特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用

㊀第42卷第4期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.42㊀No.4㊀㊀2017年4月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYApr.㊀2017㊀郭金刚,王伟光,岳帅帅,等.特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用[J].煤炭学报,2017,42(4):825-832.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1571Guo Jingang,Wang Weiguang,Yue Shuaishuai,et al.Surrounding rock control mechanism and its application of gob-side driving entry in extra thick coal seam[J].Journal of China Coal Society,2017,42(4):825-832.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1571特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用郭金刚1,3,王伟光1,岳帅帅1,何富连1,2,郜明明1,谢生荣1,2(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京㊀100083;2.中国矿业大学(北京)共伴生能源精准开采北京市重点实验室,北京㊀100083;3.大同煤矿集团有限责任公司,山西大同㊀037003)摘㊀要:针对特厚煤层(达15m )综放沿空掘巷采动影响范围大㊁围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统㊁梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统㊁高韧性材料注浆加固㊁钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理㊂结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用㊂现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57mm ,变形量较小,首次实现了15m 特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制㊂关键词:特厚煤层;综放沿空掘巷;多锚索-钢带桁架;梯级束锚索;刚柔协同控制中图分类号:TD322㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2017)04-0825-08收稿日期:2016-11-08㊀㊀修回日期:2017-01-13㊀㊀责任编辑:常㊀琛㊀㊀基金项目:国家自然科学基金资助项目(51504259,51234005);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2010QZ06)㊀㊀作者简介:郭金刚(1964 ),男,河南中牟人,教授,博士生导师㊂通讯作者:谢生荣(1981 ),男,江苏六合人,副教授,博士生导师㊂E -mail:xsrxcq@163．comSurrounding rock control mechanism and its application of gob-sidedriving entry in extra thick coal seamGUO Jin-gang 1,3,WANG Wei-guang 1,YUE Shuai-shuai 1,HE Fu-lian 1,2,GAO Ming-ming 1,XIE Sheng-rong 1,2(1.Faculty of Resource &Safety Engineering ,China University of Mining &Technology (Beijing ),Beijing ㊀100083,China ;2.Beijing Key Laboratory for Precise Mining of Intergrown Energy and Resources ,China University of Mining and Technology (Beijing ),Beijing ㊀100083,China ;3.Datong Coal MineGroup Co.,Ltd.,Datong ㊀037003,China )Abstract :According to the characteristics of gob-side entry driving in fully-mechanized coal mining face at extra