CN104265295A - 倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法 - Google Patents

Abstract

本发明为倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，包括在巷道掘进中的基本支护；在采煤工作面前30米内的超前支护；在采煤工作面掘出超前缺口，并在超前缺口内进行超前缺口加强支护；在采煤工作后方60巷道内进行滞后支护；在采煤工作面60之后为沿空留巷稳定区。本发明利用采空区内距采煤工作在的不同位置所具有的不同顶板活动情况，采取不同的支护方式，既能得到有效的支护，对采空区进行切顶，又具有支护成本低的特点，使无煤柱沿空留巷成功。

Description

倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法

 

技术领域

本发明涉及一种采煤技术，尤其是一种在倾斜的中厚煤层中进行无人工充填及无煤柱的沿空留巷方法。

背景技术

在采煤过程中，需要在采煤工作面两侧掘巷道用于运输及通风。为了保证巷道围岩稳定，巷道掘进后一般都要进行支护。

沿空留巷是为了让掘进巷道在这一工段采煤完成后，在相邻工段的采煤工作中可以继续使用该巷道，为了让留巷稳定，在采煤过程中，传统的办法为留设煤柱，即每隔一段距离留下一部分煤矿不开采，让它形成煤柱支撑，保持留巷稳定。

将煤矿全部开采，不留设煤柱为无煤柱沿空留巷，其优势为：1.提高煤炭资源回收率，延长矿井服务年限。2.消除煤柱护巷时煤柱上、下方应力集中对开采的不利影响。

无煤柱沿空留巷需要更好地支护方式。支护方式主要分为三种类型：被动支护方式，主要为支架支护。主动支护方式，能改善巷道围岩力学性能，以锚杆支护为主，包括锚喷、锚网等。以锚杆和注浆加固为主的积极主动加固形式，如锚注支护等。

（1）、普通支架支护：巷道支护中普通支架支护常用金属支架等。金属支架一般用16~20号工字钢或矿用工字钢制作，成本较高。

（2）、锚杆支护是一种主动支护方式，能在保持较大支护阻力的基础上控制围岩发生较大变形。锚杆是一种杆状构件，安设在井巷工程的围岩中，形成承受荷载、阻止变形的围岩拱结构或其他复合结构的锚杆支护。

（3）、锚网梁索联合支护：利用锚固剂、托板及各种构件，与围岩共同组成支护体系，承受各种围岩应力和采动应力达到支护目的。具有成本低、操作方便、省时省力等特点，而且它的作用力不但作用于围岩表面，且能作用于围岩内部，每根锚杆都在其周围形成一锚固体，改变了锚固体内岩体的受力，提高了围岩自身的强度。在沿空留巷中采用锚网索支护，可克服金属支架被动支护的缺点，能够充分适应顶板的下沉运动，保持巷道顶板的稳定。

（4）、传统巷旁支护有木垛、密集支柱、矸石带、混凝土砌块等。

关于沿空留巷：

沿空留巷的下帮为未开采的煤体而上帮为采空区，巷道顶板的支撑条件发生了很大变化，因此沿空留巷的顶板往往以下帮煤壁为支点向采空区方向回转下沉。对于全部陷落法处理采空区的工作来说，沿空留巷上帮的下沉量往往与采高成正比。因此控制沿空留巷的顶板下沉量是一大技术难题，国内外解决这一难题的关键技术大致分为两类：第一类是采空区充填承载技术，将煤层采空后对采空区进行物体充填使其不垮落，其成本非常高。第二类是切顶卸载技术。

切顶卸载技术：将沿空留巷靠采空区一侧的顶板切落下来，消除采空区内的悬顶，将顶板断裂线推移到巷道外侧的采空区内，而巷内顶板一端以煤璧为支撑，而另一端则按岩层断裂角由下往上断裂跨落，形成组合式的“悬臂梁”结构，巷道就处于该结构的保护下，巷内支护的主要作用是维持直接顶的完整性，尽量减小直接顶之间和直接顶与老顶之间的离层。切顶卸载技术可分为两类：1、采用爆破手段主动切顶，沿走向将巷道采空区一侧的顶板切落。2、被动切顶，就是利用刚度高、承载力大的巷旁支护体对巷旁顶板提供一个较大的切顶阻力，使采空区侧的顶板产生拉剪式破坏并切落下来。

被动切顶的主要方法有：紧密支柱巷旁支撑和切顶技术，料石墙支撑和切顶技术，混凝土预制块巷旁砌碹墙支撑和切顶技术，膏体墙巷旁支护和切顶技术，高水速凝材料墙体巷旁支撑和切顶技术，切顶敦柱或切顶支架巷旁支撑和切顶技术等。

