小屯-沿空留巷实施方案(5.18)

贵州大方煤业有限公司

小屯煤矿16中04轨道顺槽沿空留巷技术研究

实 施 方 案

贵州大方煤业有限公司

山东科技大学

2012年5月

目 录

1 项目研究的必要性 .......................................................................................................... - 1 -

1.1 国内外沿空留巷研究的现状 ................................................................................. - 1 -

1.1.1 沿空留巷理论研究现状 .............................................................................. - 1 - 1.1.2 沿空留巷支护技术的发展历程 .................................................................. - 3 - 1.1.3沿空留巷技术存在问题及研究方向 ........................................................... - 5 - 1.2 项目研究的必要性 ................................................................................................. - 6 - 2 研究开发内容 .................................................................................................................. - 7 - 3 主要经济技术指标、项目最终目标 .............................................................................. - 8 -

3.1 主要经济技术指标 ................................................................................................. - 8 - 3.2 项目研究达到的最终目标： ................................................................................. - 8 - 4 关键技术及创新点 .......................................................................................................... - 9 - 5 研究方法与技术线路 ...................................................................................................... - 9 -

5.1 研究方法 ................................................................................................................. - 9 - 5.2 技术路线 ................................................................................................................. - 9 - 6 沿空留巷基本理论 .......................................................................................................... - 9 -

6.1 沿空留巷围岩应力分布 ......................................................................................... - 9 - 6.2 留巷侧采空区顶板的运动规律 ............................................................................ - 11 - 6.3 沿空留巷顶板控制理论 ....................................................................................... - 13 - 6.4 巷旁支护的作用 ................................................................................................... - 17 - 7 实施方案 ........................................................................................................................ - 18 -

7.1 工作面基本概况 ................................................................................................... - 18 -

7.1.1地质概况 ..................................................................................................... - 18 - 7.1.2巷道布置 ..................................................................................................... - 21 - 7.1.3采煤方法及回采工艺 ................................................................................. - 22 - 7.1.4顶板管理及支护设备 ................................................................................. - 22 - 7.1.5主要经济技术指标 ..................................................................................... - 23 - 7.2 沿空留巷支护设计 ............................................................................................... - 24 -

7.2.1掘进支护设计 ............................................................................................. - 24 -

7.2.2锚杆、锚索、墙体施工质量标准 ............................................................. - 25 - 7.2.3端头支架架后支护 ..................................................................................... - 26 - 7.2.4通风系统设计 ............................................................................................. - 26 - 7.2.5瓦斯抽放及排水 ......................................................................................... - 27 - 7.2.6砌块墙体参数设计 ..................................................................................... - 28 - 7.2.7墙体砌筑方案 ............................................................................................. - 36 - 7.2.8砌块墙临时支护布置方案 ......................................................................... - 40 - 7.2.9砌块墙体上方顶板支护控制 ..................................................................... - 42 - 7.3 墙体施工工艺 ....................................................................................................... - 43 -

7.3.1工艺流程 ..................................................................................................... - 43 - 7.3.2质量标准 ..................................................................................................... - 44 - 7.3.3应注意的质量问题 ..................................................................................... - 44 - 7.3.4质量记录 ..................................................................................................... - 45 - 7.4 沿空留巷的观测设计 ........................................................................................... - 45 - 7.4.1 观测内容 .......................................................................................................... - 45 - 7.4.2 测站布置 .......................................................................................................... - 45 - 7.4.3 观测方法 .......................................................................................................... - 46 -

7.4.3.1墙体变形观测 .......................................................................................... - 46 - 7.4.3.2墙体承载观测 .......................................................................................... - 48 - 7.4.3.3 巷道表面位移观测 ................................................................................. - 49 - 7.4.3.4 多点位移观测 ......................................................................................... - 50 - 7.4.3.5 巷道顶板压力观测 ................................................................................. - 51 - 7.4.3.6 充填体切顶及巷道维护状况观测 ......................................................... - 52 - 7.4.3.7 综采采场矿压观测 ................................................................................. - 52 - 7.5 矿压观测仪器 ...................................................................................................... - 53 - 8 可行性及可靠性分析、论证 ........................................................................................ - 53 - 9 对安全、环境、健康的影响性分析 ............................................................................ - 54 - 10 研究基础及技术条件 .................................................................................................. - 54 - 11 经济社会效益分析 ...................................................................................................... - 56 -

11.1 经济效益分析 ..................................................................................................... - 56 -

11.1.1材料成本 ................................................................................................... - 56 - 11.1.2人工效益及工资成本分析 ....................................................................... - 56 -

11.1.3运输费成本分析 ....................................................................................... - 57 - 11.1.4火工品消耗成本分析 ............................................................................... - 57 - 11.1.5增产效益 ................................................................................................... - 57 - 11.2 社会效益 ............................................................................................................. - 58 - 12 项目实施进度计划 ...................................................................................................... - 58 - 13 经费计划 ...................................................................................................................... - 59 - 14 项目组成员及分工 ...................................................................................................... - 60 -

1 项目研究的必要性

1.1 国内外沿空留巷研究的现状

1.1.1 沿空留巷理论研究现状

朱德仁提出了长壁工作面端头顶板可能形成“三角形悬板”结构的观点，人们认识到沿空留巷的矿压显现规律与采场老顶的关系，建立的采场顶板结构力学模型为人们研究沿空留巷矿压显现规律提供了启示和契机。

漆泰岳通过现场实测和理论分析，对不同围岩条件下基本顶断裂引起的整体浇注充填体的支护强度和变形能力进行了深入研究，提出了使沿空留巷巷道保持稳定的整体浇注充填体支护强度与变形的理论计算方法，并且对沿空留巷整体浇注充填体的适应性进行了研究。应用弹性基础梁理论和数值模拟证明，沿空留巷的老顶断裂不会发生在靠巷道煤帮侧的边沿的上方，而是煤层内的上方，老顶断裂深度随围岩级类的提高而加大；煤层和直接顶的刚度对护巷带的稳定性影响较大，刚度越大护巷带切顶效果越好。

涂敏运用Winker 弹性地基理论，把沿空留巷上方顶板看成弹性薄板条，建立了顶板运动力学模型，导出了顶板挠曲运动方程，分析了顶板内应力分布的特征。

孙恒虎通过相似材料立体模型实验，深入分析沿空留巷矿压显现规律，揭示了沿空留巷围岩活动的前期和后期规律，进而提出并讨论了支护前期作用和后期作用问题，指出支护前期作用对控制顶板下沉的效果是显著的，而对控制顶板平移下沉的效果不明显。前期支护应坚持以顶为主，“顶、让兼顾”的支护原则。设计支护最大载荷以前期为主。后期支护应坚持以让为主，“让、顶兼顾”的支护原则。设计支护最大变形以后期为主。

王卫军根据砌体梁理论，老顶以给定变形方式作用于沿空巷道围岩，应用能量原理分析了巷道围岩的变形机理，建立了巷道顶煤的力学模型，运用变分法对老顶给定变形下顶煤的变形进行了初步求解，并对顶煤下沉量与支护阻力、煤体弹性模量、巷道宽度的关系进行了探讨。

谢文兵在工程实践基础上，采用适合分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型，详细分析了沿空留巷围岩运动规律，系统分析了基本顶断裂位置、端头不放顶煤长度、原有巷道支护技术、充填体宽度、充填方式和充填体强度对沿空留巷围岩稳定性影响规律，得出了许多有益的结论。研究结果表明，在保证顶煤及顶

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板稳定的前提下，合理利用围岩运动规律，确定合理的充填方式和充填体强度，既能保证充填体稳定，又能达到很好的留巷效果。

华心祝从如何提高巷道围岩自承能力入手，提出了一种主动的巷旁加强支护方式巷旁锚索加强支护，建立了考虑巷帮煤体承载作用和巷旁锚索加强作用的沿空留巷力学模型，并分析了巷内锚杆支护和巷旁锚索加强支护的作用机理。利用理论分析所得结论，进行了工程实践，其研究成果为较大采高工作面沿空留巷技术提供了理论依据和借鉴经验。

陈名强认为巷旁支护的工作阻力应能承受巷道上方（包括巷旁支护及其顶板悬伸范围）相当于采厚四倍的直接顶岩石重量，承受由于支撑点和上覆岩层载荷重心不一致引起的附加载荷，承受上覆岩层破断时的动压载荷，承受由工作面上下端顶板形成的“弧三角板悬板”结构重量及其破断前移时的载荷。

