我国华东地区煤炭资源埋深较深，随开采深度的增加、原岩应力不断提高，为保证安全开采，保安煤柱留设尺寸越来越大，但巷道维护效果仍较差[1-2]。另一方面，薄煤层工作面回采巷道是半煤岩巷，施工速度慢、出矸多，工效低下，薄层煤开采成本较大，同时半煤岩巷道掘进速度慢，会造成薄煤层工作面采掘接替紧张，而采用沿空留巷技术，可解决接替紧张的难题。一直以来沿空留巷都应用金属支架作为巷内支护的方法，经过二次动压作用的沿空留巷围岩变形量较大，金属支架难以适应沿空留巷围岩的大变形，支架破坏严重，巷道维护效果较差。近年来，先进的锚杆支护技术的发展及性能良好的锚杆(索)的推广应用，促进了沿空留巷技术的发展[3-4]。在沿空留巷巷旁支护理论发展的同时，巷旁充填材料也有了较快发展。德国的巷旁支护采用硬石膏、飞灰加硅酸盐水泥、矸石加胶结料等低水材料作为巷旁充填材料，有效减少了重型支架的使用和巷道的变形，从而实现较大断面巷道二次利用，且不需修理，取得了良好经济效益，目前德国有一半以上的采区采用这项技术[5]。2004年，中国矿业大学马立强博士通过分析综放沿空留巷顶板岩层垮落的分期规律和空间特征，运用采动岩体的关键层理论建立了综放沿空留巷围岩结构力学模型，研究得出了由于结构关键块转动作用对充填体施加的给定变形量以及充填体所需承受的应力，为综放开采沿空留巷巷内充填体的稳定性分析提供了一定的理论基础[6-8]。

薄煤层坚硬顶板沿空留巷研究较少，使用高水速凝砂浆材料进行沿空留巷时，可以改善邻近采空区的巷道维护效果[9-11]。采用该沿空留巷技术具备以下主要优势[12-13]：提高资源回收率、改善采掘接替、隅角瓦斯难以积聚、降低深部采煤面温度。沿空留巷技术如图 1所示，由于沿空巷道受两次工作面采动影响，巷道围岩松动圈扩大，塑性区范围增大，顶板破碎，对支护强度要求很高[14-17]。

李堂煤矿位于江苏省丰县，该矿92102工作面开采9-2煤层，煤层厚度平均为1.2 m，该工作面双巷为半煤岩巷，巷道施工速度慢，施工成本高，采掘接替关系紧张。针对李堂煤矿的生产实际情况，为解决上述问题，有必要开展高水速凝材料沿空留巷技术研究与应用。

1 充填支护墙体宽度和水灰比确定

为了详细分析李堂煤矿沿空留巷巷旁充填支护墙体合适宽度，根据李堂煤矿92102轨道巷生产地质条件，利用FLAC3D模拟分析充填体及围岩的应力分布特性及塑性变化等情况，研究确定巷旁充填体宽度。

根据实际地质情况，模拟煤层厚度1.2 m，计算模型尺寸(长×宽×高)为150.55 m×72 m×39.52 m，上部边界压力按采深600 m计算，巷道尺寸(宽×高)为3.4 m×2.4 m(中线)，数值计算模型岩石性能及力学参数见表1。

1.1 充填支护墙体宽度确定

模拟充填支护墙体宽度在0.7 m、1.0 m、1.3 m、1.5 m情况下，巷道受采动影响时围岩应力云图情况见图2。

由图2可知，在巷道范围内，充填支护墙体宽度为0.7 m时，顶板应力较大，顶板中部在围岩压力作用下产生了破坏应力，巷道顶板产生了拉应力，塑性区范围较大；充填体宽度为1.0 m、1.3 m、1.5 m时顶板整体性较好。在充填支护墙体范围内，充填支护墙体中间部位应力高于两侧，且充填支护墙体宽度为0.7 m时，最大应力不大于原岩应力，宽度在1.0～1.5 m时，充填支护墙体完整性较好，应力分布较均匀。

