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沿空留巷是沿采空区边缘将本工作面回采巷道保留下来用于下区段回采的巷道布置方式和围岩控制技术。沿空留巷取消了煤柱，实现无煤柱连续开采，有效缓解了采掘接替紧张的局面，消除了煤柱区域的应力集中，是煤矿开采及回采巷道围岩控制技术的一项重大改革，是我国煤炭资源开采的重要发展方向[1-3]。国内外学者围绕沿空留巷围岩变形破坏规律、顶板控制、巷旁支护技术等方面开展了大量研究。如：张农等[4-6]利用现场实测和理论分析相结合的方法，提出了沿空巷道围岩变形失稳规律；谢生荣等[7-8]采用应变软化模型研究了沿空留巷围岩偏应力和塑性区演化规律；陈勇等[9-10]通过建立沿空留巷上覆岩层结构力学模型，分析了不同巷旁支护体宽度时的沿空留巷维护效果，确定了合理的巷旁支护体宽度；康红普等[11]采用数值模拟分析沿空巷道围岩变形与应力分布特征，提出了深部沿空留巷支护的设计原则；柏建彪等[12]分析了巷旁支护体受力变形特征，探讨了巷旁支护体作用机制，提出膏体材料巷旁充填沿空留巷技术；李化敏[13]根据充填体与顶板相互作用原理，建立了相应的支护阻力及合理压缩量数学模型；文献[14-15]在分析坚硬顶板岩梁剧烈运动特征的基础上，提出了沿空巷旁支护适应性原理，构建了“柔-强”组合巷旁支护力学结构模型；孟庆彬等[16]分析了破裂岩样注浆加固前后的力学特性与微观结构，提出了“锚注加固体等效层”的概念，上述研究为沿空留巷技术的推广应用奠定了坚实基础。
然而，近年来我国煤炭资源开采逐渐转向深部，受深部“三高一扰动”[17-19]恶劣环境影响，煤岩石的力学性质、工程响应等发生明显改变，围岩变形量显著增大，使得沿空巷道维护变的异常困难，大变形破坏事故时有发生[20]。因此，以孙村煤矿2216工作面地质及开采条件为背景，开展3种不同支护方案下深部沿空巷道围岩应力及变形破坏规律的模拟研究，确定最优支护方案，并采用现场试验进行验证。
孙村煤矿2216工作面位于-800 m水平，二层煤二采区第Ⅱ亚阶段。东邻2218工作面采空区，西邻F2断层，南邻2217工作面采空区，北部未开采。工作面(巷道)埋深为600.99～679.59 m。工作面煤层稳定，平均煤厚3 m。工作面直接顶为砂质泥岩，平均厚度为3 m，之上有厚0.1～1.2 m的泥质页岩，为中等稳定顶板。基本顶为粉砂岩，灰色、层理不发育，致密坚硬，平均厚度为2 m。直接底为粉砂岩，平均厚度1.6 m。
2216工作面采用单巷布置方式，2条平巷分别为运输巷和回风巷，其中回风巷兼顾辅助运输的功能。工作面开采后，将回风巷保留下来，作为下一工作面运输巷使用。巷道断面为矩形，巷道宽4 000 mm，高3 000 mm。采用普通锚索按照间排距600 mm×800 mm配合钢梁进行顶板支护，留巷侧采用单体支柱进行支护，如图1所示。由于受到高地应力和工作面开采扰动等影响，2216工作面沿空巷道围岩变形破坏十分严重，给矿井安全生产和高产高效造成严重影响。
图1 2216回风巷沿空巷道断面
Fig.1 Section map of gob-side entry in No.2216 tail entry
1)模型建立。根据孙村煤矿2216工作面及沿空巷道实际条件，建立FLAC3D计算模型，计算模型长×宽×高=176 m×64 m×72 m，模型共划分1 779 440个单元，1 857 951个节点。模型底部边界固定，顶部为应力边界，应力值为上部岩层自重，其余面均施加水平位移约束。模型中各岩层采用摩尔-库伦本构模型，通过室内岩石力学试验和岩体结构面现场地质调查相结合的方式，确定2216工作面煤岩石物理力学参数见表1。
表1 煤岩石物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock
名称密度/(kg·m-3)黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa体积模量/GPa剪切模量/GPa粉砂岩2 6306.0352.58.676.4中粒砂岩2 5804.0371.27.214.8细粒砂岩2 5402.0351.06.354.6泥质页岩2 4611.2300.63.112.3砂质泥岩2 5102.2360.82.801.1煤1 4001.0280.60.900.6
图2 沿空留巷数值计算模型
Fig.2 Numerical calculation model of gob side entry retained