被动切顶效果不好，原因如下：一是切顶支护体的安放滞后工作面，这时直接顶乃至老顶已经离层和下沉，使巷道变形量增大。二是切顶支护体是被动受力。首先是直接顶的离层和下沉并将直接顶载荷作用在切顶支护体上，但初期仅直接顶的载荷还难于切落顶板，因此往往初期直接顶在采空区后方还悬露较长时间和范围。后期随着老顶的断裂和回转下沉并将载荷作用在直接顶上，随着顶板压力的增大，直接顶在采空区切落下来，这时老顶的第一断口并不在切顶支护体上方，而在下帮煤璧附近或在巷道控顶区上方，老顶以煤璧为支撑点向下回转，而巷旁切顶支护物类似于杠杆原理的一个支点，将受到很大压力作用，往往造成巷旁支护体的大变形和破坏，因此许多学者提出巷旁支护物应适应顶板下沉量，又有较大刚度和切顶阻力，实际上这样的支护体是很难寻找的，因此这类沿空留巷的效果很差，应该说这是一类比较失败的切顶技术。

沿空留巷国内外沿空留巷均有大量的研究，英国南威尔斯大学斯麦脱于1982年提出的岩梁倾斜理论。该理论认为巷旁支护对巷道老顶起控制作用，主张用控制巷道煤柱侧和巷旁支护侧的顶板下沉量，即控制顶板倾斜度的方法作为设计巷旁支护工作阻力和可缩量的依据。

国外有学者提出用巷旁支护侧顶板的挠度计算巷旁支护阻力的方法。有学者认为采高决定巷旁支护的切顶高度。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计算式。巷旁支护应具有早期强度高、增阻速度快的特点，紧随工作面构筑，及时支护直接顶，避免直接顶与老顶离层。随着工作面推进，当老顶弯矩在巷旁支护边缘附近达到极限时，切断老顶。

德国是世界采煤业技术最发达的国家之一，在选择沿空留巷时以大断面重型U型钢支护和壁后充填技术实现沿空留巷，每米成本达到1000元。

英国煤层普遍较薄，主要采用高水材料巷旁充填进行沿空留巷。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和不同胶结物的胶结矸石带。

波兰的沿空留巷其巷内支护多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。

煤矿回采巷道占巷道总量的60%左右，如果一巷两用或多用的话，将节省大量的掘进工程量，同时减少大量的煤炭资源损失，因此沿空留巷是无煤柱开采技术研究的重点。

在很多地区，煤层的开采地质条件非常差，如倾斜煤层，其煤层倾角在25~50°变化，采高为极薄煤层及中厚煤层（采高0.5～3.5m），顶底板分为软弱、中等坚硬、坚硬。这些煤层以前采用传统刚性支护（架金属棚）和人工巷旁充填均无法实现沿空留巷（巷道变形严重，不能满足正常的安全生产需要），极薄煤层靠留设护巷煤柱沿空留巷，1.5m以上的只能靠留设8m以上区段煤柱进行沿空掘巷。人工巷旁充填还涉及到成本非常高的缺点。

国内外均没有发现在倾斜煤层软弱顶底板条件下不采用人工充填（架木垛、砌墙、浇灌、充填矸石）巷旁支护材料进行沿空留巷的先例。

发明内容

为了节省开采成本，增加开采产量，提高煤炭资源回收率，延长矿井服务年限，消除煤柱护巷时煤柱上、下方应力集中对开采的不利影响。本发明提供了一种在倾斜的中厚煤层中进行无人工充填及无煤柱的沿空留巷方法，本发明的沿空留巷主要是根据采煤工作面的位置，调整巷道的支撑方式，完成无煤柱沿空留巷的，包括掘进巷道过程中的基本支护，在采煤工作面前方的巷道内的超前支护，在巷道超前缺口处（采煤工作面）的超前缺口支护，在采煤工作面后方的巷道的滞后支护，以及留巷永久支护形成。

