坚硬顶板薄煤层开采沿空留巷关键技术研究.pdf

6Vol.55,No.8第55卷第8 期COALENGINEERING程炭煤doi:10.11799/ce202308002坚硬顶板薄煤层开采沿空留巷关键技术研究赵法森1，吴城乐，林科文，刘飞翔3（1.中国国际工程咨询有限公司，北京100048；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏徐州221116;3.华北科技学院矿山安全学院，北京东燕郊065201)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，以山东枣矿滨湖煤矿2 1 6 0 2 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，将沿空留巷划分为三个阶段，并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7 0；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3 4 4 mm，实体煤侧累计变形量为4 0 2 mm，能满足留巷后期使用要求。关键词：切顶留巷；薄煤层；坚硬顶板；巷道围岩控制中图分类号：TD823文献标识码：A文章编号：1 6 7 1-0 9 59(2 0 2 3)0 8-0 0 0 6-0 6Key technology of gob-side entry retaining in thin coal seam with hard roofZHAO Fasen,WU Chengle,LIN Kewen,LIU Feixiang3(1.China International Engineering Consulting Corporation,Beijing 100048,China;2.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;3.School of Mine Safety,North China Institute of Science and Technology,Yanjiao 065201,China)Abstract:In order to reasonably determine the surrounding rock control and drilling-blasting parameters of gob-side entryretaining in thin coal seam under hard roof,taking the transportation roadway in 21602 working face of Binhu Coal Mine inZaozhuang,Shandong Province,as the engineering background,the key parameters of gob-side entry retaining with roofcutting were thoroughly studied by means of numerical simulation and field measurement.Considering the structural evolution ofroadway surrounding rock,the gob-side entry retaining was divided into three stages,and the corresponding roadwaysurrounding rock support scheme was given.The results show that the reasonable drilling and blasting height is 4.5 m and thecutting angle is 70;after the blasting,the accumulated deformation of the roof,the floor and the side of the solid coal are118,344 and 402 mm,respectively,after the roadway is stabilized,which can meet the requirements of the later use.Therelevant research results were applied in the 21602 working face,providing a reference for the implementation of gob-side entryretaining under the same conditions.Keywords:roof cutting entry retaining;thin coal seam;hard roof;surrounding rock control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3 0%左右，明显改善采掘接续关系9.1 0 1 。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1 1 。本文以山东枣矿滨湖煤矿2 1 6 0 2 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。收稿日期：2 0 2 2-1 2-2 9作者简介：赵法森（1 9 8 3 一），男，山东济宁人，高级工程师，主要从事煤矿工程设计、技术咨询等工作，E-mail：zhaofasen123 。引用格式：赵法森，吴城乐，林科文，等。坚硬顶板薄煤层开采沿空留巷关键技术研究J煤炭工程，2 0 2 3，55（8）：6-112023年第8 期程炭煤设计技术1工程概况山东枣矿滨湖煤矿2 1 6 0 2 工作面主采1 6#煤层，煤层平均厚度为1.3 5m，平均倾角为4，平均埋深535m。该工作面走向长度为2 3 3 m，倾斜长度为200m，采用综合机械化开采。2 1 6 0 2 工作面煤层及顶底板岩性情况见表1，直接顶和基本顶为坚硬灰岩，厚度3.5 5.8 m，硬度系数f=810。表121602工作面煤层及顶底板岩性情况顶底板名称岩石名称厚度/m岩性描述基本顶和硬度系数f=810,坚十下灰岩4.60直接顶硬，较完整黑色，由镜煤、亮煤、煤层煤1.30暗煤组成黑色，平坦状断口，硬直接底泥岩3.60度系数f=1.23.5灰绿色，厚层状，硬度基本底细砂岩2.60系数f=57为缓解工作面采掘接替紧张，对2 1 6 0 2 工作面运输巷部分区段进行沿空留巷作业，将其作为2 1 6 0 6工作面材料巷，工作面巷道布置及沿空留巷区段如图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4 m，净宽2.6 m。