方留巷实体煤侧因受工作面超前支承压力及固定性支承压力的影响，临近巷道煤体塑性区会加大，对留巷不利。根据情况可滞后工作面适当距离用高水速凝充填材料对煤体进行注浆加固，使煤岩体稳定。 4.4.1巷旁充填作业支护

采煤班必须配合好巷旁充填作业。在实际操作过程中，采煤班需要做好以下内容的工作：

(1)排头架开始前移之前

推移排头架之前，要详细检查支架后方顶板的完好状态。 (2)排头架前移过程中

前移靠轨巷侧的排头架时，要做到带压移架，使顶板保持完整。前移支架速度要慢，使无支护顶板慢慢裸露出来，此时位于支架后方巷道侧的两名支护工(安排经验丰富、操作熟练的技术工人担当此工作)必须认真细致地观察裸露出来顶板的完好状况，并与前方操作支架工时时保持沟通，有情况及时处理。若情况复杂必须请求跟班班长乃至通报技术主管部门，不能随意或擅自行动。同时，支架操作工要绝对听从位于支架后方的顶板支护工的指示，以保证充填空间安全可靠。在此过程中，支架后方的支护工可根据情况时刻注意顶板状况。若顶板情况

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确实完好，没有安全隐患，支架工可一次缓缓完成一个循环的支架前移工作，否则必须先停下来对裸露顶板进行处理，一切安全无误后方可继续下一步操作。

排头架前移过程中对裸露顶板及时支护的方法为：首先，架前挂网；其次，在排头架前移时沿倾向架设5根点柱临时支撑，间距为680mm，排距1200mm；而后在点柱支护空间沿倾向方向打锚杆，间距900m，排距1000mm；另外，还需在充填体采空区侧架设长约13～15m的两道走向梁，走向梁间距200mm，采用金属铰接顶梁加单体液压支柱方式构筑。如图4-14与4-15所示。

要求：单体支柱务必支设牢固，支柱初撑力应不低于50kn。

当吊挂充填袋时，去掉中间单体支柱，留出作业空间。当两个采煤生产班完成后，沿轨巷采空侧支架后方就有约5m支护好的未充填空间，这个空间留作充填班来进行充填体的构筑工作。

(3)排头架前移后

当排头架前移完成第一个循环后，支架后方的支护工必须认真对架后区域的顶板支护质量进行再检查，以确保顶板处于绝对安全状态。

走向梁排头架架后未充填空间点柱

图4-14 架后支护示意图

1000mm1000mm1000mm1000mm1900mm1200mm1200mm1200mm图4-15 架后支护示意图(B-B)

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4.5 巷旁充填工艺流程

高水材料巷旁充填工艺包括充填泵站与充填点两部分。基本工艺流程如图4-16所示。

搅拌桶加水检修卸料开动搅拌机搅拌桶加料搅拌桶加水搅拌桶加料进行充填监控充填情况支柱拆除开泵供清水清洗设备1准备2加水、拌料开泵供料45清洗整理清理充填点6结束3充填点准备清理浮煤、开挖小沟槽架设巷道、采空侧模板架设与回撤采空侧走向梁架设前挡模板及锚栓检查模板整体架设情况监控出料充填点支护、拆卸模板框架及紧锚栓

图4-16 7828工作面巷旁充填工艺流程

4.5.1 泵站准备

1)卸料与检修。卸料工将当天所需甲、乙料从矿车中搬运到各自的存放处，避免混放。检修工检修充填泵、开关、搅拌桶以及通讯线路等内容。

2)充填泵站拌料。甲、乙料分别在1#、2#搅拌桶和3#、4#搅拌桶中搅拌。当1#、3#搅拌桶给充填泵供料浆时，2#、4#搅拌桶应加水上料并搅拌。而当2#、4#搅拌桶给充填泵供料浆时，1#、3#搅拌桶开始加水上料搅拌。两对搅拌桶交替工作，直到完成充填工作。 4.5.2 充填点准备与充填

