薄层顶板沿空留巷巷旁充填体合理宽度研究

贾晓亮，廉常军，陈　勇，刘学勇

(1.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037；2.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；

3.兖州矿业集团有限公司，山东 济宁 273500)



薄层顶板沿空留巷巷旁充填体合理宽度研究

贾晓亮1，廉常军1，陈勇2，刘学勇3

(1.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037；2.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116；

3.兖州矿业集团有限公司，山东 济宁 273500)

[摘要]以中兴煤矿1204下工作面材料平巷沿空留巷为工程背景，应用理论计算、数值模拟等方法研究了沿空留巷薄层顶板的稳定性，分析了不同充填体宽度对充填体应力的影响规律和围岩变形破坏特征，得到了1204下工作面材料平巷沿空留巷巷旁充填体载荷以静载荷为主，动载荷为辅，冒落带高度为15.4m，裂缝带高度为49.2m的结论，确定了合理的充填体宽度为2.5m。现场实践表明，这种方法确定的充填体宽度使沿空留巷围岩稳定性较好。

[关键词]薄层顶板；沿空留巷；充填体宽度；留巷载荷

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.017

[引用格式]贾晓亮，廉常军，陈勇，等.薄层顶板沿空留巷巷旁充填体合理宽度研究[J].煤矿开采，2015，20(5)：62-65.

沿空留巷作为一种无煤柱护巷方式，具有以下优势[1-2]：Y型通风，治理工作面隅角瓦斯超限难题；为抽采采空区瓦斯和邻近层卸压瓦斯提供作业空间，治理瓦斯灾害；重复使用，缓解采掘接替矛盾；不留煤柱，避免顶底板应力集中，保障安全生产。目前，沿空留巷技术在保障高瓦斯矿井安全高效生产，突出矿井保护层开采区域防突等方面具有明显的优势，在淮南、淮北、潞安等矿区得到大力推广应用。而极近采空区下沿空留巷由于薄层顶板稳定性差、留巷上覆岩层活动范围大，致使留巷载荷计算困难、充填体宽度设计不合理，留巷成本高昂且维护困难。

本文以中兴煤矿1204下工作面材料平巷沿空留巷为工程背景，使用高水速凝材料构筑巷旁充填体，对薄层顶板沿空留巷上覆岩层的稳定状况和充填体合理宽度展开研究。

1地质采矿条件

中兴煤矿1204下工作面埋深为400m，开采2号下煤层，工作面上方3m处是2号上煤层的采空区，间隔岩层为砂质页岩(针对2号下煤层而言，称为薄层顶板)，煤层平均倾角6°。2号上煤层不易自燃，平均厚度2.0m，直接顶为炭质泥岩、平均厚度7.9m，基本顶为中粒砂岩、平均厚度4.4m；2号下煤层不易自燃，平均厚度2.0m，直接底为泥岩砂岩复合层，平均厚度4.1m。

1204下工作面在回采期间的绝对瓦斯涌出量为9.6m3/min，在材料平巷进行薄层顶板沿空留巷实践，构筑Y形通风，治理工作面瓦斯超限问题。图1为1204下工作面平面布置图。

图1　1204下工作面平面布置

2薄层顶板沿空留巷上覆岩层稳定性分析

2号上煤层回采工作面推进过程中，底板岩层在超前支承压力加载和近工作面采空区卸载作用下，发生一定深度的剪切滑移破坏，这一过程类似于地基基础的破坏形式。据此构建底板破坏模型如图2[3]所示。

图2　2号上煤层底板破坏模型

则：

(1)

(2)

式中，L依据现场测量取6.3m，φ依据实验室测试取30°。

将参数代入式(2)，可以得到Hmax=9.92m。2号上煤层底板最大破坏深度约为薄层顶板厚度的3.3倍，薄层顶板位于2号上煤层底板破坏区域浅部，岩体剪切滑移剧烈，裂隙发育，承载能力差。

由此分析，2号下煤层回采过程中，2号上煤层冒落带矸石随薄层顶板同步垮冒，同时冒落带上移，裂缝带砌体梁铰接结构在更高层位重新稳定，工作面支架和沿空留巷支护体载荷基本上处于静载状态。

