第29卷第10期岩石力学与工程学报V ol.29 No.10 2010年10月Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Oct.，2010深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术
康红普1，牛多龙2，张镇1，林健1，李志红2，范明建1
(1. 煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013；2. 淮南矿业集团有限责任公司谢家集第一煤矿，安徽淮南 232001)
摘要：以淮南谢家集第一煤矿深部沿空留巷为工程背景，采用数值模拟分析巷道围岩变形与应力分布特征。详细介绍深部沿空留巷井下试验，包括巷内基本支护、加强支护与巷旁支护设计，从巷道掘进、留巷，一直到留巷复用各阶段的矿压监测数据。通过围岩、充填体位移与锚杆、锚索受力数据分析，评价支护效果。井下实践表明：采用高预应力、强力锚杆与锚索作为巷内基本支护，单体支柱配铰接顶梁为加强支护，及膏体充填巷旁支护，能够有效控制深部沿空留巷围岩的强烈变形，保持留巷稳定。基于数值模拟与井下试验研究成果，分析巷内基本支护、加强支护与巷旁支护的相互关系，指出深部沿空留巷在顶板断裂位置、基本顶回转及围岩长期蠕变等方面与浅部留巷有很大区别，并提出深部沿空留巷支护设计原则。针对井下试验中存在的问题，提出改进意见。
关键词：采矿工程；煤矿巷道；沿空留巷；深部矿井；数值模拟；井下试验；支护原则
中图分类号：TD 32 文献标识码：A 文章编号：1000–6915(2010)10–1977–11
DEFORMATION CHARACTERISTICS OF SURROUNDING ROCK AND SUPPORTING TECHNOLOGY OF GOB-SIDE ENTRY RETAINING
IN DEEP COAL MINE
KANG Hongpu1，NIU Duolong2，ZHANG Zhen1，LIN Jian1，LI Zhihong2，FAN Mingjian1
(1. Coal Mining and Design Branch，China Coal Research Institute，Beijing100013，China；2. First Coal Mine of Xiejiaji，Huainan
Mining Industry Group Co.，Ltd.，Huainan，Anhui232001，China)
Abstract：Deformation characteristics of surrounding rock and stress distribution of deep gob-side entry retaining，which was located in the first coal mine of Xiejiaji，the Huainan coal mining area，were analyzed by means of numerical simulation. The underground test for the deep gob-side entry retaining was introduced in detail，including the designs for primary supporting in the entry，additional enhanced supporting，and supporting beside the entry，and the monitoring data during various stages from driving，retaining to reusing. The supporting effects were evaluated through the analysis of the data of surrounding rock and backfilling body displacements and the loads along bolts and cables. The underground practice points out that the severe surrounding rock deformation in the deep gob-side entry retaining can be effectively controlled；and its stability can be kept by means of the synthetic supporting system，which consists of the high pretension and intensive bolts and cables as the primary supporting in the entry，individual props with articulated roof beam as the enhanced supporting，and paste backfilling as supporting beside the entry. On the basis of the research achievements obtained from numerical simulation and field test，the relationship between the primary supporting in the entry，additional enhanced supporting and supporting beside the entry were discussed；the great differences between deep and shallow entries on the breaking position of main roof，its rotation，and long-term creep of surrounding rock were indicated；and the supporting design criteria for the deep gob-side entry retaining were put forward. The improvement suggestions
收稿日期：2010–05–12；修回日期：2010–06–07
基金项目：国家高新技术研究发展计划(863)项目(2008AA062102)
作者简介：康红普(1965–)，男，博士，1985年毕业于山西矿业学院采矿工程系采矿工程专业，现任研究员、博士生导师，主要从事岩石力学与巷道支护技术方面的教学与研究工作。E-mail：kanghp@https://www.doczj.com/doc/a716402929.html,
? 1978 ? 岩石力学与工程学报 2010年
were also made in accordance with the existing problems in underground test.
Key words：mining engineering；coal mine roadway；g ob-side entry retaining；deep mine；numerical simulation；underground test；supporting criteria
1 引言
回采工作面沿空留巷布置有以下明显优势：实现无煤柱开采，提高煤炭资源回收率；少掘巷道，降低矿井掘进率；回采工作面实现Y型通风系统，有利于解决瓦斯问题；消除煤柱护巷时煤柱下方应力集中对下部煤层开采与巷道支护的不利影响，使巷道长期处于应力降低区。但是，沿空留巷要经历本回采工作面采前、采后及下一个工作面的强烈采动影响，特别是本工作面回采后，巷道处于2种不同介质中，顶板会发生强烈沉降，导致巷道变形和破坏范围显著增大。同时，沿空留巷必须进行巷旁支护。
我国煤矿开采深度逐年增加，瓦斯涌出量也越来越大，特别是在深部高瓦斯、低透气性煤与瓦斯突出煤层中开采时，大量瓦斯涌出和积聚已成为矿井安全生产和提高开采效率的极大障碍，而采用沿空留巷技术实现Y型通风是解决这一难题的有效途径[1，2]，并可实现工作面往复式开采，消除孤岛工作面，提高煤炭资源回收率。
深部沿空留巷与浅部沿空留巷围岩变形有很大区别。深部煤岩体处于高地应力、高地温、高岩溶水压的环境中，而且要经受多次强烈的采动影响。高原岩应力与采动应力叠加，导致围岩变形的扩容性、流变性与冲击性突出。不仅沿空留巷顶板变形强烈，而且煤帮挤出和底臌严重，这是深部沿空留巷最显著的特点。
沿空留巷涉及的主要研究内容包括：沿空留巷围岩活动规律，围岩与支护相互作用关系，巷内支护、加强支护及巷旁支护等。围绕这些内容，多年来国内外的学者已经进行了大量研究工作[3，4]。我国已基本掌握了简单条件下薄及中厚煤层沿空留巷矿压显现规律，甚至在综采放顶煤工作面也得到应用。但在深部矿井的研究与应用还比较少。目前沿空留巷研究主要集中在以下几点：
(1) 沿空留巷围岩活动规律及支护——围岩作用关系研究。孙恒虎和赵炳利[3]将沿空留巷顶板简化成层间结合力忽略不计的矩形“叠加层板”结构，根据弹塑性力学的有关理论提出了顶板载荷的条带分割法；李化敏[5]根据沿空留巷顶板运动特点，分为前期活动、过渡期活动和后期活动3个阶段，并给出了相应的支护阻力计算公式。漆泰岳等[6，7]也从不同的角度建立了顶板运动的力学模型。针对厚煤层综采放顶煤工作面沿空留巷，也进行了研究与试验。张东升等[8，9]采用相似材料模拟和数值模拟方法对沿空留巷老顶破断位置与形状、不同支护方式对顶板活动的影响以及巷旁充填技术参数的确定进行了分析；谢文兵[10]对围岩位移特点、煤帮与充填体应力演化特征进行了研究。黄艳利等[11，12]根据井下矿压监测数据，对沿空留巷围岩与充填体的分阶段变形特征进行了分析。
(2) 巷旁支护技术。巷旁支护是沿空留巷的关键技术，经历了木垛、密集支柱、矸石带、混凝土砌块等人工构筑的传统低强度支护方式[3，4]，发展到目前的高水材料和膏体材料机械充填高强度支护方式[12，13]。随着高强度锚杆与锚索支护技术的快速发展，华心祝等[14，15]又研究与试验了巷旁采用锚索加强支护，配合密集支柱的沿空留巷巷旁支护方式，取得较好效果。
(3) 巷内支护技术。巷内支护包括基本支护与加强支护。基本支护形式主要有工字钢支架、U型钢可缩性支架、锚杆与锚索支护及联合支护等。目前，锚杆与锚索支护在沿空留巷巷内支护中得到广泛应用[16]。但是在深部与复杂困难条件下，普通的高强度锚杆与锚索支护也难以有效控制围岩强烈变形，保持巷道的稳定。为此，煤炭科学研究总院开采设计研究分院开发出高预应力、强力锚杆与锚索支护系统，并在多个矿区得到推广应用，取得良好支护效果[17，18]。高预应力、强力锚杆与锚索为沿空留巷巷内支护与巷旁锚索加强支护提供了首选的、有效的手段。加强支护主要有单体支柱及专门设计的液压支架。
本文针对深部沿空留巷出现的问题，采用数值模拟对深部沿空留巷围岩的变形规律和控制技术进行研究，在淮南谢家集第一煤矿(以下简称谢一矿)进行井下试验与应用，并提出深部沿空留巷的支护原则与建议。
2 深部沿空留巷的数值模拟分析
沿空留巷受到回采工作面引起的顶板剧烈运
第29卷 第10期 康红普，等. 深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术 ? 1979 ?