吴健借鉴采场支架与围岩相互作用的研究成果，提出了沿空留巷支护系统最终承受的是冒落带岩块的静压以及巷道变形大小由裂隙带活动和稳定过程决定的观点。据此，讨论了沿空留巷的力学模型、巷旁支护载荷的计算及支架可缩量的设计。

孙恒虎根据煤层顶板特征和弹塑性力学的有关理论，将长壁工作面沿空留巷的煤层顶板简化成了层间结合力忽略不计的矩形“叠加层板”，认为沿空留巷支护载荷只与短支承边界的载荷有关。采用条带载荷法和塑性极限分析法来确定沿空留巷巷旁支护阻力，同时还提出了巷旁支护体的后期阻力的计算方法。

柏建彪研究认为，巷旁支护阻力大小应根据块体不同时期的平衡条件推导出不同时期的巷旁支护阻力的计算式，根据极限平衡梁理论给出了巷旁充填体的初期、后期阻力计算式。该算式已经涉及到了煤体对老顶的控制作用，但由于巷道围岩和老顶断裂位置等参数选定往往受人为因素的影响，所以计算结果不太合理。

世界一些主要产煤国家对沿空留巷的矿压显现、适用条件、合理支护形式及新型支护材料等都进行了大量研究，在这方面做得较多的是前苏联、德国、英国、波兰等国家。

前苏联在现场对许多专门为沿空留巷设计的支架进行了试验，并结合理论分析和实验室研究进行了各种实测工作，据报导，至1993年，俄罗斯无煤柱开采产量占80%，对不同矿区变动在60%～90%之间，在各种无煤柱护巷方式中，应用最广的是沿空留巷，占65%。

德国无煤柱开采多为沿空留巷，其传统的巷旁支护多采用木垛、矸石带等，60年代

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末德国根据本国资源特点，研究成功了采用石膏、飞灰加硅酸盐水泥、矸石加胶结料等低水材料作为巷旁充填，有效地减少了重型支架和巷道的变形，从而实现14～18 m2断面巷道第二次利用，且不需修理，取得了良好经济效益。目前，该国有1/2～2/3的沿空留巷采用这项技术。而且，德国在埋深800～1000 m的煤层开采中成功地运用了沿空留巷技术，并通过实测得出了预计留巷移近量的经验公式。

英国煤层普遍较薄，多用沿空留巷，巷旁支护多采用矸石带，并研制出了矸石带机械化砌筑装置。同时，在提高矸石带强度方面进行了不少探索，研制成功不同胶结物的胶结矸石带。1979年在井下试验成功了高水材料巷旁充填，随后有了迅速的发展，高水材料充填己占全英巷旁充填的90%左右。

波兰无煤柱开采应用较多的是沿空留巷，在前进式或后退式采煤时都用单巷准备，沿空留巷应用于走向开采或倾斜开采根据备件而定。沿空留巷一般巷内支护采用金属可缩性支架，巷旁支护使用充填带、矸石带或混凝土墩柱等。 1.1.2 沿空留巷支护技术的发展历程

根据沿空留巷巷内和巷旁支护方式，我国沿空留巷技术的发展历程，大致可分为以下四个阶段。

第一阶段，20世纪50年代起，在煤厚1.5m以下的煤层中尝试着用矸石墙作巷旁支护，巷内主要采用木棚支护，其存在着矸石的沉缩量大、巷内支架变形严重、维护工作量大、工人垒砌矸石的工效低、劳动强度大、安全性差等问题，其应用范围受到极大限制。

第二阶段，20世纪60年代至70年代，在1.5~2.5m厚的煤层中应用密集支柱、木垛、矸石带、砌块等作为巷旁支护，巷内多采用木棚、工字钢梯形支架支护，沿空留巷取得了一定成功，并得到了一定程度的应用。

第三阶段，20世纪80年代至90年代，在大力推行综合机械化采煤后，随着采高不断增大，我国煤矿工作者在引进、吸收国外的沿空留巷技术的基础上，发展了巷旁充填护巷技术，巷内多采用U型钢可缩性金属支架。90年代初期，沿空留巷理论与技术有了较大的发展，但由于巷内支护大多为被动支护，加之巷旁充填技术还不完善，其支护技术难以适应大断面沿空留巷的要求，在90年代中后期，沿空留巷技术应用范围又呈减少趋势。

第四阶段，21世纪以来，随着锚网索支护技术的推广应用和巷旁充填技术的不断完

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善，我国在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究，如潞安矿务局常村煤矿S2-6综放工作面，巷内采用锚梁网索联合支护，巷旁支护运用高水材料充填加上空间锚栓加固网技术，进行综放大断面沿空留巷试验，并取得初步成功。

我国沿空留巷发展始于20世纪50年代，首先在一些薄煤层开采中用矸石带代替煤柱作为巷旁支护用，如淄博、鸡西、本溪、双鸭山、枣庄、峰峰等矿区薄煤层中都有应用。但由于矸石的沉缩量大，不能与巷内支架相匹配，使得巷内支架变形严重，维护工作量大，并没有形成完整和系统的无煤柱开采技术体系。

20世纪60、70年代在中厚煤层应用密集支柱、木垛、砌块等作为巷旁支护取得一定成效，但这些方法又各有优缺点。例如，平顶山一矿在丁组中厚煤层，沿空留巷采用密集支柱及抬棚作巷旁支护，巷内支架应用工字钢打立柱加强支护试验取得成功。此阶段沿空留巷的研究是以实测为基础的宏观规律描述阶段，主要是在现场实测沿空留巷围岩变形，支架载荷和与回采工作面距离关系的基础上，根据实测曲线从宏观角度描述具体地质条件下沿空留巷的矿压显现规律。该阶段的主要成果是，比较正确地描述了沿空留巷的若干矿压显现规律，总结出了当时在顶板中等稳定、底鼓不严重的薄及中厚水平煤层及缓斜煤层条件适用的沿空留巷开采技术。其缺陷是，尚不能正确预测不同地质条件下沿空留巷的矿压显现特征，当条件改变时，就需要重新试验，形成了试而再试的经验研究模式，使沿空留巷中的很多基本问题都未得到解决 。

在20世纪80年代，随着我国煤矿大力推行综合机械化采煤后，随着采高不断增大、工作面推进加快、巷道顶底移近量增大，我国煤矿工作者在引进、吸收国外的巷旁充填技术的同时，发展了高水巷旁充填护巷技术。但高水充填材料强度低、强度增加慢、易风化碎裂，墙体难以承受采动引起的动压影响，巷道难以维护。高水充填材料的性能差加之充填速度无法紧跟快速推进的工作面，不能实现与高产工作面同步推进，因此，此项技术的应用受到了很大的制约。

20世纪90年代以来，我国有些学者在厚煤层综放工作面进行了一些沿空留巷研究，如潞安矿务局常村煤矿综放工作面，巷内采用锚梁网索联合支护，巷旁支护采用高水材料充填加空间锚栓加固技术，成功地进行了综放大断面沿空留巷试验。

对我国五十年代以来的沿空留巷成果进行分析，得出以下结论：

（1）在回采工作面后方附近，由于裂隙带岩层取得平衡之前的急剧沉降，引起巷道顶板在短期内剧烈下沉。一般情况下，沿空巷道顶板下沉速度工作面后方10~20 m 处最

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大，工作面附近沿空留巷维护比较困难。

（2）随着煤层厚度的增加，巷内支护可以选用锚杆支护，但最好配合使用工字钢或U型钢可缩性支架进行支护，因为巷内支架对巷旁充填体的稳定性有一定的保护作用。

（3）沿空巷道的顶板往往明显向采空区方向倾斜，倾角一般为3°～6°。如果直接顶冒落能够填满采空区，则老顶处于平衡状态，采动期间沿空留巷的顶板下沉量与煤层采厚成正比关系，一般为采高的10%~20%，基本上属于“给定变形”。

（4）当煤层厚度小于3.0 m 时，沿空留巷效果较为理想的巷道一般直接顶岩性为页岩、泥岩、砂质页岩等岩层，而且直接顶厚度较大，巷旁支护方式普遍采用整体浇筑式充填带维护巷道，留巷效果理想。

