沿空留巷围岩控制技术及其在薄煤层中的应用

1 引言

沿空留巷作为无煤柱开采核心技术，可将煤炭回收率提升 10%-15% ，对于资源日益紧张的现状具有重要意义。然而薄煤层（厚度0.8-1.3m）具有开采空间狭小、围岩条件复杂等特点，使得该技术应用面临挑战。现有研究多集中于厚煤层条件，缺乏针对薄煤层的专门技术体系。我国薄煤层资源丰富，主要分布在华北、西北地区，储量占全国煤炭资源总量的20%以上。这些煤层围岩多为软弱岩层，在采动影响下易发生大变形，给沿空留巷实施带来困难。同时，薄煤层经济价值相对较低，要求在开采过程中必须最大限度地提高资源回收率，减少煤炭损失。国内外学者在沿空留巷技术方面开展了大量研究工作，围岩控制理论逐渐完善，形成了以锚杆支护为主体的现代支护技术体系。但针对薄煤层的特殊条件，现有技术仍存在适应性不足、效果不理想等问题。因此，开发适用于薄煤层条件的围岩控制技术具有重要的理论价值和实际意义。

2 薄煤层沿空留巷围岩特征分析

2.1 薄煤层地质特征

薄煤层呈现独特的地质赋存条件。 煤层厚度限制导致开采空间不足，机械设备选型受约束。上下围岩以泥岩、砂质泥岩为主，岩性软弱，抗压 等强度岩石，但在水的作用下强度会显著降低。地质构造发育复杂，断层、 环节。这些构造缺陷不仅影响围岩的整体稳定性，还为地下水的渗流提 成局部含水层，渗水现象普遍存在，导致围岩软化，进一步降低承载能力。 含量高，挥发分低，发热量相对较低，经济价值相对有限。通风瓦斯治理难度增大，由于开采空间狭小，通风阻力增加，瓦斯容易积聚，安全风险提升。

2.2 沿空留巷围岩应力环境

采动影响导致围岩应力发生重新分布，进而形成了三个典型的应力区域：首先是采空区内部的应力释放区，这里由于煤层的开采，原本承受的应力得到释放；其次是采空区边缘的高应力集中区，这里的应力由于煤层的移除而显著增加；最后是远场的原岩应力区，这里的应力状态相对稳定，未受到明显扰动。沿空留巷的位置恰好处于应力集中区，因此需要承受2 到 4 倍的应力集中，这对巷道的稳定性构成了严峻挑战。在薄煤层的特定条件下，由于煤层厚度相对较小，上下围岩之间的相互作用表现得尤为明显，导致应力传递的路径发生了显著改变。顶板岩层在失去煤层的支撑作用后，会不可避免地向采空区方向发生弯曲和下沉，这一过程中同时对沿空留巷施加了显著的侧向挤压力。与此同时，底板岩层在上覆岩层重量的持续作用下，也会呈现出向上的隆起变形趋势。这种上下围岩的协同变形效应，使得薄煤层沿空留巷所处的应力环境变得更加复杂和多变。此外，应力集中的程度及其影响范围还受到多种开采参数的直接影响。例如，工作面的推进速度、采空区的跨度以及煤层的埋深等因素，都会对应力分布的特征产生显著影响。通常情况下，采空区的跨度越大，应力集中的程度就会越高；而工作面的推进速度越快，应力的调整过程也会变得更加剧烈和频繁。这些因素的综合作用，进一步加剧了薄煤层沿空留巷应力环境的复杂性和不确定性。

2.3 沿空留巷围岩变形特征

围岩变形模式呈现顶板下沉、底板隆起、两帮内挤的特征。软弱围岩在应力作用下首先产生浅部破坏，随时间推移向深部发展。变形过程可分为三个阶段：初期快速变形阶段 (0-30K) ）、中期缓慢变形阶段（30-90 天）和后期稳定阶段。初期快速变形阶段变形量占总变形量的 60‰ ，变形速度可达10-20mm/d。中期缓慢变形阶段变形速度降至2-5mm/d，累计变形量约占 25‰ 。后期稳定阶段变形基本停止或变形速度极小（小于1mm/d）。围岩变形的空间分布特征表现为：顶板变形最大，通常占巷道断面收敛的 50-60% ；两帮变形次之，各占 15‰ ；底板变形相对较小，约占 10-15% 。多因素耦合影响围岩稳定性：地质条件决定内在属性，开采参数控制外部扰动，支护措施提供约束力。