动，同时由于巷旁支护体的支护作用，其围岩变形有着独特的特点。沿5空留巷围岩结构如图1所示。
图1 沿空留巷围岩结构
Fig.1 Structure of surrounding rock of gob-side entry retaining
沿空留巷围岩位移与普通巷道相比，其最大的特点是与基本顶岩层回转运动密切相关。沿空留巷顶板位移主要由煤帮侧下沉量，基本顶岩层回转引起的下沉量及顶板岩层扩容变形量组成。因此，基本顶断裂位置、煤帮支护方式与参数、顶板支护形式与参数、巷内加强支护方式及巷旁支护形式、参数与力学性能(如充填体尺寸、充填方式、充填体强度等)，对沿空留巷围岩变形都有直接影响。
为全面、系统了解沿空留巷围岩变形与应力分布特征，采用有限差分数值计算软件FLAC 3D 进行了模拟分析。 2.1 模型建立
模拟巷道为淮南谢一矿5121B10工作面回风巷。该工作面煤层厚度平均1.4 m ，倾角22°。巷道埋深为700 m 左右，断面为倒梯形，中间高度2.8 m ，宽度5 m 。煤层顶底板岩层物理力学参数见表1。
表1 煤层顶底板岩层物理力学参数
Table 1 Physico-mechanical parameters of coal roof and floor
位置
岩性
厚度 /m
密度 /(kg ·m －3
)
体积模量 /GPa
剪切模量/GPa 黏聚力/MPa 砂质泥岩 3.0 2 520 5.87
3.02
2.0
细砂岩 5.0 2 650 7.82 4.67 4.2
砂质泥岩 3.0 2 460 6.13
3.42
2.8
细砂岩 2.0 2 760 7.55 4.20 4.5 顶板 泥质砂岩 1.6 2 540 4.23
2.30
2.3
煤层 煤 1.4 1 430 2.80 1.51 1.3
细砂岩 5.0 2 680 7.20 3.95 4.2
泥质页岩 2.0 2 460 6.50
3.50
2.1
底板 细砂岩 1.5 2 720 8.22 5.17 4.0
模型初始地应力采用井下实测数据。采用水压致裂法在该工作面附近进行了原岩应力测量，测量
结果为：最大水平主应力16.9 MPa ，方向N46.2°W ，最小水平主应力8.9 MPa ，垂直主应力20.1 MPa 。
根据回风巷顶底板岩层分布状况，将模型共分为10层，划分344 100个单元，模型尺寸为200 m ×
100 m ×142.7 m(长×宽×高)。根据对称性原则，工作面开采宽度设定为100 m ，巷旁充填体采用高强度膏体充填材料，其7 d 抗压强度为15 MPa ，充填体宽高比设为1，紧随工作面开采充填。模型中岩层、煤层与充填体均采用莫尔–库仑屈服准则。
为了解深部沿空留巷围岩变形规律，在开切眼前方巷道20 m 处设置监测点，监测整个留巷过程中围岩变形及受力变化。为使模型接近井下实际回采情况，采用分步开挖，每次开挖2 m ，相当于工作面推进2 m 。共开挖30次，模拟工作面回采60 m 。模拟过程中监测点布置见图2。顶板与底板应力监测点分别位于巷道中心顶板上方、底板下方0.5 m 处，两侧顶板监测点分别位于巷内距两帮0.5 m 、顶板上方0.5 m 处，煤帮应力监测点位于煤帮中部1.0 m 处。
图2 数值模拟监测点布置图
Fig.2 Layout of monitoring points in numerical modeling
2.2 巷道围岩变形与应力分布特征分析
巷道围岩位移与至回采工作面距离的关系见图3(a)。可见，工作面回采超前影响范围为0～15 m ，顶板下沉和底臌量分别为51.1，90.9 mm ，煤帮位移为62.2 mm ；围岩变形主要发生在工作面后方0～
25 m 范围之内。顶板总下沉量达到199.3 mm ，底臌量达到395.2 mm ，煤帮位移量为283.0 mm ，围岩变形以煤帮挤出和底臌为主。
巷道两侧顶板位移曲线见图3(b)。超前工作面巷道两侧顶板下沉较均匀。工作面后方留巷段两侧顶板下沉不均匀，采空区侧下沉大，煤帮侧下沉小，两者相差26 mm ，主要是留巷顶板回转变形所致。
C
B
A
? 1980 ? 岩石力学与工程学报 2010年
距工作面距离/m (a) 巷道围岩
距工作面距离/m (b) 两侧顶板
图3 沿空留巷位移曲线
Fig.3 Displacement curves of gob-side entry retaining
沿空留巷顶板垂直应力分布见图4(a)。工作面前方0～12 m 范围为超前应力影响区。随着工作面推进，工作面后方留巷段顶板在直接顶和基本顶来压而回转变形过程中，应力逐渐升高，工作面后方30 m 后垂直应力逐渐稳定。但总的来说，垂直应力不大。
沿空留巷顶、底板水平应力分布见图4(b)。水平应力明显大于垂直应力，主要是由于回采过程中采空区顶板回转对顶底板产生的附加水平推力所致。底板水平应力在工作面前方15 m 到工作面后方6 m 处逐渐降低，之后逐渐增加，工作面后方影响
距工作面距离/m (a) 顶板垂直应力
距工作面距离/m (b) 顶、底板水平应力
图4 沿空留巷应力分布
Fig.4 Stress distribution of gob-side entry retaining
范围为6～32 m ；顶板水平应力的超前影响范围为0～10 m ，工作面后方影响范围与底板水平应力一致，但工作面后方22 m 后，即大约一个来压步距后，顶板水平应力开始小于底板水平应力。
煤帮垂直应力在距工作面12 m 时开始逐渐增加，直到工作面推过20 m 后逐渐稳定并有所降低。在整个过程中，煤帮不断受到超前支承压力和采空区顶板回转引起的侧向支承压力的影响，应力较大。巷道两侧煤帮与巷旁充填体是应力升高区，说明充填体与煤帮均有效支护了顶板。
3 深部沿空留巷支护井下试验
沿空留巷井下试验选择在淮南谢一矿5121B10工作面回风巷，巷道地质与生产条件如节2所述。沿空留巷的实施可分为巷道掘进与支护、工作面回采时加强支护与工作面后方巷旁支护3个阶段。 3.1 沿空留巷支护设计
巷道支护分为巷内支护和巷旁支护。巷内支护又分为基本支护与加强支护。 3.1.1 巷内基本支护
(1) 支护形式
试验巷道为深部高地应力、受强烈采动影响的沿空留巷，普通锚杆支护难以控制巷道掘进及留巷期间强烈变形，不能满足生产要求。因此，确定巷内基本支护采用高预应力、强力锚杆与锚索支护系统。通过给强力锚杆与锚索施加高预紧力，并使其
有效扩散到围岩中，有效控制围岩中裂隙张开和新裂纹产生、结构面离层与滑动[17]，保持围岩在掘进与留巷期间的完整性。
位移/m m
位移/m m
垂直应力/M P a
水平应力/M P a
顶板
底板
第29卷 第10期 康红普，等. 深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术 ? 1981 ?
(2) 支护材料
根据深部沿空留巷围岩变形与破坏的特点，确定采用高韧性、高延伸率、强力锚杆与锚索支护材料。锚杆杆体为BHRB500左旋无纵筋螺纹钢筋，屈服强度大于500 MPa ，拉断强度大于670 MPa ，冲击吸收功达到30 J ，伸长率达到20%；锚索为新型1×19结构高强度预应力钢绞线，拉断荷载达到600 kN(直径φ22 mm)，伸长率7%。为实现锚杆预应力的有效扩散，锚杆组合构件采用W 型钢带。
(3) 支护参数
采用数值模拟进行多方案比较，结合已有的经验，确定锚杆与锚索支护参数。锚杆直径22 mm ，长度2.4 m ，树脂加长锚固，预紧力矩为500 N ·m 。采用W 型钢带和金属网护顶。顶板锚杆间排距为900 mm ×1 000 mm ，帮锚杆间、排距均为1 000 mm 。顶板锚索直径φ22 mm ，长度6.3 m ，每排2根锚索，间距1.8 m ，排距2 m ，预紧力为300 kN 。巷道锚杆支护布置如图5所示。
图5 回风巷锚杆支护布置图(单位：mm) Fig.5 Bolting pattern for tailgate(unit ：mm)
3.1.2 加强支护
对于普通的回采工作面顺槽，当受到工作面超前支承压力影响后，巷道围岩变形与破坏范围会显著增加。为了保持巷道围岩稳定，同时断面能够满足生产要求，应进行超前加强支护。煤矿安全规程明确规定：采煤工作面所有安全出口与巷道连结处20 m 范围内，必须加强支护。目前，加强支护方式主要有2种：单体支柱配顶梁；专门设计的超前支护液压支架。
对于沿空留巷，不仅受到工作面超前支承压力的影响，更主要的是工作面采过以后，一侧煤帮不复存在，采动影响更加剧烈，而巷旁充填体的设置
并达到所需的强度需要一定的空间与时间。在这个空间与时段内，必须设置高阻力的加强支护，阻止顶板下沉，控制顶板岩层离层，保持顶板的完整与稳定，同时为巷旁充填提供安全、宽敞的作业空间。当然，深部沿空留巷与浅部相比，对加强支护提出更高的要求。
用于沿空留巷巷内加强支护的形式也主要有2种：单体支柱配顶梁及专门设计的加强支护液压支架。淮南矿业集团公司与有关单位合作开发出自移式主动强力控顶支架[2]。该支架由立柱、四连杆机构、顶梁与底座组成，前后相邻两架支架由伸缩梁和推移千斤顶连接，支架相互推拉实现自移行走。加强支架4根立柱工作阻力达8 000 kN ，主动支撑力与护表面积大。
根据谢一矿5121B10工作面回风巷的地质与生产条件，选取了单体支柱配顶梁的加强支护方式。超前工作面煤壁20～60 m 采用DZ 型单体支柱配HDJA –1000金属铰接顶梁单排支护；超前煤壁20 m 用单体支柱配合金属铰接顶梁三排支护。铰接顶梁为一梁一柱，走向棚支护，支柱初撑力不小于50 kN 。工作面滞后煤壁100 m 范围内用单体支柱
配合金属铰接顶梁三排加强支护。回风巷加强支护布置如图6所示。
图6 回风巷加强支护布置图
Fig.6 Layout of additional enhanced supporting for tailgate
3.1.3 巷旁支护
如前所述，巷旁支护有多种形式，但对于深部沿空留巷，比较适合的是充填式巷旁支护。深部沿空留巷对巷旁充填支护提出以下要求：
(1) 充填体强度。巷旁充填体在工作面顶板垮落过程中应具有足够的强度切断直接顶岩层。一方面，要求充填体从开始充填到达到最大强度的过程中，强度的增加应与顶板下沉、来压步距与时间相适应。在顶板下沉与来压明显的情况下，如果充填
下帮下帮上帮4
上帮3
上帮2上帮1
22°
? 1982 ? 岩石力学与工程学报 2010年
体强度仍然比较小，则不能有效控制围岩变形。另一方面，充填体最终强度必须达到一定数值，巷旁支护达到合理的支护阻力，才能保持留巷的长期稳定。对于深部沿空留巷，由于地应力高、采动影响强烈，要求巷旁充填体有较快的增阻速度，最终能达到较高的强度与支护阻力。
此外，沿空留巷一般要复用，即不仅要用作本工作面回风与抽采瓦斯的通道，而且要用作下一个采煤工作面的运输巷或回风巷。留巷服务2个采煤工作面，还要经受下一个工作面的采动影响，维护时间成倍增加。要求巷旁充填体在服务期间不能风化，应有较高的长期强度。
(2) 充填体变形性能。巷旁充填体不仅要有较高的强度，而且应具有较好的变形性能，以适应基本顶岩层旋转下沉引起的变形。沿空留巷服务时间长，要求充填体同时具有较高的长期强度与足够的变形性。此外，巷旁充填体不能产生较大的侧向变形，以保证留巷有足够的断面积，满足生产要求。
(3) 充填体施工。巷旁充填一般采用泵送的方式，要求充填材料应有良好的泵送性能。充填体的构筑应紧跟采煤工作面，构筑速度应能满足综采工作面推进速度的要求。特别强调的一点是，充填体上方的顶板必须预先进行锚杆与锚索支护，使顶板保持完整与稳定，避免顶板破碎与冒顶，是确保巷旁充填支护成功的必要条件。这一点不仅在沿空留巷的实践中得到证实，而且对于采空区内留巷也是必须的[19]。
本试验中，在工作面与回风巷连接的出口处过渡支架移架后，在煤壁位置沿回风巷下帮向下3 m，长度5 m范围内进行沿空留巷超前掘进，并进行锚杆支护。锚杆为直径φ22 mm、长度2 m的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为1 000 mm×800 mm，每排布置4根锚杆，采用钢带与金属网护顶。
(4) 巷旁充填成本。要求巷旁充填不仅在技术上能满足要求，而且成本不能太高，否则不利于大面积推广应用。
目前，巷旁充填材料主要有高水充填与膏体充填材料。膏体充填材料一般以水泥、粉煤灰、石子、砂和少量外加剂组合而成。这种材料取材广泛，可以实现废物利用，成本低、强度大，一般最终强度可达15 MPa左右，经过配方调整，其强度可以达到30 MPa。因此，选择该种材料作为深部沿空留巷的巷旁充填材料。
本次试验采用膏体充填材料进行巷旁充填，充填体强度随时间的变化见表2。5 d后抗压强度达到10 MPa，最终强度可达14 MPa。
表2 充填体材料强度随时间的变化
Table 2 Strength variations of backfilling material with time 时间/d抗压强度/MPa
13
39
510
712
28 14
充填泵采用德国普茨迈斯特公司的BSM1002E 混凝土充填泵。设计充填体宽度为 2.5 m，高度1.6 m，每日充填4.8 m。
3.2 井下监测与支护效果分析
3.2.1 掘进期间
(1) 巷道表面位移
在5121B10工作面回风巷施工过程中与结束后，对巷道掘进期间的表面位移、顶板离层及锚杆受力进行了监测。共设置2个测站，其中测站2的掘进期间回风巷表面位移监测曲线见图7。
距掘进工作面距离/m
图7 掘进期间回风巷表面位移监测曲线Fig.7 Displacement curves of tailgate during driving
掘进期间，两测站两帮移近量平均为151 mm，其中上帮位移量为87 mm，采空区侧帮(该帮回采后不复存在，设置充填体)位移量为64 mm，上帮位移较大；顶底板移近量平均为49 mm，其中顶板下沉12 mm，底臌量为37 mm，底臌为主要变形。距掘进工作面0～20 m范围内围岩位移增加明显，30～50 m后基本稳定。整个巷道变形量较小，围岩完整、稳定，支护效果明显好于以前采用的普通高强度锚表
面
位
移/
m
m
上帮
第29卷 第10期 康红普，等. 深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术 ? 1983 ?