（5）如煤层上部覆盖自身不能平衡的坚硬岩层，则需设置强力的切顶支架，甚至人工挑顶，为老顶平衡创造条件。否则，沿空留巷的顶板下沉量可能显著增加，甚至沿煤帮切顶。

1.1.3沿空留巷技术存在问题及研究方向

到目前为止，我国在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索，积累了丰富的经验，从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。但是，由于我国煤矿地质条件多样，沿空留巷围岩控制机理研究复杂、巷旁支护技术还不十分完善，在沿空留巷技术研究与应用中仍存在着不足之处，目前在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一定问题。

①支护设计思路问题。以往采用沿空留巷技术，支护设计思路不合理，大多将工作面回采前的巷道掘进与回采后的留巷相互独立，没有统筹考虑，没有将沿空留巷视为一项系统工程，如在对需要保留的巷道掘进前，进行巷道支护形式选择和支护参数设计时，没有预先考虑后期沿空留巷技术的需要，从而导致沿空留巷后巷内支护体强度不能满足两次采动影响的要求、巷内支护与巷旁支护不匹配，使留巷效果达不到预期目标，甚至失败。

②巷内支护问题。大量理论研究和生产实践表明，如何提高巷道围岩强度，并正确选择合适的巷内支护方式是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着综采、综放采煤技术的发展，工作面采高逐渐加大，由于工作面一次采出的煤层厚度增大，上覆岩层活动程度及波及的范围相应增加，回采巷道压力随采高的增加而增加，以及已采区和工作面采动引起的支承压力的叠加作用，使巷道围岩应力增加，使得工作面超前支承压力

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影响距离加大，矿压显现剧烈，沿空留巷的顶板下沉量随开采厚度增加而增大，在工作面前方附近，巷道断面收缩率较大，若不采取合理的巷内支护方式将所留巷道的变形控制在一定的范围内，则很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用。以前国内沿空留巷巷内支护多采用金属支架，属被动支护，即使加大型钢重量、减小棚距仍难以维护所留巷道的稳定，因此有必要采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式。

③巷旁支护问题。巷旁支护作为沿空留巷的一个技术难点，在我国一直没有得到很好地解决。传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火。所以，长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中采用这种方式留巷成功率不高，大部分留巷需要翻修方可复用。传统的巷旁支护方式只适用于中厚以下煤层的低瓦斯矿井和无自然发火倾向的煤层。高水速凝材料与高水灰渣材料巷旁充填、硬石膏等风力充填，都需要建立一套较为复杂的充填系统，而且充填设备性能不佳、充填材料成本较高。

④沿空留巷理论研究问题。沿空留巷与一般的回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈，它是一项极其复杂的工程技术，但到目前为止，对沿空留巷围岩控制机理研究不够深入，对沿空留巷所处的应力环境及其矿压显现规律掌握不够，构建的沿空留巷受力模型还不完善，还没有一套行之有效的沿空留巷支护参数设计方法，不能很好的指导沿空留巷工程实践，从而带来以下两种后果：一是因缺乏理论上的正确指导，在沿空留巷支护设计时，认为安全系数越高越好，造成不必要的经济损失；二是在沿空留巷设计时，常因巷内支护和巷旁支护参数选择不合理而导致留巷失败，影响正常生产和煤矿安全，并造成重大的经济损失。

1.2 项目研究的必要性

沿空留巷技术是一项煤矿先进、绿色的开采技术。取消了维护巷道的煤柱，提高了煤炭资源采出率、充分利用合理开发煤炭资源、延长矿井服务年限、有利于矿山可持续发展；变掘巷为留巷，减少巷道掘进量、降低了冲击地压和瓦斯突出的危险性、有利于矿山的安全生产；缩短了准备时间，缓解采掘接替矛盾、提高了矿山的生产效率；不留煤柱，取消孤岛工作面及缩短搬家时间、减少了集中应力的影响、有利于防止发火，实现矿井安全生产和提高矿井技术经济效益，其社会效益也十分显著。

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沿空留巷技术可以实现 Y 型通风方式，是治理工作面瓦斯超限难题的有效途径。随着高瓦斯煤矿的逐渐开发，瓦斯问题会越来越严重。近年来，虽然通过采取瓦斯抽放等各种上隅角瓦斯积聚防治措施可以减轻上隅角的瓦斯积聚，但是由于采空区涌出的大部分瓦斯都在这里积聚，仍容易在工作面上隅角聚积瓦斯，严重限制和影响工作面生产能力的提高和安全生产。随着小屯煤矿采掘工作不断延深，产量的不断增加，采掘工作面瓦斯涌出量会逐渐增长，回采面上隅角的瓦斯积聚将不仅限制采掘设备生产能力和生产效率的进一步提高，而且严重危及到工作面作业人员的生命安全。因此，高瓦斯回采面瓦斯超限的防治已成为目前高瓦斯矿井安全高效生产中迫切需要解决的难题。

小屯煤矿为兖矿集团贵州能化大方煤业有限公司新建的现代化矿井，一期设计生产能力为60 万 t/a，小屯矿首采区分为南北两翼，根据勘探资料其中北翼上部煤层赋存变化很大，存在多处不可采点，并且南翼工作面向下逐渐增长，北翼下部工作面比南翼较短，两翼跳采接续困难。沿空留巷布置巷道能极大缓解采掘接替紧张状况，提高煤炭资源回收率，避免巷道掘进中治理瓦斯以及出现瓦斯事故，保证矿井均衡生产。且开采煤层为高瓦斯煤层，为了解决工作面上隅角瓦斯超限问题，保障工作面作业人员的生命安全，缓解采掘接替紧张状况，尽快实现矿井达产，取消孤岛工作面，提高煤炭采出率等一系列问题，经研究决定在小屯煤矿16中04综采工作面轨道顺槽试验沿空留巷。

小屯煤矿一采区16中04工作面位于+1390m 水平，工作面煤层标高+1394～+1448m，地面标高+1680～+1840m。16中04工作面运输顺槽作为贵州大方煤业有限公司小屯煤矿的首条沿空留巷试验巷道，属于典型高瓦斯煤层巷道沿空留巷问题，目前国内尚没有关于此类相似条件下沿空留巷的公开报道。因此开展此类条件下沿空留巷顶板控制技术研究很有必要。它不仅能够有效解决小屯煤矿及贵州能化各矿的一系列问题，且对于在我国山区浅埋煤层高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井推广该项沿空留巷技术，加快复杂瓦斯地质煤层高产高效工作面建设，保障矿井安全生产，提高矿井经济效益，保证煤矿开采健康可持续发展等具有重大意义。

2 研究开发内容

（1）工程地质调查研究及评估

（2）其它煤矿相似地质条件的沿空留巷运用调研

（3）利用矿山压力砌体梁理论，计算沿空留巷顶板矿山压力；

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（4）利用顶板运动规律和支护控制理论进行沿空留巷技术的开发设计：包括①巷旁支护阻力、支护强度、支护参数的计算设计；②混凝土砌块墙位置、尺寸、形状、承载能力的设计；③开发设计保留巷道的顶板锚网索支护方案和顺槽加强支护方案；④设计开发一个巷旁混凝土砌块墙的错缝纵码砌墙技术；⑤设计开发一个简单、安全、可靠、不影响综采推进速度的施工工艺方案；沿空留巷断面缩进率在25%以内，通过简单修复达到使用要求。

(5)利用混凝土力学理论和实验方法，实验研制一种沿空留巷墙体的混凝土砌块，混凝土砌块强度达到C30，强度保证率95%；混凝土砌块墙体抗压强度达到8MP以上，施工速度适应综采工作面推进速度；

（6）现场观测及实施效果分析

3 主要经济技术指标、项目最终目标

3.1 主要经济技术指标

（1）沿空留巷通过简单修复能达到使用要求； （2）沿空留巷施工速度适应综采工作面推进速度； （3）施工工艺简单、安全、可靠； （4）留巷成本不超过新掘巷道成本； （5）提高煤炭资源回收率；