本发明具体按如下方式进行。

（1）、基本支护：沿煤层掘进采煤巷道，在掘好的巷道内进行基本支护，具体为，在巷道顶板进行锚索锚杆支护，并在锚杆上设置金属网将巷道顶板覆盖，形在锚网；

（2）、在采煤工作面前方的巷道内，在基本支护的基础上进行超前支护，具体为，在巷道顶板设置横梁，巷道的下帮及上帮设置液压支柱对横梁支撑；

（3）、在巷道超前缺口处，在超前支护的基础上进行超前缺口支护，具体为，在采煤工作面靠近巷道处掘出超前缺口，在超前缺口空间内设置液压支柱将超前缺口顶板进行支撑，在超前缺口的上端靠近煤壁的位置设置密集支柱，用于承受采煤采动影响；在超前缺口内底板设置锚杆，超前缺口内顶板设置锚索及锚杆，在锚杆上挂钢筋网，所述的钢筋网悬挂于超前缺口与巷道之间，将超前缺口与巷道分隔，超前缺口空间内的支柱和钢筋网用于将垮落的采空区顶板矸石抵挡，不使矸石进入巷道内；

（4）、在采煤工作面后方的巷道内，在超前缺口支护基础上进行滞后支护，具体为，拆除密集支柱；留设巷道顶板的横梁及支撑横梁的液压支柱；留设锚索、锚杆、钢筋网；用于进行采空区切顶；

（5）、留巷永久支护，具体为，采空区切顶完成，拆除液压支柱及横梁；并在巷道的上帮设置工字钢对巷顶支撑，在支撑同时挡住采空区垮落的矸石；留设锚索、锚杆、钢筋网，留设超前缺口空间内的支柱，形成永久支护，完成沿空留巷。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：

（1）、基本支护：沿煤层掘进采煤巷道，巷高2.8～3.2m，巷宽3.4～3.8m，巷道顶板倾斜角度与煤层倾角一致，底板水平，在待开采区侧的巷道壁为上帮，另一侧巷道壁为下帮，在巷道内支行基本支护，其支护方式为，在巷道顶板进行锚索与锚杆支护，并在锚杆上设置钢带，钢带上设置金属网，将巷道顶板覆盖，锚杆间距为0.6～1m，排距为0.6～1m；锚索布置在巷道顶板中部和两侧，锚索间距为2.2～2.6m、排距为2.2～2.6m，靠近上帮处锚索坚直设置，中部锚索垂直于巷道顶板，靠近下帮处锚索与水平倾角20°～30°，以此形成基本支护；

（2）、超前支护：在采煤工作面前方30m巷道内进行超前支护，具体为，在巷道顶板设置2.8～3.8m，长的工字钢形成横梁，其走向间距为0.6～1m，巷道的下帮及上帮设置液压支柱对横梁支撑；下帮液压支柱坚直支撑；上帮液压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处，液压支柱向下帮方向倾斜，与底板呈55°～65°夹角；

（3）、在巷道超前缺口处，在超前支护的基础上进行超前缺口支护，具体为，在采煤工作面靠近巷道处掘出长2.5～3.5m、宽2.5～3.5m、高2.5～3m的超前缺口，并清理超前缺口内顶板松软煤炭，基本支护中的锚索重新预紧，在超前缺口内距离上帮0.8～1.3m处设置两排走向间距为0.8～1.3m的支柱将超前缺口顶板进行支撑，在超前缺口的上端靠近煤壁的位置设置走向距离为0.2～0.4m的密集支垛，在超前缺口内底板设置间隔为0.6～1m的锚杆，顶板打入锚索及锚杆，单排锚索排间距为2.2～2.6m；两根锚杆间距0.5m～0.8m；在锚杆上挂钢筋网，所述的钢筋网悬挂于超前缺口与巷道之间，将超前缺口与巷道分隔；在钢筋网上方铺一层锚网；

（4）、在采煤工作面后方60m范围的巷道内，在超前缺口支护基础上进行滞后支护，具体为，拆除密集支垛；留设巷道顶板的横梁及支撑横梁的液压支柱；留设锚索、锚杆、钢筋网；

（5）、留巷永久支护，其具体为，采空区切顶完成，拆除液压支柱及横梁；并在巷道上帮设置间距为1.2～2m的工字钢支柱对巷顶支撑，工字钢支柱向下帮方向倾斜，与底板呈60°夹角，留设锚索、锚杆、钢筋网，留设超前缺口空间内的支柱，形成永久支护，完成沿空留巷。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：在基本支护过程中，打入的锚杆长度2.5m，采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆；打入的靠近上帮处锚索长5m，顶板中部锚索长4m，靠近下帮处锚索长4m，锚索与锚杆上挂设钢带，所述的钢带拱形设置在巷道顶部。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：液压支柱为单体液压支柱，或摩擦支柱。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：所述形成横梁的工字钢为长2.5～3.5m的11^#工字钢。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：在超前缺口内底板打入的锚杆长为1m。

