薄煤层沿空留巷围岩控制技术研究

王水利，陈延涛，徐　营，柏建彪，高　翔

(1.中国矿业大学，江苏 徐州 221116；2.陕西汇森煤业开发有限责任公司，陕西 西安 710065)



薄煤层沿空留巷围岩控制技术研究

王水利1，2，陈延涛1，徐营1，柏建彪1，高翔1

(1.中国矿业大学，江苏 徐州 221116；2.陕西汇森煤业开发有限责任公司，陕西 西安 710065)

[摘要]采用数值模拟和工程实践相结合的方法，揭示了沿空留巷围岩应力分布规律和稳定机理，得出了煤层越薄，煤体承载力越强，越不容易产生应力转移，应力峰值距离工作面煤壁距离约为2.5m等结论，为沿空留巷支护设计提供理论依据。通过分析不同充填体参数，得出宽度1.2m时的巷旁支护体承载变化规律，实现对基本顶稳定性的控制。分析了薄煤层沿空留巷围岩-充填体承载结构底帮失稳特征，提出了相应加强支护方案，对充填体基座底板有效吸收载荷进行了优化，最终实现对沿空留巷围岩的有效控制。

[关键词]薄煤层；沿空留巷；围岩控制；数值模拟

[引用格式]王水利，陈延涛，徐营，等.薄煤层沿空留巷围岩控制技术研究[J].煤矿开采，2015，20(6)：52-55.

薄煤层开采由于受开采工艺的限制，经济效益相对较低，而且回采巷道为半煤岩巷，巷道掘进速度慢、出矸多。目前薄煤层探明储量约占全国煤炭总储量的19%[1-2]。沿空留巷技术的应用不仅能够解决这些问题，而且是提高煤炭资源采出率、实现协调开采可持续发展的重要技术途径[3-7]。

对于沿空留巷，侯朝炯提出顶板“弧形三角板”理论，用于计算巷旁支护参数[8]。陆士良等认为，沿空留巷顶板在实煤体侧上方断裂，顶板下沉量一般为采高的10%~20%[9]。张东升研究得到了充填体抗压强度及其宽度的最低要求[10-11]。柏建彪基于沿空留巷顶板破断规律，将高水材料推广应用于沿空留巷巷旁支护[12-13]。但是，对薄煤层沿空留巷巷旁支护作用机理的研究还很欠缺[14]。本文将以兖矿集团北宿煤矿开采技术条件为背景，研究并提出适合薄煤层顶板运动规律的沿空留巷支护方式，并在现场进行工业性试验。

1薄煤层沿空留巷顶板破断规律

随着工作面的回采，采空区上覆岩层失去煤体支撑，在其自承能力的作用下，顶板不会马上垮落，形成悬臂结构。随着工作面继续推进，基本顶悬露长度增大，当所受弯矩达到自身极限垮落弯矩时，垮落形成“O-X”结构。在顶板周期性来压的作用下，产生的岩块在沿工作面走向方向形成砌体梁结构，基本顶在实体煤帮偏巷道侧上方区域断裂，同时向采空区侧回转下沉，重新实现稳定。

沿空留巷充填体控制巷道顶板是决定其成败的关键因素之一，越是坚硬的顶板，巷旁支护对控制顶板的作用越重要。直接顶、充填体需要承受来自关键块体的“给定变形”，为保证直接顶和充填体整个系统的稳定性，充填体除了需要提供足够的支护阻力外，还需要满足一定的抗变形能力，并与直接顶的强度、抗变形能力相匹配。

2薄煤层沿空留巷应力分布特征

2.1模型建立

所建模型上部边界施加的载荷按埋深350m计算，侧压系数为0.8，选取Mohr-Coulomb破坏准则进行模拟。模型尺寸为120m×100m×51m(长×宽×高)，直接顶1.33m，基本顶2m，上覆岩层20.97m，巷道断面为矩形，宽3.2m，高2.2m，上、下工作面长度各60m。模型各岩层力学参数见表1，图1为模型示意图。

表1　各岩层主要力学参数

图1　数值计算模型

2.2矿压规律分析

为研究薄煤层沿空留巷矿压显现规律，模拟中选取充填体宽度为1m，通过数值计算导出工作面一次回采期间围岩应力分布规律和相邻工作面二次回采期间的应力分布规律图，见图2。

由图2可以看出：薄煤层在本工作面回采期间，工作面超前支承压力沿工作面方向变化与已有矿压规律基本一致，有明显的支承压力区、原岩应力区以及应力降低区。特别之处在于：

图2　采场垂直应力空间分布

(1)煤层越薄，其承载力越强，越不易产生应力转移，峰值应力区距煤壁较近，约为2.5m。

(2)沿推进方向，应力变化快，有着急增稳降的特征。超前支承压力峰值达到24MPa，应力集中系数达到2.63，沿空留巷超前支护设计时应考虑此特殊性。

(3)滞后支承压力作用下，巷道围岩垂直应力变化经历了应力增加、应力集中和应力稳定3个过程。在0～-35m范围内，应力随着距工作面距离的增加迅速增加，工作面后方75m，围岩应力趋于稳定。