（6）留巷缩短16中06综采面的准备时间，缓解采掘接替矛盾。

3.2 项目研究达到的最终目标：

项目研究的最终目标是保证沿空留巷成功，少掘一条巷道，实现无煤柱开采，缓解回采接续紧张的矛盾，利于防火、防瓦斯和防冲击地压，实现安全生产。具体包括：

（1）具有合理的充填方式和充填参数；

（2）可靠的顶板控制方案，保证砌块墙上方的顶板完整； （3）简单易行的充填工艺，对回采不造成大的干扰和影响； （4）具有安全可靠的充填空间临时支护。 项目研究的总体水平拟达到国际先进的水平。

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4 关键技术及创新点

（1）沿空留巷顶板锚网索支护设计； （2）巷旁支护阻力和支护强度的计算； （3）混凝土砌块充填材料及强度实验研究； （4）砌块充填工艺及设备研究；

（5）砌块模具设计和砌块充填位置的支护方式。

5 研究方法与技术线路

5.1 研究方法

本项目采用调研、调查、理论研究、试验、实测等研究方法。

5.2 技术路线

工程地质调查评估→沿空留巷应用调研→理论研究→数值模拟→实施方案设计、论证及确定→工业性试验→效果验证、对比→进－步优化→推广应用。

6 沿空留巷基本理论

6.1 沿空留巷围岩应力分布

众所周知，用垮落法开采时，采空区顶板岩层从下向上一般会出现垮落带、裂隙带和弯曲下沉带。采用长壁工作面采煤时，沿回采工作面推进方向，垮落带岩层处于松散状况，上覆岩层大部分呈悬空状态（图6.1 中的Ⅲ和图6.2），悬空岩层的重量要转移到工作面前方和采空区两侧的煤体上。此时采空区为低于原岩应力 γH 的应力降低区（图 6.1和图6.2 中 C），在工作面前方（图6.1中 B）和采空区两侧的煤体（图6.2 中 B）上，出现比原岩应力大得多的增高应力（ KγH），称为支承压力。回采引起的支承压力，不仅对沿空留巷围岩的稳定性造成很大危害，而且也严重影响布置在回采空间周围的底板岩巷和邻近煤层巷道。在回采引起的侧向支承压力作用下，沿空留巷巷帮煤体将会向巷道空间发生强烈位移，甚至会导致煤壁失稳。因此，研究支承压力的控制问题，减轻支承压力的危害和影响，以改善巷道维护状况有着极其重要的意义。

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图6.1 回采工作面前后方的应力分布

Ⅰ—工作面前方应力变化区；Ⅱ—工作面控顶区；Ⅲ—垮落岩层松散区；Ⅳ—垮落岩石逐渐压缩区；Ⅴ—垮落岩石压实区

A—原岩应力区；B—应力增高区；C—应力降低区；D—应力稳定区

图6.2 采空区两侧应力分布

Ⅰ—垮落带；Ⅱ—裂隙带；Ⅲ—弯曲下沉带 A—原岩应力区；B—应力增高区；C—应力降低区

回采工作面后方，随着采空区上覆岩层沉降，垮落岩石逐渐被压缩（图6.1中Ⅳ）和压实（图6.1中Ⅴ），垮落带和底板岩层的压力恢复到接近原岩应力γH（图6.1中D），采空区两侧煤体的应力随之逐渐降低并趋向稳定。所以，煤体上的支承压力，应力增高系数K，是随巷道某地段离正在推进的回采工作面的距离及采动影响时间的延续而变化的。

沿回采工作面推进方向，回采空间前后的应力分布（图6.1）与两侧煤体的应力分布（图6.2）有密切关系，它们反映了采动引起的应力重新分布的基本状况，对研究沿空留巷的维护十分重要。研究采空区上覆岩层的运动破坏引起的煤体上载荷增长、衰减和趋

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向稳定的过程，以及各个应力区的分布范围和持续时间，是沿空留巷围岩控制的重要依据。

在采动影响下，沿回采工作面推进方向，巷道顶板上方所受的垂直应力，随着与工作面的距离和时间不同而发生很大变化，一般都出现三个应力区，即远离工作面的前方，为未受采动影响的原岩应力区（图6.3中A）；在工作面附近和前后是受采动影响的应力增高区（图 6.3中 B）；在远离工作面后方，是采动影响趋向稳定的应力稳定区（图6.3中D）。应力增高区 B由应力渐增、强烈和衰减三部分组成。在一般情况下，巷道围岩变形速度的变化情况与其所受的应力分布基本上是一致的。

图6.3 沿空留巷在回采工作面前后方的应力分布 A—原岩应力区；B—应力增高区；C—应力稳定区

回采工作对沿采空区保留的巷道(沿空留巷)的影响，实质上是在巷道周围形成了高应力场，从而改变了巷道受回采影响之前的应力状态，致使巷道的围岩应力再一次重新分布，塑性变形区扩大和周边位移显著增长。这个高应力场是变化的、不均匀的，它主要取决于巷道离采煤工作面的距离、周围的采动状况，如巷道仅一侧采动还是两侧均已采空，附近正在回采还是采动己趋稳定，以及巷道与采空区边缘的距离，即巷旁砌块墙体的宽度等。

6.2 留巷侧采空区顶板的运动规律

研究表明，回采工作面推过后，按时间划分，顶板活动可划分为三个时期，即前期活动、过渡期活动和后期活动。

煤炭被采出，相当于撤出了上覆岩层的部分支座，导致了上覆岩层应力的重新分布。岩层应力分布的特征是哪里支护刚度大，分布到哪里的载荷就大，称为应力重新分布的

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“集硬效应”。其结果是在采空区上方顶板中产生卸载空间，采空侧边界上覆岩层形成加载空间。卸载空间达到一定限度将产生垮落，垮落是自下而上发展的，最下位岩层(或岩层组)首先垮落称为初次垮落，其上位岩层的垮落称为后继垮落。另外，要使岩层沿支护外侧—采空区侧切断，岩层未出现可见破断裂隙时，及时架设支护比岩层已经形成明显裂缝时再支护所需要的支护阻力小。从而表明，及时支护要求的切顶力小。支护对后继垮落所产生的影响是通过已垮落岩层的残留顶板传递的，这种影响与后继垮落的先后次序有关。次序越排前受支护的影响相对越明显，反之，越不明显。在固定边界处，前后垮落的岩层形成的一个“倒台阶”，即后序垮落边界总是在前序垮落边界的外侧。

把上覆岩层的这种自下而上的垮落过程称为前期破坏活动。通过改变边界支护方式能够改变下位岩层（尤其初次垮落岩层）的垮落边界位置，进而改变整个垮落线的位置。这种特点是研究沿空留巷支护对围岩前期作用的重要依据。

随着垮落层位的不断提高，固定边界已垮岩层残留边界由承载状态转入了加载状态。当加载达到一定程度，即达到下位岩层整个残留边界的总极限承载能力时，残留边界就会产生过渡期破断，过渡期破断不同于前期破断，除下位冒落带所对应的那部分的岩层之外，其余岩层都受到前期破断岩层结构和未垮岩层的夹持作用，下沉受到制约。过渡期破断的破断线不是一条，而是多条且分布在一个区域上。

由于前期垮落的岩层已受到一定程度的压实，并在边界处形成了稳定结构，这种边界结构构成了过渡期破断岩层的“支座”。当这种支座的刚度等于或大于煤体的刚度时，上覆岩层的下沉将以平移甚至反转的形式下沉。上覆岩层的这种下沉会加剧煤帮的挤出，增大底鼓量。

随着“过渡期垮断”的发展，已经稳定的岩层上方平衡的未垮岩层还会失去平衡，产生下沉。把上覆岩层的这种活动叫做上覆岩层的“后期活动”，后期活动会加剧沿空留巷上覆岩层的平移下沉以及巷道煤帮的挤出，使巷道煤帮内的支承压力范围加大。巷道支护（包括充填体支护）顶不住由于岩层后期活动而引起的平移下沉。在后期活动过程中，改变支护阻力的大小，对上覆岩层的平移下沉几乎没有影响。平移下沉具有“给定变形”特点，此时支护载荷完全取决于有效支护刚度的大小，有效刚度越大，载荷也越大，将这个规律称为“硬支多载规律”。