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：所述的钢筋网的网面呈波浪形，采用直径8～12mm的钢筋编织，其网孔面积为0.3～0.6平方米，钢筋网上边与下边设置有挂耳，挂耳挂设在锚杆上；钢筋网挂设方法为，钢筋网的上边通过在锚杆固定在采煤工作面顶板，下边通过在锚杆固定在采煤工作面底板，将超前缺口与巷道分隔。 

如上所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，具体为：在巷道超前缺口处支护应满足下式所得的支护阻力：

 

式中： 为下帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯矩； 切顶阻力，MPa； 为岩层容重，kN/m³； 为岩层厚度，m；  留巷巷道宽度，m；  煤体松动区中心至点距离，m；  为岩层破断特征尺寸，m。

本发明的有益效果在于：

本发明采用联合支护技术，在倾角为25~50°变化，采高为0.5～3.5m极薄煤层及中厚煤层中实施将采煤面煤矿完全开采，不留设煤柱，成功完成无煤柱沿空留巷的技术，将掘进巷道留到下一个采煤工段继续使用，少掘一条巷道。

联合支护包括采用锚索、锚杆、锚网、单体液压支柱、工字钢、钢筋网、横梁、支垛联合支护。

距采煤工作面的位置不同，顶板来压不同，需要的支护不同，本发明根据采煤工作面位置，合理设置不同的支护方式，在采煤工作面进行提前有利支护，完成顶板的切顶，减少后期切顶的不利影响，成功降低了支护成本。

经济价值计算：

按1.3米的煤层高度计算，巷道每米平均将增加材料与人工支护成本750元；每米平均多采煤9.45吨，价值约7100元；若重新掘进巷道按3500元/米，少掘进一条巷道将少支出3500元/米。

附图说明

图1为本发明基本支护结构图。

图2为本发明超前支护结构图。

图3为本发明超前缺口支护结构图。

图4为本发明滞后支护结构图。

图5为本发明沿空留巷稳定结构图。

图6工作面推进过程中采空区垮落情况图。

图7为测区Ⅱ顶板移近量。

图8为测区Ⅱ顶板移近速度。

图9为测区Ⅱ两帮移近量。

图10为测区Ⅱ两帮移近速度。

图11为顶板离层观测量。

具体实施方式

本实施例主要是根据采煤工作面的位置，调整巷道的支撑方式，完成沿空留巷的，包括掘进巷道过程中的基本支护，在采煤工作面前方的巷道内的超前支护，在巷道超前缺口处（采煤工作面）的超前缺口支护，在采煤工作面后方的巷道的滞后支护，以及留巷永久支护形成。

（1）、基本支护：沿煤层掘进采煤巷道3，巷高3m，巷宽3.6m，巷道3顶板倾斜角度与煤层5倾角一致，为38°～43°，底板水平，在待开采区侧的巷道壁为上帮，另一侧巷道壁为下帮，在巷道内支行基本支护，其支护方式为，在巷道顶板进行锚索1与锚杆2支护，并在锚杆上设置金属网，将巷道顶板覆盖，锚杆间距为0.8m、排距为0.8m、长度2.5m，采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆，锚索布置在巷道顶板中部和两侧，锚索间距为2.4m、排距为2.4m，靠近上帮处锚索长5m，坚直设置；中部锚索长4m，垂直于巷道顶板；靠近下帮处锚索长4m，与水平倾角25°，锚索与锚杆上设置钢带4，以此形成基本支护。

（2）、随着采煤工作面的推进，在采煤工作面前方30m巷道内进行超前支护，具体为，在巷道3顶板设置3m长的11#工字钢7形成横梁，其走向间距为0.8m，巷道的下帮及上帮设置单体液压支柱6对横梁支撑；下帮单体液压支柱坚直支撑；上帮单体液压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处，单体液压支柱向下帮方向倾斜，与底板呈60°夹角；

（3）、在采煤工作面靠近巷道处掘出3m、宽3m、高2.8m的超前缺口8，并清理超前缺口内顶板松软煤炭，基本支护中的锚索重新预紧，在超前缺口内距离上帮1m处设置两排走向间距为1m的支柱10将超前缺口顶板进行支撑，在超前缺口的上端靠近煤壁的位置设置走向距离为0.3m的密集支垛9，在超前缺口内底板设置间隔为0.8m的锚杆，锚杆长为1m，上部打入锚索及1m长锚杆，单排锚索排间距为2.4m；两根锚杆间距0.8m；在锚杆上挂钢筋网，钢筋网的网面呈波浪形，采用直径10mm的钢筋编织，其网孔面积为0.4平方米，钢筋网上边与下边设置有挂耳，挂耳挂设在锚杆上；钢筋网挂设方法为，钢筋网的上边通过在锚杆固定在采煤工作面顶板，下边通过在锚杆固定在采煤工作面底板，钢筋网悬挂于超前缺口与巷道之间，将超前缺口与巷道分隔；在钢筋网上方铺一层锚网。