锚索采用结构单元Cable来模拟，Cable单元主要承受轴向载荷。将锚索分成60个常应力锚索单元，每个单元长0.1 m。锚固段40个单元通过采用弹簧元件和摩擦元件串联与锚索孔壁的单元相作用，自由段19个单元采用弹簧元件模拟轴力(预紧力)，最外端的1个单元与顶板长方体单元节点刚性连接。
2)模拟方案。针对孙村煤矿深井中等稳定顶板沿空留巷支护困难问题，提出了如下3种支护方案：
方案1：普通锚索支护。巷道顶板采用普通预应力锚索支护，预应力锚索规格为ø22 mm×6 000 mm，间排距600 mm×800 mm；巷旁布置1排单体支柱支护顶板，间距800 mm，计算模型如图3a所示。
方案2：普通锚索+巷旁切顶支护。巷道顶板采用普通预应力锚索支护，预应力锚索规格为ø22 mm×6 000 mm，间排距600 mm×800 mm；巷旁布置1排单体支柱支护顶板，间距800 mm；巷旁切顶眼深6 m，水平仰角70°，计算模型如图3b所示。
方案3：注浆锚索+巷旁切顶支护。巷道顶板采用中空注浆锚索支护，中空注浆锚索规格为ø22 mm×6 000 mm，间排距600 mm×800 mm；巷旁布置1排单体支柱支护顶板，间距800 mm；巷旁切顶眼深6 m，水平仰角70°，计算模型如图3b所示。
数值模拟计算过程为：原岩应力初始平衡→沿空巷道开挖→施加支护结构→(巷旁切顶)→工作面回采→计算结果及分析。
图3 支护计算模型
Fig.3 Support calculation model
1.3.1 普通锚索支护方案结果及分析
采用方案1普通锚索支护方案时，工作面开采后模型垂直应力、垂直位移、水平位移以及塑性区分布如图4所示，由图4可知：①沿空巷道煤壁侧出现明显的应力集中，巷旁单体支柱受到压应力，应力峰值分别为97.2、45.0 MPa。②巷道围岩变形较大，顶底板相对移近量为180 mm，两帮相对移近量为86 mm，巷旁单体支柱压缩量为180 mm。③巷道顶板破坏深度为1.6 m左右，实体煤侧的破坏深度为1.2 m左右，巷道底板的破坏深度为0.4 m，围岩破坏范围大，巷道围岩的破坏形式以剪切破坏为主。
图4 方案1数值计算结果
Fig.4 Scheme 1 numerical results
1.3.2 普通锚索+巷旁切顶支护方案结果及分析
采用方案2普通锚索+巷旁切顶支护方案时，工作面开采后模型垂直应力、垂直位移、水平位移以及塑性区分布如图5所示，由图5可知：①沿空巷道煤壁侧出现明显的应力集中，巷旁单体支柱受到压应力，应力峰值分别为86.3、30.0 MPa。②巷道围岩变形较大，顶底板相对移近量为175 mm，两帮相对移近量为80 mm，巷旁单体支柱压缩量为175 mm。③巷道顶板破坏深度为1.2 m左右，实体煤侧的破坏深度为1.2 m左右，巷道底板的破坏深度为0.4 m，围岩破坏范围减小且破坏多集中于巷旁切顶处，巷道围岩的破坏形式以剪切破坏为主。
图5 方案2数值计算结果
Fig.5 Scheme 2 numerical results
1.3.3 注浆锚索+巷旁切顶支护结果及分析
采用方案3注浆锚索+巷旁切顶支护方案时，工作面开采后模型垂直应力、垂直位移、水平位移以及塑性区分布如图6所示，由图6可知：①沿空巷道煤壁侧出现明显的应力集中，巷旁单体支柱受到压应力，应力峰值分别为84.1、10.0 MPa。②巷道围岩变形较大，顶底板相对移近量为140 mm，两帮相对移近量为69 mm，巷旁单体支柱压缩量为140 mm。③巷道顶板破坏深度为1.4 m左右，实体煤侧的破坏深度为1.2 m左右，巷道底板的破坏深度为0.4 m，巷道周围主要是压剪破坏，而且巷道基本顶塑性区基本以切顶线为界，沿空侧塑性破坏区范围大，巷道上方塑性破坏区小。
图6 方案3数值计算结果
Fig.6 Scheme 3 numerical results
1.3.4 最优支护方案确定
上述3种支护方案的模拟结果见表2。
表2 沿空留巷数值模拟结果
Table 2 Numerical simulation results ofgob side entry retained
方案单体支柱应力/MPa实体煤处应力/MPa巷道顶底板位移/mm单体支柱压缩量/mm两帮移近量/mm方案145.097.218018086方案230.086.317517580方案310.084.114014069
由表2可知：采用方案1普通锚索支护方案时，巷道煤壁侧以及巷旁单体支柱应力大，沿空巷道围岩变形明显，巷旁单体支柱压缩量大，围岩维护困难。