分析表明，设计沿空留巷最大支护载荷主要以上覆岩层的前期规律为依据。设计沿空留巷最大支护变形主要以上覆岩层后期活动规律为依据。

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6.3 沿空留巷顶板控制理论

6.3.1 煤巷顶板的预应力结构理论

传统的支撑式巷道支护是从围岩外部承受围岩压力，而锚杆则是在围岩内部进行加固，形成了“围岩—锚杆”的整体承载结构，并充分发挥围岩的自承能力。这是关于锚杆支护的经典论述，但整体承载结构的形成不是没有条件的，大多数普通锚杆(无初锚力或初锚力极低)和围岩不能形成承载结构。

巷道开挖后在围岩很小变形时（约在破坏载荷的25%以下），脆性特征明显的岩体就出现开裂、离层、滑动、裂纹扩展和松动等现象，使围岩强度大大弱化。如果巷道开挖后立即安装锚杆，但未施加预拉力，由于锚杆极限变形量大于围岩极限变形量，又由于各类锚杆都有一定的初始滑移量，因而锚杆不能阻止围岩的开裂、滑动和弱化。只有当围岩的开裂位移达到相当的程度（在钢筋混凝土中达到极限载荷60～75%）以后，锚杆才起到阻止裂纹扩展的作用，这时围岩已几乎丧失抗拉和抗剪的能力，加固体的抗拉和抗剪能力主要依赖于锚杆。也就是说，这里围岩和锚杆不同步承载，先是围岩受力破坏，达到一定程度，锚杆才开始承载，在开采深度不大和非强烈构造应力区，这种矛盾常常不突出，支护的成功掩盖问题的实质。如果在安装锚杆的同时，立即施加足够的预拉力，不仅消除了锚杆支护系统的初始滑移量，而且给围岩一定的预压应力，改善围岩的应力环境：对于受拉截面来说，可以抵消一部分拉应力，从而大大提高抗拉能力；对于受剪截面，由于压应力产生的摩擦力，大大提高了加固体的抗剪能力。因此及时施加预应力直接避免巷道围岩过早出现张开裂缝，可以大大减缓围岩的弱化过程，岩体利用自身强度及时参与承载过程，即形成整体承载结构，保证了巷道的长期稳定。

如果施加的预应力合适，可以保证围岩和锚杆结构同步承载，即形成整体的承载结构，这就是煤巷预应力结构理论的实质，即通过支护构件主动施加一种作用力，从而使围岩和支护构件在掘巷之初即能够共同承载的结构。预应力结构的形成对于控制深部巷道围岩的长期流变效应至关重要。 6.3.2 巷道围岩应力场优化理论

在宏观区域应力场已确定的情况下，只有从巷道所处的周围岩层环境中去降低其应力强度，即从微观应力场的角度改善巷道周围岩层的应力强度，使巷道处于相对有利的维护环境。要达到这一效果，只能通过支护手段改善这个微观应力场。研究和实践表明，

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巷道周围岩体相对破碎，采用超强锚杆通过施加高预应力及高刚度附件，最大程度的挤压紧固巷道围岩，消除围岩中的弱面和空隙，提高岩层的整体承载强度，形成具有一定强度和刚度的承载层，并使得上覆岩层的垂直应力向巷道两侧深部岩层转移，同时有效抵抗和平衡巷道周围水平高应力对围岩的剪切作用，有效改善巷道周边微观应力场，优化围岩浅部应力环境，促使围岩由两向应力状态向三向应力状态转化，这是巷道周边围岩微观应力场优化的最有效手段。 6.3.3 锚杆承载性能强化理论

当巷道周围层状岩体受到采掘工程影响后会产生两方面的反应，一是由于各个岩层的刚度不同产生沿垂直层面方向上的离层膨胀，二是沿层面方面的相对剪切滑移。如果支护不力巷道就会产生两种变形：即巷道围岩的结构变形和岩层的松动扩容变形。理论和实践观测表明，结构变形通常占整个变形的40%，而松动扩容变形则占到整个巷道变形的60%。巷道的开挖使得围岩原始应力场遭到破坏，围岩自身的自组织功能使得围岩相互影响和作用，岩层发生一定的结构变形是在所难免的，结构变形只要发生在一定的范围和尺度内，围岩整体结构就稳定，这种结构变形可以通过锚索和桁架支护技术得到控制。而岩层的松动扩容变形主要发生在巷道浅部围岩，是由于卸荷作用造成的，如果得不到及时有效的支护这种扩容变形将很快演变为围岩的破裂和垮冒，只有通过提高围岩的初始支护强度这种松动扩容变形才能得到有效控制。

研究表明，当锚杆的预紧力达到70～80kN时，围岩的浅部松动基本可以消除。研究认为，初期施工锚杆的支护强度(预紧力)与巷道围岩的松散扩容变形之间的关系有如图6.4的定性定量关系：当锚杆的初始支护强度小于0.1MPa 时，松散变形随初始支护强度的增大下降速度很大；初始支护强度界于0.1～0.3MPa 时，松散变形随初始支护强度的增大下降速度相对减小，但仍在明显下降；而当初始支护强度超过0.3MPa 时，松散变形随初始支护强度的增大基本没什么变化。因此可见，煤巷锚杆支护锚杆对围岩的初始支护强度应达到0.3MPa。按照目前锚杆通常的间排距布置方式，每根锚杆的预紧力应在100kN左右才能保证实现这个效果。而目前大多数情况下锚杆仅有20～30kN的预紧力，是远远不够的。

因此，煤巷锚杆支护技术的发展已经不再单纯强调锚杆的强度，综合强化锚杆支护的承载特性是锚杆支护的发展方向，其本质是促使其锚杆支护特性曲线具有及时早强增阻的特性，如图6.4所示。

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图6.4 扩容变形与初始支护强度之间的关系 图6.5 支护阻力与围岩变形关系 典型的支护围岩特性曲线如图6.5曲线1所示，巷道围岩压力随围岩变形而急剧衰减，适当滞后支护可以释放一定的围岩压力，但支护的滞后常常产生松动变形。通过及时支护的高预拉力锚杆提供初期的支护阻力消除掘巷煤岩体松动变形，通过高刚度的护表材料及锚杆附件，促使锚杆在后续围岩变形过程中实现高增荷特性，很快达到较高的工作载荷，限制后续的围岩变形，锚杆工作荷载如图中曲线4 所示，实现了及时、高初锚力、高增荷特性，进而达到高工作荷载，可以控制留巷巷道在掘进期间的变形；锚杆工作荷载如图中曲线3 所示，锚杆施工安装时间滞后一些，增荷速度低一些，最终形成的工作荷载也有降低，掘巷期间的围岩变形就大一些，这是目前支护实践常见的现象；锚杆工作荷载如图中曲线2 所示，支护在围岩充分松动变形以前不起作用，壁后很空、和围岩接触不好的U 型钢支护类似这种状况，掘巷期间围岩变形很大，留巷时顶板松动、离层，极易在实施留巷充填时垮冒，常常需要先期注浆固结顶板区域，施工难度大，巷道变形严重，留巷困难。

沿空留巷支护经历强烈动压影响并长期维护，对掘巷阶段的变形控制提出了更高的要求，必须实现上图中曲线4 的工作特性曲线，即以高强锚杆为基础以高预紧力为核心的“三高”锚杆支护才能满足沿空留巷对支护的要求：

①高预拉力：锚杆预拉力(或称初撑力)的大小对顶板稳定性具有决定性的作用。当预拉力大到一定程度时，锚杆长度范围内和锚杆长度以上的顶板离层得以消除。同时顶板的垂直压力被转移到巷道两侧岩体深部，巷道两侧附近岩体的压力减小，片帮现象缓和。通过高预拉力实现承载性能的强化。

②高刚度：保持初始工作载荷则依赖于护表材料的性能，锚杆载荷向围岩的扩散和增荷速度依赖于增大护表构件的刚度，因此护网、托盘和钢带的抗变形能力必须进一步加强，并适应强动压影响，达到高增阻限制变形的工作状况。

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③高强度：由于强烈动压影响，高预拉力锚杆荷载增加很大，杆体及配套螺母、托盘强度必须适应动压大变形的特点， 在高预拉力的基础上，进一步实现高阻让压的工作状态，限制围岩变形。 6.3.4 破裂围岩体强度强化理论

煤层巷道围岩强度一般都较低，开挖以后必然产生一定程度的破坏，浅部的围岩处于低围压破裂状态，承载能力很低，在根本上决定着巷道围岩的稳定性，只有对巷道周围低围压破裂岩石进行有效加固，才能提高巷道围岩的承载能力和稳定性。通常采用锚杆和注浆两种方式进行加固。