杆支护。两者支护方式的井下支护状况对比如图8所示。
(a) 普通高强度锚杆支护
(b) 强力锚杆与锚索支护
图8 普通高强度锚杆支护与强力锚杆支护状况对比 Fig.8 Comparison of bolting states between common high
strength bolts and intensive bolts
(2) 顶板离层
图9为测站2回风巷顶板离层曲线。两测站顶板离层值平均为(距工作面1～130 m)：浅部离层6
mm ，深部离层4 mm ，总离层10 mm 。顶板离层值很小，强力锚杆与锚索支护有效控制了顶板离层。
距掘进工作面距离/m 图9 回风巷顶板离层曲线
Fig.9 Roof delamination curves of tailgate
(3) 锚杆受力
采用安设在锚杆尾部的锚杆测力计进行了锚杆与锚索受力监测，锚杆测力计编号见图5。测站2顶部锚杆受力监测曲线见图10(a)。由图10(a)可知，在测站距掘进工作面0～30 m 范围内，受力变化较大。距掘进工作面50 m 后，锚杆受力趋于稳定。预紧力较高的“顶3”锚杆，在距掘进工作面15 m 后基本稳定，而且受力变化幅度仅为12 kN 。可见，预紧力较高的锚杆受力稳定速度快，受力变化小；靠近上帮的“顶6”锚杆，预紧力小，锚杆受力一
直在增大，增长幅度为41 kN ，到距掘进工作面90 m 之后才趋于稳定。可见，预紧力小的锚杆受力增长幅度大，趋于稳定的时间长。
距掘进工作面距离/m
(a) 顶板锚杆
距掘进工作面距离/m
(b) 煤帮锚杆
图10 回风巷锚杆受力监测曲线 Fig.10 Load curves along bolts in tailgate
测站2煤帮锚杆受力监测曲线见图10(b)。锚杆
受力一般在距掘进工作面30 m 以后趋于稳定。预紧力较高的下帮锚杆受力变化小，在10～13 kN 之间，且很快达到稳定；预紧力较小的上帮锚杆受力变化较大，在16～32 kN 之间。特别是预紧力很小的“上
顶板离层/m m
锚杆受力/k N
锚杆受力/k N
? 1984 ? 岩石力学与工程学报 2010年
帮1”锚杆，其受力增加值达到了49 kN ，在距掘进工作面90 m 以后才趋于稳定。
(4) 锚索受力
测站2锚索受力监测曲线见图11。锚索受力在距掘进工作面30 m 以后达到稳定，锚索受力基本不
再变化。锚索由安装至受力稳定，其应力变化很小，其中：锚索1 从安装时的预紧力234.2 kN 增加到241.8 kN ，荷载增幅仅为7.6 kN ；锚索2由244.8 kN 增加到249.4 kN ，增幅更小，为4.6 kN 。
距掘进工作面距离/m
图11 回风巷顶板锚索受力监测曲线 Fig.11 Load curves along cable bolts in tailgate roof
可见，锚杆与锚索的受力状态及其变化与其安装时施加的预紧力有很大关系。高预应力、强力锚杆与锚索不仅能有效控制围岩离层，而且本身的受力变化不大。这就使支护体处于较好的受力状态，避免了锚杆与锚索出现拉断与剪断等破坏现象。 3.2.2 留巷期间
在5121B10工作面回采留巷期间，共安设了5组表面位移测站，测站布置见图12。测站1，2位于采煤工作面前方，用于监测受超前支承压力影响的巷道及工作面后方附近留巷的变形；测站3～5位于采煤工作面后方，用于监测工作面后方不同距离的留巷变形。
图12 回风巷留巷期间表面位移测站布置 Fig.12 Layout of monitoring stations for displacement of
tailgate in gob-side entry retaining period
图13为测站1～4的留巷阶段回风巷表面位移监测曲线(测站5，4的曲线类似，故省略测站5)。
距工作面距离/m
(a) 测站1
距工作面距离/m (b) 测站2
距工作面距离/m
(c) 测站3
距工作面距离/m
(d) 测站4
图13 留巷阶段回风巷表面位移监测曲线
Fig.13 Displacement curves of tailgate during gob-side entry
retaining
锚索受力/k N
表面位移/m m
表面位移/m m 表面位移/m m 表面位移/m m 上帮
第29卷第10期康红普，等. 深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术 ? 1985 ?
测站1位于工作面前方60 m处，监测工作面前方60～13 m范围内巷道变形情况。随着工作面推进，巷道表面位移逐渐加大，特别是距工作面30 m 内，位移速度增加很快。两帮移近量为26 mm，其中上帮为23 mm；顶底板移近量为32 mm，顶板下沉量为11 mm，底臌量为21 mm。巷道变形仍以上帮变形与底臌为主。
测站2位于工作面前方10 m处，监测工作面前方10 m到工作面后方49 m范围巷道变形。距工作面前方10～2 m，两帮移近量为29 mm，上帮移近量为11 mm。距工作面后方3～49 m期间，两帮移近量为25 mm(采煤工作面后方一侧煤帮已不存在，充填体上的测点重新设置，图13(b)中的两帮位移曲线又从0开始)，上帮位移量为16 mm，下帮(充填体)位移9 mm。在观测期间，巷道顶底移近量为140 mm，其中，顶板下沉量为51 mm，底臌量为89 mm。
测站3设在工作面后方巷道40 m处，监测工作面后方40～87 m期间巷道表面位移。两帮移近量为18 mm，上帮移近量为19 mm，下帮(充填体)向采空区移动1 mm；顶底移近量为23 mm，顶板下沉量为12 mm。
测站4设在工作面后方90 m处，监测工作面后方90～137 m期间巷道表面位移。两帮移近量为5 mm，上帮移近量为11 mm，下帮(充填体)向采空区移动6 mm；顶底移近量为9 mm，顶板下沉量为4 mm。巷道围岩变形已经基本稳定。
然而，工作面采过200 m后，围岩变形又有增加的趋势，而且主要是底臌。由于底板没有支护，部分地段底臌明显，进而引起煤帮蠕变。因此，对于深部沿空留巷，基本顶的稳定需要更长时间。但是，在掘进与留巷期间，巷道围岩位移总体不大，围岩与充填体稳定。高预应力、强力锚杆与锚索支护及合理的巷旁充填支护，有效控制了围岩强烈变形，保持了巷道稳定。
3.2.3 复用期间
沿空留巷不仅为本工作面服务，而且还要复用，作为下一工作面的运输巷，要经受二次采动影响。
沿空留巷复用时，部分地段底臌与煤帮变形较大，断面不能满足下一个工作面生产的需要，故进行了扩巷。扩巷需注意以下问题：
(1) 扩巷的重点部位为底板与煤帮。对于顶板与充填体尽量不作处理。
(2) 扩巷断面应能满足下一工作面的生产要求。同时必须考虑到留巷还要经受下一个工作面的采动影响，断面应有一定的变形预留量。
(3) 扩巷的支护方式。煤帮刷大后，原有锚杆支护失效，应根据设计补打锚杆；底板起底到设计部位找平后不再进行支护；对于破碎顶板地段，采用架设工字钢支架与补打锚索2种加固方法。
由于测站遭到破坏，因此没有对复用期间围岩位移与支护体受力进行监测。但从宏观上看，回采工作面超前支承压力对复用巷道影响不明显。围岩变形规律与普通工作面类似。在工作面前方20～30 m范围内巷道围岩变形开始明显增大，到工作面附近达到最大值。整个留巷复用期间，围岩变形基本控制在允许的范围内。本文提供的巷内基本支护、加强支护及巷旁充填支护，从掘进、留巷到复用的全过程，基本满足了安全生产的要求，取得了较好的技术效果。
4 深部沿空留巷的支护原则与建议
在上述研究成果的基础上，总结得出深部沿空留巷的支护原则，并提出改进建议。
4.1深部沿空留巷的支护原则
(1) 沿空留巷支护由巷内基本支护、巷内加强支护及巷旁支护组成。3种支护在不同空间与时间内控制围岩变形与破坏。回采工作面采过、巷旁支护设置后，三者共同作用，保持留巷稳定，并将围岩变形控制在允许的范围内。因此，进行沿空留巷支护设计时，必须全面、系统、综合考虑3种支护及其相互作用与匹配性，充分发挥每种支护的作用。
(2) 高预应力、高强度、高刚度并具有足够冲击韧性的锚杆与锚索支护是比较适合深部沿空留巷巷内支护的方式。巷道一旦掘出，就立即安装锚杆与锚索，并施加足够大的预紧力，通过选择合适的护表构件，使预紧力能有效扩散到围岩中。这种支护方式能够有效控制围岩扩容变形，抑制顶板离层与煤帮鼓出，保持围岩的完整性。为随后的加强支护作用发挥与留巷的成功创造条件。
(3) 巷内加强支护应提供较高的主动支撑力。一方面控制顶板下沉，抑制锚固区以上岩层的离层；另一方面，有助于沿采空区一侧切断顶板。深部沿空留巷加强支护最好能采用专门的强力液压支架。
(4) 适用于浅部留巷的巷旁支护方式不适合深部沿空留巷。充填式巷旁支护，特别是膏体充填材料性能优越，适合深部沿空留巷。应合理设计充填
? 1986 ? 岩石力学与工程学报 2010年
体几何与力学参数，达到施工速度快、充填体强度增加迅速、最终强度较高且具有足够变形性的目的。
(5) 巷内基本支护与加强支护的关系。巷内锚杆与锚索支护若能有效控制顶板岩层扩容与离层，保持顶板完整，则有利于加强支护主动支撑作用的发挥。相反，若顶板岩层出现明显破碎、离层及断裂，则加强支护的阻力很难传递到离层与破裂以上的岩层中，其支护作用会受到严重影响。煤帮采用高预应力、高强度锚杆支护，其垂直与水平位移得到有效控制，有利于减少顶板回转与下沉，改善加强支架受力状况。靠近采空区的顶板锚索与加强支护共同作用，有利于沿采空区切断顶板。反过来，高阻力的加强支护能进一步抑制锚固区围岩变形与离层，减轻煤帮压力，有利于顶板与煤帮的稳定。
(6) 巷内支护与巷旁支护的关系。对于顶板，高预应力、强力锚杆与锚索有效控制了顶板岩层扩容与离层，减小了对巷旁支护产生的应力，同时也有利于煤帮稳定；对于煤帮，锚杆支护控制了煤帮下沉与鼓出，有可能使顶板在煤帮内的断裂线向巷内移动，减小断裂线至煤帮表面的距离，从而减少顶板回转与下沉，降低作用在巷旁支护上的力。反之，性能优越的巷旁支护，与另一侧稳定的煤帮共同支撑锚固良好的顶板，才能保持留巷道长期稳定。