充填班根据已经构筑好的充填体距排头架的距离大小快速定位好充填空间位置与大小，并对充填空间区域顶板进行支护，以满足安全要求。随后进行清理浮煤与架设模板等工作，同时拆下前一天构筑好的充填体前挡板，挂起充填袋，拉紧四周挂环，使充填袋下部成形，在充填袋四周架好模板，插入下部锚栓并扎紧封口，完成吊挂充填袋的初步准备工作。

当这些工作完成后，由专人进行全面检查，合格后发信号与充填泵站工作人员联系，开始启泵。充填点人员观察出料口流出均匀甲、乙混合料浆后，将混合管插入充填袋内进行正式充填。

在充填过程中，应巡回检查充填袋周边情况，发现问题及时处理。在充填初期，每充填200mm高度，上提一次充填袋，避免充填袋下坠打皱。充填时，等充填袋内料浆逐渐增高接近木制模板上端时，再加下一块模板，在充填高度过半时架设上部锚栓。如此循环上述过程，直到充填袋充满密实接顶为止。需要指出，当充填体快要接顶时，应密切观察情况，尽可能地使充填袋接顶密实，不应有缝隙。一旦接顶成功，应立即将注浆管从充填袋内拿出，即刻通知泵站停止注浆，并用绳将进料口捆扎结实，防止浆液外溢。同时，充填点工作人员应迅速将安放

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于甲乙料混浆管尾段的清水阀打开，冲洗混浆管，以防止混浆管被堵塞。如果此时充填工作已经结束，则应通知泵站，开打清水，清洗管路。 4.5.3 模板与点柱拆卸

框架模板主要是辅助充填袋成形。模板拆卸一般由上而下顺序进行，同时检查并拧紧上次充填所安设的锚栓。

充填体采空区侧点柱与走向梁支柱在充填体成型三天后方可撤去。

4.6 劳动组织与作业安排

4.6.1 充填劳动组织

在巷旁充填工艺过程中，需要各工种相互配合才能完成充填工作。各工种主要分布于以下各环节与工作地点：材料运输、充填泵站、充填点与液压支架后方顶板的支护等。劳动组织见表4-3。

表4-3 充填劳动组织表 序号 1 2 3 4 5 6 7 小计 合计 工种 充填工 配浆工 机修工 司机 班长 搬运工 支护工 班次人数 检修班 5 4 1 1 1 4 16 16 采煤班1 采煤班2 3 3 3 3 3 3 备注 搬运工4名。实际中搬运工与配浆工属同一组人，共8名，负责将材料运输到泵站并码放好，并在充填时负责配浆和上料。 充填点：1名充填组长（兼）； 泵站：1名泵站组长（兼）； 班长：全面负责； 支护工：由采煤班工人兼职； 各工种职责为：充填工清理充填点，拆装模板框架、挂袋、回支临时支护、充填及架设锚栓等；配浆工冲洗泵、管路及混合器，负责甲、乙料搬运、配料及泵送等；机修工检修泵、管路、混合器及信号控制系统等；司机主要操作充填设备等；班长对整个充填系统及充填质量、安全、进度全面负责，并负责安排与采煤班的交接任务；搬运工将本班充填所用的充填材料搬运到充填硐室并放置好；支护工必须按要求支护好裸露的顶板，完成液压支架前移后裸露顶板与充填体采空区侧的支护任务。 4.6.2 充填工艺实施方法

(1)充填点作业程序

充填工必须严格按照如下操作程序进行作业。

第一步：在进入充填地点前，必须先敲帮问顶，观察煤壁、顶板及临时支护

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质量，并做好瓦斯检测等工作，一切安全正常后方可进入充填点进行作业。

第二步：拆除上次充填框架及对应的固定点柱，安设好本班充填框架，挂好充填袋，打牢固定点柱等。

第三步：上述工作按要求完成后，信号通知泵站开泵，并通知泵站本次实际充填高度。

第四步：充填过程中，密切观察充填袋周围情况，发现情况及时处理。 第五步：充填快接顶时，打信号通知泵站，并依据顶板情况决定是否拆除其上的倾斜抬棚。待充填体完全接顶后，将高压注浆软管从充填袋内取出并用细铁丝捆扎紧充填口。