1）锚杆加固：围岩强度强化原理揭示了锚杆支护对锚固范围岩体峰值强度和残余峰值强度的强化作用以及对锚固体峰值强度前后的C 、D 、E 等力学参数的改善，分析了锚固体强度强化后对巷道围岩塑性区和破碎区的控制程度。

在巷道周边低围压条件下，岩体强度随围压的逐步增大而呈急剧增长趋势，所以，要想提高破碎岩体的承载强度，就必须增大其围压，从岩层内部增大其承载能力。相对被动作用的U 型棚支护，主动作用的锚杆支护就是早期快速增大围压的最有效方式。在破裂岩石中安装锚杆之后，改善了破裂岩体的应力状态，其承载性能明显增大，破裂岩体中采用锚杆加固具有几个方面的作用：①从结构面剪切破坏角度分析，锚杆加固具有抗剪阻滑的作用；②从脆性断裂强度理论分析，它具有降低裂隙间应力强度因子，阻碍裂隙扩展的作用；③从节理岩体的岩桥强度理论分析，它具有增强节理岩体的裂隙前缘岩桥的断裂韧度的作用，使裂隙断裂扩展力不仅要克服岩桥的阻力，还要提供锚杆索的桥联作用，因而阻止了裂隙进一步的扩展和贯通。

2）破裂岩体的注浆加固：破裂岩体表现出明显的结构效应，在滑移变形过程中破裂岩体产生显著的剪胀现象，随时间延续表现为强烈的体积膨胀。在高地应力作用下，开掘导致的应力状态转化过程（由三维向二维转化）中巷道岩体大范围破坏，同时巷道轴向约束并未因开挖而产生较大改变，这就导致了破裂岩体向巷内自由面变形，破裂后围岩主要受结构面控制，表现为沿结构面向低约束方向的滑移，因此巷道易发生顶板冒落和底鼓。另一方面破裂岩体在低围压下强度低、变形大，对深部围岩的约束压力较小，高地应力或动压作用下深部岩体进一步破坏，形成渐进破坏的动态循环，变形持续扩大，因而破裂岩体性质决定了高地应力软岩巷道的大变形特征。注浆固结较破裂岩体后其强度和抗变形性能明显提高，因此在掘巷导致的围岩破裂圈基本形成后，对其进行注浆加

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固，可以大大提高围岩承载力，改善围岩稳定性，同时注浆固结体良好的适应变形的能力，使其在相当大的变形范围内保持承载能力。实践表明，适时滞后注浆控制围岩效果显著，但由于水泥类材料与岩体的低粘结性能，注浆固结体并未从根本上改变破裂岩体的力学性能，它们的破坏形式和变形性能与含弱面的裂隙岩体类似。固结体强度较完整岩石仍相差较大，掘巷后即开展注浆不仅由于围岩破裂不充分，渗透性差而导致注浆困难，同时高地应力场中强烈的围岩应力调整也会将固结岩体破坏而失去加固作用，即注浆固结体的承载和变形能力仍是有限的，常由于采动影响和工程扰动而遭到破坏。因而利用注浆加固技术能够在一定程度上控制巷道围岩变形，但必须把握滞后注浆时机，并与其它支护技术相结合。 6.3.5 巷道围岩结构强化理论

①顶板的安全控制：通过高性能预拉力锚杆的高张拉力支护，完全克服松动岩体的自重，阻止了围岩的进一步松动，消除岩体松散变形，改善锚杆增阻性能，提高锚杆的支护能效；小孔径预拉力锚索则可以充分利用深部围岩的强度和稳定性，增大锚固范围，消弱层状顶板的剪切破坏作用，消除顶板的渐次离层和垮冒；利用巷道的特殊围岩结构和帮角稳定围岩区，采用小孔径预拉力钢绞线桁架系统强化顶板承载结构，确保顶板结构稳定。

②弱化区的补强：煤巷围岩层状赋存，两帮煤体是天然的软弱部位，由于赋存的不均匀性，煤巷客观上存在弱化区，必须针对性补强，减弱或控制这些区域的松动变形破坏，维护巷道围岩的整体承载性能。

③关键承载区的加强：在深井高地应力区开挖巷道，在采动应力场、湿度应力场和岩体结构的共同作用下，围岩由整体性压缩向局部性扩张转化，直到新的动态平衡，这些局部性扩张转化的区域就是关键承载区，比如顶板的中部、不规则断面的高帮中上部位等等。在这些关键承载区的动态变化过程中，巷道围岩力学行为和各个方面均表现出相应的特殊而复杂的特征。必须强化关键承载区的支护强度，促成支护围岩整体承载结构的形成或强化，以多层次的联合支护来实现支护体和围岩间的主动和被动的相互作用。

6.4 巷旁支护的作用

巷旁墙体砌筑随回采工作面的推进而间续逐段实施，其作用与工作面后方沿空留巷侧向顶板运动规律密切关联。顶板前期活动阶段以旋转下沉为主，来压强度较小，充填

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体的作用力主要是平衡巷道上方直接顶及其悬臂部分岩层的重量。为保持巷道顶板的完整性，增加直接顶的自稳能力，要求充填体与巷内支护共同作用，保持直接顶与老顶的紧贴。

顶板岩层过渡期活动阶段，老顶破断、失稳、旋转下沉剧烈。由于直接顶及一定范围内的老顶垮落破碎，体积增大，充填采空区后，减少了冒落矸石与老顶之间的间隙，为老顶形成稳定结构提供了条件，但在老顶岩块的“大结构”形成之前，充填体应具有足够的可缩量以适应老顶的回转，通过适当的下缩让压，充分发挥围岩(老顶岩梁及冒落矸石)的承载能力，这也是支架围岩共同作用的体现；同时，充填体还应具有足够的支护阻力参与顶板运动及平衡，以缩短过渡期顶板剧烈活动的时间，减缓留巷顶板过大的下沉量。

老顶岩块形成“大结构”后，顶板岩层进入后期活动阶段，充填体的作用是维持老顶“大结构”的稳定，其临界支护阻力为平衡冒落带对应范围内的岩层的重量。近期的研究表明，当充填体早强，刚度大，承载能力高时，能够适应“硬支多载”的顶板下沉规律时，反过来可以促成基本顶沿充填体边缘切顶，使侧向顶板及时及早垮冒，从而形成对巷道维护有利的外部结构环境，减缓巷道的动载，沿空留巷很快进入稳定状态，因此早撑、早强、大刚度的巷帮砌块墙体是沿空留巷的关键技术。

7 实施方案

7.1 工作面基本概况

根据小屯煤矿生产接续及现场实际情况，选择16中04综采工作面轨道顺槽作为沿空留巷的工业试验巷道，留巷成功后作为16中06工作面的运输顺槽。16中04工作面及轨顺的基本条件如下。 7.1.1地质概况

（1）地面相对位置及邻近采区开采情况 回采工作面相对位置如表7.1所示。

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表7.1 回采工作面相对位置

水平名称 +1390水平 采 区 名 称 一采区 地面标高（m） +1680～+1840 地面位置 工作面煤层底板标高（m） +1394～1448 工作面切眼运输顺槽端位于元丰村S32°W方向282m处；切眼轨道顺槽端位于元丰村S17°方向360m；设计停采线轨顺端位于小屯矿井工业广场E32°S方向1483m。 16中04综采工作面是井田西部一采区北翼的第一个工作面，为是本井田的第二个工作井下位置及对面。北东起切眼距离白瓦厂水库保护煤柱520m，南东设计停采线至回风平硐保护煤地面设施影响 柱，北西为6中煤不可采区，南东与16中06设计综采工作面相邻。 工作面回采对元丰村没有影响；工作面回采可能造成地表山体滑坡倾向。 邻近采区开采情况 北东起切眼距离白瓦厂水库保护煤柱520m，南东设计停采线至回风平硐保护煤柱，北西为6中煤不可采区，南东与16中06设计综采工作面相邻。