(7) 加强支护与巷旁支护的关系。工作面采过后，加强支护主要是在巷旁充填体还没有设置、强度还没有达到要求及顶板与充填体还没有完全接触时，提供较高阻力，阻止顶板下沉。同时加强支护、顶板锚索及巷旁支护共同作用，有利于切顶。相反，快速施工、快速承载、支护阻力大的巷旁支护，可有效控制顶板回转与下沉，改善加强支护受力状况。
4.2存在的问题与改进建议
虽然本次深部沿空留巷试验取得较好效果，基本满足安全生产的要求，但在很多地方还应改进。
(1) 少部分锚杆由于施工的原因，预紧力比较小，没有达到设计值，影响了锚杆支护效果的发挥，导致局部地段围岩变形较大。应采用大扭矩预紧设备，优选减摩垫片，确保预紧力达到设计值。
(2) 锚索布置与参数，特别是靠采空区侧锚索的长度、位置、角度及排距等参数的设计，没有充分考虑其切顶作用。在以后的沿空留巷设计中，应全面考虑锚索、加强支护与巷旁支护的切顶作用。
(3) 巷旁充填体从施工、强度增加、达到最终强度，到与顶板全面接触、提供较高支护阻力，需要较长时间。一方面应进一步完善充填材料性能，另一方面应进一步优化施工设备与工艺，提高充填速度，尽量充满充填体空间，使充填体能尽早承载。
(4) 深部沿空留巷与浅部不同，浅部留巷采用锚索、巷旁支护有可能将切顶控制在巷旁支护外侧，而在煤帮侧顶板不出现第二次断裂，基本顶回转下沉较小。对于深部留巷，阻止顶板第二次断裂不太可能，基本顶回转下沉大，长期不能稳定，煤帮与充填体受力很大。在本试验中表现为工作面采过200 m后，围岩仍以一定的速度蠕变。为了将留巷变形控制在生产要求的范围内，建议进一步加强煤帮支护强度与刚度，必要时采用全长预应力锚固，加打煤帮锚索。当围岩破碎时，可采用注浆加固。
(5) 局部地段留巷底臌严重，但由于施工比较困难，对底板没有进行支护。在以后的设计中，特别是对底臌强烈的巷道，应综合考虑顶板、煤帮支护及充填体的力学性能，提出有效的底臌控制方案。
5 结论
(1) 沿空留巷围岩位移的最大特点是与基本顶岩层回转运动密切相关。基本顶断裂位置，留巷煤帮与顶板支护方式与参数、巷内加强支护及巷旁支护形式、参数与力学性能，直接影响沿空留巷围岩变形与破坏。
(2) 深部沿空留巷地应力大、采动影响强烈，煤体破坏范围大，导致基本顶断裂线向煤帮深部转移。不仅顶板下沉与回转变形大，而且煤帮扩容、鼓出明显，底臌比较严重，这是深部与浅部留巷的明显区别。
(3) 高预应力、高强度、高刚度并具有足够冲击韧性的锚杆与锚索支护是适合深部沿空留巷巷内支护的方式；加强支护宜采用支护阻力高、护顶面积大的专门强力液压支架；巷旁支护宜采用强度高、变形性能好的膏体充填材料。
(4) 巷内锚杆与锚索支护有效控制顶板与煤帮变形，有可能使顶板断裂线内移，减少顶板回转与下沉。顶板锚索、加强支护与巷旁支护共同作用，有利于切顶。稳定的巷旁支护与煤帮共同支撑有效锚固的顶板，是留巷成功的必要条件。
(5) 采用高预应力强力锚杆与锚索支护、单体支柱加强支护配合膏体充填巷旁支护，有效控制了淮南谢一矿深部沿空留巷在服务期间的变形，围岩与充填体稳定，基本满足了安全生产的要求。但在锚杆预紧力保证、顶板锚索布置与参数设计、充填
第29卷第10期康红普，等. 深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术 ? 1987 ?
材料性能完善与施工工艺优化、围岩长期蠕变变形控制、底臌治理等方面还需作进一步的研究与试验。
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锚杆支护理论 （1）悬吊理论。1952年路易斯?阿?帕内科（Louis.A.Panek ）等提出了第一个锚杆支护理论—悬吊理论，该理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板浅部较软弱破裂岩层悬吊在深部稳固的岩层上，增强浅部较软弱岩层的稳定性。 （2）组合梁理论。1952年德国Jacobio 等基于层状地层提出了组合梁理论。该理论认为通过在岩体内施加锚杆，可以将多层薄岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，因此，锚杆锚固范围内岩层被视为组合梁，并认为组合梁作用的实质就是通过锚杆的预拉应力将锚固区内岩层挤紧，增大岩层之间的摩擦力；同时，锚杆本身也具有一定的抗剪能力，可以约束岩层间的错动。锚固范围内岩层同步变形，这种组合厚岩层在载荷作用下，其最大弯曲应力和应变较之前单一薄岩层都将大大减小，该理论充分考虑了锚杆对离层及层间滑动的约束作用。组合梁理论适用于若干层状岩层组成的巷道顶板。 (a) 未打锚杆 (b) 布置顶板锚杆 1—锚杆 2—层状地层 图7-30 锚杆的组合梁作用 （3）组合拱理论。兰氏（T?A?Lang ）和彭德（Pende ）通过光弹试验提出组合拱理论。组合拱理论认为，在拱形巷道围岩中安装预应力锚杆时，在锚固区内将形成以杆体两端为端点的圆锥形分布的压应力，只要沿巷道周边安装的锚杆间距足够小，相邻锚杆的压应力椎体将相互交错，在巷道周围锚固区中部形成一个连续的压缩带（拱）。承压拱内岩石处于径向、切向均受压的三向应力状态，使得岩体强度大大提高，支撑能力相应增加。该理论充分考虑了锚杆支护的整体作用，在软岩巷道中应用广泛。
图7-31 组合拱（压缩拱）作用示意图 （4）新奥法。20世纪60年代，奥地利工程师L.V.Rabcewicz在总结前人经验基础上，提出了新奥法（NATM），目前新奥法已成为地下工程的主要设计施工方法之一。1978年，米勒（L.Miiller）教授比较全面地阐述了新奥法的基本指导思想和主要原则，并将其概括为22条。1980年，奥地利土木工程学会地下空间利用分会把新奥法定义为：“在岩质为砂质介质中开挖隧道，以使围岩形成一个中空筒状支承环结构为目的的隧道设计施工方法”。施工时遵循下列原则：①应当考虑岩体的力学特性；②应当在适宜时机构筑支护结构，避免围岩中出现不利的应力应变状态；③为使围岩形成力学上十分稳定的中空筒状支承环结构，必须构筑一个闭合的支护结构；④现场量测监控围岩动态，根据允许变形量求得最适宜的支护结构。新奥法的上述定义简明扼要地揭示了新奥法核心问题-充分利用围岩自承能力，使围岩本身形成支承环。 （5）围岩强度强化理论。侯朝炯、勾攀峰提出来巷道围岩强度强化理论。该理论认为：①巷道锚杆支护的实质是锚杆与锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；②锚杆提高了锚固体的力学参数E、C、Φ，改善了锚固体的力学性能；③锚固体的峰值强度和残余强度都得到强化。锚固体的峰值强度和残余强度随锚杆支护强度的增加而得到强化，达到一定程度就可保持围岩稳定。该理论的分析方法是将锚杆的作用简化为对锚固围岩从锚杆的两端施加径向约束力，由实验室锚固块体试验确定围岩塑性应变软化本构关系，再利用弹塑性理论定量分析锚杆的支护效果。 （6）松动圈理论。20世纪70年代末期，以中国矿业大学董方庭为首的“松动圈巷道支护研究室”，提出围岩松动圈支护理论。该理论包括三个部分：（1）巷道工程的外载荷问题：围岩松动圈理论认为，围岩破裂过程中所产生的碎胀力（剪切力）是支护的危险载荷；（2）围岩分类方法：围岩松动圈是围岩应力、围岩强度、水的影响等综合因素的指标，它与支护难度关系密切；（3）巷道锚喷支
沿空留巷施工总结 沿空留巷技术是工作面辅助进风巷在回采过程中直接采用的特殊支护，保留原巷道不冒落，做为下一个工作面进风巷的一种施工方法。为有效实现无煤柱开采，提高资源回采率，消除回风上隅角瓦斯积聚，降低巷道掘进率，提高回采工作面安全生产水平。 自2015年9月7日开始在7211工作面施工沿空留巷工程，截止2016年12月28日共计施工柔模460个；自2016年11月24日开始在3214工作面施工沿空留巷工程，截止2017年2月10日共计施工柔模72个。现根据现场施工情况作以下施工技术总结。 一、沿空留巷施工工艺流程 煤帮挂网——割煤——移充填前部支架、挡矸支架——浇筑墙空间支护——留巷滞后支护——校对中线——支模——泵注混凝土——（等8小时墙体凝固达到设计支撑强度）——拉移充填支架 二、沿空留巷支护设计 （一）沿空留巷施工区：混凝土墙体上方顶板进行锚索支护，锚索规格为：Φ21.6×7200mm，锚索的间排距为1600×850mm，10#金属网护顶，见图3。
15° 78027007807807801200 巷旁补强锚索φ21.6×7200mm 间排距1600×850mm C30柔模混凝土 φ20×1300mm锚栓 间排距900×750mm 45001600 采空区 巷内补强锚索φ21.6×7200mm 排距1800mm 双层经纬网 图1沿空留巷支护横断面 （二）沿空留巷特殊支架支挡情况 柔模巷旁支护施工前，采用支架进行临时支挡控制顶板的区域。 工作面墙体浇筑区域采用采用2架ZQL2x4000-17/31型挡矸支架进行 支挡，架前铺设10#铁丝编织而成的10×1m 经纬网，与巷内原菱形网 搭接长度不小于100mm ，架后补打加强锚索。该支架的主要作用是： 1、将采空区与留巷隔离开来，为浇筑柔模混凝土墙体提供一个 安全的施工环境。 2、工作面回采后及时支护留巷顶板，防止留巷浇墙区顶板快速 下沉或垮落，及时切顶，减少悬顶长度，降低留巷压力。 3、为低龄期巷旁支护提供支撑及掩护，防止巷旁支护墙体过早 受力，造成墙体内部损失，影响后期强度。 （三）巷旁支护（混凝土墙）作用及参数 1、巷旁支护作用
文件编号：GD/FS-4444 （解决方案范本系列） 沿空留巷安全技术措施详 细版 A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编辑：_________________ 单位：_________________ 日期：_________________