相比于方案1，采用方案2普通锚索+巷旁切顶支护方案时，巷道煤壁侧垂直应力峰值减小了11.2%，单体支柱垂直应力峰值减小了37.5%；顶底板移近量与巷旁单体支柱压缩量均下降了2.7%，两帮相对移近量减小了7.5%；顶板塑性区破坏范围减小了0.4 m左右，且破坏多集中于巷旁切顶处。由此可见，采用巷旁切顶后，顶底板以及巷旁单体支柱受力、变形都发生了不同程度的减小。
相比于方案2，采用方案3注浆锚索+巷旁切顶支护方案时，巷道煤壁侧垂直应力峰值减小了2.5%，单体支柱垂直应力峰值减小了66.7%；顶底板移近量与巷旁单体支柱压缩量均下降了20%，两帮相对移近量减小了13.8%；顶板塑性区破坏范围明显减小且多以切顶线为界。由此可见，采用注浆锚索有效的降低了巷旁单体支柱的受力，大幅减小了单体支柱的压缩量。
因此，确定方案3注浆锚索+巷旁切顶支护方案为最优支护方案。锚注与切顶相互配合，不仅能充分发挥锚注支护的主动加固作用，提高了直接顶岩层整体性，而且由于巷旁悬顶的切落，使巷旁单体支柱上方需要支撑的顶板厚度减小，降低了单体支柱的受力，使得单体支柱的压缩量明显减小。
基于上述模拟结果分析，将2216工作面沿空巷道支护方案改为注浆锚索+巷旁切顶支护方案，所采用的主要支护材料有金属铰接顶梁、单体液压支柱、锚索、注浆浆液等。具体支护参数为：使用ø22 mm×6 000 mm中空注浆锚索，并配合DJB800/420金属铰接顶梁，按照间排距600 mm×800 mm设置2排注浆锚索进行锁边切顶支护；沿空巷道内使用ø22 mm×6 000 mm中空注浆锚索，按间排距600 mm×800 mm设置3排注浆锚索进行顶板支护；单体液压支柱选用DWX35-200/100型单体液压支柱，按照间距0.8 m设置1排做为巷旁支护；注浆浆液选用改性后的浆液，其水灰比为1∶1.5，添加剂掺量为8%。
具体施工工艺为：首先在工作面超前支承压力影响范围外打巷旁切顶钻孔，随后在工作面超前支承压力影响范围内沿切顶线内侧打注浆锚索，并在巷旁进行单体支柱支护，巷内根据围岩破坏情况适当补打注浆锚索，根据巷旁切顶情况确定是否需要进行辅助爆破。
为了检验孙村煤矿2216工作面沿空巷道锚注切顶支护效果，采用十字交叉法对围岩表面位移进行监测，共布置5个测点，在2216工作面沿空巷巷内距工作面50、100、150 m处设置1—3号测站，待工作面推进到测点位置时开始监测，测站布置如图7所示。
图7 测站布置
Fig.7 Layout of measuring station
沿空巷道围岩变形监测结果如图8所示，由图8可知，第1个工作面回采时，巷道围岩变形量总体呈先增大后趋于稳定的变化规律，第1个工作面推过测站7～9 m后，围岩变形量开始增大，工作面推过测站约50～60 m后，围岩变形量趋于稳定，顶底板最大移近量为270 mm，两帮最大收敛量为120 mm；当第1个工作面回采结束后，进行下一个工作面回采时，受超前支承压力的影响，围岩变形在原来的基础上继续增加，直至工作面推进至测站位置，此时顶底板累计移近量为533 mm，两帮累计收敛量为171 mm，沿空留巷顶底板及两帮完整性较好，可以满足巷道的正常使用。由此可知，锚注切顶支护方案可以较好的控制围岩变形，围岩稳定性好，支护效果明显优于原有支护方案。
图8 沿空巷道围岩变形监测结果
Fig.8 Monitoring results of surrounding rock deformation along goaf
另外，综合对比支护和维修费用可知，与原有支护方案相比，采用注浆锚索+巷旁切顶支护方案具有显著的经济效益，费用降低约3 000元/m。由此，在深井高应力条件下采用注浆锚索+巷旁切顶支护沿空巷道时，不仅可以有效控制巷道围岩变形，为实现同煤层的连续开采提供强有力的安全保障，而且经济效益也十分显著，推广应用前景广阔。
1)采用注浆锚索+巷旁切顶支护方案时，顶底板及两帮变形量分别减小了22.2%和19.8%，实体煤和巷旁单体支柱受力分别降低了13.5%和77.8%，充分发挥并提高了围岩自身的承载能力，巷旁单体支柱的受力明显降低，巷道围岩变形得到了有效控制。
2)采用注浆锚索+巷旁切顶支护方案进行改进后，沿空巷道围岩变形量显著减少，当第1个工作面回采结束后，顶底板最大移近量为270 mm，两帮最大收敛量为120 mm。之后在下个工作面推进至测站位置时，顶底板累计移近量为533 mm，两帮累计收敛量为171 mm，顶底板及两帮完整性较好，留巷效果改善明显。