(4)完成开采的上一工作面应力水平较低，顶板卸压较彻底，而充填体应力峰值高达16MPa，工作面超前支承应力高达30MPa。工作面后支承压力分布同样具有较为明显的“三区”特点。

3沿空留巷围岩控制技术

3.1巷旁支护技术

基于薄煤层开采矿压显现规律和高水材料的性质，采用控制变量法，对不同巷旁充填墙体宽度进行数值计算，即宽度0.6m，0.8m，1.2m，1.6m，2m。据此确定适合薄层直接顶条件下留巷充填体宽度。模拟结果见图3所示。

图3　巷道围岩变形量与充填体宽度的关系

分析监测点数据可得：充填体宽度在0.6~1.2m时，宽度越大，顶板下沉量越小，而宽度大于1.2m时，顶板下沉量减小效应趋于平缓。底鼓量随充填体宽度的增加不减反增，由最小115.1mm到最大169.8mm，这说明更大的压力通过充填体传递到下部泥岩帮，使底鼓量显著增加。充填体宽度由0.6m增加到1.2m，下部岩帮巷内移近量随宽度的增加先增后减，这是由于充填体宽度的增加使其对顶板压力的传递作用增加，进而移近量增加，但随着下部岩帮与充填体接触面积的增加其单位面积承载又会较小，因而巷内移近量会减少。实煤体帮巷内移近量随充填体宽度增大而减小，说明顶板压力由充填体与实煤体共同承担。

随着工作面的推进，充填体承载与工作面距离的变化关系如图4所示。

图4　回采期间充填体承载应力

分析图4可知，在后支承压力的作用下，充填体的承载逐渐变大，滞后工作面60m处充填体所受载荷约为10.5MPa，且过程近似连续的变化。工作面前方0~40m，巷道帮部承受超前支承压力基本稳定在2.5~3MPa之间，达到其超前支承压力的2.7~4倍，说明沿空留巷中，工作面后方巷内滞后加强支护十分必要。

3.2底帮稳定控制技术

回采面推过后，端头液压支架移动、工人劳作粗糙都对软弱底板造成破坏，不利于支护管理、构筑巷旁充填体。顶板来压时应力下传，容易引发充填体向泥岩底板钻底下陷、巷帮向巷内突出、片帮等事故。充填体能不能有效将应力传递到底板上面，取决于底帮的稳定性，将充填体筑立在采空区一侧并留出一定保护台阶，保护台阶的作用是增加底帮的抗变形能力，使充填体正下方的底帮呈现三向应力状态，防止其失稳。在底帮采用锚网喷支护，有效控制底帮稳定，从而吸收充填体传递的压力，实现对顶板的控制。

3.3充填工艺及参数

采用1台流量为130L/min的双液充填泵充填，供气压力0.4~0.63MPa。高水材料中，甲料、乙料各配2台搅拌桶，每个搅拌桶容积0.25m3，额定气压0.5MPa，搅拌桶附近布置料场，充填泵及搅拌桶放平，甲料、乙料4个搅拌桶上方分别各接1趟25.4mm水管供水。充填袋规格为3.3m×1.4m×1.2m(长×宽×高)，梯子梁为900mm×60mm，用φ14mm以上圆钢焊接。对拉钢筋(等强螺纹钢)为φ20mm×1.3m，两头各滚丝50~100mm，配套托盘与螺母。

充填工艺为：充填点的临时支护→清理浮煤、吊挂充填袋→调试充填系统→上料、搅拌→泵送与清洗设备。通过这5步形成整个充填系统，实现将搅拌好的高水材料泵送进预设好的充填袋里，材料快速凝固后形成充填体。

4工程实践

4.1地质条件与支护参数

所要进行沿空留巷的为1873工作面轨道巷。采深400m左右，平均煤厚0.97m，工作面走向长度1245.5m，直接顶平均厚度1.33m，很难垮落。基本顶为灰黑色粉砂岩，平均厚度1.96m。直接底为灰～灰绿色铝质泥岩，平均厚度约1.38m，强度较低，易风化且遇水极易膨胀变软。轨道巷为半煤岩巷，沿顶板掘进，下半部为铝质泥岩，遇水膨胀软化明显，特采用锚喷支护，尽量减少其与水接触的可能性。轨道平巷支护参数如图5所示。

图5　巷道原支护布置示意

(1)基本支护顶板支护采用锚杆支护，锚杆间排距为1250mm×1000mm。锚杆采用φ20mm×1500mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆。两帮采用锚网喷支护，锚杆由煤岩交界线以下100mm布置，锚杆间排距850mm×1300mm，底角锚杆向下倾角为20°，钢筋网规格为1200mm×1000mm，钢筋梯子梁的规格为1100mm×100mm，喷浆厚度80mm。

