薄煤層開采沿空留巷關鍵技術研究

趙法森 吳城樂 林科文 劉飛翔

摘 要：為了確定堅硬頂板下薄煤層沿空留巷切頂鑽孔爆破參數及圍岩控製方案，以山東某礦21602工作麵運輸巷為工程背景，運用理論分析、數值模擬及現場實測的手段進行了研究。論文將沿空留巷劃分為三個階段，並基於計算結果給出了相應的巷道圍岩支護方案。現場應用結果表明：合理的鑽孔爆破高度為4.5m，切頂角度為70°；現場實施爆破後，留巷穩定後頂板累計變形量為118mm，底板累計變形量為344mm，實體煤側累計變形量為402mm，能滿足留巷後期使用要求。相關研究成果已在21602工作麵進行了現場應用，為同等條件下實施沿空留巷提供了借鑒。

關鍵詞：切頂留巷；薄煤層；堅硬頂板；巷道圍岩控製

傳統的留設煤柱開采方式不僅在經濟方麵不占任何優勢，還造成大量煤炭資源浪費，由於所留設的煤柱往往出現應力集中現象，引起巷道圍岩變形破壞，不利於巷道的維護使用[1-4]。因此，沿空留巷技術是解決上述問題的主要方式之一。沿空留巷取消了煤柱，提高了礦井的回采率[5-8]，延長了礦井的服務年限，大幅度降低掘進率，緩解采掘接替矛盾。相關數據表明，沿空留巷可提高煤炭回收率10％以上，巷道掘進率可降低30％左右，明顯改善采掘接續關係[9-10]。切頂卸壓沿空留巷技術具有工藝簡單、性價比高、留巷速度快的優點，尤其對堅硬頂板下沿空留巷具有明顯的優越性[11]。

山東某礦主采平均厚度為1.35m的16#煤層，其直接頂為普氏係數大於8、平均厚度4.6m的堅硬灰岩。為盡可能回收堅硬煤層下薄煤層的煤炭資源並緩解采掘接續緊張問題，采用爆破切頂沿空留巷技術來提高煤炭資源的回收率。以21602工作麵運輸巷為工程背景，采用數值模擬以及現場監測相結合的研究手段，確定了爆破切頂、巷道圍岩穩定性控製等關鍵技術參數並在現場進行了成功應用。

一、工程概況

山東某礦21602工作麵主采16#煤層，煤層平均厚度為1.35m，平均傾角為4°，平均埋深535m。該工作麵走向長度為233m，傾斜長度為200m，采用綜合機械化開采。煤層及頂底板岩性詳細情況見表1，直接頂和基本頂為堅硬灰岩，厚度3.5-5.8m，硬度係數f=8~10。

表1 21602工作麵主要圍岩情況

為緩解工作麵采掘接替緊張，對21602工作麵運輸巷部分區段進行沿空留巷作業，將其作為21606工作麵材料巷，沿空留巷區段如圖1所示。運輸巷沿煤層頂板掘進，為半煤岩巷道，巷道斷麵為矩形，淨高4m，淨寬2.6m。

圖1 工作麵布置平麵圖

工作麵超前未切頂區，巷道頂板穩定性良好，根據工作麵以往巷道實際來壓情況及支護設計[12-13]，確定21602運輸巷工作麵超前未切頂區巷道支護形式為“錨杆+六角菱形網”支護方式。其具體支護參數為：頂部錨杆為兩排螺紋錨杆，規格為φ20×2000mm，頂板錨杆間排距為：1400×1500mm；幫部錨杆為金屬螺紋錨杆，規格為φ16×1600mm，幫部錨杆間排距為：1000×1200mm，並掛六角菱形網支護；錨杆托盤規格為：100×100×10mm。

二、21602工作麵運輸巷切頂留巷關鍵技術參數確定

（一）理論分析

1.切頂高度計算

在無煤柱沿空留巷過程中，巷道圍岩的穩定受到多種因素的綜合影響，其中切頂高度對沿空留巷的礦壓顯現具有非常顯著的影響[14-15]。切頂高度應綜合考慮上覆堅硬頂板的結構與高位岩層的破斷運移特征，保證難垮落頂板在采動應力作用下順利沿切頂弱麵切落。切頂高度的計算過程具體如下[16]：

假設切頂高度範圍內有i層岩層，岩層編號自下向上依次為1、2、…、i，則：

式（1）可表示為：

（2）

已知：

（3）

則有：

（4）

式中，hq為切頂高度，m；H1…Hj為1…j層頂板岩層厚度（Ｈｊ為第ｊ層頂板岩層厚度），m；M為采高，取1.35m；k1…ki 為1…i層頂板岩層碎脹係數（ｋｉ為第ｉ層頂板岩層碎脹係數）；kp為加權平均碎脹係數，取1.3~1.4；代入式（4），可得最合適的切頂高度應為3.4~4.5m。