（4）、在采煤工作面后方60m范围的巷道内，在超前缺口支护基础上进行滞后支护，具体为，拆除密集支垛；留设巷道顶板的横梁及支撑横梁的液压支柱；留设锚索、锚杆、钢筋网；此时采空区11顶板开如垮落，开始填入采空区。

（5）、留巷永久支护，其具体为，当采空区顶板完全垮落后，并填满采空区，形成平衡，巷道内顶板形成悬臂梁结构，并形成稳固。此时可拆除单体液压支柱，并在巷道上帮设置间距为1.6m的工字钢支柱12，向下帮方向倾斜，与底板呈60°夹角。留设锚索、锚杆、钢筋网，留设超前缺口空间内的支柱，形成永久支护，完成沿空留巷。

关于沿空留巷的形成和分析：

1、沿空留巷支护原理分析：

在岩层发生离层前，及时进行支护，使顶板岩层与上覆岩层形成一个整体，并不发生离层，这样就能使顶板沿巷旁支护外侧采空区侧切断，垮落时对所架设的巷道支护的冲击较小，顶板相对完整，支护承受的压力主要是采动应力，支护的变形也较小。若顶板离层后再架设同样大小的支护，顶板岩层就会失去整体性，沿煤帮和巷旁支护体外侧采空区折断，垮落时对支护的冲击较大，顶板承受的除了采动应力外还要承受该层本身的自弯矩，支护变形也较大。及时合理的巷内支护对上覆岩层垮落具有明显的主动控制作用，因此及早进行巷内支护以及保证支护具有较大的初撑力，对控制围岩活动是十分重要的。

沿空留巷顶板和煤帮的变形主要是由二期破断和后期活动引起的，其顶板下沉主要是二期破断和后期活动共同作用造成的，因此，设计沿空留巷最大支护载荷主要以顶板的前期规律为依据，设计沿空留巷最大支护变形主要以顶板的后期活动规律为依据。

沿空留巷技术是巷内支护与巷旁支护共同作用控制巷道围岩变形的开采技术，控制煤帮强烈位移和保持顶板完整性是其关键。

沿空留巷上覆岩层的垮落表现为主动垮落和被动垮落两种基本形式，主动垮落由自身弯矩引起，被动垮落由其上位岩层主动垮落引起，两种形式的多次垮落形成垮落循环。

沿空留巷围岩活动分为前期破坏活动，“二次破断”和“后期活动”，三个阶段的围岩活动将顶板岩层分成垮落区，错动离层带，二次破断区和煤壁支撑区。

支护的前期作用主要是切顶，提高支护切顶作用效果的合理方式是及早支护，提高支护初撑力、支护增阻速度以及前期支护刚度；支护的后期作用是保证下位岩层不垮落，防止煤帮挤出或片帮造成巷道状况恶化；同时，要求巷道支架有足够的双向可缩性以适应上覆岩层整体下沉引起的“给定变形”。即前期应“以切顶为主，切让兼顾”的原则，后期应坚持“以让为主，让支兼顾”的原则。

根据围岩活动规律，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。

2、走向和倾向砌体梁结构分析

沿工作面推进方向上，顶板岩层垮落具有周期性破断特征：从煤壁向采空区依次为结构活跃区、过渡区和压实区。其中活跃区主要位于工作面附近，过渡区域处于工作面倾斜方向中部偏下区域，该区域岩层以倾向堆砌结构为主，该范围岩层在倾斜上部岩层挤压作用和上方岩体重力的共同作用下处于基本稳定状态；稳定区岩层处于倾斜下部区域，即靠近工作面运输巷范围内顶板，该范围顶板破坏以低层位裂断与离层为主，在受到倾斜上部岩层下滑挤压作用下，该倾向堆砌结构较稳定。

从图6为工作面后方垮落对比图，a区为工作面推进20米采空区垮落情况；b区为工作面推进40米采空区垮落情况；c区为工作面推进60米采空区垮落情况；d区为工作面推进80米采空区垮落情况。

从图6可得出：随采煤工作面沿走向方向的推进，当推进20m时，采空区岩层未发生明显破坏，只有伪顶和部分直接顶垮落。当推进40m的时候，采空区发生明显垮落，直接顶垮落明显，并在工作面后方堆积。当工作面推进60m时，裂隙带和垮落带沿横向和纵向继续延伸，老顶形成弯曲下沉带。工作面推进80m之后，裂隙范围继续扩大。