3 薄煤层沿空留巷围岩控制技术

3.1 锚网索联合支护技术

锚网索联合支护技术通过锚杆、钢筋网和锚索三者之间的协同作用，构建了一个立体化的支护体系，从而有效地提升了支护的整体稳定性和安全性。锚杆部分采用高强度螺纹钢材料，材质为20MnSi，屈服强度不低于500MPa，直径不小于20 毫米，长度范围在2.0 至2.5 米之间，布置的间排距为 800 至 1000 毫米，预紧力能够达到其屈服载荷的60%以上。在围岩的浅部区域形成坚实的承载结构，有效地防止了围岩的初期变形和破坏。钢筋网采用φ8 HRB400 型号的钢筋，网格尺寸控制在100 至150 毫米，这种布置方式能够实现对围岩表面的全面约束，有效防止围岩的剥落和碎裂现象。网片铺设要求平整贴实，搭接长度不少于200mm，与锚杆通过φ150mm托盘连接。锚索选用低松弛性能的钢绞线，直径范围在15.24 至 21.8 毫米，长度为6 至 10 米，布置间距为 1.5至2.0 米。锚索采用树脂锚固剂+水泥砂浆双重锚固，锚固长度不小于2000mm，能够深入围岩内部，有效控制深部围岩的变形和位移。

3.2 围岩加固技术

注浆加固技术是一种通过向岩体内部的裂隙中注入特定浆液的方法，其主要目的是填充这些裂隙中的空隙，并对松散的岩体进行有效的胶结处理，从而显著提升围岩的整体强度和结构的完整性。具体来说，水泥基浆液因其出色的填充性能和胶结性能，广泛应用于处理一般尺寸的裂隙；而化学浆液则因其细腻的渗透特性，特别适合用于处理那些极其细微的裂隙。在注浆工艺的具体实施过程中，通常采用梅花形布置的方式进行布孔，孔间距严格控制在1.0 至 2.0 米之间，以确保浆液能够在岩体中均匀分布，达到最佳的加固效果。注浆时所施加的压力范围一般控制在0.5 至3.0 兆帕之间，以确保浆液能够充分渗透到裂隙中。此外，注浆孔的深度设计为松动圈深度的1.2 至 1.5 倍，这样设计的目的在于确保浆液能够深入到岩体的关键部位，从而有效提升岩体的稳定性。浆液的配比则是根据具体的围岩条件来确定，水灰比一般控制在0.8 至1.2 之间，同时添加适量的减水剂和早强剂，以提高浆液的流动性和早期强度，确保注浆效果达到预期目标。通过这些精细化的操作和科学的设计，注浆加固技术能够在各类工程中发挥重要作用，保障工程的安全和稳定。

3.3 支护时机与工艺控制

支护时机的选择被细分为三个关键阶段：超前支护阶段、及时支护阶段和补强支护阶段。超前支护阶段的主要任务是在隧道开挖工作正式启动之前，对前方3 至10 米的围岩进行预防性加固处理，通过施工超前锚杆或注浆加固，提高围岩的稳定性和承载能力，为后续的开挖作业奠定坚实的基础。及时支护阶段要求在隧道开挖后的4 至8 小时内迅速完成初步支护工作，并且在 24 小时之内完成全部支护任务。这样做是为了有效防止围岩因暴露时间过长而发生过度破坏，确保施工安全和工程质量。支护施工严格按照"先支后掘、及时支护"的原则进行。补强支护阶段针对那些在监测过程中发现变形异常的区段，采取增加锚杆密度或施加预应力锚索等措施进行额外的加固处理。当围岩变形速度超过5mm/d 或累计变形量超过设计值的80%时，应立即实施补强支护措施。

4 薄煤层沿空留巷围岩控制技术应用

4.1 支护参数设计与优化

支护参数设计是技术方案优化的核心环节，需根据薄煤层具体地质条件进行精细化配置。围岩分级是参数确定的基础依据，采用RMR 岩体质量分级方法，综合考虑岩石强度、节理间距、节理条件、地下水和节理方向等因素。I-II 级围岩采用基础锚网配置：锚杆直径20mm，长度2.0m，间排距1000×1000mm；III-IV 级围岩强化支护配置：锚杆直径22mm，长度2.5m，间排距 800× 800mm，增设预应力锚索，直径 21.8mm，长度 8-10m，间距1.6m。对于 V 级围岩，需采用密集支护，锚杆间排距缩小至 600×600mm ，并配合注浆加固。钢筋网规格统一采用φ8@150×150mm，确保面支护效果。注浆加固针对破碎围岩实施，采用水泥-水玻璃双液浆，配合比为水泥：水玻璃：水=1：1：1，注浆压力控制在1.0-2.5MPa 范围内。参数优化还需考虑施工便利性和经济合理性，在满足安全要求前提下，选择最优配置方案。