thick coal seam (up to 15m),such as the large scope of mining influence scope,the properties and fissures in surrounding rock,the poor stability of coal pillar,etc.,a high strength collaborative control technology acting on roof was proposed,which consists of high strength and pre-stressed yield-pressure anchor support system,step anchored bundled anchor cable support system,and multiple cable-belt truss support system.Besides,a rigid-flexible collaborative control tech-nology,which composes of high strength anchor,high-tenacity material grouting reinforcement and reinforced concrete wall support systems,was proposed in coal pillar side.Furthermore,the strong bolt supporting system was applied to control the integrated coal beside the roadway of full-mechanized caving mining at extra thick coal seam,and the sup-porting mechanism was fully analyzed.With geological condition on spot and program experience considered,the sup-port scheme and appropriate process flow of roadway driving along goaf were confirmed.The engineering practice shows that the maximum displacement of the two sides of roadway was 65mm,and that of roof and floor was 57mm,whichfirst achieved an effective control of surrounding rock of gob-side entry driving in 15m extra-thick coal seam.煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷Key words:extra thick coal seam;gob-side entry driving in fully-mechanized coal mining face;multiple cable-belt truss;step bundled anchor cable;rigid-flexible collaborative control㊀㊀近年来,沿空掘巷因其可避开上一区段工作面采动影响同时减小了煤炭资源损失,提高采区采出率,逐渐被推广应用,但其围岩稳定性受煤柱宽度㊁围岩性质㊁采动应力环境等多种因素影响,易发生围岩大变形㊁支护系统损毁甚至垮帮冒顶等现象,反而制约了矿井安全高效生产㊂为此,我国学者对各种复杂地质条件沿空巷道围岩稳定性控制机理及技术做了大量的研究,取得了诸多研究成果[1-3]㊂侯朝炯㊁李学华分析了基本顶弧形三角块的受力特点㊁稳定情况及沿空巷道的影响,提出了综放沿空掘巷围岩大㊁小结构的稳定性原理[4]㊂王卫军㊁冯涛等基于沿空掘巷应力环境,应用损伤理论,分析了给定变形下沿空掘巷实体煤帮的支承压力分布,并进行了围岩性质对支承压力的影响分析[5]㊂彭林军㊁张东峰等通过数值模拟手段确定了特厚煤层分层综采沿空掘巷煤柱的合理尺寸及上覆岩层防控技术[6]㊂马念杰㊁李磊等分析了不同地质条件下厚煤层综放开采沿空巷道的围岩变形破坏规律及控制机理,提出了沿空掘巷的合理煤柱宽度确定方法,并确定了相应的控制技术[7-9]㊂谢广祥㊁杨科等分析得出了较薄厚煤层综放工作面倾向煤柱支撑压力峰值位置的计算式及分布规律[10]㊂郑西贵研究了不同煤柱宽度条件下沿空掘巷掘采不同时期煤柱的应力场分布规律,确定了合理煤柱宽度范围[11]㊂孙晓明㊁刘鑫等分析了薄煤层回采过程中顶板受力状态,研究了薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数[12]㊂张农㊁谢生荣等基于深部沿空留巷的工程实例,分析了深部沿空留巷的破坏特点,提出了多种联合支护手段[13-14]㊂柏建彪㊁周华强等分析了沿空留巷顶板破断垮落特征,提出了膏体材料巷旁充填沿空留巷技术[15]㊂以上研究成果表明,我国学者已经掌握并形成了沿空巷道围岩控制理论与新技术,并对各类复杂地质条件沿空巷道进行试验研究,但对于特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制的研究甚少,尤其是厚达15m煤层综放开采沿空掘巷围岩控制鲜有研究㊂同煤集团塔山煤矿3~5号合层煤最大厚度为17．