3)注浆锚索+巷旁切顶支护方案具有较好的切顶效果，能够加固破碎围岩，发挥其自承能力，技术优势明显，而且成本较低，经济和社会效益显著，具有广阔的推广应用前景。
[1] 宋振骐,崔增娣,夏洪春,等.无煤柱矸石充填绿色安全高效开采模式及其工程理论基础研究[J].煤炭学报,2010,35(5):705-710.
SONG Zhenqi,CUI Zengdi,XIA Hongchun,et al.The fundemental theoretial and engineering research on the green safe no coal pillar mining model by mainly using coal gangue backfill[J].Journal of China Coal Society,2010,35(5):705-710.
[2] 何东升,刘旦龙,张 洋.复合顶板中厚煤层切顶卸压留巷无煤柱开采技术[J].煤炭科学技术,2018,46(9):126-132.
HE Dongsheng,LIU Danlong,ZHANG Yang.Non-pillar mining technology of medium thick seam with roof cutting and pressure released retained gateway and complex roof [J].Coal Science and Technology,2018,46(9):126-132.
[3] 朱 珍,袁红平,张科学,等.切顶卸压无煤柱自成巷顶板下沉分析及控制技术[J].煤炭科学技术,2018,46(11):1-7.
ZHU Zhen,YUAN Hongping,ZHANG Kexue,et al.Analysis and control technology of roof subsidence in non -pillar gob-side entry retaining formed by roof cutting and pressure release[J].Coal Science and Technology,2018,46(11):1-7.
[4] 张 农,韩昌良,阚甲广,等.沿空留巷围岩控制理论与实践[J].煤炭学报,2014,39(8):1635-1641.
ZHANG Nong,HAN Changliang,KAN Jiaguang,et al.Theory and practice of surrounding rock control for pillarless gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,2014,39(8):1635-1641.
[5] 张 农,张志义,吴 海,等.深井沿空留巷扩刷修复技术及应用[J].岩石力学与工程学报,2014,33(3):468-474.
ZHANG Nong,ZHANG Zhiyi,WU Hai,et al.Technology and application of reparation in deep gob-side entry retaining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(3):468-474.
[6] 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 roadway with high ground pressure[J].Journal of China Coal Society,2015,40(3):494-501.
[7] 谢生荣,张广超,何尚森,等.深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制机理及应用[J].煤炭学报,2014,39(12):2362-2368.
XIE Shengrong,ZHANG Guangchao,HE Shangsen,et al.Surrounding rock control mechanism and its application of gob-side retaining entry in deep backfilling with large mining height[J].Journal of China Coal Society,2014,39(12):2362-2368.