(2)加强支护巷内每2排锚杆中间补打1排锚索，锚索型号为φ17.8mm×5300mm。在充填体正上方打入1根φ18mm×2000mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，排距为1000mm。施工过程中安装设备放在巷道内，由于空间有限，将锚杆倾斜锚入充填体上方顶板，以控制充填体上方围岩整体性。

4.2变形观测

为了对所留巷道进行有效评价，在本工作面留巷期间，通过观测巷道顶底板移近量、两帮移近量，得出巷道围岩活动规律。经过实测得到实际变形量和变形速度，见图6。

图6　围岩变形移近量和移近速度

随着工作面推进，沿空巷道围岩表面累计变形量呈先增大后趋于稳定的特点，巷道顶板下沉量最大为160mm，两帮移近量最大为230mm。巷道围岩表面变形速度呈现先增大后减小规律，其变形速度最剧烈位置在工作面后方20~30m范围内，最大变形速度不大于50mm/d。沿空留巷围岩变形得到有效控制。

5结论

(1)通过数值模拟，得到了1873工作面回采和二次回采期间的围岩应力分布规律，得出煤层越薄，峰值应力区距煤壁越近，应力峰值距离工作面煤壁距离约为2.5m。沿工作面推进方向，应力变化快，有着急增稳降的特征。滞后支承压力作用下，巷道围岩垂直应力变化经历了应力增加、应力集中和应力稳定3个过程。

(2)通过分析不同充填体参数得出宽度1.2m时的巷旁支护体承载变化规律，实现了对沿空留巷围岩的有效控制。

(3)提出了加强支护方案，使充填体基座底

帮有效吸收载荷。采用锚梁喷支护，使易风化且遇水极易膨胀的底板能有效承载，巷旁支护体结构达到稳定状态。

[参考文献]

[1]谢和平,钱鸣高,彭苏萍,等.煤炭科学产能及发展战略初探[J].中国工程科学,2011,29(3):44-47.

[2]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):1449-1455.

[3]郭玉辉,王赟.浅谈薄煤层开采技术现状与发展趋势[J].煤矿开采,2012,17(1):1-2.

[4]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.

[5]巨峰,孙强,黄鹏,等.顶底双软型薄煤层快速沿空留巷技术研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(6):914-919.

[6]李迎富,华心祝,蔡瑞春,等.沿空留巷关键块的稳定性力学分析及工程应用[J].采矿与安全工程学报,2012,29(3):357-364.

[7]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术,2006,34(12):78-81.

[8]侯朝炯.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001,26(1):1-6.

[9]陆士良.无煤柱护巷的矿压显现[M].北京:煤炭工业出版社,1982.

[10]张东升,马立强,冯光明,等.综放巷内充填原位沿空留巷技术[J].岩石力学与工程学报,2005,24(7):1164-1168.

[11]马立强,张东升,陈涛,等.综放巷内充填原位沿空留巷充填体支护阻力研究[J].岩石力学与工程学报,2005,26(3):545-549.

[12]柏建彪.沿空留巷围岩控制技术研究[J].煤矿支护,2009(2):13-20.

[13]柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):145-148.

[14]Kegong Fan，Hong guang.Non-harmonious deformation controlling of gob-side entry in thin coal seam under dynamic pressure[J].Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering,2014(6):269-274.

[责任编辑：林健]

·巷道支护理论与技术·

Surrounding Rock Control Technology of Roadway Retained along Gob in Thin Coal-seam

WANG Shui-li1，2，CHEN Yan-tao1，XU Ying1，BAI Jian-biao1，GAO Xiang1

(1.China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China；2.Shaanxi Huisen Coal Development Co.，Ltd.，Xi’an 710056，China)

Abstract:Applying combined methods of numerical simulation and engineering practice，stress distribution and stability mechanism of surrounding rock of roadway retained along gob was revealed.It was obtained that thin coal-seam’s bearing capacity was stronger and stress transformation was more difficult than thick coal-seam，its stress summit value point was 2.5m far away from coal wall.This result provided for theoretical reference for supporting design for roadway retained along gob.By analyzing stowing body parameters，the bearing variation rule of 1.2m wide roadway-side stowing body was obtained.Floor instability characteristic of surrounding rock-stowing body structure of surrounding rock of roadway retained along gob was analyzed and corresponding reinforcement supporting projection was put forward.Effective control of surrounding rock of roadway retained along gob was realized by optimizing absorbing load of stowing body’s basement.

Keywords:thin coal-seam；retaining roadway along gob；surrounding rock control；numerical simulation

[作者简介]王水利(1966-)，男，陕西富平人，高级工程师，陕西汇森煤业开发有限责任公司副总经理兼副总工程师，中国矿业大学在读博士研究生，从事采矿及矿业管理工作。

[基金项目]国家自然科学基金青年科学基金资助项目(51204167)

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.015

[收稿日期]2015-04-07

[中图分类号]TD325.4

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)06-0052-04