76m,原有区段煤柱留设宽度达38~45m,煤炭资源损失惊人,亟待进行窄煤柱沿空巷道围岩控制研究㊂15m厚煤层综放开采沿空掘巷围岩控制原理在全世界范围内是首例,没有现成控制理论与技术可供直接应用㊂本文针对塔山煤矿15m厚煤层特殊地质条件,基于高强锚杆索强力支护原则与技术,进一步提出了梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护等控制新技术,实现了对特厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制,丰富了沿空掘巷围岩的控制实践,为类似条件下的巷道围岩变形机制及控制技术提供了借鉴㊂1㊀工程概况同煤集团塔山煤矿位于大同市南郊区及怀仁县境内,距同煤集团15km㊂井田平均走向长24．3km,平均倾斜宽11．7km,井田面积170．91km2㊂塔山煤矿初期以石炭二叠系3~5号煤层为主采煤层,厚度范围为11．81~17．76m,平均厚度为14．83m,倾角1ʎ~3ʎ,煤层结构复杂,平均含夹矸层数10层,直接顶为炭质泥岩㊁粉细砂岩组成,厚度17．72m,基本顶为17m厚的K3砂岩,工作面顶底板柱状如图1所示㊂图1㊀煤层顶底板柱状图Fig．1㊀Histogram of coal seam roof and floor 8204综放工作面位于二盘区东部,埋深为480~ 533m,工作面采高3．6m,采放比为1ʒ2．92,工作面端部未放顶煤宽度为7m㊂8204回风平巷位于8206综放工作面采空区侧,采用沿空掘进方式布置,为世界首条15m厚煤层综放沿空巷道,护巷煤柱宽度为6m,巷道沿底掘进留顶煤,设计断面尺寸为5mˑ3．3m(宽ˑ高)㊂628第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用2㊀特厚煤层沿空掘巷维护特点与控制对策2．1㊀特厚煤层沿空掘巷维护特点塔山煤矿特厚煤层综放沿空掘巷围岩维护特点如下:(1)特厚煤层综放开采影响范围大8206综放工作面开采后,其覆岩活动程度㊁影响范围与趋稳时间均较大㊂15m 厚的采高使得采场顶板冒落范围大,裂隙带发育程度高,其基本顶活动具有其自身特殊性,在其活动过程中采动应力对采空区边缘煤柱产生持续较长时间的剧烈影响,影响范围广[16],这在综放工作面采空区侧向支承压力上表现出来的是其峰值点向煤柱深部转移,影响范围增加㊂塔山煤矿特厚煤层综放开采侧向支承压力分布的微震监测结果如图2所示[17]㊂由图2可知,特厚煤层综放工作面顶板在侧向35m 以内开始断裂,侧向支承压力峰值位于煤体内部35~41m,影响范围可达60m㊂由此可见,原有区段煤柱留设宽度38~45m,使得巷道基本位于支承应力峰值区,缺乏科学性;特厚煤层开采极限平衡区范围大,而沿空巷道及其围岩塑性破坏区均位于此区域,煤体裂隙异常发育,巷道维护困难㊂图2㊀综放工作面侧向支承压力微震监测结果Fig．2㊀Results of micro-seismic monitoring on lateral abutmentpressure distribution of full-mechanized caving face(2)采动影响区沿空掘巷顶煤性质劣化8204沿空掘巷沿煤层底板掘进,仅顶煤厚度即达10余米,且之上为10m 左右的泥岩,无法为锚索提供稳固可靠性强的锚固点;而且3~5号煤层煤体结构复杂,裂隙发育,含夹矸层数最多达16层,在经历相邻大型综放工作面剧烈采动影响后,其采空区边缘煤柱在较大范围内处于不同程度的松软破碎状态,锚索支护易发生钢绞线连同锚固剂从钻孔中被拉出现象[18],锚固可靠性一般;在巷道掘进后,沿空掘巷不仅要经历自身扰动,还要再次承受来自上覆岩层活动的影响,沿空掘巷顶板维护难度剧增,对顶板控制系统提出了新的挑战㊂(3)沿空掘巷两帮煤体稳定性差特厚煤层综放沿空掘巷煤柱采空区侧受采动影响最为剧烈,破坏严重,裂隙极为发育,还有可能多处发生垮塌㊂在此条件下,开掘后仅为6m 宽度的煤柱两侧塑性破坏范围进一步加剧,煤柱中部区域不可能形成稳定弹性核区㊂图3为采用钻孔窥视仪对煤柱内部裂隙发育情况的照片,可以看出,煤柱两侧边缘裂隙异常发育,尤其采空区侧无法为锚索提供稳定的锚固围岩;煤柱中部区域局部破碎,发育有多条轴向与纵向裂隙,因此,煤柱提供的承载能力有限㊂煤柱区复杂应力场使得掘进后煤柱不仅要承受垂直载荷作用,还受到覆岩大结构弯曲下沉过程中侧向水平挤压力,这不仅可能使得煤柱帮产生持续大变形,还有可能诱发整体垮帮事故[19-20]㊂同样,实体煤帮支护面临裂隙发育㊁围岩性质劣化的问题,且实体煤帮的大变形失稳会将承载能力转移到煤柱帮,加剧煤柱帮控制难度,因此,作为沿空掘巷顶板关键支撑点之一的实体煤帮稳定性的同样重要㊂图3㊀煤柱钻孔窥视结果Fig．3㊀Result of borehole imaging in coal pillar2．