薄煤层开采沿空留巷关键技术研究

赵法森 吴城乐 林科文 刘飞翔

摘 要：为了确定坚硬顶板下薄煤层沿空留巷切顶钻孔爆破参数及围岩控制方案，以山东某矿21602工作面运输巷为工程背景，运用理论分析、数值模拟及现场实测的手段进行了研究。论文将沿空留巷划分为三个阶段，并基于计算结果给出了相应的巷道围岩支护方案。现场应用结果表明：合理的钻孔爆破高度为4.5m，切顶角度为70°；现场实施爆破后，留巷稳定后顶板累计变形量为118mm，底板累计变形量为344mm，实体煤侧累计变形量为402mm，能满足留巷后期使用要求。相关研究成果已在21602工作面进行了现场应用，为同等条件下实施沿空留巷提供了借鉴。

关键词：切顶留巷；薄煤层；坚硬顶板；巷道围岩控制

传统的留设煤柱开采方式不仅在经济方面不占任何优势，还造成大量煤炭资源浪费，由于所留设的煤柱往往出现应力集中现象，引起巷道围岩变形破坏，不利于巷道的维护使用[1-4]。因此，沿空留巷技术是解决上述问题的主要方式之一。沿空留巷取消了煤柱，提高了矿井的回采率[5-8]，延长了矿井的服务年限，大幅度降低掘进率，缓解采掘接替矛盾。相关数据表明，沿空留巷可提高煤炭回收率10％以上，巷道掘进率可降低30％左右，明显改善采掘接续关系[9-10]。切顶卸压沿空留巷技术具有工艺简单、性价比高、留巷速度快的优点，尤其对坚硬顶板下沿空留巷具有明显的优越性[11]。

山东某矿主采平均厚度为1.35m的16#煤层，其直接顶为普氏系数大于8、平均厚度4.6m的坚硬灰岩。为尽可能回收坚硬煤层下薄煤层的煤炭资源并缓解采掘接续紧张问题，采用爆破切顶沿空留巷技术来提高煤炭资源的回收率。以21602工作面运输巷为工程背景，采用数值模拟以及现场监测相结合的研究手段，确定了爆破切顶、巷道围岩稳定性控制等关键技术参数并在现场进行了成功应用。

一、工程概况

山东某矿21602工作面主采16#煤层，煤层平均厚度为1.35m，平均倾角为4°，平均埋深535m。该工作面走向长度为233m，倾斜长度为200m，采用综合机械化开采。煤层及顶底板岩性详细情况见表1，直接顶和基本顶为坚硬灰岩，厚度3.5-5.8m，硬度系数f=8~10。

表1 21602工作面主要围岩情况

为缓解工作面采掘接替紧张，对21602工作面运输巷部分区段进行沿空留巷作业，将其作为21606工作面材料巷，沿空留巷区段如图1所示。运输巷沿煤层顶板掘进，为半煤岩巷道，巷道断面为矩形，净高4m，净宽2.6m。

图1 工作面布置平面图

工作面超前未切顶区，巷道顶板稳定性良好，根据工作面以往巷道实际来压情况及支护设计[12-13]，确定21602运输巷工作面超前未切顶区巷道支护形式为“锚杆+六角菱形网”支护方式。其具体支护参数为：顶部锚杆为两排螺纹锚杆，规格为φ20×2000mm，顶板锚杆间排距为：1400×1500mm；帮部锚杆为金属螺纹锚杆，规格为φ16×1600mm，帮部锚杆间排距为：1000×1200mm，并挂六角菱形网支护；锚杆托盘规格为：100×100×10mm。

二、21602工作面运输巷切顶留巷关键技术参数确定

（一）理论分析

1.切顶高度计算

在无煤柱沿空留巷过程中，巷道围岩的稳定受到多种因素的综合影响，其中切顶高度对沿空留巷的矿压显现具有非常显著的影响[14-15]。切顶高度应综合考虑上覆坚硬顶板的结构与高位岩层的破断运移特征，保证难垮落顶板在采动应力作用下顺利沿切顶弱面切落。切顶高度的计算过程具体如下[16]：

假设切顶高度范围内有i层岩层，岩层编号自下向上依次为1、2、…、i，则：

式（1）可表示为：

（2）

已知：

（3）

则有：

（4）

式中，hq为切顶高度，m；H1…Hj为1…j层顶板岩层厚度（Ｈｊ为第ｊ层顶板岩层厚度），m；M为采高，取1.35m；k1…ki 为1…i层顶板岩层碎胀系数（ｋｉ为第ｉ层顶板岩层碎胀系数）；kp为加权平均碎胀系数，取1.3~1.4；代入式（4），可得最合适的切顶高度应为3.4~4.5m。