第六步：冲洗混合器及管路，见清水后通知泵站停泵。

注：充填体与排头支架间应留有≥750mm左右的行人及操作空间。 (2) 泵站各工种操作程序

泵站人员必须严格按照如下程序进行作业。

第一步：将充填材料运到泵站并存放好，检修人员检修充填设备、电控及信号系统，清除泵内、搅拌桶内污渣，并确保充填设备与管路等畅通无阻。

第二步：配浆工接到充填点通知后，分头开始配制甲、乙料所需料浆。 第三步：甲、乙料浆配好后，并打点通知充填点司机开泵充填。在充填过程中，司机要密切观察注浆压力的变化情况，遇到问题及时处理。

第四步：充填完毕后配合充填点做好最后的清理与交接任务。

4.7 充填区与采空侧通风措施

7828工作面轨巷留巷后为盲巷，需要按照通风要求进行管理。充填体靠采空侧是空气不流通区，可能出现瓦斯积聚现象，由于该区域充填工作人员需要频繁进出，因此应采取合理的通风措施，确保该区域作业安全。为解决通风问题，可利用小局扇进行压入式通风，将风送至采空侧无风区，以驱散采空侧可能积聚的瓦斯，并保证工作人员在此区域作业的安全。加强瓦斯检测与管理工作是必须要做的工作。

4.8 每班纯充填时间确定

由图4-16可知，对每一个充填循环，图中工序①、工序②与工序③可平行作业，是充填的基本工序；工序④是充填的主要工序。在充填的全部过程中，充填点与泵站必须密切配合，连续协调工作，保证各环节畅通，直至将充填袋充填饱满；工序⑤和工序⑥是辅助工作。

按7828工作面日推进4.2m的要求，充填班应完成4.2m的充填带构筑工程。考虑充填前顶板已有部分下沉，充填总体积约为16m3左右。根据充填泵最大流

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量320L/min，工作效率按60%计算，则泵的实际充填流量为192L/min。以此可计算出纯充填时间约为1.4小时。按“三八制”计算，充填班其它辅助工序时间为6.6小时，可见，纯充填时间远小于其它辅助作业时间，符合充填工序设计要求。

4.9 充填过程注意事项

在严格按照上述各步骤进行操作的同时，还应注意以下事项：

(1)若电气或设备出现故障，充填点人员应立即将混合管从混合器上取下，用高压清水进行冲洗，防止混合管堵塞。

(2)泵站人员应观察甲乙料的吸入情况，看是否一致，出现异常应立即进行处理。

(3)充填点人员应密切观察充填袋周围顶板，特别是充填袋本身变化情况，出现问题应立即处理。

(4)加强泵站与充填点的联系十分重要，及时通报相互间存在的问题以及解决的方法途径，确保充填工序连续进行。

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5 矿压观测和留巷效果分析

根据项目实施方案的设计，为掌握邱集矿7828轨巷沿空留巷围岩活动规律，巷旁充填体与围岩相互作用机理以及巷旁充填体的受力与变形规律，分析新型高水速凝充填材料沿空留巷效果，并为类似条件下实施沿空留巷技术提供借鉴，在7828轨巷内进行了以下内容的矿压观测。

5.1 观测内容及观测方法

1)巷道表面位移

巷道表面位移的观测可采用单十字布线法，即在巷道顶底板及两帮中部布置基点，通过量测基点间的距离来确定巷道表面位移。巷道表面位移观测布置如图5-1所示。

C测绳2A测绳1OB铅垂1铅垂2D

图5-1 巷道表面位移观测基点布置示意图

2)围岩深部多点位移

在巷道顶板及非回采帮中部各安装一处多点位移测点，观测巷道表面至深部6m的围岩位移量。测点布置见图5-2。

6000mm6000mm非回采帮

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图5-2 多点位移计安装示意图

3)充填墙体变形监测

在充填体垂直方向顶底处各设一基点用卷尺测量纵向变形；在充填体中部预埋一横向水平钢杆，固定其采空区外露端，用直尺测量其巷道侧外露长度的变化，以确定充填体横向变形，如图5-3所示。