2㊀特厚煤层沿空掘巷围岩控制对策根据沿空巷道围岩稳定性控制原理以及上述分析结果,提出特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制对策如下:(1)顶板支护采用高强高预应力让压锚杆支护系统㊁多锚索-钢带桁架支护系统和梯级锚固的束锚索支护系统的强力联合控制系统,它能改善顶板受力状态,有效抵御软碎煤顶扩容大变形,并形成了可保持顶煤完整性的整体承载结构,实现沿空掘巷厚煤顶板的有效控制;(2)煤柱帮采用强力锚杆支护系统㊁注浆加固和728煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷钢筋混凝土墙组成的刚柔协同支护系统,它不仅具有强度高㊁承载能力大㊁抗弯性能好等优点,还具有一定抗侧压能力,创新性地解决了裂隙发育窄煤柱支撑力不足㊁易垮帮的控制难题;(3)作为沿空掘巷支承点的实体煤帮在强力锚杆支护系统的基础上,采用高强高预应力锚索进行关键部分的强化控制,改善局部围岩应力集中状态,有效抑制煤帮变形破坏,进而保障整个巷道围岩稳定性㊂3㊀特厚煤层沿空掘巷围岩控制机理及技术3．1㊀顶板强力联合控制技术顶板采用多锚索-钢带桁架和束锚索新型结构与锚杆结构一同形成顶板大范围整体强承载结构(图4),进而实现特厚煤层综放沿空掘巷顶板的有效控制㊂图4㊀顶板强力联合控制机理Fig．4㊀Mechanism of intensive joint control of roof3．1．1㊀高强高预应力让压锚杆支护系统特厚煤层综放沿空掘巷顶板强力锚杆支护系统是由高强高预应力锚杆㊁高强度厚钢带㊁让压装置及相应支护构件组成㊂强力锚杆具有较强的抗拉㊁抗剪强度,能够有效减少围岩离层㊁滑动㊁裂纹扩展以及新裂纹的产生等扩容变形,并能够提高支护系统的刚度与强度,保持围岩的完整性与稳定性[21];钢带能够均衡锚杆受力,减轻锚杆尾部的应力集中,降低锚杆的预应力损失,有利于锚杆支护阻力的扩散,增大锚杆的支护范围,并能防止锚杆间松动岩块掉落,提高支护系统的整体刚度及支护能力[22];让压装置采用让压环,能使锚杆达到屈服之前,在高应力作用下主动地对围岩进行让压,使极限平衡区范围适当地向围岩深部转移,在一定程度上顺应围岩应力分布的变化过程,从而更好的控制围岩塑性区的发展,保持巷道围岩的稳定[23]㊂强力锚杆㊁高强度JW 钢带㊁让压环的联合作用增强了浅部煤体的完整性,形成了浅部顶煤整体弱承载结构(图4)㊂根据塔山煤矿现场工程实践,确定顶锚杆选用ϕ22mm ˑ2500mm 高强左旋螺纹钢锚杆,预紧力矩不得低于200N㊃m;钢带选用3．75mm 厚的高强度W 型钢带㊂3．1．2㊀梯级锚固的束锚索强力支护系统特厚煤层沿空掘巷顶板为松软煤体,且经历过采动影响,其裂隙发育,作为锚固区,其承载能力可靠性均一般㊂再加之相同层位的锚固钻孔间距较近,围岩经历多次钻孔钻进影响,其稳定性与承载性能进一步下降㊂因此,在常规束锚索结构基础上,进一步提出了梯级锚固的新型束锚索强力支护系统(图4),它是由多根长短不一的锚索㊁多孔钢托板和锁具组成㊂将束锚索结构中单体锚索设置为不同长度,既避免了钻孔钻进干扰,又实现了多层位锚固,提升了支护系统极限承载能力;多根锚索在较小范围内集中支护,不仅提升了其抗拉强度和抗剪性能,而且其施加的合力与600mm ˑ600mm ˑ16mm 高强大托盘为顶板提供预应力值更高㊁范围更广的预应力场,更有利于在顶板支护区域产生叠加㊂梯级锚固的新型束锚索在巷道方向上呈 2-1-2 五花布置,排距为1600mm,更易使得在巷道顶板形成连续叠加的强预应力场,从而形成大范围承载结构㊂3．1．3㊀多锚索-钢带桁架支护系统基于锚索预应力扩散规律以及形成整体强承载结构原则,提出了多锚索-钢带桁架支护系统,它是由多根高强高预应力锚索㊁高强厚钢带和锁具等组成,其支护原理如图4所示㊂多锚索-钢带桁架系统能通过高强厚钢带增强顶板锚索预应力场的扩散效果,有利于更大区域煤岩处于压应力状态;它在巷道断面方向上可以根据应力与围岩环境㊁巷道断面大小等自由调节锚索根数,既能实现巷道断面方向上的整体结构,亦能提供需要的支护力;它和束锚索系统一同施加的高压应力与锚杆压应力区形成骨架网状结构,进而形成浅深部连同的高强度㊁大厚度㊁高稳定性的承载结构,能有效保持顶板煤体的完整性,有效抑制大变形,实现综放沿空掘巷顶板的有效控制[22,24]㊂此外,多锚索-钢带桁架1600mm 排距且与强力束锚索系统交错布置,以及其高强宽厚钢带对巷道方向上预应力扩散的促进作用,使得锚索预应力在巷道方向上的分布具有较强的连续性,进而形成了顶板全面积支护的强承载结构㊂锚索采用ϕ22mm ˑ8300mm 的高强高预应力锚索,预紧力不低于170kN,锚索间距828第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用为2000mm;钢带选用3．75mm 厚的高强度JW 型钢带㊂3．2㊀煤柱帮刚柔协同控制技术沿空掘巷围岩控制的技术关键之一是窄煤柱稳定性控制㊂针对窄煤柱区煤体裂隙异常发育㊁承载能力低以及锚固点不可靠等难题,提出了煤柱帮刚柔协同控制技术,它主要包括高强锚杆强力支护系统㊁高韧性材料注浆加固㊁钢筋混凝土墙支撑系统以及其与围岩稳固连接装置(图5),能实现对沿空掘巷煤柱侧围岩的有效控制㊂图5㊀煤柱帮刚柔协同支护结构Fig．