回采工作面布置如图7.1所示。

图7.1工作面位置示意图

（2） 煤（岩）层赋存特征

巷道煤层结构及顶底板情况如表7.2所示。

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表7.2 煤层结构及顶底板情况

顶底板 名称 老 顶 岩石名称 细砂岩 粉砂岩 泥质粉砂岩 直接顶 泥质粉砂岩 厚 度（m） 8.39～10.27 9.26 2～2.48 2.2 0～0.10 0.05 0.99～1.57 1.26 硬度f 岩 性 特 征 浅灰色，薄～中厚层状，波状及水4～6 平层理，钙质胶结。局部含有6上煤。 深灰泥质粉砂岩为主，中厚层状，3～4 挤压擦痕现象明显，擦痕面见钙质结核，多为钙质胶结。 0～2 3～4 深灰色，质软，同煤层结合较紧密。 灰色，片状，遇水膨胀，含星点状黄铁矿结核，产植物根化石。 上部以细砂岩为主，灰色，块状结老 底 细砂岩 粉砂岩 1.35～3.84 2.44 构，中间局部发育有0.5～0.8的4～6 W24煤。中、下部主要为粉砂岩为主，局部含有泥质粉砂岩和粉砂质泥岩，灰黑色，节理发育，破碎。

（3）地质构造、水文及瓦斯地质 ①地质构造

根据现有资料分析，16

中

伪 顶 直接底 炭质泥岩 泥岩 04工作面掘进期间揭露2条正断层，一条位于运输顺槽

04Y6～04Y7之间，落差2.8m，对工作面回采基本没有影响。另一条位于运输顺槽04Y5～04Y6之间，落差0.7m，对工作面影响稍有影响。同时，工作面回采过程中不排除揭露断层的可能，施工期间，必须加强顶板管理，确保施工安全。

表7.3 地质构造参数表

构造名称 F04Y-1 F04Y-2

②水文地质

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走向（°） 120 170~190 倾向（°） 30 80~100 性质 正 正 落差（ｍ） 回采影响 0.7 2.8 较小 无

16中04工作面煤层底板标高为1394～1448m，直接充水含水层为6中煤顶部的岩层以长兴灰岩水为主。长兴灰岩与6中煤间距为24.06m左右，长兴灰岩平均厚14.28m。长兴灰岩水以静储量为主，6中煤顶部的岩层水以裂隙水为主，有地表补给源，充水途径主要为裂隙。间接含水层为玉龙山灰岩水，该灰岩水为中等含水层，以静储量水为主，充水途径主要为裂隙。

该工作面为北翼首采工作面，周围无老空积水区。

地表水、地下水主要接受大气降水补给，每年5月中、下旬水位、流量开始回升，6～9月为最高值，其间出现2～3次峰值，10～12月进入平水期，以后水位、流量开始逐渐递减，到次年四月为最低值。

参考16中03工作面回采期间的涌水量。预计该工作面回采期间正常涌水量为80～100m3/h，最大涌水量120m3/h。

③瓦斯地质

3根据中国矿业大学2009年11月提供的突出危险性鉴定报告，16中煤为突出煤层，但16中煤为无煤尘爆炸性危险和不易自燃煤（2009年4月鉴定）。 7.1.2巷道布置

运输顺槽：巷道沿6中煤层顶板掘进，巷道为矩形，采用锚网梯+锚索联合支护，巷道净宽4.3m，净高2.8m，局部顶板破碎处及遇断层时，采用加密锚杆排距及打设单体支柱复合加强支护；该顺槽为本面进风、设备安装及煤炭运输之用。

轨道顺槽：该巷道沿6中煤层顶板掘进，巷道为矩形，采用锚网梯+锚索联合支护，巷道净宽4.3m，高2.8m，局部顶板破碎处及遇断层时，采用加密锚杆排距及打设单体支柱复合加强支护，该顺槽为本面进风、设备安装及运输物料之用。

支护参数如表7.4所。

表7.4 16中04顺槽支护参数表

巷道 断面 矩形 矩形

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巷道名称 运输顺槽 轨道顺槽 支护形式 锚网梯+锚索 锚网梯+锚索 净宽 （m） 4.3 4.3 净高 (m) 2.8 2.8 净断面积 (m2) 12.04 12.04 长度 （m）

1604运顺1604轨顺 图7.3 16中04轨顺沿空留巷通风系统示意图

7.2.5瓦斯抽放及排水

16中04属于高瓦斯突出矿井，采空区中留存有大量瓦斯，为了保证安全，留存瓦斯应尽可能抽放。为此，在砌块墙体上方应预留瓦斯抽放孔，以便工作面采过后及时对采空区瓦斯进行抽放。

瓦斯抽放孔留设的方法是在砌块墙上部边缘的下方约200mm处每隔12m预留设一个直径为200mm的特制的预留抽放管。

由于16中04工作面为俯采，所以留巷中没有水，水流由16中04轨道顺槽水沟经六中车场流至副平硐水沟排出。

φ108mm沿空留巷200

图7.4 16中04轨顺沿空留巷瓦斯抽放孔示意图

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7.2.6砌块墙体参数设计

（1）16中煤层矿压规律

根据小屯煤矿16中03工作面的矿压观测，16中煤层开采具有以下矿压显现特征。 ①工作面直接顶板较为完整，矿压显现未明显。直接顶初垮后，随支护前移，直接顶垮落及时、采空区充填密实，煤壁无片帮、顺槽变形微弱，超前支护工作阻力较低。

②直接顶主要以深灰泥质粉砂岩为主，中厚层状，挤压擦痕现象明显，擦痕面见钙质结核，多为钙质胶结，厚度为2~2.48m；直接顶上部的细砂岩、粉砂岩及泥质粉砂岩构成采场的基本顶。

③根据实测支架阻力随推进步距关系曲线推断，基本顶周期来压步距为9.0~12m，平均10.5m。

④工作面直接顶初次垮落步距为6~12m，基本顶初次垮落步距32~45m。依据观测结果对顶板进行分类表明：直接顶为中等稳定顶板，基本顶级别为Ⅱ级，基本顶来压显现明显。

⑤小屯煤矿16中煤一采区工作面埋深在342~424m，工作面矿压显现具有深埋工作面矿压显现的主要特征，顶板来压明显。

16中04工作面埋深达到342m以上，最大埋深达到近424m，因此，工作面深埋矿压特征不明显，符合常规工作面矿压规律。

⑥支架平均初撑力为18.4~22.3MPa，总平均为20.83MPa，为额定初撑力的66.1%，各支架最大初撑力为28~30MPa，最大初撑力所占百分比仅为6.3%，平均29.1MPa。因此，支架的初撑力发挥程度较小，初撑力利用率有待提高。

⑦各支架平均循环末阻力为29.4~36.8MPa，总平均为34.2 MPa，为额定工作阻力的83.6%。各支架的最大循环末阻力为37~40MPa，平均最大循环末阻力为38.3MPa，为额定工作阻力的93.6%。

⑧工作面下部支架工作状态较正常，安全阀开启率平均为24.49%；而工作满上部和中部的支架安全阀开启率都远大于30%，工作面上部支架平均开启率为53.79%，工作面中部支架平均开启率达到61.6%。

（2）沿空留巷巷旁支护阻力计算 ①根据砌块墙上方最大需控岩层范围确定

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图7.5为计算沿空留巷巷旁支护阻力的围岩结构模型。

图7.5 沿空留巷围岩结构模型

根据图7.5的模型，可以得到巷旁支护需要的支护阻力为

P?hErELmax?hzrz(x0?c?d) （7.1） 2式中，hZ—直接顶厚度，m，按碎胀系数0.25计算，采高2.4m，垮落带高度为9.6m，取10m；

?z—直接顶岩层密度，kN/m3，取25kN/m3；

hE—老顶厚度，m，根据关键层理论，煤层上方一般赋存有承载上覆岩层的关键岩层，根据小屯煤矿地质条件，6中煤上部顶板赋存的平均厚度14m的长兴灰岩应为关键层，关键层下方的岩层为作为对采空区或留巷施载岩层。因此去除10m的垮落带岩层，老顶岩层厚度为14m；

?E—老顶岩层密度，kN/m3， 取26kN/m3； Lma—x周期来压步距，m， 取11m； d—巷旁充填体宽度，m，取1.3m； c—巷道宽度，m，取4.3m； x0—煤体内极限平衡区宽度，m。

x0?MK?H?Cctg?ln （7.2） 2?f?Cctg?- 29 -

??1?sin?