A150200C250200DB

图5-3 充填体变形观测布置图

4)充填墙体承载监测

充填一个高度较小的充填体，待充填体凝固后，在其上垫一块钢板，然后在钢板上均匀地放置压力盒，放好后再在上方压一块同样规格的钢板，最后在钢板上再充填一个充填包直至充填体接顶，如图5-4所示。

上钢板钢板压力盒I下钢板I

(a)

I—I压力盒250油管II—II上钢板15钢板压力盒5002503506006006003501520IIII下钢板

(b) (c)

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图5-4 充填体承载观测测点安装示意图

5.2 测站布置及观测仪器

5.2.1 测站布置

根据7828轨巷沿空留巷矿压观测方案，从工作面推进长度50m开始，共布置了3个矿压观测站，测站布置如图5-5所示。

每个测站设置3组充填体变形测点、3组巷道表面位移测点、1组充填体承载测点和1组多点位移测点。

充填体变形测点和巷道表面位移测点设置在同一断面上，相邻两组测点间距2m，即设置在连续的3个充填体上。充填体承载测点和多点位移测点设置在同一断面上。

7828工作面测站3测站2测站150m80m50m 图5-5 测站位置示意图

测站一的3组充填体变形测点和3组巷道表面位移测点分别布置在25#、26#、27#充填包上，49m、51m、53m断面处。1组充填体承载测点和1组多点位移测点布置在28#充填包上，55m断面处。

测站二的3组充填体变形测点和3组巷道表面位移测点分别布置在65#、66#、67#充填包上，129m，131m，133m断面处。1组充填体承载测点和1组多点位移测点布置在74#充填包上，147m断面处。

测站三的3组充填体变形测点和3组巷道表面位移测点分别布置在90#、92#、93#充填包上，181m，185m，187m断面处。1组充填体承载测点和1组多点位移测点布置在94#充填包断面处。

测点的设置在充填体模板拆除后立即进行，每天对各测点进行1次数据采集，数据采集工作直到工作面煤壁后方120m以后停止。

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5.2.2 观测仪器和材料

本次矿压观测使用的仪器和材料如表5-1所示。

表5-1 矿压观测仪器和材料

序号 名称 1 2 3 4 5 短锚杆 多点位移计 普通圆钢钢杆 单体支柱压力表 振弦式混凝土应力计 规格 尾部螺纹锚杆，长度800mm ZHWY型巷道多点位移监测仪 长度2900mm，直径18mm YHY60单体支柱压力监测记录仪 振弦式混凝土应力计，量程40MPa 振弦式混凝土应力计，量程60MPa 数量 40 6 9 9 15 8 5.3 观测结果分析

5.3.1 巷道表面位移分析

3个测站共观测了9个断面的巷道表面变形。 1)巷道顶底板位移

顶底板移近量与工作面关系如图5-6所示。

160顶底板移近量(mm)140120100806040200020406080100120140

距工作面距离(m)25#26#27#(a) 测站一

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140120顶底板移近量(mm)100806040200020406080100120140

(b) 测站二

16014065#66#67#距工作面距离(m)顶底板移近量(mm)120100806040200020406080100120140距工作面距离(m)90#92#93#

(c) 测站三

图 5-6巷道顶底板移近量与工作面距离关系

测站一顶底板移近量分别为129mm(25#)，150mm(26#)，120mm(27#)，平均移近速率为3.9mm/d(25#)，4.7mm/d(26#)，3.8mm/d(27#)。

测站二顶底板移近量分别为133mm(65#)，120mm(66#)，127mm(67#)，平均移近速率为4.3mm/d(65#)，4.0mm/d(66#)，4.2mm/d(67#)。

测站三顶底板移近量分别为86mm(90#)，96mm(92#)，138mm(93#)，平均移近速率为 3.0mm/d(90#)，3.3mm/d(92#)，4.7mm/d(93#)。

2)巷道两帮移近量

两帮移近量与工作面距离关系如图5-7所示。

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6050两帮移近量(mm)403020100020406080100120140