工作面后方30m之后，覆岩整体下沉，垮落的岩石被压实，裂隙减少，工作面后方50m后覆岩移动开始稳定。根据此分析，确定支护各级支护方式，划分基本支护区、超前支护区、超前缺口支护区、滞后支护区、留巷稳定区。

3、前期切顶支护阻力计算

沿空留巷支护对围岩的前期作用主要是切顶作用，以保证顶板破断线位于支护外侧。运用四边矩形板载荷条带分割法建立板条模型，取矩形叠加层板的最大弯矩及剪力所在位置作为研究沿空留巷巷旁支护阻力的顶板载荷模型。

巷旁支护阻力需满足如下公式：

       

式中，在极限条件下，巷旁支护切顶阻力可表示为：

         

式中：为岩层极限弯矩；  为岩层抗弯弯矩； 为下帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯矩；  为点岩层破断块产生的向下剪力；  切顶阻力，MPa；  为岩层自重集度；  为岩层容重，kN/m³； 为岩层厚度，m；  留巷巷道宽度，m；  煤体松动区中心至点距离，m；  为岩层破断特征尺寸，m；  。

由上式可知，巷旁支护切顶阻力不仅与岩层破断尺寸和巷道宽度有关，还与下帮煤体的支承力有关，增加煤帮侧媒体强度，可减少巷旁支护切顶阻力。

第二层及其以上的支护阻力计算与第一层不同，第二层及其以上的顶板支护切顶阻力不仅需要人工支护提供，还需要已垮岩层边界之间的阻力支持。

第二层情况：

式中；为第一层岩层破断角；、分别为顶板第一层、第二层岩层切顶后，在处已垮落岩层对残留边界的剪力。

将、岩层载荷代入，联立求解巷旁支护阻力得：

 

同理，第m层岩层，巷旁支护切顶阻力可表示为：

  

式中，为为各岩层破断特征尺寸；为各岩层破断角。规定、，其它与前式相同。

由上式第二项可知，通过加强巷内顶板岩层支护即用锚杆（索）将顶板岩层锚固起来，可使煤帮处点的总抗弯弯矩大大提高，从而减小巷旁支护切顶阻力，在实践中应采取及时支护，防止顶板过早地沿巷道煤帮侧垮断；由上式第三项可知，使切断后的顶板能够及时垮落，有利于减小切顶阻力。

煤体极限平衡区宽度参照采煤工作面极限平衡区可按下式进行计算：

        

式中：为煤体极限平衡区宽度，m；为煤层与顶底板岩层交界面的聚粘力，MPa；

为煤层与顶底板岩层交界面的内摩擦角，°；为支架对煤壁的支护阻力，MPa；

为煤层与顶底板接触面的摩擦系数；为上覆岩层的平均容重，KN/m³；为应力集中系数；为开采深度，m；为煤层厚度，m；为三向应力系数；。

4、巷旁支护体可缩量计算得：

                               

式中：为巷旁支护体可缩量；为老顶回转下沉；为留巷巷道宽度，m；

煤体松动区中心至点距离，m；为老顶岩梁周期破断步距，m。其中老顶回转下沉

可表示为：

式中：为老顶回转下沉量；为离层带冒落高度，m；为冒落矸石最终松散系数；一般取1.05；为采高，m。

采用增量形式，应变张量可表示为：

 

式中： 应变增量的张量，i, j =1, 2；     节点的速度分量，i =1, 2；

 节点坐标，i =1, 2；    时步。

5、倾斜煤层矿压规律分析：

随工作面沿走向方向的推进，当推进20m时，岩层未发生明显破坏，只有伪顶和部分直接顶垮落。当工作面推进40m的时候，采空区发生明显垮落，直接顶垮落明显，并在工作面后方堆积。当工作面推进60m时，裂隙带和垮落带沿横向和纵向继续延伸，老顶形成弯曲下沉带，工作面后方30m之后，覆岩整体下沉，垮落的岩石被压实，裂隙减少。工作面推进80m之后，裂隙范围继续扩大，且工作面后方50m后覆岩移动开始稳定。

工作面向前推进200m时，工作面均已经进行多次周期来压，此时矿压规律较为稳定，采空区内应力释放，前支撑压力和后支撑压力处出现应力集中现象。但是坚硬顶底板煤层与软弱顶底板煤层也有不同的矿压规律。