2.切顶角度分析

将切顶角度α定义为切顶与水平方向的夹角，切顶角度的大小对沿空留巷的围岩稳定和顶板下沉量的控制有一定的影响，切顶与水平方向角度越小（

），侧向悬臂附加应力越大，同时断裂面下采空区的充填效果差，巷道顶板易出现较大旋转变形；切顶与水平方向角度越大（

），会对爆破线附近的锚杆索产生扰动破坏，不利于巷道稳定[17]。因此，最合适的切顶角度应在70°至90°之间。

（二）数值模拟及参数选择

1.模型构建

本模型以21602工作面地质生产条件为背景，建立沿空留巷FLAC3D数值计算模型。模型尺寸为长×宽×高=200m×140m×62.6m，模型四周约束水平位移，底部约束水平和垂直位移，顶部施加均布载荷。载荷的大小为模型顶部岩层的重量，100m深岩石自重取2.6MPa，施加均布载荷的大小为12.3MPa，模型单元采用Mohr-Coulomb本构模型，各岩层厚度及基本物理力学参数见表2。模拟巷道开挖尺寸为200m×4m×2.6m，工作面开挖尺寸为50m×80m×1.35m，在模型中需要切顶的区域赋予空模型，以达到模拟中的切顶效果。待工作面开采后，对采空区实施自然垮落法进行顶板管理。

表2 21602工作面围岩基本力学参数

2.切顶高度选取

通过理论计算可知，最合适的切顶高度应为3.4~4.5m，据此设计切顶高度模拟方案，即切顶高度为无切顶、3.5m、4m和4.5m时进行数值模拟，并对不同切顶高度下的应力集中位置及峰值大小进行对比分析，以得出最佳切顶高度，数值模拟结果如图2所示。

无切顶时巷道围岩垂直应力分布特征如图2（a）所示。工作面开挖后，巷道实体煤侧内部集中应力距巷道表面距离小于3m，最大集中应力为35MPa。巷道顶板围岩承受拉应力大小及范围分别为1.1MPa和4.5m；巷道顶板围岩承受拉应力大小及范围分别为0.9MPa和2m；巷道实体煤侧围岩承受拉应力大小及范围分别为1.1MPa和3m，根据巷道围岩抗拉强度大小，可判断巷道实体煤帮及底板极易发生失稳破坏。

不同切顶下巷道围岩垂直应力分布特征如图2（b）~（d）所示。当切顶高度为3.5m和4m时，留巷实体煤侧内部应力集中区域距巷道表面约4~5m，最大集中应力分别为32MPa和30MPa；当切顶高度为4.5m时，应力集中区与离巷道表面距离大于6m，最大集中应力为28MPa。应力集中位置随切顶高度的增加逐渐向实体煤内部转移且应力集中峰值越小，表明切顶高度越大，对巷道维护越有利。

综合以上分析可得切顶高度为4.5m时，巷道围岩稳定效果达到最优，其应力集中范围距离巷道较远，同时巷道围岩不易发生失稳破坏，有利于巷道维护。

图2 不同切顶高度下垂直应力分布图

3.切顶角度选取

在上一节中，通过理论分析可知，最合适的切顶角度应为70~90°，据此设计切顶角度模拟方案，即切顶角度为90°、80°和70°时进行数值模拟，并对不同切顶角度下的应力集中位置及峰值大小进行对比分析，以得出最佳切顶角度，数值模拟结果如图3所示。

切顶角度为90°、80°和70°时，实体煤侧内部应力集中区域距巷道表面距离分别为6m、6.5m和7m，最大集中应力分别为28MPa、29MPa和30MPa。结果表明随着切顶角度减小，应力集中区域逐渐向实体煤内部转移，应力集中峰值虽然有所增大，但对巷道表面围岩影响较小。巷道表面围岩最大拉应力值分别为0.5MPa、0.4MPa和0.3MPa，随着切顶角度降低，巷道表面围岩拉应力逐渐降低，有利于巷道围岩稳定，通过对比，最优的切顶角度为70°。

图3 不同切顶角度下垂直应力分布图

三、沿空留巷围岩支护设计

（一）工作面超前钻孔爆破切顶区支护设计

工作面超前钻孔爆破切顶区，在顶板自重应力及切顶应力双重作用下，顶板岩层原有的连接被切断，顶板煤壁侧不能承受弯矩，导致稳定性降低。为了增加顶板的稳定性，在未切顶顶板稳定阶段支护的基础上，增加锚索梁对顶板进行补强支护[18-19]。锚索规格为φ21.6×4500mm，间排距为1000×1500mm，锚索与巷道顶板的夹角是90°，锚索梁为宽度270mm的W钢带，全长2.7m；锚索托盘的规格为：300×300×16mm。支护方案如图4所示。

图4 工作面超前钻孔爆破切顶区支护方案

（二）工作面滞后动压区支护设计

在工作面滞后动压区，由于采空区垮落矸石没有压实，对巷道顶板产生不到支撑效果，此时顶板活动剧烈，需要大量的向上支撑载荷来保持巷道顶板的稳定性。该阶段应力峰值主要施加在巷内支护体上，要求支护体本身的支护阻力大于顶板周期来压时的最高压力[3]，巷道最小支护阻力计算如下：