沿空留巷安全技术措施详细版 提示语：本解决方案文件适合使用于对某一问题，或行业提出的一个解决问题的具体措施，过程包含确定问题对象和影响范围，分析问题，提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，最后执行。，文档所展示内容即为所得，可在下载完成后直接进行编辑。 为了减少11010采面与老采面之间的煤柱损失，经矿领导研究决定，采用无煤柱开采（沿空留巷）。为保证施工安全特制定安全技术措施如下： 1、施工方法： 沿空留巷无煤柱采煤、沿17型溜子尾，沿巷口进煤柱2米。 2、支护规格： 根据本采煤工作面顶板岩性情况，采用单体柱配圆木梁支护,棚间距为0.5米、净口1.8米、净高1.8米、下宽2.5米。 3.采空区处理方法： 采用全部垮落法处理顶板。采空区冒落高度应普
遍不少于1.5倍采高，采空区局部悬顶和冒落不充分，面积小于2×5 m2时，采取打密集柱和戗柱加强支护，大于2×5 m2时，采取打戗棚、木垛、密集柱，加强矿压监测；大面积悬顶不落时，应采取上述措施外，必须进行强制放顶。 4.放顶安全措施： （1）、回柱后顶板不垮落，悬顶距超过作业规程规定时，必须停止作业，采取人工强制放顶。 （2）、放顶人员必须站在支架完整、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳伤人等危险的安全地点工作。回柱放顶前必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路，回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。 5、安全出口： （1）、为保证采面回采安全生产，需在进风、回风巷两端设有安全出口，安全出口规格2ⅹ0.8米
锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 Ｌ≥L1+L2+Ｌ3--------－－------－-------- ① =0.１＋１．5+0．3=1.9m 式中： Ｌ——锚杆总长度，ｍ； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.１m； Ｌ２——锚杆有效长度或软弱岩层厚度,m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度）,按经验L3≥３00mm。 (一)锚杆外露长度L１ L1=(０．1～０.１5)m,[钢带+托板+螺母厚度+（0.０２～０.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度）L３ 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》ＧBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.３条第四款规定： 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用2０锰硅钢筋或３号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.３.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;
四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200~25０毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300～４0０毫米； 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于６毫米,尺寸不宜小于１5０×１５0毫米； 六、锚头的设计锚固力不应低于５0千牛顿； 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm~４0０mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86-85“第三节 锚杆支护设计”中规定： 第3．3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式（3.3.11-1)、(3.３.１1-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3．3.１1-１） cr st a f d f d k l 2214≥ (３.3.1１-２) 式中ｌa ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（ｃm); ｄ1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）; ｄ２——锚杆孔直径(ｃm ）; ｆst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm ２）;
2713工作面下巷沿空留巷安全技术措施 为缓解采掘接替紧张，提高煤炭资源回收率，在2713工作面下巷使用高水充填材料巷旁充填技术进行沿空留巷。为保证沿空留巷施工的顺利进行，特制订本安全技术措施。 一、工程概况 2713工作面位于27采区下部，北为27采区下山保护煤柱，西为2709工作面，东为2715工作面(未掘)，南为火成岩边界。工作面南北走向长1038～1054m，东西倾斜长195m，标高～。工作面煤层稳定，煤层厚度为～，平均煤厚，煤层倾角为7°～15°，平均倾角12°。2713工作面顶板条件良好，直接顶为泥岩及砂质泥岩，厚度为，基本顶为中、细、粉砂岩及泥岩，厚度为，直接底为砂质泥岩，厚度为，基本底为细粒砂岩，厚度为。 2713工作面下巷长(可采长度1038m)，为出煤、进风巷，采用锚网索(梁)+M 钢带联合支护。巷道断面为矩形断面，净宽，净高不低于，巷道断面积不小于2。巷道顶板采用锚杆+锚网+锚梁+锚索联合支护。顶板每排使用一片6眼的M钢带(眼距800mm)，采用φ22×2200mm高强锚杆(自下帮起钢带第一、三、四、六眼位内施工)和φ×4200mm(每隔一排在自下帮起钢带第二、五眼位内施工)锚索，铺设小眼点焊钢筋网(网格70×70mm)；顶板施工四排锚索梁支护，锚索梁“迈步布置”，锚索规格为φ×7200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm，锚索托盘采用12mm厚钢板加工，规格为120×120×12mm。两帮采用φ22×2200mm 高强锚杆支护，使用竖向M钢带(采用两眼及三眼钢带搭配使用，分别为1000mm 和1700mm长，眼距700mm；600mm长，眼距400mm)，锚杆排距为800mm，铺设小眼点焊钢筋网(网格70×70m m)；下帮施工一排锚索梁支护，锚索规格为φ×4200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm，锚索托盘采用12mm厚钢板加工，规格为120×120×12mm。 附图1:2713下巷支护断面图。 二、充填系统 (一)充填材料
锚杆支护 一、锚杆支护原理 1、锚杆的悬吊作用 悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。如图1所示，或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩石上，使松动岩块不至冒落。 锚杆的悬吊作用
2、锚杆的组合梁理论 利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护，这就是锚杆组合梁作用。组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；同时，锚杆本身也提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动。锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。 锚杆的组合作用
3、锚杆锲固作用 是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。如图3。 锚杆的楔固作用 p бb p 锚杆的楔固作用 -б p (бb p
4、挤压加固拱作用 形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。如将锚杆沿拱形巷道周边按一定间距径向排列，在预应力作用下，每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，在围岩中形成一连续压缩带。它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，组织上部围岩的松动和变形。 显然，对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。
5、锚杆的减跨作用 如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁，由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点，安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。这就是锚杆的“减跨”作用，它实际上来源于锚杆的悬吊作用。 上述几种锚杆支护作用并非是孤立存在的，实际上是相互补充的综合作用，只不过在不同地质条件下，某种支护作用占的地位不同而已。
【2012】山西灵石华瀛天星柏沟煤业有限公司 090101回风顺槽沿空留巷 设计说明书 设计人： 审核： 总工程师： 时间：