5㊀Rigid-flexible collaborative support structureof coal pillar side该控制系统首先通过高强锚杆强力支护系统控制煤柱巷道侧浅部煤体㊂其次对裂隙发育煤柱进行高韧性材料注浆,能提高煤柱整体抗拉剪强度(包括黏聚力和内摩擦角),且浆液固结后形成新的网络骨架结构可提高岩体变形模量,并使裂隙端部应力集中大大削弱,改变裂隙原有扩展破坏机制,大幅提高煤柱承载和抗变形破坏能力[25];此外,注浆可使得锚杆支护成为类似全长锚固,能有效控制锚固岩体弱面的扩展,进一步强化了锚杆系统的支护能力㊂最后,通过在煤帮侧建立一道一定宽度的钢筋混凝土墙,该支撑墙通过预设高强锚杆与顶底板和煤柱帮连接,并浇筑在一起,实现钢筋混凝土墙与围岩整体协同发挥作用㊂在综放沿空巷道受掘进和回采采动影响过程中,加固后窄煤柱会发生一定程度的横向扩容变形,对钢筋混凝土墙产生一定的挤压力;钢筋混凝土支架不仅提供了强支撑作用,而其在稳固连接装置和顶底板作用下处于相对稳定状态,对煤柱扩容变形产生了明显限制作用㊂也就是说,在采动影响过程中,钢筋混凝土墙能为煤柱提供一定围压,改善其受力状态,阻止煤壁向巷道内部变形破坏,进而进一步提升了其承载能力;承载能力提升的窄煤柱又与钢筋混凝土墙共同抵抗覆岩载荷,最终实现窄煤柱与钢筋混凝土墙刚柔协同控制㊂3．3㊀实体煤帮强力锚杆索支护系统作为沿空掘巷顶板关键支撑点之一的实体煤帮稳定性的同样重要㊂特厚煤层开采后侧向支承压力峰值向煤体深部转移,导致更大范围的煤体进入塑性破坏状态,即实体煤帮煤体围岩力学性质劣化,完整性差㊂此外,实体煤帮的大变形失稳不仅导致顶煤结构稳定性降低,还将使窄煤柱应力进一步集中,不利于煤柱及顶煤结构稳定性的维护㊂众所周知,特厚煤层综放沿空巷道肩角高剪应力集中区及巷帮中部高应力作用区均为巷道维护的薄弱部位,巷道的破坏往往从该区域产生㊂因此,实体煤帮在采用强力锚杆支护系统的基础上,进一步在实体煤帮肩角部位设置ϕ22mm ˑ4300mm 锚索,以减弱剪应力集中对帮角的破坏作用;中部施工斜向上方的ϕ22mm ˑ10300mm 长锚索,将巷道顶帮角处易破坏区煤体与深部弹性区稳定煤岩相连接,斜锚索提供的横向约束力F x 能够阻止煤体的膨胀片出,纵向约束力F y 能够阻止顶板煤体沿裂隙面的滑移下沉;在巷帮中下部增设ϕ22mm ˑ4300mm 短锚索连接巷帮弹塑性区煤体,同时在实体煤帮底板开槽卸压,以防止底鼓的发生㊂4㊀特厚煤层沿空掘巷强力联合支护实践结合5204巷实际地质条件及现场施工经验,确定特厚煤层沿空掘巷联合支护方案,形成了特厚煤层沿空掘巷强力锚杆支护㊁梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护的联合控制手段,如图6所示㊂4．1㊀巷道顶板支护沿空掘巷顶锚杆采用ϕ22mm ˑ2500mm 高强让压锚杆,间排距800mm ˑ800mm,预紧力矩不小于200N㊃m,预紧力不低于80kN,每排7根;锚杆托盘为高强度拱形托盘,护表构件包括高强度W 型钢带和金属网㊂顶锚索采用ϕ22mm ˑ8300mm 高强预应力锚索,间排距2000mm ˑ1600mm,预紧力不低于170kN,每排3根,每隔两排锚杆布置一排锚索㊂锚索托盘为300mm ˑ300mm ˑ14mm 高强球型托盘,钢带桁架为高强度JW 型钢带,并在巷道肩角位置布置ϕ22mm ˑ4300mm 的肩角锚索,排距1600mm,对巷道关键部位进行加强支护㊂梯级束锚索由5根锚索与束锚索托盘组成,按 2-1-2 排列方式与顶板锚索-钢带桁架间隔布置,间排距2400ˑ1600mm,梯级束锚索由5根单体锚索通过多孔托盘连接组成,中心为1根ϕ22mm ˑ928煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2017年第42卷图6㊀8204回风平巷支护方案Fig．6㊀Support scheme of 8204return airway10300mm 锚索,四周分别为2根ϕ22mm ˑ6300mm 和2根ϕ22mm ˑ8300mm 锚索,四周锚索成对角布置,托盘为600mm ˑ600mm ˑ16mm 的钢板㊂此外,在巷道锚杆索支护完成后,对巷内表面喷浆封闭,有利于承载结构形成[26]㊂4．2㊀窄煤柱帮支护(1)帮锚杆支护㊀㊀窄煤柱帮锚杆采用ϕ22mm ˑ3000mm 左旋无纵筋螺纹钢让压锚杆,每排4根,锚杆间排距900mm ˑ800mm㊂锚杆托盘为高强度拱形托盘,配套使用高强度W 型钢带和金属网护表㊂预紧力矩不小于200N㊃m,预紧力要求不低于80kN㊂(2)窄煤柱注浆加固在8204回风巷煤柱侧布置两排注浆孔,上排孔距底板3m,下排孔距底板1m,孔间距3m,上孔深3m,下孔深2．