式中，n为压力比，取1.1； 

为覆岩容重，取25kN/m3；M为采高，1.35m；K为碎胀系数，取1.3；d为巷道宽度，取4m；L为支护长度，取1.2m，代入式（5），可得巷内所需最小支护阻力为572kN。

因此，21602运输工作面滞后动压区顶板支护应采用如下形式：单体液压支柱+U型钢支腿+钢筋网支护。其具体支护参数为：帮部采用U型钢支腿挂钢筋网支护，U型钢棚排距900mm，规格为：φ6.5×1000×1600mm，在顶部增加3排垂直支设的单体液压支柱进行补强支护，柱距900mm，排距分别为500mm和700mm，支护方案如图5所示。每根单体支柱可提供支护阻力200kN，每根锚索可提供支护阻力20kN，该支护方案可提供支护总阻力为660kN，能满足支护需求。

图5 工作面滞后动压区支护方案

（三）工作面滞后稳压区支护设计

随着工作面推进，采空区上覆岩层运移逐渐趋于平缓，巷道顶板所受压力将分为两种情况。当工作面机头滞后进入顶板稳定区后，可撤除第三阶段的巷内临时单体液压支柱，支护方案如图6所示。当矿压显现明显时，不回撤单体液压支柱，采用“锚索梁+工字钢棚”进行复合支护，选用12#矿用工字钢距两组锚索梁之间插空居中布置，结合现场围岩变形实际情况，棚梁宽度3300mm，棚腿长2200mm，棚距1500mm，与最不稳定的动压区支护保持一致。

图6 工作面滞后稳压区支护方案

四、工业应用效果分析

（一）钻孔爆破切顶

采用聚能管反向装药预裂爆破切顶技术，切顶位置位于21602工作面运输巷煤壁侧肩角处，钻孔直径为42mm、钻孔深度为4.5m、钻孔与顶板夹角为70°、钻孔间距为0.5m、装药长度为3m、封孔长度为1.5m、装药密度为0.45kg/m，每次起爆5~20个孔。从图7可以看出，现场爆破后形成的预裂面效果较好，爆破后巷道表面裂缝联通情况也相对理想，如图8所示。

图7 爆破前后钻孔内部裂隙生成情况

图8 爆破后巷道表面裂缝联通情况

（二）矿压监测

为掌握21602工作面运输巷（沿空留巷区段）在工作面推进期间围岩变形特征，在运输巷内布置位移测站监测巷道表面位移，留巷围岩变形量随工作面推进的变化情况如图9所示。

图9 留巷围岩变形量

由图9可知，沿空留巷全过程围岩变形可划分为四个阶段（Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ）。

1.阶段Ⅰ：超前工作面20m之前。巷道上覆岩层保持较好的完整性，围岩结构处于相对稳定，帮部及顶底板未见明显变形，下工作面侧帮部累计变形量为10mm，底板累计变形量为12mm，顶板累计变形量为8mm。

2.阶段Ⅱ：超前工作面0~20m范围内。因在此范围内进行爆破切顶，巷道围岩结构改变，在超前支承压力作用下围岩变形有所增大，工作面位置处下工作面侧帮部变形量达到107mm，底板变形量达到80mm，顶板变形量为26mm。

3.阶段Ⅲ：滞后工作面0~80m范围内。工作面开采过后，采空区覆岩发生垮落并折断，留巷顶板采空区侧失去支撑，巷道围岩变形量迅速增大，随着采空区覆岩运移趋于稳定，围岩变形速度逐渐减低，此阶段结尾处工作面侧帮部变形量达到382mm，底板变形量达到321mm，顶板变形量为113mm。

4.阶段Ⅳ：滞后工作面80m之外。随着工作面继续推进，采空区覆岩运移接近平缓，垮落矸石逐渐压实，留巷顶板得到支撑，巷道围岩变形增幅较小，到最后检测位置处下工作面侧帮部变形量为402mm，底板变形量达到344mm，顶板变形量为118mm。

五、结论

（一）通过理论计算和数值模拟分析，得到切顶爆破最佳钻孔深度为4.5m，最佳钻孔角度为70°。

（二）针对坚硬顶板下薄煤层沿空留巷开采设计，考虑巷道围岩结构演化规律，将其划分为三个支护区段，并给出了相应的巷内及巷旁支护方案，有效解决了21602工作面切顶卸压沿空留巷支护问题。

（三）21602工作面采用钻孔爆破切顶后，能够将巷道和采空区上覆关键岩层间的应力联系切断。工作面后方80m后巷道围岩变形基本稳定，顶板累计下沉量为118mm，低鼓累计量为344mm，实体煤侧累计变形量为402mm，说明沿空留巷取得良好效果。

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注：原文载自《煤炭工程》2023年第8期。