1 地质及生产技术条件

东四采区主采煤层为山西组7、9煤(合层部分)，煤层厚度为4.0~6.4m，平均5.4m。煤层倾角3~9°，平均5°。煤的坚固性系数f值为2~3。煤层结构较简单，直接顶以深灰色粉砂岩为主，厚7.43~8.16m，f值为4~6;深灰色、老顶为坚硬的粉、细砂岩互层，厚9.69~17.01m， f值为6~8；煤层直接底为深灰色粉砂岩，厚1.75~2.86m， f值为4~6。开采深度735m。

采用综采放顶煤工艺单一工作面开采，为避免回采与巷道掘进相互影响，其首采工作面布置在采区中部，之后采用跳采方法轮回在首采工作面两侧布置工作面生产。工作面两巷沿煤层底板布置，顶板和两帮均为煤，属于典型的全煤巷道。出于隔离防火和避开邻区侧支承压力峰值区的双重考虑，其沿空巷道所留设的煤柱宽度为5m。沿空巷道（一般作轨道巷）净断面宽×高为4.2×2.6(m)。巷道施工以综掘为主，特殊地段辅以炮掘。

1. 锚杆支护设计

   2.1 巷道维护影响因素分析

   东四采区煤的硬度较高，倾角小，赋存稳定，自稳能力较好，地质构造简单。这些自然条件对沿煤层底板布置的全煤实体巷道

   采用锚杆支护较为有利。采区首采工作面7401工作面两巷的锚杆支护就是成功的一例。巷道在整个服务期内围岩稳定，不需维修，满足了工作面生产的需要。但是，对于留窄煤柱沿空布置的全煤巷道，巷道维护存在着较多不利因素:

   （1）留窄煤柱沿空掘巷虽然可以使巷道避开邻区侧支承压力峰值区，但巷道仍处于压力破坏区之内，其围岩(煤体)的完整性会受到影响，自稳能力会有较大幅度下降。

   （2）巷道沿煤层底板掘进，巷道宽度达4.2m，顶部所留煤层厚度为2.0~3.6m，该厚度与常规的锚杆直接作用范围相近（锚杆长度一般不超过2500mm）。所以厚顶煤处于离层变形的最敏感范围之内；在较大的围岩应力作用下，大跨度顶煤容易沿层面发生离层破坏，造成安全隐患或支护失效。

   （3）该区矿井主采区生产接续较为紧张，且综放工作面开采厚度大，采空区动压影响时间长，巷道掘进有时会在相邻工作面残余动压影响范围内进行，甚至会出现与相邻工作面回采相迎的情况。因而，在动压影响下保持围岩的稳定性是维护巷道、保证安全的一大关键。

   （4）巷道沿空侧小煤柱整体破坏和剧烈变形以及由此而引起的应力转移，对巷道顶部和实体侧巷帮造成破坏，是沿空巷道在其服务期内、特别是在受叠加支承压力影响的工作面超前范围内可能发生的现象。它将导致巷道维护空间的急剧缩小，甚至煤柱坍塌，顶板垮冒。因此，保持煤柱在大变形下的整体稳定性也是巷道维护的关键所在。

   2.2 巷道断面和支护参数设计

   东四采区沿空巷道支护设计的理论依据主要是锚杆支护的组合梁理论和悬吊理论，是在采区全煤实体巷道锚杆支护设计的基础上进行优化而逐步完成的，其设计过程采用了动态信息法。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、信息反馈和多次修正，确定了巷道的锚杆支护设计和参数（见图1）。

    

   图1 沿空巷道支护断面示意图

    

   巷道设计宽4.2m、高2.6m，断面积10.92m2。考虑到邻区残余动压的影响以及在巷道服务期内小煤柱的破坏变形（以两帮发生位移为主），巷道设计宽度、高度分别预留了1400mm和400mm的允变量。

   支护采用锚、梁、网+锚索联合支护。与全煤实体巷道的锚杆支护相比，其顶部增加了一组（2根）锚索，两帮加大了锚杆的支护密度，锚杆间距由1000mm缩至700mm。锚杆为左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆。顶板锚杆直径20mm、长2500mm，两帮锚杆直径18mm、长1800mm。锚杆间距分别为900mm和700mm，排距均为800mm。锚杆用1卷CKZ2370型树脂锚固剂卷端头锚固，锚固长度700mm。

   金属网为直径4mm铁丝编织的菱形网，网目50×50 (mm)，或直径4mm钢丝热压接而成的经纬网（用于帮部）。顶部和帮部均采用直径12mm钢筋焊制而成的钢筋梯子梁。金属网、梯子梁的规格与巷道宽

   度和高度相匹配。锚索用直径15.24mm预应力钢绞线锚索，长度5.2m，锚固长度1.6m，每根锚索使用2卷Z2380型树脂锚固剂卷。锚索沿巷道掘进方向每隔2.4m（3排锚杆）布置一组，每组2根，分别布置在距巷帮1.1m处，间距为2.0m。在遇见断层以及跨度较大巷道三、四角门等地段，适当减小锚索排距。