模拟充填支护墙体宽度在0.7 m、1.0 m、1.3 m、1.5 m情况下，巷道受采动影响时巷内塑性区分布见图3。

由图3可以看出，不同充填支护墙体宽度下，巷道受力破坏的方式相同，都是以剪切破坏为主。当巷旁充填支护墙体宽度为0.7 m时，巷道围岩产生较大应力形变，且表面出现较高的应力，产生了拉应力破坏，而充填支护墙体上方顶板破坏表面与巷道顶板不是垂直，有一定夹角，由于发生了剪切性的破坏，此时上覆岩层发生明显的旋转下沉；巷旁充填支护墙体宽度为1.0 m时，此时巷道围岩变形量明显变小，充填支护墙体在切断顶板后较为稳定，巷内顶板和实体煤帮受拉应力破坏产生的塑性区范围变小，顶板下沉量也减小，整体塑性区范围明显减小；巷旁充填支护墙体宽度为1.3 m时，与宽度为0.7 m时比较，巷道变形量及塑性区有明显减小，但与巷旁支护体宽度1.0 m比较没有明显变化；当巷旁充填支护墙体宽度为1.5 m时，此时充填支护墙体及巷内顶板的变形量及塑性范围较小，且巷内围岩由张拉破坏变为剪切破坏，说明此时巷内支护较为稳定，围岩破坏以挤压剪切为主。

通过采用数值模拟软件对上述沿空留巷巷旁充填支护墙体不同宽度的研究分析，得出了充填支护墙体与巷道的应力分布和塑性区范围，并对不同的结果进行了比较，支护体的宽度在0.7 m时，墙体及巷道变形较大，巷道的维护状况不良；充填支护墙体宽度在1.0 m时，形变量不大，塑性范围较小，为合理的宽度；支护体在1.3 m和1.5 m时，形变量与宽度为1.0 m相比变化不大，但考虑到留巷成本较大在经济上不合理，故不予考虑。综合该矿的生产经营情况，最终得出巷旁留巷合适的充填支护墙体宽度为1.0 m。

1.2 数值模拟结果分析

数值分析计算表明：巷旁充填支护墙体的宽度太小会严重影响留巷的维护效果。由巷旁充填支护墙体变形和留巷变形受控的情况分析，当巷旁充填支护墙体宽为1.0 m时可以保障较好的巷道控制效果。

综上所述，巷旁充填支护墙体的宽度为1.0 m时，采煤侧充填1.0 m，留巷后巷道宽度3.4 m、高度1.4 m，巷旁充填支护墙体与沿空留巷围岩稳定，能够满足沿空留巷使用要求。

2 工业性试验

2.1 巷内增强支护

沿空留巷需要经历两次工作面采动的影响，顶板活动强烈，为控制沿空留巷顶板，提高留巷效果，需在现有锚杆支护的基础上进行增强支护，具体增强支护方案如下：

采用ø17.8 mm×6200 mm的预紧应力锚索对巷道的顶板进行增强支护，锚索每排两根，间排距为1600 mm×1200 mm，每根锚索分别采用一支CK2340药卷和两支Z2360药卷，每根锚索采用长×宽×厚为300 mm×300 mm×16 mm钢托盘和一锁套，锚索安装预紧应力不小于195 kN，锚索锚固力不小于380 kN；实体煤帮及留巷帮下部采用ø20 mm×2200 mm的螺纹钢锚杆加强支护，巷内增强支护布置如图4所示。

2.2 留巷段辅助加强支护方案

由于沿空留巷顶板受多次采动影响，顶板活动比较剧烈，因此需要对该段进行增强支护，结合现场巷道状况，采用单体液压支柱进行增加支护。根据该工作面生产地质状况和行业规程要求，在工作面后100～120 m范围内铺设倾向架棚，倾向架棚由单体液压支柱和一字铰接顶梁组成，每排3根，间排距均为1.0 m，在工作面前方25～30 m范围内安设倾向架棚，倾向棚子由单体液压支柱和铰接梁组成，每排4根，间排距为800 mm×1000 mm，同时在充填支护墙体采空区侧安设挡矸支架作为临时支护。单体液压支柱加强支护如图5所示。