2.切頂角度分析

將切頂角度α定義為切頂與水平方向的夾角，切頂角度的大小對沿空留巷的圍岩穩定和頂板下沉量的控製有一定的影響，切頂與水平方向角度越小（

），側向懸臂附加應力越大，同時斷裂麵下采空區的充填效果差，巷道頂板易出現較大旋轉變形；切頂與水平方向角度越大（

），會對爆破線附近的錨杆索產生擾動破壞，不利於巷道穩定[17]。因此，最合適的切頂角度應在70°至90°之間。

（二）數值模擬及參數選擇

1.模型構建

本模型以21602工作麵地質生產條件為背景，建立沿空留巷FLAC3D數值計算模型。模型尺寸為長×寬×高=200m×140m×62.6m，模型四周約束水平位移，底部約束水平和垂直位移，頂部施加均布載荷。載荷的大小為模型頂部岩層的重量，100m深岩石自重取2.6MPa，施加均布載荷的大小為12.3MPa，模型單元采用Mohr-Coulomb本構模型，各岩層厚度及基本物理力學參數見表2。模擬巷道開挖尺寸為200m×4m×2.6m，工作麵開挖尺寸為50m×80m×1.35m，在模型中需要切頂的區域賦予空模型，以達到模擬中的切頂效果。待工作麵開采後，對采空區實施自然垮落法進行頂板管理。

表2 21602工作麵圍岩基本力學參數

2.切頂高度選取

通過理論計算可知，最合適的切頂高度應為3.4~4.5m，據此設計切頂高度模擬方案，即切頂高度為無切頂、3.5m、4m和4.5m時進行數值模擬，並對不同切頂高度下的應力集中位置及峰值大小進行對比分析，以得出最佳切頂高度，數值模擬結果如圖2所示。

無切頂時巷道圍岩垂直應力分布特征如圖2（a）所示。工作麵開挖後，巷道實體煤側內部集中應力距巷道表麵距離小於3m，最大集中應力為35MPa。巷道頂板圍岩承受拉應力大小及範圍分別為1.1MPa和4.5m；巷道頂板圍岩承受拉應力大小及範圍分別為0.9MPa和2m；巷道實體煤側圍岩承受拉應力大小及範圍分別為1.1MPa和3m，根據巷道圍岩抗拉強度大小，可判斷巷道實體煤幫及底板極易發生失穩破壞。

不同切頂下巷道圍岩垂直應力分布特征如圖2（b）~（d）所示。當切頂高度為3.5m和4m時，留巷實體煤側內部應力集中區域距巷道表麵約4~5m，最大集中應力分別為32MPa和30MPa；當切頂高度為4.5m時，應力集中區與離巷道表麵距離大於6m，最大集中應力為28MPa。應力集中位置隨切頂高度的增加逐漸向實體煤內部轉移且應力集中峰值越小，表明切頂高度越大，對巷道維護越有利。

綜合以上分析可得切頂高度為4.5m時，巷道圍岩穩定效果達到最優，其應力集中範圍距離巷道較遠，同時巷道圍岩不易發生失穩破壞，有利於巷道維護。

圖2 不同切頂高度下垂直應力分布圖

3.切頂角度選取

在上一節中，通過理論分析可知，最合適的切頂角度應為70~90°，據此設計切頂角度模擬方案，即切頂角度為90°、80°和70°時進行數值模擬，並對不同切頂角度下的應力集中位置及峰值大小進行對比分析，以得出最佳切頂角度，數值模擬結果如圖3所示。

切頂角度為90°、80°和70°時，實體煤側內部應力集中區域距巷道表麵距離分別為6m、6.5m和7m，最大集中應力分別為28MPa、29MPa和30MPa。結果表明隨著切頂角度減小，應力集中區域逐漸向實體煤內部轉移，應力集中峰值雖然有所增大，但對巷道表麵圍岩影響較小。巷道表麵圍岩最大拉應力值分別為0.5MPa、0.4MPa和0.3MPa，隨著切頂角度降低，巷道表麵圍岩拉應力逐漸降低，有利於巷道圍岩穩定，通過對比，最優的切頂角度為70°。

圖3 不同切頂角度下垂直應力分布圖

三、沿空留巷圍岩支護設計

（一）工作麵超前鑽孔爆破切頂區支護設計

工作麵超前鑽孔爆破切頂區，在頂板自重應力及切頂應力雙重作用下，頂板岩層原有的連接被切斷，頂板煤壁側不能承受彎矩，導致穩定性降低。為了增加頂板的穩定性，在未切頂頂板穩定階段支護的基礎上，增加錨索梁對頂板進行補強支護[18-19]。錨索規格為φ21.6×4500mm，間排距為1000×1500mm，錨索與巷道頂板的夾角是90°，錨索梁為寬度270mm的W鋼帶，全長2.7m；錨索托盤的規格為：300×300×16mm。支護方案如圖4所示。

圖4 工作麵超前鑽孔爆破切頂區支護方案

（二）工作麵滯後動壓區支護設計

在工作麵滯後動壓區，由於采空區垮落矸石沒有壓實，對巷道頂板產生不到支撐效果，此時頂板活動劇烈，需要大量的向上支撐載荷來保持巷道頂板的穩定性。該階段應力峰值主要施加在巷內支護體上，要求支護體本身的支護阻力大於頂板周期來壓時的最高壓力[3]，巷道最小支護阻力計算如下：