柏沟煤业090101回风顺槽沿空留巷 设计说明书 无煤柱开采技术是煤矿开采技术的一项重大变革，在矿井的开拓成本、缩减接续时间及提升回采效率上均比原有的留设煤柱开采有较大的优势。为缓解我矿采掘工作面接替紧张的压力，实现无煤柱开采，提高回采率，减少资源损失，提升经济效益，根据我矿实际情况，经集团公司领导与矿相关领导研究决定，为090101回风顺槽进行沿空留巷。 第一章沿空留巷巷道基本情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 井上下关系对照表
第二节煤（岩）层赋存情况 一、煤层特征表 二、煤层顶底板状况 9号煤层顶板为K2石灰岩，局部为薄层的泥岩伪顶，底板为泥岩或砂质泥岩。目前开采的090101工作面为本矿9号煤层首个回采工作面，使用全部跨落法管理顶板。顶板：为K2石灰岩，岩性坚硬，抗压、抗拉强度大。岩层单向抗压强度32.1-63.2Mpa，平均44.4 Mpa，单向抗拉强度1.63-4.56Mpa，平均2.71 Mpa，抗剪强度1.73-6.11Mpa，平均4.05 Mpa。稳定性好，属稳定-较稳定型顶板。 底板：为砂质泥岩，节理裂隙不发育。属不稳定-较稳定型底板。 第三节地质构造 总体为一轴向近南北方向的向斜构造。 第四节水文地质 井田范围内没有大的地表水体。矿区位于交口河上游支沟，井田内发育冲沟，各沟谷基本常年无水，仅在雨季汇聚短暂性洪流，属季
节性沟谷河流。 第二章沿空留巷专项设计 第一节设计目的及依据 在煤矿原有的生产体系中，长期以来一直沿用留设煤柱的方法维护。无煤柱护巷技术是煤矿开采技术的一项重大改革，无煤柱护巷支护技术中的沿留空巷技术曾经历了堆砌矸石、密集支柱、木垛、金属棚、高水材料垛式充填等留巷方式的无煤柱护巷的发展过程，积累了宝贵的生产技术经验。我矿为资源整合后建设矿井，主副井筒及井下巷道均为新建，原开采的2#、4#煤层均已开采殆尽，090101是我矿在9号煤层布置的首个回采工作面。为了更加合理的利用资源，减少成本及减小将来开采布置10#煤层的难度，我矿组织相关领导对相邻的兴庆煤矿、旺岭煤矿进行了考察研究，决定对090101回风顺槽实施沿空留巷，以便于回收090101工作面与090103工作面之间的煤柱时解决行人通风的问题。 一、沿空留巷的优点及效益分析： 1、如试行成功，在今后的采掘接续中可以缓解采掘工作面接替紧张的压力。和留煤柱开采相比，少掘一条巷道，节约时间约4个月。 2、真正实现无煤柱开采，提高回采率，减少资源损失，实现连续开采，增加效益。 3、实现无煤柱开采，无应力集中区，被保护层得以彻底保护。 4、沿空留巷位于采动卸压区，支护容易，便于维护。 5、根据我我矿实际情况及顶板岩性，现在我矿090101首采工作
沿空掘巷联合支护技术研究 祖梦柯1，王其洲 2 （1．河南许昌新龙矿业有限责任公司，河南禹州461670；2．中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221008） 摘 要 该文以梁北煤矿11采区地质条件为基础，现场调查11采区留设小煤柱沿空巷道变形破坏特征，并对巷道破坏原因进行分析，提出工字钢对棚+单体支柱+锚索联合支护技术，实施该项技术后对其支护效果进行观测，巷道围岩得到有效控制。关键词 沿空掘巷 联合支护 工字钢支架 中图分类号TD353 文献标识码 B 梁北煤矿11采区是现阶段矿井主采区，该采区煤 层赋存稳定，存在简单地质构造，煤层平均倾角12?，平均厚度为4．4m ，节理裂隙较为发育，煤层较破碎，由表1可知，煤层上方存在泥岩伪顶，直接顶为稳定细粒砂岩，基本顶为中粒砂岩，直接底为泥岩，基本底为粉砂岩，煤层和泥岩层为软弱层。 表1巷道顶底板情况 顶底板名称岩石类别硬度厚度（m ）顶板 基本顶 中粒砂岩＜87．04直接顶细粒砂岩＜63．65伪顶 泥岩＜20．1 1．0底板 直接底泥岩＜21．2基本底 粉砂岩 ＜6 3．77 该采区工作面顺槽均沿二1煤层顶板掘进，属小煤 柱沿空掘巷，护巷煤柱宽度平均3m ，地面平均标高+114m ，顶板平均标高－420m 。该采区已掘巷道围岩变形破坏严重，难以满足巷道断面使用要求。2巷道变形破坏特征及原因分析2．1 巷道原有支护 11采区工作面顺槽净断面面积13．36m 2，见图1。 图1巷道断面设计图 巷道支护采用12#工字钢对棚支护。工字钢棚间距700mm ，顶梁长4200mm ，上帮棚腿长3700mm ，下帮棚腿长2700mm ，帮部椽杆间距250mm ，椽杆后采用双抗网护表，顶梁与顶板间采用木楔背紧。2．2巷道变形破坏特征 *收稿日期：2011－08－22 作者简介：祖梦柯（1983－），男，河南商丘人，毕业于河南理工大学，从事煤矿技术管理工作，现任梁北煤矿生产科副科长。 11采区巷道属于典型小煤柱护巷沿空掘巷， 现场调查分析表明巷道出现多中变形破坏特征：（1）巷道两帮帮脚强烈内移，棚腿修复周期为2个月；（2）支架中部出现明显弯曲变形，部分支架出现扭曲变形；（3）底板强烈鼓起，底鼓治理周期为2个月。2．3巷道变形破坏原因分析 留小煤柱沿空掘巷是一种特殊类型的回采巷道［1］ ， 必须分析巷道围岩条件和上方顶板变形特征，同时以研究该类巷道矿压规律作为基础，巷道变形破坏原因分析如下： （1）由图2可知，邻近工作面回采后顶板形成砌体梁结构，留设小煤柱沿空巷道的围岩状态和应力条件均由该结构决定，并且顶板砌体梁结构在“失稳”到“再稳”的过程中对巷道围岩稳定性影响极大。 图2顶板砌体梁结构 现有研究表明老顶形成砌体梁结构的过程为下 沉、弯曲、破断及回转 ，此过程老顶在应力条件和围岩状态的共同约束下出现给定变形。由关键层理论可知，老顶破断前，主要起到承载上覆岩层的作用。上区段工作面回采后，老顶出现结构性调整，调整稳定后弧三角块B 水平方向一侧受采空区断裂老顶的挤压，另一侧受到原岩岩体的挤压；铅垂方向上弧形三角块受上覆岩层的铅垂压力、采空区矸石的垂直支撑力、实体 煤的垂直支承力的合作用力［2］ 。稳定过程中，弧形三角块下方煤体产生破碎区和塑性区，降低岩体完整性和强度，加速煤岩体流变，随着时间推移巷道变形破坏严重。除此，稳定弧三角块能够承载上覆围岩压力，维持巷道稳定。 （2）原有支护设计不合理［3］ 原有支护设计采用12#工字钢对棚支护。在此类 围岩条件下， 支架与围岩相互作用关系极差，同时围岩易产生强烈流变，工字钢棚难以适应巷道变形。除此之外，护表采用强度和刚度均较小的双抗网，无法控制 312012年第2期
某滑坡的变形和破坏机理分析研究 介绍了某滑坡的特征，分析了滑坡区区域工程地质和水文地质特征，对该滑坡体的变形和破坏机理进行了研究和分析。分析表明：人为活动和地形地貌是滑坡发生变形破坏的主要因素，降雨诱发、岩层产状等因素是造成滑坡发生滑动和进一步破坏的诱发因素。 标签：滑坡变形破坏诱发因素 1概述 塔山滑坡位于广东省开平市长沙区平岗村塔山开元塔底。由于建设工程的需要，在塔山的东南侧进行采石，采用放炮等土石法，致使塔山南侧岩石大量开采形成陡崖，并使周边岩土体产生裂缝，之后由于人为因素和自然因素的影响，塔山南侧裂缝逐渐扩大，至90年代，开始形成滑坡。1999～2001年，在修建塔山公园公路时对山体坡脚进行开挖，在公路北侧形成高约10～17m，坡度约35～45°的高陡边坡，滑坡距公路最近的平岗村居民区约22m，山坡坡脚距公路最近仅2m左右。2004年和2005年雨季，由于连降暴雨，滑坡有活动下滑的趋势，滑坡体前缘公路路面隆起，最高处隆起约40cm，隆起部分面积约有20～30m2，公路北侧排水沟产生变形歪斜，部分已经破坏，水沟上方在雨水后有地下水浸出，形成间歇性下降泉，平岗村内部分房屋墙面产生裂痕，进出塔山公园的公路曾数次被塔山山坡上崩塌的土体破坏。 2滑坡变形形态特征 X 根据实地踏勘，除滑坡体后壁出现较大裂缝外，滑坡周界及滑坡体底部也有约13处裂缝，现将裂缝走向一致的裂缝分为一组，共五组裂缝（表1）。 3滑坡体的工程地质与水文地质特征 塔山滑坡滑坡体主要由第四系坡积土层、风化残积土层、侏罗系中上统百足山群、全风化、强风化、少量中风化基岩组成（见图1）。滑坡体中上部为残积土层，主要由粉土、粉质粘性土组成，呈可塑状或松散状，含较多的碎石和砂、砾石，透水性较好；风化残积土层主要由粉质粘性土，含少量碎石和砂砾石组成，局部夹有全风化、强风化岩，其透水性较差；基岩主要为全风化、强风化泥质粉砂岩，含少量强、中风化岩块，其透水性较好；滑床基本处在中—微风化泥质粉砂岩、粉砂质泥岩中，岩石呈中厚层状，岩质坚硬，局部裂隙发育，透水性好。 滑坡区地下水主要为第四系冲积土层、残坡积土层中的孔隙水和基岩裂隙水，地下水补给来源主要为大气降水的渗入补给和相邻含水层之间的侧向补给。
锚杆支护参数的确定 锚杆长度 L》L l + L2+L3 -------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中： L —锚杆总长度，m L1 - -—锚杆外露长度（包括钢带+托板+螺母厚度），取0.1m; L2 - -―锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m L3 —锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3>300mm （一）锚杆外露长度L1 L1=（0.1?0.15）m ,［钢带+托板+螺母厚度+ （0.02?0.03 ）］（二）锚入岩（煤）层内深度（锚固长度儿3 1. 经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86- 85 “第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定： 第333条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋； 二、杆体直径按表333选用； 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟； 四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200?250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度