5m,上下钻孔呈三花布置,孔径ϕ42mm,上排钻孔角度水平向上15ʎ,下排钻孔垂直于煤柱水平打孔,采用GP -3无机高韧性单液注浆材料进行注浆㊂(3)钢筋混凝土墙为加强回采过程中巷道的稳定性,工作面回采前,在8204回风巷紧贴煤柱帮施工钢筋混凝土墙,钢筋混凝土墙宽度600mm,开挖500mm 深的槽,由11号工字钢㊁钢筋构成基本骨架,在钢筋混凝土墙顶底板对应位置垂直布置ϕ22mm ˑ2000mm 的固定锚杆,间排距1000mm ˑ200mm,锚杆外漏长度为1000mm,与钢筋混凝土墙整体浇筑以增强其稳定性;钢筋混凝土墙与窄煤柱的连接锚杆规格为ϕ22mm ˑ2500mm,间排距1000mm ˑ1000mm,垂直窄煤柱布置,外漏600mm,与钢筋混凝土墙整体浇筑㊂钢筋混凝土墙效果如图7所示㊂图7㊀钢筋混凝土墙效果Fig．7㊀Effective picture of reinforced concrete wall4．3㊀实体煤帮支护实体煤帮锚杆支护方案与小煤柱帮支护方案相同㊂在实体煤帮肩角和帮下部分别在距顶板1000mm 处布置ϕ22mm ˑ10300mm 帮肩角锚索,在距底板1100mm 处布置ϕ22mm ˑ4300mm 帮锚索支护,锚索间距均为1600mm,每两根锚索沿水平方向使用一个与其配套的高强度W 型钢带㊂此38第4期郭金刚等:特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用外,在实体煤帮侧开挖规格为500mmˑ300mm卸压槽进行卸压㊂4．4㊀矿压观测及结果分析为了验证沿空掘巷控制效果,在掘进期间对巷道表面位移进行观测㊂结果表明:10~15d巷道变形趋于稳定,巷道两帮最大移近量为65mm,巷道顶底板最大移近量为57mm,变形量较小,说明巷道围岩控制效果明显㊂5㊀结㊀㊀论(1)顶板强力联合控制系统由高强高预应力让压锚杆支护系统㊁多锚索-钢带桁架支护系统和梯级锚固的束锚索支护系统组成,能改善顶板受力状态,有效抵御软碎煤顶扩容大变形,促使顶板形成完整的整体强承载结构㊂(2)煤柱帮刚柔协同支护系统由强力锚杆支护系统㊁注浆加固和钢筋混凝土墙组成,它不仅具有强度高㊁承载能力大㊁抗弯性能好等优点,还具有一定抗侧压能力,创新性地解决了裂隙发育窄煤柱支撑力不足㊁易垮帮的控制难题㊂(3)采用梯级锚固的束锚索支护㊁多锚索-钢带桁架以及煤柱帮刚柔协同支护的强力联合控制技术后,顶板及两帮变形量较小,有效解决了特厚煤层沿空掘巷围岩控制难题,并为类似条件下的巷道支护提供理论和技术依据㊂参考文献(References):[1]㊀袁亮,薛俊华,刘泉声,等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报,2011,36(4):535-543.Yuan Liang,Xue Junhua,Liu Quansheng,et al.Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):535-543.[2]㊀康红普,牛多龙,张镇,等.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):1977-1987.Kang Hongpu,Niu Duolong,Zhang Zhen,et al.Deformation charac-teristics of surrounding rock and supporting technology of gob-side entry retaining in deep coal mine[J].Chinese Journal of Rock Me-chanics and Engineering,2010,29(10):1977-1987. [3]㊀侯朝炯团队.巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2013.[4]㊀侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大㊁小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001,26(1):1-7.Hou Chaojiong,Li Xuehua.Stability mechanism of integral and local structure of retaining entry in fully mechanized caving[J].Journal of China Coal Society,2001,26(1):1-7.[5]㊀王卫军,冯涛,侯朝炯,等.沿空掘巷实体煤帮应力分布与围岩损伤关系分析[J].岩石力学与工程学报,2002,21(11):1590-1593.Wang Weijun,Feng Tao,Hou Chaojiong,et al.Analysis on the rela-tionship between stress distribution on intergated coal beside road-way driving along next goaf and damage of surrounding rocks[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(11):1590-1593.[6]㊀彭林军,张东峰,郭志飚,等.特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用[J].