式中，n為壓力比，取1.1； 

為覆岩容重，取25kN/m3；M為采高，1.35m；K為碎脹係數，取1.3；d為巷道寬度，取4m；L為支護長度，取1.2m，代入式（5），可得巷內所需最小支護阻力為572kN。

因此，21602運輸工作麵滯後動壓區頂板支護應采用如下形式：單體液壓支柱+U型鋼支腿+鋼筋網支護。其具體支護參數為：幫部采用U型鋼支腿掛鋼筋網支護，U型鋼棚排距900mm，規格為：φ6.5×1000×1600mm，在頂部增加3排垂直支設的單體液壓支柱進行補強支護，柱距900mm，排距分別為500mm和700mm，支護方案如圖5所示。每根單體支柱可提供支護阻力200kN，每根錨索可提供支護阻力20kN，該支護方案可提供支護總阻力為660kN，能滿足支護需求。

圖5 工作麵滯後動壓區支護方案

（三）工作麵滯後穩壓區支護設計

隨著工作麵推進，采空區上覆岩層運移逐漸趨於平緩，巷道頂板所受壓力將分為兩種情況。當工作麵機頭滯後進入頂板穩定區後，可撤除第三階段的巷內臨時單體液壓支柱，支護方案如圖6所示。當礦壓顯現明顯時，不回撤單體液壓支柱，采用“錨索梁+工字鋼棚”進行複合支護，選用12#礦用工字鋼距兩組錨索梁之間插空居中布置，結合現場圍岩變形實際情況，棚梁寬度3300mm，棚腿長2200mm，棚距1500mm，與最不穩定的動壓區支護保持一致。

圖6 工作麵滯後穩壓區支護方案

四、工業應用效果分析

（一）鑽孔爆破切頂

采用聚能管反向裝藥預裂爆破切頂技術，切頂位置位於21602工作麵運輸巷煤壁側肩角處，鑽孔直徑為42mm、鑽孔深度為4.5m、鑽孔與頂板夾角為70°、鑽孔間距為0.5m、裝藥長度為3m、封孔長度為1.5m、裝藥密度為0.45kg/m，每次起爆5~20個孔。從圖7可以看出，現場爆破後形成的預裂麵效果較好，爆破後巷道表麵裂縫聯通情況也相對理想，如圖8所示。

圖7 爆破前後鑽孔內部裂隙生成情況

圖8 爆破後巷道表麵裂縫聯通情況

（二）礦壓監測

為掌握21602工作麵運輸巷（沿空留巷區段）在工作麵推進期間圍岩變形特征，在運輸巷內布置位移測站監測巷道表麵位移，留巷圍岩變形量隨工作麵推進的變化情況如圖9所示。

圖9 留巷圍岩變形量

由圖9可知，沿空留巷全過程圍岩變形可劃分為四個階段（Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ）。

1.階段Ⅰ：超前工作麵20m之前。巷道上覆岩層保持較好的完整性，圍岩結構處於相對穩定，幫部及頂底板未見明顯變形，下工作麵側幫部累計變形量為10mm，底板累計變形量為12mm，頂板累計變形量為8mm。

2.階段Ⅱ：超前工作麵0~20m範圍內。因在此範圍內進行爆破切頂，巷道圍岩結構改變，在超前支承壓力作用下圍岩變形有所增大，工作麵位置處下工作麵側幫部變形量達到107mm，底板變形量達到80mm，頂板變形量為26mm。

3.階段Ⅲ：滯後工作麵0~80m範圍內。工作麵開采過後，采空區覆岩發生垮落並折斷，留巷頂板采空區側失去支撐，巷道圍岩變形量迅速增大，隨著采空區覆岩運移趨於穩定，圍岩變形速度逐漸減低，此階段結尾處工作麵側幫部變形量達到382mm，底板變形量達到321mm，頂板變形量為113mm。

4.階段Ⅳ：滯後工作麵80m之外。隨著工作麵繼續推進，采空區覆岩運移接近平緩，垮落矸石逐漸壓實，留巷頂板得到支撐，巷道圍岩變形增幅較小，到最後檢測位置處下工作麵側幫部變形量為402mm，底板變形量達到344mm，頂板變形量為118mm。

五、結論

（一）通過理論計算和數值模擬分析，得到切頂爆破最佳鑽孔深度為4.5m，最佳鑽孔角度為70°。

（二）針對堅硬頂板下薄煤層沿空留巷開采設計，考慮巷道圍岩結構演化規律，將其劃分為三個支護區段，並給出了相應的巷內及巷旁支護方案，有效解決了21602工作麵切頂卸壓沿空留巷支護問題。

（三）21602工作麵采用鑽孔爆破切頂後，能夠將巷道和采空區上覆關鍵岩層間的應力聯係切斷。工作麵後方80m後巷道圍岩變形基本穩定，頂板累計下沉量為118mm，低鼓累計量為344mm，實體煤側累計變形量為402mm，說明沿空留巷取得良好效果。

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注：原文載自《煤炭工程》2023年第8期。