公式(3.3.11 -1) （3311-2）见图形所示 (3.3.11 -1) (3.3.11 -2) 宜为300?400毫米； 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150X150 毫米； 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿； 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取 300mn?400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》 GBJ86- 85 “第三节锚杆支 护设计”中规定: 第3311条局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度，应同时 满足下列公式: 式中la——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（cm）； d1—锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ； d2 --- 锚杆孔直径（cn）； f st ――锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm）； f cs——水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度（N/cm2）; 4d2 f cr
沿空留巷巷旁充填支护技术研究与应用 发表时间：2018-03-05T15:28:59.400Z 来源：《建筑学研究前沿》2017年第30期作者：段元贵 [导读] 巷旁充填带支护技术是近年来发展起来的一种新型巷旁支护技术，国内外沿空留巷实践表明。 山东绿源特种材料有限责任公司山东省临沂市 273313 摘要：沿空留巷巷旁充填技术不但能够解决高瓦斯工作面通风问题，还能实现不留煤柱连续回采，而沿空留巷围岩控制的关键是巷旁支护体，因此，对沿空留巷进行研究，对沿空留巷实践具有一定的指导意义。所以，希望通过不断地研究，能研制出更好的方法。 关键词：沿空留巷；巷旁充填支护技术；应用 引言 巷旁充填带支护技术是近年来发展起来的一种新型巷旁支护技术，国内外沿空留巷实践表明，充填材料整体浇注后，充填体能克服传统巷旁支护的根本缺陷，显示出了其技术经济的优越性。 1巷旁充填材料研究现状 1.1普通混凝土充填材料 普通混凝土具有终凝强度高、劳动强度小、成本低和充分利用矸石以减少矸石排放等优点，但初凝时间较长、初期强度低。根据实验，当混凝土水灰比为0.5：1时，充填体材料3d、7d、28d的强度分别为8.56MPa、13.65MPa、23.52MPa。巷旁充填材料选用普通混凝土时，如果结合巷内锚、网、索联合支护，充填体两侧采用单体液压支柱临时支护以及采空区侧用锚索加强支护，能充分弥补普通混凝土初凝时间长、初期强度低的缺点，有效地控制顶板岩层，达到预期留巷效果。 1.2CHCT系列充填材料 CHCT系列充填材料由石子、水泥、砂、水、粉煤灰及复合外加剂组成，复合外加剂包括早强剂、减水剂、保水剂和引气剂等部分。充填材料1d、2d、3d、7d、28d抗压强度分别可达5MPa、10MPa、12MPa、15MPa和28MPa。巷旁充填材料选用CHCT系列充填材料时，充填体效用主要体现在两个方面：（1）有效控制顶板离层、及时切顶，使巷道保持稳定；（2）及时封闭采空区，防止漏风和煤的自燃，避免采空区有害气体进入工作空间。 1.3高水速凝材料 高水速凝材料由甲料、乙料两种材料组合使用，甲、乙两湿料混合均匀后形成大量钙矾石，凝胶体充填在钙矾石骨架中，形成固结体。高水材料充填体具有早期强度高、凝固速度快、增阻速度快、密闭采空区效果好等特点。当巷旁充填材料选用高水速凝材料时，巷道断面收缩率一般能控制在16%以内，所留巷道二次利用时只需进行小修即可满足要求。 2巷旁充填体与顶板岩层的相互作用 2.1顶板岩层 工作面在回采过程中，其采空区顶板岩层活动的主要形式是自上而下的出现分层垮落现象，主要表现为顶板岩层的旋转下沉和平移下沉两种形式。顶板岩层活动可分为前期活动、过渡期活动和后期活动三个时期。前期活动会出现沿空留巷顶板的“一次破断”，这时会与出现冒落的矸石基本上失去联系，并伴随着充填体强度的加大，充填体会切落采空区侧悬臂的直接顶；过渡期活动出现沿空巷顶板的“二次破断”，以此同时会形成老顶岩梁。此阶段顶板的活动会以旋转下沉为主要形式，因此变形速度加快，变形量加大；后期活动造成老顶下位岩梁和沿空留巷直接顶板平移下沉，该阶段顶板以平移下沉为主，下沉速度较小。 2.2巷旁充填体作用力 老顶岩梁的位态与工作面采高、直接顶厚度和岩性有关，而巷旁充填体不能改变老顶岩梁的稳定状态。在顶板岩层活动的不同阶段，巷旁充填体的作用也不尽相同。在顶板前期活动的阶段，顶板以旋转下沉为主，充填体的作用力主要是直接顶的重量和悬臂直接顶的作用力；在顶板的过渡期活动阶段，为了使老顶岩梁的“大结构”在较短时间内尽快形成，这就要求充填体应该具有足够的切顶阻力，能够切断老顶，以减少沿空留巷顶板的下沉量和巷道矿压显现的剧烈程度；顶板后期活动阶段，充填后期工作阻力会呈现出波动性，并会逐渐趋于稳定。 3巷旁充填工艺系统 3.1泵送混凝土充填工艺系统 图1CHCT系列材料巷旁充填工艺流程 相比CHCT系列材料充填、高水速凝材料充填，泵送混凝土充填系统简单，取材方便。其工艺流程包括：地面碎石及水泥制备系统、由地面至井下泵站运输系统、混凝土制备与泵送系统、充填模板系统。 3.2CHCT系列材料充填工艺系统 CHCT系列材料充填工艺系统包括：干混充填料地面制备系统、由地面至井下泵站运输系统，充填泵料斗上料系统，料浆的制备与泵送系统及充填模板支架系统。工艺流程如图1所示。 3.3高水速凝材料充填工艺系统 高水材料充填工艺系统包括：高水材料料浆的制备、高水材料料浆的输送和充填体成型三个部分。其工艺流程为：高水材料的甲、乙
软岩隧道大变形成因分析及处置措施 摘要：本文对软岩隧道大变形机理进行分析，详细介绍了软岩地区常见的支护 设计和软岩区施工阶段的质量控制措施，以解决当前施工阶段出现的问题，以期 为软岩区隧道建设提供借鉴和参考。 关键词：软岩隧道；大变形；成因分析；处置措施 0 引言 由隧道大变形引起的地质灾害屡见不鲜，困扰着软岩区隧道的建设。首例出 现软岩大变形的隧道是1906年建成的新普伦隧道（全长19.8Km），比较有代表 性的是奥地利陶恩隧道，施工期间产生50~120cm的变形，日最大变形量达到 20cm。国内比较有代表性的有乌鞘岭隧道，拱顶沉降达到105cm，周边收敛达到103cm，而凉风垭隧道的周边收敛值达到197.25cm，此类的地质问题还有许多， 软岩隧道不仅延长建设的周期，而且还会大幅增加工程造价。软岩隧道的支护理 论有多种，20世纪初由Haim、Rankine等提出的古典压力理论，以及在之后提出 的塌落拱理论，这也是新奥法的理论基础，其核心是隧道围岩具有自稳能力， L.V.Rabcewicz提出新奥地利隧道施工方法（即新奥法），其后还有应变控制理论、能量支护理论、轴变论、软岩工程力学支护理论等。近年来结合数值模拟技术， 可以对隧道变形进行初步的了解，提高设计的准确性，在施工技术、监测手段上 也取得较大的发展，复合式衬砌、超前支护等应用于隧道工程中，高精度、自动化、智能化的监测设备用于隧道变形和应力监测[1]。 1 隧道围岩大变形机理 1.1 软岩大变形的工程定义 目前对于围岩大变形尚未有明确的定性和定量判断依据，只是根据地质条件，以某一角度进行判断，而在实际的工程中，软岩大变形并未列入规范中。软岩区 隧道产生大变形与地质条件、时间、隧道的尺寸规模、埋深等有着密切关系，根 据以上的影响因素，本文对软岩大变形给出如下定义：软弱围岩在水（包括地下 水和地表渗水）的作用下，采取常规的支护设计，围岩产生塑性变形，且无法有 效控制，其变形量已经超过预留变形量或者规范的允许值，或者具有这种趋势， 当二衬施工工后一段时间内，变形仍不稳定，且导致衬砌结构开裂的现象称为软 岩大变形。 1.2软岩大变形机理 围岩产生大变形破坏取决于岩性，即岩体的性质、构造与结构，其次是围岩 的地质环境，即地应力、地下水分布等，与支护参数也有较大的联系。围岩大变 形发展机理可以归纳为以下几点： ⑴软岩流塑 隧道的开挖会改变围岩的应力状态，围岩的应力状态随开挖而调整，在此过 程中岩体中闭合的结构面会不断的张开，产生滑移，岩体进一步破碎，此时地下 水进入张开的结构面，进一步弱化岩体的强度，导致岩体呈流塑状态而产生较大 的周边收敛。 ⑵板梁弯曲 对于呈薄层状的围岩，在开挖后，其顶板变形呈弯曲状态，这一现象在高地 应力地区更为明显。隧道的法向应力降低而切向应力增加，层状的岩体发生横向 或者纵向挠曲，引起顶板和地板在垂直应力作用下引起顶板下沉和底板的隆起， 侧墙在侧向应力作用下产生较大的收敛。