2.3 充填支护墙体成型技术

为了增加充填体的承载能力和抗横向变形能力，在充填体内布置对拉锚杆加固充填体，对拉锚杆间排距为900 mm×900 mm，最下面1根距底板250 mm，最上面1根距顶板250 mm，对拉锚杆采用ø20 mm螺纹钢材料制作，托盘规格(长×宽×厚)为150 mm×150 mm×10 mm。采用ø14 mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，钢筋网要求使用ø6.5 mm钢筋加工，使用12#铁丝双股联网，钢筋网搭接部分不小于100 mm。充填体加固方案如图6所示。

2.4 位移监测

对巷道围岩位移进行监测，每隔10 m记录一次充填体侧顶底板移近量、巷道中部顶底板移近量和两帮移近量。巷道围岩位移监测结果如图8所示。

由图8可知，采用充填墙体支护后，巷道顶、底板相对位移量较煤帮相对位移量要大，而从整体数值来看，数值变化量不大，说明围岩整体的绝对移近量不大。由此可以推断，充填支护墙体对上覆岩层起到了较好的支撑作用，有效防止了围岩松动圈的进一步扩大。

根据巷道位移数据的分析，可以将围岩的变形分为4个阶段：围岩的变形首阶段为0～20 m范围，此范围内充填支护墙体凝结时间短、强度处于成长阶段，受采动影响变形剧烈；围岩变形第2阶段为20～55 m范围，此范围内充填支护墙体发挥了承载作用，充填支护墙体利用自身强度切断了基本顶，巷道四周的应力改变后再分布，变形趋向稳定；巷道变形的第3段为55～115 m的范围，上位顶板被充填支护墙体切断后，围岩应力重新分布，此时上位岩层在采空区冒落矸石、充填支护墙体和巷内支护的共同作用下趋于稳定；围岩变形第4阶段为120 m以后，此阶段顶板活动趋于稳定，围岩变形速度较小、变形量也较小，为留巷稳定阶段。

3 主要结论

(1)通过矿压监测结果分析，得到了该留巷围岩的变形规律，即在该面后方26～51 m范围内，顶板活动强烈，围岩压力显现明显。在采煤面后方50～120 m范围内，上覆顶岩及煤帮应力重新分布，顶板活动趋于稳定。在工作面后方120 m后，属于留巷稳定阶段。

(2)薄煤层开采过程中，使用沿空留巷技术，可以大幅度改善采掘接替的关系，提高煤炭资源的回收率。

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Study and application of gob-side entry retaining technology in thin seam mining in Litang Coal Mine

Sun Qiurong1, Hu Xinyin2

(1. Jiangsu Vocational Institute of Architectural Technology， Xuzhou, Jiangsu 221116, China;2. Kunshan Construct Engineering Quality Testing Center, Suzhou, Jiangsu 215337, China)

Abstract In order to improve the recovery rate of thin coal seam and ease the tension relationship between the mining and tunnelling, taking 92102 track roadway in 9-2 thin coal seam in Litang Coal Mine as engineering background, this paper adopted the FLAC3D numerical simulation method to simulate the distribution of stress in filling support wall and the plastic zone in the roadway with different width of filling wall, and based on the results, the reasonable entry support parameters and entry-side support parameters were determined, and the industrial practice was carried out. The field test achieved the deformation rule of surrounding rock of 92102 track roadway. On the basis of the analysis of mine pressure monitoring results, the deformation rule of surrounding rock of gob-side entry retaining was achieved. The entry-side filling scheme adopted by the gob-side entry retaining in 92102 track roadway of Litang Coal Mine was feasible technically and could meet the needs of engineering practice.

Key words gob-side entry retaining, entry-side support, entry support, thin coal seam, high water quick setting slurry material

中图分类号 TD353

文献标识码 A

引用格式：孙秋荣，胡鑫印. 李堂煤矿薄煤层开采沿空留巷技术研究与应用[J].中国煤炭，2020,46(2)：100-105.

Sun Qiurong, Hu Xinyin. Study and application of gob-side entry retaining technology in thin seam mining in Litang Coal Mine[J]. China Coal, 2020, 46(2):100-105.

作者简介：孙秋荣(1973-)，女，山东汶上人，副教授，硕士研究生，国家注册一级建造师，长期从事建筑构造、节能方面的教学和研究。E-mail:254201031@qq.com。

(责任编辑 郭东芝)