坚硬顶板的前支撑压力与后支撑压力分别达到3.5γH与3.2γH，而软弱顶板的前支撑压力与后支撑压力分别为2.8γH与2.5γH。坚硬顶底板煤层的前后支撑压力集中系数明显高于软弱顶底板煤层。同时坚硬顶板煤层的底板应力释放程度较软弱顶底板低。

工作面开挖后，矿压重新分布，造成工作面的岩石随之发生破坏，通过分析可知：工作面推进过后，上方岩层垮落，堆积在采空区内。而工作面前方煤壁也发生塑性变形，发生塑性变形的区域大致与矿压集中区域一致。坚硬顶底板煤层由于岩层较为坚硬，能够承受较大的矿压，所以塑性区区域较软弱顶底板小。坚硬顶底板煤层底板处没有塑性变形区域，而软弱顶底板煤层底板出出现少量的塑性变形区域。

巷道变形情况：

沿空留巷方案顶板位移控制程度较好，顶板中心下沉量为170mm，最大下沉量为280mm。底鼓量不是很大，底板中心底鼓量为44mm，最大底鼓量为48mm。低帮向巷内移动的最大位移为98mm。沿空留巷柔性支护与普通支护措施相比，对巷道的控制程度显著更好。

在实验采区工作面巷道布设测试区（以下所述的测区Ⅱ），测区Ⅱ距开切眼100米处。设三个观测断面，分别距开切眼90米处（Ⅱ1）、100米处（Ⅱ2）、110米处（Ⅱ3），以检测矿压。得矿压观测结果如下：

1、表面位移观测：

测区Ⅱ观测断面巷道表面位移观测曲线如图7～10所示。

测区Ⅱ的Ⅱ2观测断面巷道表面位移观测曲线如图可知：工作面前方40m以外的范围内，巷道顶底板及两帮移近量不明显。随着工作面的临近，两帮移近量开始增大，但顶底板移近量不明显，工作面回采对两帮的影响大于对顶底板的影响。在工作面煤壁处平均累积两帮收敛量30mm，平均最大收敛速度为16mm/d，顶底板累积移近量为15mm，平均最大移近速度为9mm/d。在工作面后方0～100m范围内为巷道围岩剧烈活动区，顶底板累积平均移近量及两帮累积平均移近量分别为160mm和450mm，最大移近速度分别为7mm/d和22mm/d，两帮的移近量和移近速度明显大于顶底板。这主要是由于巷道高帮底板下滑和低帮煤体应力高度集中所造成。

2、锚索受力观测

锚索的受力随工作面的靠近而逐渐增大，在工作面后方沿空留巷状态下达到最大值为5.6～9.9MPa，平均最大值为6.3MPa。说明锚索的受力较好，从现场肉眼观察可见大部分锚杆（索）的托板都发生了明显变形，说明锚杆（索）的受力较大，锚杆（索）的作用得以充分发挥。

3、顶板离层观测：

测区Ⅱ各观测断面的顶板离层量如图11所示，从图中可见，直接顶下位2m范围内的顶板平均离层量只有5mm，说明锚、网、索联合支护有力地限制了直接顶的离层，维持了顶板的完整性，支护选型及支护参数选择合理，达到了预期效果。

Claims (8)

1.倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，按如下方式进行：

（1）、基本支护：掘进采煤巷道，在掘好的巷道内进行基本支护，具体为，在巷道顶板进行锚索锚杆支护，并在锚杆上设置金属网将巷道顶板覆盖，形在锚网；

（2）、在采煤工作面前方的巷道内，在基本支护的基础上进行超前支护，具体为，在巷道顶板设置横梁，巷道的下帮及上帮设置液压支柱对横梁支撑；

（3）、在巷道超前缺口处，在超前支护的基础上进行超前缺口支护，具体为，在采煤工作面靠近巷道处掘出超前缺口，在超前缺口空间内设置支护柱将超前缺口顶板进行支撑，在超前缺口的上端靠近煤壁的位置设置密集支柱，用于承受采煤采动影响；在超前缺口内顶板设置锚杆，超前缺口内底板设置锚索及锚杆，在锚杆上挂钢筋网，所述的钢筋网悬挂于超前缺口与巷道之间，将超前缺口与巷道分隔，超前缺口空间内的支柱和钢筋网用于将垮落的采空区顶板矸石抵挡，不使矸石进入巷道内；

（4）、在采煤工作面后方的巷道内，在超前缺口支护基础上进行滞后支护，具体为，拆除密集支柱；留设巷道顶板的横梁及支撑横梁的液压支柱；留设锚索、锚杆、钢筋网；用于进行采空区切顶；