(a) 测站一

25#26#27#距工作面距离(m)160140两帮移近量(mm)12010080604020002065#66#67#406080100120140

距工作面距离(m)(b) 测站二

1009080706050403020100020两帮移近量(mm)90#92#93#406080100120140

距工作面距离(m) 37

(c) 测站三

图 5-7 巷道两帮移近量与工作面距离关系

测站一两帮移近量分别为44mm(25#)，37mm(26#)，51mm(27#)，平均移近速率为1.3mm/d(25#)，1.2mm/d(26#)，1.6mm/d(27#)。

测站二两帮移近量分别为134mm(65#)，72mm(66#)，40mm(67#)，平均移近速率为4.3mm/d(65#)，2.4mm/d(66#)，1.3mm/d(67#)。

测站三两帮移近量分别为89mm(90#)，73mm(92#)，45mm(93#)，平均移近速率为3.1mm/d(90#)，2.5mm/d(92#)，1.6mm/d(93#)。

3) 9个断面巷道表面变形观测结果汇总见表5-2。

表5-2 巷道表面变形观测结果汇总表 观测断面 25#(49m) 26#(51m) 27#(53m) 65#(129m) 66#(131m) 67#(133m) 90#(181m) 92#(185m) 93#(187m) 平均值 顶底板移 近量(mm) 129 150 120 133 120 127 86 96 138 122 顶底板平均移 近速率(mm/d) 3.9 4.7 3.8 4.3 4.0 4.2 3.0 3.3 4.7 4.0 两帮移 近量(mm) 44 37 51 134 72 40 89 73 45 65 两帮平均移近速率(mm/d) 1.3 1.2 1.6 4.3 2.4 1.3 3.1 2.5 1.6 2.1 断面收缩率 7.62% 8.37% 7.43% 10.82% 8.14% 7.39% 7.14% 7.06% 8.07% 8.00% 从表5-2得出，巷道顶底板最大移近量150mm，两帮最大移近量134mm，巷道断面最大收缩率10.82%；顶底板平均移近量122mm，两帮平均移近量65mm，平均断面收缩率8%。从汇总结果可以看出巷道围岩表面变形小，留巷获得成功。

4) 巷道围岩变形规律

由图5-6、图5-7可以看出，测站一和测站二围岩变形基本稳定，测站三在距工作面120m后移近量仍在增加，说明该段巷道围岩变形较大，需延长观测时间。为了得到巷道围岩变形规律，剔除了测站一、测站二观测数据中粗差数据。粗差数据主要是由于观测人员的不固定所引起的。本次观测前后共有7人参与，每个人由于读数习惯的不同，会产生粗差。并且在测量期间有时由于人员的不足，临时请井下工人帮忙测量，也会产生粗差。剔除粗差后，补充前后两天平均值作为新数据。

对数据处理后可以得到如图5-8所示的顶底板移近量与工作面距离变化曲线图。

38

160140120100806040200908070605040顶底板移近量30两帮移近量201000102030405060708090100110120130140距工作面距离(m)巷道顶底板移近量(mm)巷道两帮移近量(mm)

图5-8 巷道围岩变形与工作面距离变化曲线图

从图5-8可以看出：①在工作面后方15m范围以内，采空区侧有单体液压支柱支护(充填空间要求维持支护3天)，所以顶底板和两帮移近量小，变化较平缓②在工作面后方15~60m范围内，受到工作面周期来压的影响，围岩活动剧烈。顶底板和两帮移近量逐渐增大，移近速度较快，在30m左右处达到最大。③在工作面后方60~100m范围内，随着巷道围岩活动逐渐减弱，尽管顶底板移近量和两帮移近量仍然在增加，但移近速度都很小。④在工作面后方100m以后，由于充填体的承载作用，围岩活动基本稳定，巷道变形趋于稳定。 5.3.2 围岩深部位移分析

3个测站共观测了3个断面的顶板和煤帮的深部位移。 1)顶板深部位移规律

各测站顶板多点位移计基点位移情况如图5-9、图5-10、图5-11所示。

470460450440430420410400020406080100120140距工作面距离(m)1m270268266264262260258256254020406080100120钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)2m140距工作面距离(m)