21602切眼21606材料巷21606运输巷216集中材料巷216集中运输巷图1工作面巷道布置及沿空留巷区段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1 2.1 3 ，确定2 1 6 0 2 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2 0 mmx2000mm，顶板锚杆间排距为1 4 0 0 mm1500mm；帮部锚杆为金属螺纹锚杆，规格为1 6 mm1600mm，帮部锚杆间排距为1 0 0 0 mm1200mm，并挂六角菱形网支护；锚杆托盘规格为1 0 0 mm100mm10 mm。2工作面运输巷切顶留巷关键技术参数确定2.1理论分析2.1.1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1 4.1 5。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1 6 ：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，则：H,+H,+.+H,+M-(k,H,+k,H,+.+k,H,)=0(1)式(1)可表示为：H,+M-,H,=0(2)j=1j=1已知：k,H,+k,H,+.+k,H,k,=(3)H,+H,+.+H,则有：MH(4)hk-1i=1式中，h。为切顶高度，m；H,为第层顶板岩层厚度，m；M 为采高，取1.3 5m；k,为第i层顶板岩层碎胀系数；k，为加权平均碎胀系数，取1.3 1.4。将参数代入式（4）可得，最合适的切顶高度应为3.44.5 m。2.1.2切顶角度分析将切顶角度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（90），会对爆破线附近的锚杆(索)产生扰动破坏，不利于巷道稳定1 7 。因此，最合适的切顶角度应在7 0 9 0 之间。2.2数值模拟及参数选择2.2.1模型构建模型以2 1 6 0 2 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8灰2023年第8 期程设计技术煤宽高=2 0 0 m140m62.6m，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，1 0 0 m深岩石自重取2.6 MPa，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2 0 0 mx4m2.6m，工作面开挖尺寸为50m80m1.35m，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221602工作面围岩基本力学参数平均厚度密度/弹性模量法向刚度/切向刚度/内聚力内摩擦角抗拉强度岩层/m(kg m3)/CPa(CPa ml)(CPa m)/MPa/（）/MPa砂质泥岩6.4022003.16.362.99.8153泥岩1.40275811.9815614.5491.08灰岩4.60265010.93212.812.61493.2煤层1.3013458.9914.85.921140.80泥岩3.6024809.41179.87.1211.3灰岩2.60245010.51564.3194.2细砂岩7.80250017.3117.43.2131752.2.2切顶高度选取通过理论计算可知，最合适的切顶高度为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、3.5、4 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。(a）无切顶垂直应力分布(b)3.5m切顶垂直应力分布(c)4.0m切顶垂直应力分布(d)4.5m切顶垂直应力分布图2不同切顶高度下垂直应力分布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3 m，最大集中应力为3 5MPa。巷道底板围岩承受拉应力大小及范围分别为1.1 MPa和4.5m；巷道顶板围岩承受拉应力大小及范围分别为0.9 MPa和2 m；巷道实体煤侧围岩承受拉应力大小及范围分别为1.1 MPa和3 m，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)一(d)所示。当切顶高度为3.5m和4 m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3 2 MPa和3 0 MPa；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2 8 MPa。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2.2.3切顶角度选取通过理论分析可知，最合适的切顶角度应为7090，据此设计切顶角度模拟方案，即切顶角度为9 0、8 0 和7 0 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9 0，8 0 和7 0 时，实体煤侧内部应力集中区域距巷道表面距离分别为6，6.5和7 m，最大集中应力分别为2 8，2 9 和3 0 MPa。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92023年第8 期程炭煤设计技术为0.5，0.4 和0.3 MPa，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7 0(a)70切顶垂直应力分布(b)80切顶垂直应力分布(c)90切顶垂直应力分布图3不同切顶角度下垂直应力分布3沿空留巷围岩支护设计3.1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1 8-2 。锚索规格为2 1.6 mm4500mm，间排距为1 0 0 0 mmx1500mm,锚索与巷道顶板的夹角是9 0，锚索梁为宽度2 7 0 mm的W钢带，全长2.7 m；锚索托盘的规格为3 0 0 mm300mm16mm。支护方案如图4 所示。