1?sin?式中，M—开采厚度，m，取2.4m； C—煤的粘结力，Mpa，取1.5MPa； f—煤层内摩擦系数，f=tg?，取tg300； ?—摩擦角，0，取300；

K—应力集中系数，通常K=2~6取4； H—煤的埋深，m，取424m；

r—上覆岩层容重，kN/m3，取25kN/m3。 把参数代入公式（7.1）及公式（7.2），得到

x0=5.96m

P=4891kN/m

也就是说，砌块墙的支护载荷必须达到每米墙4891kN以上。每平方米砌块墙须承担的压力为4891/1.3=3762kN/m2=3.8MPa。

如果按最大初次来压步距45m计算，则每平方米砌块墙须承担的压力为8.5MPa。 ②根据采场支承压力确定

该方法是较保守的算法，即砌块墙除承担其上方直至地面的全部岩层重量，同时考虑了采动引起的支承压力影响。

回采工作面开采以后，破坏了煤体中的原始应力状态，采空区上覆岩层的载荷将向煤壁前方的煤层上转移，使得煤壁内部的应力升高，煤壁附近发生破坏。工作面回采后，上覆岩层的应力重新分布，在煤壁一定深度内形成支承压力带。更确切地说，支承压力是采场围岩应力重新分布范围内，作用在煤层、采空区冒落矸石或充填物上的层面垂直压力。由于支承压力的作用和开采挠动等因素的影响，煤壁一定深度内的煤岩已破坏，越向煤壁深处，支承压力逐渐增大，直至达到顶峰。通常把煤壁前方的支承压力范围划分为非弹性区和弹性区两个区域，如图7.6所示。

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图7.6 支承压力分区图

A—减压区；B—增压区；C—稳压区；D—非弹性区（极限平衡区）；E—弹性区 a.非弹性区范围及支承压力分布

非弹性区通常也叫极限平衡区，其基本含义是煤体由于开采破坏，在煤壁边缘形成集中应力，当集中应力超过煤壁边缘煤体的单轴抗压强度时，煤体破坏。煤体破坏后承载能力下降，应力集中的位置向深部转移，集中应力转移的结果可能使内部一定范围内的煤体遭到破坏。但随着深度的增加，煤体受力状态逐渐由二向转为三向，抗压强度逐渐提高，煤体的破坏程度将越来越轻，最后在内部某一位置煤体的强度和集中应力达到平衡，这个位置范围内的煤体均处于极限平衡状态，称为极限平衡区。

对于极限平衡区可按图7.7所示的关系建立极限平衡方程

m(?x?d?x)?m?x?2?yfdx?0 （7.3）

式中，f—层面间的摩擦系数，f?tg?1，?1为顶底板与煤层间的摩擦角； m—采高，m；

?y—垂直应力（即支承压力），MPa； ?x—水平应力，MPa。

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图7.7 采场前方极限平衡区的受力状态

根据极限平衡区的条件，有 ?y?Rc?1?sin??x （7.4）

1?sin?式中，Rc—煤的单轴抗压强度，MPa； ?—煤的内摩擦角，0。 由此

d?yd?x?1?sin??? （7.5）

1?sin?将式（7.5）代入平衡方程式（7.3）中，，求解可得 ln?y?2f?x?C （7.6） m*当x=0，?y?Rc时 * C?lnRc*式中，Rc—煤帮的支撑能力（煤壁受压后的残余强度），MPa。 *ln?y?lnRc?2f?x （7.7） m?yR*c?e2f?xm

2f?xm得 ?y?Re*c （7.8）

根据式（7.8），非弹性区支承压力?y是按指数规律逐渐递增分布的，在x=0处的煤

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*壁位置，支承压力?y=Rc，即在集中应力作用下煤压坏后的残余强度值。随着x的增大，

支承压力?y逐渐增高，在某一位置等于集中应力值的大小，此位置即支承压力的峰值位置，也是非弹性区与弹性区的分界位置。

原岩应力为?H，设最大集中应力系数为k，煤壁至支承压力峰值的距离为x0，则有

k?h?Re*c2f?x0m （7.9）

求解式（7.7），有

k?Hln(*)Rc x0? （7.10）

2f?mb.弹性区

煤层弹性区支承压力分布各种研究结果是基本一致的，均为随距煤壁距离的增加而衰减的负指数曲线，其具体表达式为：

?y??H1??ke??(x?x0)] （7.11） 式中，?k—最大集中压力增量系数，?k?k?1； ?—支承压力衰减系数，由地质条件决定。

根据16中04煤层及围岩性质及特征，选取工作面前方支承压力及煤壁破碎区计算所需计算参数如表7.7所示：

表7.7 支承压力分布及煤壁破碎区计算参数

煤层与顶底板的摩内摩擦角 采高 煤体残余强*擦角/?1/0 h/m 度Rc/Mpa ?/0 6 30 2.4 2.25 采动影响 系数k 2 密度 煤层埋深 H/m ?/MN/m3 0.025 424 ??因为砌块墙在采场后方，后方所受采动影响较前方小得多，所以取采动影响系数k=1.5，二次采动影响时，可通过超前支护弥补支护强度的不足。

把表7.7中的参数代入式（7.8），得到非弹性区支承压力分布曲线为：

?y?2.25e0.4408x （7.12）

计算参数代入式（7.10），即得到非弹性区的范围为：

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x0?7.58，m （7.13） 把?、H、k及x0等参数代入式（7.11）中，即得弹性区支承压力分布

?y?6.25(1?e??(x?4.2))

上式中?待定，取超前工作面煤壁30m后支承压力恢复到原岩应力的1.05倍，即有下式成立。

10.6?1.05?10.6(1?e??(30?4.2))， 解之，得?=0.1336，则

?y?10.6(1?e?0.1336(x?7.58)) （7.14）

把x?7.58m代入式（7.12）或式（7.14）均得到?y=11.3Mpa。

根据前面的分析计算，混凝土强度取C30是完全可以满足支护强度要求的。 （3）参数确定 ①墙体位置

为了使沿空留巷更加可靠、稳定，保证通风断面，应尽可能减少留巷的宽度。由于巷道设计净宽4300mm，虽然巷道变形较小，预计变形后（假设留巷砌块墙侧无变形），留巷实际使用宽度为4200~4300mm，只基本满足下一个工作面的生产使用。因此墙体位置确定在原巷道内帮对齐布置。

②墙体尺寸

砌块墙的墙体除了具有一定的强度外，还必须具备一定的宽度，使之能承受较大的压力和具有较高的稳定性，施工时取1.3m。

砌块墙形状为矩形直墙，墙体宽度为1.3m，砌筑后沿空留巷宽度4.3m，砌块墙高度充填到顶板，即按实际采高进行墙体砌筑。在推进过程中，根据现场留巷情况，以上参数可进行适当调整，采取增减墙体宽度或减少留巷宽度等措施。

墙体位置及尺寸如图7.8所示。

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70°20°10° 20×24006001800-2800(实际采高)1300 图7.8 墙体位置及尺寸

③砌块墙强度

墙体砌筑材料为混凝土预制块，混凝土原材料使用：水泥、粉煤灰、砂、石子。 根据前面的计算，砌块墙体的混凝土砌块强度等级为C30；随着工作面的推进，当发现混凝土强度不能满足生产要求时，必须及时变更混凝土的配比，加强混凝土砌块的强度。

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混凝土参考配合比为：

C0：W0：S0：G0=389：210：624：1158=1：0.54：1.6：2.98。

表7.8 混凝土配合比(1m3混凝土) 单位：（kg） 水/kg 204

水泥/kg 434 粉煤灰/kg 44 砂/kg 604 石子/kg 1140 实际配合比应根据小屯煤矿实际使用的水泥牌号、砂石地材等材料进行配合比试验后确定。 7.2.7墙体砌筑方案

（1）砌块规格

采用两种规格尺寸的砌块，一种铺设1、3、5、?皮（层）650×190×200mm，如图7.9所示；另一种是铺设2、4、4、?皮（层）430×190×200mm，如图7.10所示。

200190430190200650

图7.9 第1、3、5皮混凝土砌块 图7.10 第2、4、6皮混凝土砌块

（2）砌块排列

砌墙施工砌块排列图如图7.11~图7.14所示。

第二皮第一皮 图7.1 墙体长度方向第一、第二皮砌块排列图（向上重复）

注：水平灰缝厚度15mm，竖向灰缝厚度20mm。

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