(a)1m (b)2m

520515510505500495490485020406080100120180钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)170160150140130020406080100120140距工作面距离(m)3m4m140距工作面距离(m)

39

(c)3m (d)4m

325320315310305300295020406080100290钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)2852802752702650204060801001206m5m120140140距工作面距离(m)距工作面距离(m)

(e)5m (f)6m 图5-9测站一顶板多点位移计基点位移情况

从图5-9可以看出，2m基点的测量值在261mm附近上下波动，说明2m基点基本没有位移；1m、3m、4m、5m、6m同时在距工作面30m处突然增大(人为拉拽钢丝，破坏了基点)，后续测量值也在某一值附近上下波动，说明基点也基本没有位移。

528钢丝外露长度(mm)526524522520518020406080100120距工作面距离(m)1m746744742740738736734732730020钢丝外露长度(mm)2m406080100120距工作面距离(m)

(a)1m (b)2m

846843840837834831828825020406080100585钢丝外露长度(mm)3m钢丝外露长度(mm)5825795765735705670204m120406080距工作面距离(m)100120距工作面距离(m)

(c)3m (d)4m

410钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)4084064044024003980204060801005m9609409209008808608408200204060801006m120120距工作面距离(m)距工作面距离(m)

(e)5m (f)6m

40

100908070位移量(mm)6050403020100020406080100120距工作面距离(m)6m

(g)6m基点位移量

图5-10测站二顶板多点位移计基点位移情况

从图5-10可以看出，1~5m基点的测量值在上下波动，6m基点测量值持续减小，位移量为100mm，并且表现出与巷道顶底板相协调的变形趋势。

230钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)2282262242222202182160204060801001201m5055045035025015004994980204060801001202m140140距工作面距离(m)距工作面距离(m)

(a)1m (b)2m

394392390388386384382380020406080100120405钢丝外露长度(mm)钢丝外露长度(mm)4003953903853804m0204060801001201403m140距工作面距离(m)距工作面距离(m)

(c)3m (d)4m

448446444442440438436434020406080100120526524522520518516514512510020406080100120钢丝外露长度(mm)5m钢丝外露长度(mm)6m140140距工作面距离(m)

距工作面距离(m)

(e)5m (f)6m

41

图5-11测站三顶板多点位移计基点位移情况

从图5-11可以看出，1~6m基点都是在某一值附近上下波动，基本没有大的位移量。

综上所述，除测站二6m基点有持续的位移量外，其余测点都没有很大的变化。从图5-10(g)可以看出6m基点位移量在工作面后方60m处为70mm， 90m后基本稳定，总位移量为100mm。由于顶板粉砂岩岩层中某些区域有细砂岩薄层，所以导致只有6m基点变化，而3~5m没有发生变化。从顶板深部位移观测可以看出，充填体很好地支护了顶板，阻止了老顶的离层。

2) 煤帮深部位移规律

6050403020100020406080100120140距工作面距离(m)1m2m3m4m5m6m位移量(mm)

(a) 测站一

1009080701m2m3m4m5m6m位移量(mm)6050403020100020406080100120距工作面距离(m)

(b) 测站二

42

120100806040200020406080100120140距工作面距离(m)1m2m3m4m5m6m位移量(mm)

(c) 测站三

图 5-12 煤帮深部位移与工作面关系曲线图

测站一1~6m煤帮深部基点位移量分别为22mm，26mm， 53mm，56mm，55mm，53mm。

测站二1~6m煤帮深部基点位移量分别为 57mm，85mm，86mm，97mm，94mm，91mm。

测站三1~6m煤帮深部基点位移量分别为 89mm，85mm，115mm，101mm，110mm，107mm。

从图5-12可以看出，测站一煤帮深部位移已经趋于稳定，测站二、三位移还在增加中，需增加观测时间。从测站一可以看出，煤帮深部多点位移同样也表现出和巷道两帮相适应的变化趋势。 5.3.3 充填墙体变形分析

3个测站共观测了9个充填体 1) 纵向变形

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