2号上煤层和2号下煤层的开采由此可以近似为厚煤层分层开采[4-5]。依据《三下开采规程》[6]，2号下煤层开采后，重新形成的采空区冒落带高度为式(3)，重新形成的采空区裂缝带高度为式(4)。

(3)

(4)

式中，ΣM为2号上和2号下煤层合计厚度，取4m。

将ΣM代入式(3)，(4)得：冒落带为8.4~12.8m；裂缝带为34.4~45.6m。结合关键层分层理论[7]，依据中兴煤矿煤系岩层柱状图进行分析计算，最终确定新冒落带高度为15.4m，新裂缝带高度为49.2m。

3薄层顶板沿空留巷巷旁充填体宽度研究

巷旁充填体采用中国矿业大学研制的高水速凝材料构筑，水灰比为1.5∶1。

3.1　巷旁充填体宽度的理论计算

2号下煤层工作面推进过程中，采空区冒落带发育充分，矸石碎胀充满采空区；上位新砌体梁受矸石支撑充分，受力均匀，不易受充填体作用发生二次破断，充填体主要承受上覆软弱岩层自重载荷，静载特征显著。借鉴郭育光教授构建的沿空留巷力学模型[8]，构建薄层顶板沿空留巷力学模型如图3所示。

图3　薄层顶板沿空留巷力学模型

模型中：q为沿空留巷上覆载荷岩层单位长度自重；Pq为巷旁充填体支承力；qy为沿空留巷实煤体帮支承应力；x0为沿空留巷实煤体帮极限平衡区宽度；c为沿空留巷宽度；d为巷旁充填体宽度。

对模型做如下简化：煤层水平赋存；沿空留巷上覆载荷q等同2号下煤层开采后新裂缝带高度范围内岩层单位长度自重；忽略新裂缝带岩层受铰接支撑作用。

对模型进行力学计算得：

pq=k0q(x0+c+d)-∫0x0qydx

(5)

(6)[9]

式中，k0为沿空留巷载荷动载系数；C0，φ0分别为煤层与顶底板岩层交界面的黏聚力和内摩擦角；Px为支架对煤帮的支护阻力；A为侧压系数；m为上下煤层累计采高；r为上覆岩层平均容重；k为应力集中系数；HL为开采深度。

3.2　巷旁充填体宽度的数值模拟

3.2.1模拟方案

依据中兴煤矿1204下工作面地质采矿条件和各煤岩层力学特征，建立FLAC3D数值模型。模型尺寸为180m×120m×100m(长×宽×高)；模型四周边界水平方向固定，下边界垂直方向固定；依据地应力测试结果，在上边界均匀施加9.25MPa的垂直压应力，侧压系数取1.23。

巷旁充填体宽度分别取1m，1.5m，2m，2.5m，3m，4m。模拟时：首先进行2号上煤层回采；待模型应力调整平衡后进行1204下工作面的分步回采，一次回采5m，同时紧跟回采面构筑巷旁充填体，一次构筑5m长；回采完毕后待模型应力调整平衡，在回采面推进方向60m处做平行于采煤面的切面，取充填体垂直应力分布数据和沿空留巷围岩变形数据。

3.2.2充填体垂直应力分析

图4为不同宽度充填体横向的垂直应力分布。

图4　充填体横向垂直应力分布曲线

由图4可知：

(1)充填体宽度在1.0~2.0m时，垂直应力呈三角形分布，最大峰值应力为9.1MPa；充填体宽度在2.5~4.0m时，垂直应力呈梯形分布，最小峰值应力为11.5MPa。

(2)随充填体宽度增加，峰值应力呈阶段性分布。充填体宽度小于2.5m时，峰值应力增加幅度为26.6%~57.8%；充填体宽度大于2.5m时，峰值应力增加幅度为6.1%~8.3%。

3.2.3沿空留巷围岩变形分析

图5为构筑不同宽度巷旁充填体时，沿空留巷围岩变形。

由图5可知：

图5　不同宽度充填体沿空留巷围岩变形曲线

(1)充填体宽度小于1.5m时，顶板倾斜下沉严重，此时充填体侧顶板下沉量比实煤体侧顶板下沉量大208mm；充填体宽度大于2m时，顶板逐渐趋于同步下沉，下沉量逐渐减小。