12465工作面运料巷沿空留巷分析矿压观测总结 目前，煤矿采煤工作面沿空留巷已得到广泛应用并逐步推广，沿空留巷能够节约大量的掘进工程量、掘进生产费用、掘进工期，为生产衔接提供坚实的保障。传统的沿空留巷是通过巷道内基本支护加上巷旁支护（木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、料石砌墙支护、巷旁混凝充填等）的有效结合来达到强制切顶的目的。根据我矿野青煤顶板为平均4m厚的坚硬灰岩的实际情况，如采用传统的沿空留巷技术，必然存在着支撑能力低、材料消耗多、机械化程度不高、巷道受压大、变形快、维护困难、整修工程量大等缺点。通过借鉴和学习国内其它矿井沿空留巷的经验，根据生产需要，本着经济合理、技术可靠、生产安全的原则，经采矿公司领导批准，我矿12465采煤工作面运料巷采用了顶板聚能预裂爆破切顶卸压配合巷内基本支护+ 加强支护的沿空留巷方法。 12465采煤工作面运料巷沿空留巷自2011年4月1日开始实施，4月17日进行了矿压观测，截止5月15日已观测45m，现将本阶段观测及分析结果进行以下总结： 一．顶板预裂爆破 炮眼间距确定为0.7m，炮眼深度以打穿野青顶板灰岩为准，聚能管安装时聚能方向与相邻炮孔连线方向一致，炮眼每眼装药5卷（Φ32×3200mm）。根据现场观测，能达到顶板切缝的效果。 二．采用的矿压观测仪器 1．单体液压支柱受力监测仪 仪器型号名称：YHY-60型数字式压力计；厂家：山东晨晖电子科技有限公司。 2．锚杆（索）受力监测仪 仪器名称：锚杆（索）液压测力计；厂家：常州巧力机械科技有限公司。 三．矿压观测数据分析 1．工作面液压支柱监测数据见表1 从表中可以看出，在4月23日时工作面液压点柱的工作阻力达到最大值，工作面自4月1日开始推进，一天一排（1m），得出工作面老顶初次来压步距为23m。，在观测期间液压支柱工况良好，适应工作面生产条件。
新产品 新技术 沿空留巷锚索吊挂钢梁支护技术 新汶矿业集团有限责任公司翟镇煤矿 陈尚峰 范德强 摘 要 通过大倾角煤层开采中改变施工方案,将原工作面撤除后预留切眼实施沿空留巷,总结了沿空留巷的施工工艺及安全技术措施,为类似工程条件的沿空留巷提供科学依据。关键词 大倾角 沿空留巷 锚索钢梁 翟镇煤矿51101煤层倾角平均15 ,局部达26 。工作面走向长度380m ,里段150m 走向开采,外段改为倾向开采。工作面里段推进150m 撤除后预留切眼实施沿空留巷,预留工作切眼作为外段的轨道巷,在下部开掘一条运输巷形成系统,实施倾向开采。撤除预留切眼采用锚带、网、锚索吊挂钢棚联合支护,支护效果十分理想。1 顶板压力分析1.1 顶板结构 (1)平均厚度为3.64m 的粉砂岩为直接顶,充填性较好;整体上顶板矿压显现明显,但不十分强烈。 (2)平均厚度为17.10m 的砂岩互层分层破断,形成梁上有梁的一般梁式结构,构成基本顶结构。1.2 顶板来压强度 P 1=P 2=M z r z f z cos + M e r e L h a K T L K h i =456.48k N/m 2 式中:P 1 支护强度,kN m 2; P 2 顶板来压强度,kN m 2;M z 直接顶厚度,取3.24m; r z 直接顶容重,取2.2t/m 3; 煤层倾角,取15 ; f z 直接顶悬顶系统数,取1;M e 基本顶单一岩梁厚度,取5m;r e 基本顶容重,取2.5t/m 3;L 周期来压步距,取10m; h a 顶板最大下沉量,取400m m;K T 压力分布系数,取2;L K 控顶距,取3m; h i 需控顶板下沉量220mm 。2 支护设计 2.1 巷道断面和支护参数设计 针对巷道的维护特点,经过地质力学评估、初始设计、数值模拟计算分析,又经施工监测、信息反馈和修正,确定了巷道的锚索吊挂钢梁支护设计和参数(见图1)。2.2 顶板支护 顶板采用高强度螺纹钢锚杆, 22mm 2000mm,间排距800mm 900mm,配锚索吊挂钢梁及金属网。顶板支护形式 为5排锚带+2排锚索吊挂钢梁。锚索长6.0m,排距1.0m, 图1 51101工作面顺槽支护断面示意图 锚索吊挂3.0m 长的钢梁。顶板均要求用 27mm 的双翼钻头钻锚杆孔,孔为 28mm 。每根锚杆用1卷快速及2卷慢速树脂锚固剂卷加长锚固。锚索用2卷快速及3卷慢速树脂锚固剂卷加长锚固。2.3 两帮支护 煤帮采用高强度螺纹钢锚杆, 18m m 2000mm,间排距800mm 800mm,配锚带和金属网联合支护。为防止煤帮煤层片帮,每根锚杆用2卷Z2550型树脂锚固剂卷加长锚固,以保证其锚固力。煤帮最上部锚杆以15 仰角布置,最下部锚杆以15 俯角布置(有利于防止底鼓),其余锚杆水平布置。2.4 支护验算2.4.1 锚杆 采用 22的高强锚杆(1)顶锚杆 长度:L =(1+1/2f) (1.1+B/10)=1.72m 式中:L 锚杆有效长度; f 顶板岩层普氏系数,取2.2;B 巷道跨度,取3.0m 。L 顶=L + =1.82m 式中: 锚杆外露长度,100mm 。 考虑到沿空留巷巷道顶板松动区的扩容,L 顶应取2m 。 间排距 D =12K 1k 2 (3I /(2I +1)+(2f -1)/(2f +1))=0.79m 式中:D 锚杆间排距; K 1 锚固系数,取1.03; K 2 护顶系九,取1.05; I 直接顶完整系数,取0.63;f 2.2。 顶锚杆间排距取800mm 800mm 26 山东煤炭科技 2006年第6期
金属材料与热处理陈健 晶体的缺陷第二章金属材料的性能 ⑴了解金属材料的失效形式， ⑵了解塑性变形的基本原理， ⑶提高对金属材料的性能的认识。 正确理解载荷，内力、应力的含义。 应力的应用意义。 ⑴与变形相关的概念 ⑵金属的变形 讲授、提问引导、图片展示、举例分析、
一，晶体的缺陷： 1点缺陷：间隙原子，空位原子，置代原子，在材料上表现为：使材料强度，硬度和电阻增加。 2线缺陷：刃位错（如图：P-6），在材料上表现为：使得金属材料的塑性变形更加容易。 3面缺陷：有晶界面缺陷和亚晶界面缺陷，表现为金属的塑性变形阻力增大，内部具有更高的强度和硬度。因此晶界越多，金属材料的力学性能越好。 第二章金属材料的性能 导入新课： 我们经常见到一些机械零件因受力过大被破坏，而失去了工作能力。大家能否举些身边的例子呢？ ——如：弯曲的自行车辐条，断掉的锯条、滑牙的螺栓等。 机械零件常见的损坏形式有三种： 变形：如铁钉的弯曲。 断裂：如刀具的断崩。 磨损：如螺栓的滑扣。 本次课给大家介绍金属材料损坏的形式、变形概念与本质等等，首先我们来了解一些基本概念。
一、与变形相关的概念 ㈠、载荷 1、概念 金属材料在加工及使用过程中所受的外力。 2、分类：根据载荷作用性质分，三种： ⑴、静载荷：大小不变或变化过程缓慢的载荷。 ——如：桌上粉笔盒的受力，用双手拉住一根粉笔两端慢慢施力等。 ⑵、冲击载荷：突然增加的载荷。 ——如：用一只手捏住粉笔的一端，然后用手去弹击粉笔。 ⑶、变交载荷：大小、方向或大小和方向随时间发生周期性变化的载荷。 ——如：通过在黑板上绘图分析自行车轮转动时辐条的受力。 根据载荷作用形式分，载荷又可以分为拉伸载荷、压缩载荷、弯曲载荷、剪切载荷和扭曲载荷等。 拉伸载荷压缩载荷弯曲载荷 剪切载荷扭曲载荷 ㈡、内力 见车工工艺书 P32， 图2—20
3202工作面沿空留巷支护方案 编制： 审核： 科长： 总工程师： 2016年7月
3202工作面沿空留巷设计方案 为解决3202回采工作面上隅角瓦斯超限的问题，公司决定在3202工作面进行沿空留巷y型通风。现对工作面沿空留巷支护方案制定如下： 1、沿空留巷巷道断面选择： 根据通风区对巷道通风断面要求，巷道净断面至少保证在 4.5m （宽）×3.5m（高）以上。考虑巷道宽度预留变形量，设计留巷断面为4.7m（宽）×3.5m（高）。 2、沿空留巷支护方案： ①现有3202回风顺槽断面为5.0m（宽）×3.5m（高），巷道采用锚网索联合进行支护。根据现在3202工作面上隅角木垛处顶板进行观测后，确定在目前顶板条件下，对巷道顶板进行超前补强支护，即在超前工作面的回风顺槽距南帮1.5m、0.3m各处打设一根锚索，配槽钢梁（20#槽钢、长度2.4m）平行巷道轴线布置，间距为2m。 ②在工作面回采过程中，每推进两个循环在工作面支架后方，距3202回风顺槽北帮4.9m处打设一个1.5m×1.5m的“井”字型木垛，木垛连续打设，间距0.1m。木垛外侧挂网，木垛板梁两面平，喷浆留巷侧帮部填实。 ③工作面每推进6米，，进行喷浆封闭。喷浆厚度0.1m，强度C20。喷浆结束后，在留巷内使用4.0m单体柱与3mπ型钢梁架棚对留巷进行加强支护。单体柱要穿柱鞋，柱体压力要达到11.5MPa以上，棚距 0.8m。 ④巷道施工完成后，断面保证4.5m（宽）×3.5m（高）。 ⑤现有3202回风顺槽与3202辅助回风巷联络巷断面为3米，回采后有底鼓现象发生。为保证足够通风断面，将现有联络巷支护由打木垛支护改为每排两根木点柱，间距1m进行支护。木点柱直径不小于0.2m。巷道密闭时，按照密闭设计进行打木垛施工。 3、为保证支架后方采空区侧木垛打设施工安全，需对木垛施工区域进行如下支护： ①在工作面割煤前，提前在123#---129#支架段上双层金属网，金属网规格为11m（长）×1.1m（宽），使用10#铁丝编织的菱形网，
沿空留巷技术
一、沿空留巷的意义
（一）现行巷道布置方法存在的缺点： 1、掘进头多、占用风量多、防突压力大、采掘接替和矿井风量紧张。 2、多巷布置，邻近采空区巷道维护困难，返修量大。 3、每个工作面损失 2 个煤柱、采区回收率仅 69%。 4、U+L 型通风，上隅角瓦斯涌出量大、难于管理。 （二）沿空留巷的优点： 1、取消区段煤柱，实现无煤柱开采； 2、少掘 1 条巷道，解决采掘接替紧张难题；
上工作面采空区
工作面 下一个工作面
采空区 巷旁支护体
3、Y 型通风，采用两进一回（优先）或一进两回的通风方式，解决瓦 斯超限，降低工作面温度；
4、解决上隅角瓦斯积聚；
第1个工作面
第2个工作面
开切眼
Y 型通风方式
上隅角瓦斯积累
回风流
工 作 面
进风流
U 型通风方式 5、消除煤柱护巷时煤柱顶底板应力集中，对开采的不利影响；实现 主采煤层的卸压连续开采。
6、薄煤层开采时，沿空留巷减少巷道掘进出矸量。
煤层 充填体
岩层
岩层
二、沿空留巷方式
1、巷旁支护是沿空留巷维护效果好坏的关键。传统的巷旁支护如矸 石带、密集支柱、木垛等，适用于煤厚小于 2m 的薄及中厚煤层，顶板破 碎且厚度大于 2m 的煤层采用沿空掘巷比较好。容易自燃及厚度大于 3.5m 的煤层不宜沿空留巷。
2、提前施工接替工作面运输巷、切眼，并贯通本工作面运输巷（沿 空留巷），形成 Y 型通风结构。
三、沿空留巷巷旁支护机理
(一) 巷旁支护体早期强度大、支护直接顶、防止直接顶离层，切断