   3 施工工艺特点

   针对全煤沿空巷道维护的不利因素，东四采区沿空巷道联合支护的施工主要采取了缩小循环进尺的控制措施。其循环进尺由全煤实体巷道的1.6m缩至0.8m。为及时支护顶板，减小迎头空顶距离和缩短空顶时间，每掘进一排锚杆的排距即进行支护，使顶部支护紧跟迎头。其他施工工艺和施工方法与全煤实体巷道大致相同。

   4 支护效果

   如前所述，东四采区全煤沿空掘巷总长度目前已超过7000m。在这些巷道中，支护的效果不尽相同。按照受采动影响程度的不同，沿空掘巷可分为三种情况:

   ①在实体煤中掘进，但经受相邻工作面全过程采动影响；

   ②沿不稳定的采空区掘进，经受相邻近工作面的采动影响；

   ③在稳定的采空区边缘沿空掘进。

   东四采区7405轨道巷的掘进经历了上述三种情况的全过程，下面以该巷道为典型实例来说明。

   7405工作面是东四采区的第二个工作面，与采区首采工作面7401工作面相邻。因采区生产接续需要，在7401工作面回采结束前即进行7405轨道巷的施工。因此， 7405轨道巷在掘进过程中出现了与7401工作面回采相迎的情况，其平面布置关系参见图2。

    

   图2 7405、7401工作面平面布置图

   巷道掘进过程中所进行的现场勘察和数据实测表明， 7405轨道巷在动压影响段与压力稳定段的状况差别极大。

   （1）动压影响段

   迎回采工作面动压沿空掘巷段即动压影响段约500m长，围岩变形经历了五个阶段：

   ①回采工作面超前70m以外，巷道围岩稳定，累计变形量仅几十mm。

   ②超前30~70m范围，巷道煤柱一帮从底角开始破坏，煤柱显现变形。

   ③回采工作面附近，巷道变形相对平稳，侧向支撑压力降低。

   ④回采工作面推过后30~50m的范围巷道显现第二次剧烈变形。底板臌起，护帮钢带严重断裂，两帮移近量为350 ~450mm，顶底板移近量为260~370mm。经历此阶段影响，巷道围岩移近速率明显降低，平均降低60%以上。

   ⑤距回采工作面后方100m以外时，巷道围岩移近速率又一次急增，煤柱发生严重塑性变形，局部出现坍塌。煤体向巷道内涌出，顶板明显下沉，中部下沉量达1720mm，两帮移近量为1410mm。在动压影响段，由于采用了高性能预拉力锚杆、钢带和金属网支护加固顶板煤层和帮角，双锚索强化顶板以及高预拉力锚索桁架支护，强化了围岩的抗变形能力和整体稳定性，所以巷道虽已发生较大的变形，但支

   护结构的整体性仍得到维持，经局部清挖底板后基本满足了使用要求。

   （2）压力稳定段

   7405轨道巷进入距回采工作面后方200m以外，煤层采掘间隔时间70天以上之后，巷道围岩移近量和移近速率都较小，回采前累计移近量在300~400mm以内。

   留窄煤柱沿空掘进的巷道同在实体煤中掘进的巷道相比，围岩条件有较大不同。主要表现为围岩的完整性和自稳能力显著下降，由此可能引起顶煤离层、垮冒以及窄煤柱坍塌，因而需采取一定的支护措施。

   
   

   
   

   东四采区沿空掘巷的实践表明，在稳定采空区沿空掘巷，通过增加顶部锚索、加大两帮锚杆的支护密度和施工时采取缩小循环进尺等措施，巷道围岩的变形能够得到有效控制，巷道不经维修即能满足回采需要。而在动压影响带沿空掘巷，则需采取一些特殊支护措施来控制因顶煤离层、煤柱失稳以及采动附加变形所带来的危害，才能保证安全。可见，后一种情况不仅使支护成本大幅度上升，而且也给巷道施工以及日后的维护造成很大难度，因此在协调采掘关系时应尽可能避免。

   综放巷道锚网支护分析

   —韩焕胜

   摘 要：介绍采用留窄煤柱沿空掘巷技术开采的综采放顶煤开采全煤巷道沿空掘巷时的支护实践，并对巷道维护的影响因素和支护效果进行了分析。

   
   

   
   

   关键词：全煤巷道；沿空掘巷；锚杆支护；支护效果

   综放巷道锚网支护分析

   —韩焕胜

   摘 要：介绍采用留窄煤柱沿空掘巷技术开采的综采放顶煤开采全煤巷道沿空掘巷时的支护实践，并对巷道维护的影响因素和支护效果进行了分析。

   关键词：全煤巷道；沿空掘巷；锚杆支护；支护效果