（5）、留巷永久支护，具体为，采空区切顶完成，拆除液压支柱及横梁；并在巷道的上帮设置工字钢对巷顶支撑，在支撑同时挡住采空区垮落的矸石；留设锚索、锚杆、钢筋网，留设超前缺口空间内的支护柱，形成永久支护，完成沿空留巷。

2.如权利要求1所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，按如下方式进行：

（1）、基本支护：掘进采煤巷道，巷高2.8～3.2m，巷宽3.4～3.8m，巷道顶板倾斜角度与煤层倾角一致，底板水平，在待开采区侧的巷道壁为上帮，另一侧巷道壁为下帮，在巷道内支行基本支护，其支护方式为，在巷道顶板进行锚索与锚杆支护，并在锚杆上设置钢带，钢带上设置金属网，将巷道顶板覆盖，锚杆间距为0.6～1m，排距为0.6～1m；锚索布置在巷道顶板中部和两侧，锚索间距为2.2～2.6m、排距为2.2～2.6m，靠近上帮处锚索坚直设置，中部锚索垂直于巷道顶板，靠近下帮处锚索与水平倾角20°～30°，以此形成基本支护；

（2）、超前支护：在采煤工作面前方30m巷道内进行超前支护，具体为，在巷道顶板设置2.8～3.8m长的工字钢形成横梁，其走向间距为0.6～1m，巷道的下帮及上帮设置液压支柱对横梁支撑；下帮液压支柱坚直支撑；上帮液压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处，液压支柱向下帮方向倾斜，与底板呈55°～65°夹角；

（3）、在巷道超前缺口处，在超前支护的基础上进行超前缺口支护，具体为，在采煤工作面靠近巷道处掘出长2.5～3.5m、宽2.5～3.5m、高2.5～3m的超前缺口，并清理超前缺口内顶板松软煤炭，基本支护中的锚索重新预紧，在超前缺口内距离上帮0.8～1.3m处设置两排走向间距为0.8～1.3m的支柱将超前缺口顶板进行支撑，在超前缺口的上端靠近煤壁的位置设置走向距离为0.2～0.4m的密集支垛；在超前缺口内底板设置间隔为0.6～1m的锚杆，超前缺口内顶板打入锚索及锚杆，单排锚索排间距为2.2～2.6m，两根锚杆间距0.5m～0.8m，在锚杆上挂钢筋网，所述的钢筋网悬挂于超前缺口与巷道之间，将超前缺口与巷道分隔；在钢筋网上方铺一层锚网；

（4）、在采煤工作面后方60m范围的巷道内，在超前缺口支护基础上进行滞后支护，具体为，拆除密集支垛；留设巷道顶板的横梁及支撑横梁的液压支柱；留设锚索、锚杆、钢筋网；

（5）、留巷永久支护，其具体为，采空区切顶完成，拆除液压支柱及横梁；并在巷道上帮设置间距为1.2～2m的工字钢支柱对巷顶支撑，工字钢支柱向下帮方向倾斜，与底板呈60°夹角；留设锚索、锚杆、钢筋网，留设超前缺口空间内的支柱，形成永久支护，完成沿空留巷。

3.如权利要求2所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，在基本支护过程中，打入的锚杆长度2.5m，采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆；打入的靠近上帮处锚索长5m，顶板中部锚索长4m，靠近下帮处锚索长4m，锚索与锚杆上挂设钢带，所述的钢带拱形设置在巷道顶部。

4.如权利要求1或2所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，液压支柱为单体液压支柱，或摩擦支柱。

5.如权利要求1或2所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，所述形成横梁的工字钢为长2.5～3.5m的11^#工字钢。

6.如权利要求1或2所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，在超前缺口内底板打入的锚杆长为1m。

7.如权利要求1所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，所述的钢筋网的网面呈波浪形，采用直径8～12mm的钢筋编织，其网孔面积为0.3～0.6平方米，钢筋网上边与下边设置有挂耳，挂耳挂设在锚杆上；钢筋网挂设方法为，钢筋网的上边通过在锚杆固定在采煤工作面顶板，下边通过在锚杆固定在采煤工作面底板，将超前缺口与巷道分隔。

8.如权利要求1所述的倾斜中厚煤层无人工巷旁充填及无煤柱沿空留巷方法，其特征在于，在巷道超前缺口处的支护应满足下式所得的支护阻力：

 

式中：为下帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯矩；切顶阻力；为岩层容重；  为岩层厚度；留巷巷道宽度；煤体松动区中心至点距离；为岩层破断特征尺寸。