(2)充填体宽度增大，底板鼓起量随之增大；当充填体宽度为2.5m时，底板呈现同步鼓起。

(3)充填体宽度小于2.5m时，两帮的变形量变化幅度平均为17.2%；充填体宽度大于2.5m时，两帮的变形量幅度平均为8.3%。

3.3　巷旁充填体合理宽度

理论计算表明，充填体宽度应为2.32m以上。数值模拟研究表明，充填体宽度大于2.5m时，充填体中具有稳定承载区，顶板和两帮变形量明显减小、变形幅度平缓；但只有充填体宽2.5m时，底板同步鼓起，有利于运输系统安全高效运行。由此确定合理的充填体宽度为2.5m。

4工程实践

中兴煤矿1204下工作面材料平巷断面尺寸为4.5m×2.5m(宽×高)，采用高水速凝材料构筑巷旁充填体沿空留巷，水灰比为1.5∶1，充填体宽2.5m，高2.5m(为增强充填体刚度，将底板松软破碎层起除，约厚0.5m)。

矿压监测表明：一次采动作用下，留巷围岩变形平稳，到工作面后方130m左右趋于稳定；稳定后顶底板移近量为804mm，底鼓量占77%，两帮移近量为421mm，充填体帮变形量占68%；并且底板同步鼓起，运输系统安全运行。

5结论

(1)2号上煤层回采使薄层顶板发生剧烈剪切滑移破坏，致使2号下煤层回采时，薄层顶板和2号上煤层冒落带矸石同步垮冒，采空区冒落带和裂缝带重新发育，分别达到15.4m，49.2m。

(2)通过理论计算和数值模拟研究确定合理充填体宽度为2.5m。

(3)矿压观测表明，采用2.5m宽充填体时，顶底板移近量为804mm，底板鼓起量占77%，底板同步鼓起；两帮移近量为421mm，充填体帮占68%。沿空留巷围岩维护效果较为理想。

[参考文献]

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[2]张农，阚甲广，韩昌良，等.无煤柱沿空留巷技术[J].煤矿支护，2014(2)：2-14.

[3]张百胜.极近距离煤层开采围岩控制理论及技术研究[D].太原：太原理工大学，2008.

[4]龚红鹏，李建伟，陈宝宝.近距离煤层群开采覆岩结构及围岩稳定性研究[J].煤矿开采，2013，18(15)：90-92，43.

[5]张玉军.近距离多煤层开采覆岩破坏高度与特征研究[J].煤矿开采，2010，15(6)：9-11，8.

[6]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000.

[7]钱鸣高，缪协兴，许家林，等.岩层控制的关键层理论[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.

[8]郭育光，柏建彪，侯朝炯.沿空留巷巷旁充填体主要参数研究[J].中国矿业大学学报，1992(4)：1-11.

[9]侯朝炯，马念杰.煤层巷道两帮煤体应力和极限平衡区的探讨[J].煤炭学报，1989(4)：21-29.

[责任编辑：徐乃忠]

Rational Width of Stowing Body for Retaining Roadway along Gob under Thin Roof

JIA Xiao-liang1，LIAN Chang-jun1，CHEN Yong2，LIU Xue-yong3

(1.Chongqing Research Institute Co.，Ltd.,China Coal Technology Engineering Group，Chongqing 400037，China； 2.Mining Engineering School，China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China； 3.Yanzhou Mining Group Co.，Ltd.,Jining 273500，China)

Abstract：Applying theoretical calculation and numerical simulation to researching stability of thin roof over retaining roadway along gob in 1204 mining face of Zhongxing Colliery，influence of different stowing body widths on stress distribution，deformation and failure characteristic was analyzed.It was obtained that the load of stowing body was mainly statistic load，and that caving zone height and fissure zone height was respectively 15.4m was 49.2m.Rational stowing body width was confirmed to be 2.5m，and field observation showed that surrounding rock stability was good.

Keywords：thin roof；retaining roadway along gob；width of stowing body；load of retaining roadway

[作者简介]贾晓亮(1982-)，男，内蒙古突泉人，硕士研究生，从事矿井瓦斯灾害防治成套技术服务工作。

[收稿日期]2015-03-06

[中图分类号]TD350.1

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)05-0062-04