岩土力学,2013,34(12):3609-3616,3632.Peng Linjun,Zhang Dongfeng,Guo Zhibiao,et al.Numerical analysis of thick coal seam small pillar along gob roadway and its application [J].Rock and Soil Mechanics,2013,34(12):3609-3616,3632.[7]㊀冯吉成,马念杰,赵志强,等.深井大采高工作面沿空掘巷窄煤柱宽度研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(4):580-586.Feng Jicheng,Ma Nianjie,Zhao Zhiqiang,et al.Width of narrow coal pillar of roadway driving along goaf at large height mining face in deep mine[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2014, 31(4):580-586.[8]㊀李磊,柏建彪,王襄禹.综放沿空掘巷合理位置及控制技术[J].煤炭学报,2012,37(9):1564-1569.Li Lei,Bai Jianbiao,Wang Xiangyu.Rational position and con-trol technique of roadway driving along next goaf in fully mechanized top coal caving face[J].Journal of China Coal Society, 2012,37(9):1564-1569.[9]㊀谢生荣,李世俊,黄肖,等.深部沿空巷道围岩主应力差演化规律与控制[J].煤炭学报,2015,40(10):2355-2360.Xie Shengrong,Li Shijun,Huang Xiao,et al.Surrounding rock prin-cipal stress difference evolution law and control of gob-side en-try driving in deep mine[J].Journal of China Coal Society,2015, 40(10):2355-2360.[10]㊀谢广祥,杨科,刘全明.综放工作面倾向煤柱支承压力分布规律研究[J].岩石力学与工程学报,2006,25(3):545-549.Xie Guangxiang,Yang Ke,Liu Quanming.Study on distributionlaws of stress in inclined coal pillar for fully-mechanized top-coal caving face[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engi-neering,2006,25(3):545-549.[11]㊀郑西贵,姚志刚,张农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):459-465.Zheng Xigui,Yao Zhigang,Zhang Nong.Stress distribution of coalpillar with gob-side entry driving in the process of excavation&mining[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29(4):459-465.[12]㊀孙晓明,刘鑫,梁广峰,等.薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(7):1449-1456.Sun Xiaoming,Liu Xin,Liang Guangfeng,et al.Key parametersof gob-side entry retaining formed by roof cut and pressure releasingin thin coal seams[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and En-gineering,2014,33(7):1449-1456.[13]㊀张农,陈红,陈瑶.千米深井高地压软岩巷道沿空留巷工程案例[J].煤炭学报,2015,40(3):494-501.Zhang Nong,Chen Hong,Chen Yao.An engineering case of gob-side entry retaining in one kilometer-depth soft rock roadwaywith high ground pressure[J].Journal of China Coal Society,2015,40(3):494-501.138。