[8] 谢生荣,岳帅帅,陈冬冬,等.深部充填开采留巷围岩偏应力演化规律与控制[J].煤炭学报,2018,43(7):1837-1846.
XIE Shengrong,YUE Shuaishuai,CHEN Dongdong,et al.Deviatoric stress evolution laws and control of surrounding rock at gob-side entry retaining in deep backfilling mining[J].Journal of China Coal Society,2018,43(7):1837-1846.
[9] 陈 勇,柏建彪,王襄禹,等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用[J].煤炭学报,2012,37(6):903-910.
CHEN Yong,BAI Jianbiao,WANG Xiangyu,et al.Support technology research and application inside roadway of gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,2012,37(6):903-910.
[10] 陈 勇,柏建彪,朱涛垒,等.沿空留巷巷旁支护体作用机制及工程应用[J].岩土力学,2012,33(5):1427-1432.
CHEN Yong,BAI Jianbiao,ZHU Taolei,et al.Mechanisms of roadside support in gob-side entry retaining and its application[J].Rock and Soil Mechanics,2012,33(5):1427-1432.
[11] 康红普,牛多龙,张 镇.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.Deformation characteristics of surrounding rock and supporting technology of gob-side entry retaining in deep coal mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(10):1977-1987.
[12] 柏建彪,周华强,侯朝炯,等.沿空留巷巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报,2004,33(2):183-186.
BAI Jianbiao,ZHOU Huaqiang,HOU Chaoqiong et al.Development of support technology beside roadway in goaf-side entry retaining for next sublevel[J].Journal of China University of Mining& Technology,2004,33(2):183-186.
[13] 李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计[J].岩石力学与工程学报,2000,19(5):651-654.
LI Huamin.Control design of roofs for gob-side entry[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2000,19(5):651-654.
[14] 谭云亮,于凤海,宁建国,等.沿空巷旁支护适应性原理与支护方法[J].煤炭学报,2016,41(2):376-382
TAN Yunliang,YU Fenghai,NING Jianguo,et al.Adaptability theory of roadside support in gob-side entry retaining and its supporting design[J].Journal of China Coal Society,2016,41(2):376-382.
[15] 宁建国,马鹏飞,刘学生,等.坚硬顶板沿空留巷巷旁“让-抗”支护机理[J].采矿与安全工程学报,2013,30(3):369-374.
NING Jianguo,MA Pengfei,LIU Xuesheng,et al.Supporting mechanism of “yielding-supporting” beside roadway maintained along the goaf under hard rocks[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(3):369-374.
[16] 孟庆彬,韩立军,乔卫国,等.深部软岩巷道锚注支护机理数值模拟研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(1):27-34.
MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.Numerical simulation research of bolt-grouting supporting mechanism in deep soft rock roadway[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(1):27-34.
[17] 武精科,阚甲广,谢生荣,等.深井高应力软岩沿空留巷围岩破坏机制及控制[J].岩土力学,2017,38(3):793-800.
WU Jingke,KAN Jiaguang,XIE Shengrong,et al.Failure mechanisms and control of surrounding rock of deep gob-side entry retaining in soft rock strata under high stress[J].Rock and Soil Mechanics,2017,38(3):793-800.
[18] 吴建星,方树林.高应力厚煤层动压巷道底鼓力学机理及控制技术[J].煤炭科学技术,2018,46(12):86-91.
WU Jianxing,FANG Shulin.Mechanical mechanism and control technology of floor heave of high stress thick coal seam under dynamic pressure[J].Coal Science and Technology,2018,46(12):86-91.
[19] 刘学生,谭云亮,宁建国.锚杆支护煤巷围岩变形速度的混沌预测研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(3):385-389.
LIU Xuesheng,TAN Yunliang,NING Jianguo.Chaotic prediction of surrounding rock deformation speed in coal roadway supported by bolt[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(3):385-389.
[20] 刘学生,谭云亮,宁建国,等.采动支承压力引起应变型冲击地压能量判据研究[J].岩土力学,2016,37(10):2929-2936.
LIU Xuesheng,TAN Yunliang,NING Jianguo,et al.Energy criterion of abutment pressure induced strain-mode rockburst[J].Rock and Soil Mechanics,2016,37(10):2929-2936.