六角菱形网顶板锚索六角钢丝网1500帮部锚杆W钢带1500150000顶板锚杆120015000092600400026004000回采帮顶板非回采帮(a)平面图(b)剖面图图4工作面超前钻孔爆破切顶区支护方案(mm)3.2工作面滞后动压区支护设计在工作面滞后动压区，由于采空区垮落研石没有压实，对巷道顶板达不到支撑效果，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：MP=nydL(5)minK-1式中，n为压力比，取1.1；为覆岩容重，取25kN/m；M 为采高，取1.3 5m；K 为碎胀系数，取1.3；d 为巷道宽度，取4 m；L为支护长度，取1.2 m。将参数代人式（5）可得，巷内所需最小支护阻力为59 4 kN。因此，2 1 6 0 2 运输工作面滞后动压区顶板支护应采用“单体液压支柱+U型钢支腿+钢筋网”支护形式。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9 0 0 mm，规格为：6.5mm1 0 0 0 mm1 6 0 0 mm，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50 0 mm和7 0 0 mm，支护方案如图5所示。每根单体支柱可提供支护阻力2 0 0 kN，每根锚索可提供支护阻力2 0 kN，该支护方案可提供支护总阻力为6 6 0 kN，能满足支护需求3.3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1 2 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3 3 0 0 mm，棚腿长2200mm，棚距1 50 0 mm，与最不稳定的动压区支护保持一致。4工业应用4.1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2 1 6 0 2 工作面运输巷煤壁侧肩角处，钻孔10灰2023年第8 期设计技术程煤直径为4 2 mm、钻孔深度为4.5m、钻孔与顶板夹角为7 0、钻孔间距为0.5m、装药长度为3 m、封孔长度为1.5m、装药密度为0.4 5kg/m，每次起爆520个孔。六角菱形网单体液压支柱顶板锚索六角钢丝网回回回1500W钢带000T回X回回回1500帮部锚杆500.7001500回回回900000巷中线顶板锚杆00921200回回1O1500U型钢支腿4000回回回回260040002600回采帮顶板非回采帮图5工作面滞后动压区支护方案(mm)六角菱形网单体液压支柱六角钢丝网To回回0001顶板锚索W钢带1500回回回回回回回15001500帮部锚杆回回10001900巷中线顶板锚杆00921200回回1500中回回回4000U型钢支腿260040002600回采帮顶板非回采帮图6工作面滞后稳压区支护方案(mm)爆破前后钻孔内部裂隙生成情况如图7 所示，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。(a)爆破前(b)爆破后图7爆破前后钻孔内部裂隙生成情况4.2矿压监测为掌握2 1 6 0 2 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8 所示。由图8 可知，沿空留巷全过程围岩变形可划分为四个阶段（I、II、I V)。1）阶段I：超前工作面2 0 m之前。巷道上覆480非切顶帮移进量一底板移进量360顶板移进量240阶段I阶段阶段阶段IV120060300-30-60-90-120距工作面距离/m图：留巷围岩变形量曲线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1 0 mm，底板累计变形量为1 2 mm，顶板累计变形量为8 mm。2）阶段：超前工作面0 2 0 m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1 0 7 mm，底板变形量达到8 0 mm，顶板变形量为2 6 mm。11张宝优（责任编辑2023年第8 期程炭煤设计技术3）阶段：滞后工作面0 8 0 m范围内。工作面开采过后，采空区覆岩发生落并折断，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，围岩变形速度逐渐降低，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3 2 1 mm，顶板变形量为 1 1 3 mm。4）阶段IV：滞后工作面8 0 m之外。随着工作面继续推进，采空区覆岩运移接近平缓，垮落研石逐渐压实，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3 4 4 mm，顶板变形量为 1 1 8 mm。5结论1）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7 0。2）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2 1 6 0 2 工作面切顶卸压沿空留巷支护问题3）2 1 6 0 2 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8 0 m后巷道围岩变形基本稳定，顶板累计下沉量为1 1 8 mm，低鼓累计量为3 4 4 mm，实体煤侧累计变形量为4 0 2 mm，说明沿空留巷取得良好效果。参考文献：1张晓浅埋煤层支卸组合沿空留巷围岩控制机理及技术D北京：煤炭科学研究总院，2 0 2 1.2李银明，张小龙薄煤层沿空留巷技术的实践J煤炭工程，2 0 1 3,4 5(6)：58-59,6 2.3孙江，邢素琴切顶卸压沿空留巷支护方法研究【J煤炭工程，2 0 2 1，53(1 2)：3 3-3 8.4张宇，陈占清沿空留巷围岩受力变形特征及其支护优化设计J煤炭工程，2 0 1 8，50(1 0)：1 3 0-1 3 3.5王玉峰薄煤层石灰岩顶板巷旁充填沿空留巷关键参数研究与应用J煤炭工程，2 0 1 8，50(7)：5-9.6张农，韩昌良，阙甲广，等沿空留巷围岩控制理论与实践J煤炭学报，2 0 1 4，3 9(8）：1 6 3 5-1 6 4 1.7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，2 0 1 2，3 3（5）：1 4 2 7-1 4 3 2.8郭志飚，王将，曹天培，等薄煤层切顶卸压自动成巷关键参数研究J中国矿业大学学报，2 0 1 6，4 5(5)：8 7 9-8 8 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