4.2 施工工艺与质量控制

施工工艺优化是保证支护效果的关键措施。采用综合机械化掘进工艺，配备EBZ200 型掘进机进行开挖，该设备适应薄煤层开采条件，截割功率200kW，最大截割高度3.2m。单进尺度控制在1.0-1.5m，减少围岩暴露时间。锚杆施工采用MQT-130/3.2 型锚杆钻机，钻孔精度控制在±50mm 范围内，锚固剂采用MSK2335 型树脂锚固剂，单支锚固剂用量不少于1 支，确保锚固质量。钢筋网铺设要求平整贴帖，搭接长度不少于200mm，与锚杆通过φ150mm 托盘连接。锚索张拉采用YDC240 型锚索张拉机具，预应力施加分三次完成，初拉、复拉、终拉分别达到设计值的 50% 、 80% 、 100% 。张拉过程中严格监控张拉力和伸长量，确保预应力施加到位。质量检验包括锚杆拉拔试验、锚索张拉力检测、注浆效果检查等，合格率要求达到95%以上。建立质量责任制，实行班组自检、工区复检、技术部门验收的三级检验体系。每班次支护完成后，由班组长组织自检，检查支护构件安装质量；工区技术员进行复检，重点检查支护参数和施工工艺；技术部门进行最终验收，确保支护质量符合设计要求。

4.3 配套技术措施实施

配套技术措施是沿空留巷成功实施的重要保障。采空区侧密闭采用C20 混凝土砌筑密闭墙，厚度不小于0.5m，设置观测窗和测压管，实时监控采空区气体状况。 密闭墙施工前，先清理巷道断面，确保密闭墙与围岩紧密结合。通风系统调整包括增设FBD6 .3/2×30 型局部通风机，风量300m³/min，风压1200Pa，确保巷道内有害气体浓度符合安全规程要求。通风系统采用压入式通风，风筒直径 800mm，接头严密，避免漏风。

排水系统在巷道底板设置排水沟，规格 300× 400mm，坡度不小于 3‰ ，每隔50m 设置集水坑，规格1000×1000×1200mm 。排水沟采用C20 混凝土浇筑，内壁光滑，便于排水。配备BQS15-45-4 型潜水泵，流量15m³/h，扬程45m，确保排水能力。

监测系统安装采用十字布点法设置收敛计，监测点布置在巷道顶板中央、两帮中部和底板中央，监测频率为每天 2 次，围岩变形剧烈期每天4 次。建立变形预警机制，当日变形量超过5mm 或累计变形量超过设计值的80%时，发出预警信号。

瓦斯治理采用高位钻孔抽采技术，钻孔直径94mm，终孔间距8-12m，钻孔深度根据采空区跨度确定，一般为80-120m。抽采负压保持在13-20kPa，抽采浓度要求不低于 30%. 。配备2BV5121 型水环式真空泵，抽气量100m³/min，确保抽采效果。

4.4 技术效果评价与分析

技术效果评价从围岩稳定性、经济效益和安全性等多个维度进行综合分析。围岩稳定性评价通过现场监测数据分析，巷道断面收敛率控制在6-8%范围内，顶底板移近量平均为120-150mm，两帮移近量平均为80-100mm，均满足设计要求。

支护结构工作状态良好，锚杆受力监测显示平均载荷为设计值的 65‰ ，锚索预应力保持率达到85%以上，围岩松动圈深度控制在1.5m 以内。长期观测数据表明，围岩变形在工作面通过后3 个月内基本稳定，巷道服务期内变形趋于稳定。

经济效益评估表明，相比传统留设煤柱方法，薄煤层沿空留巷技术资源回收率提升 10.5% ，按照当前煤价500 元/吨计算，每公里巷道可增加经济效益 150-200 万元。成本分析显示，支护材料费用增加约 30% ，但通过减少掘进工程量，综合成本降低15%左右。

安全性评价显示，采用该技术的巷道运行稳定，未发生顶板事故，通风、排水系统运行正常，瓦斯浓度始终控制在安全范围内。现场应用证明，该技术能够有效控制薄煤层沿空留巷围岩变形，保证巷道稳定性，满足安全生产要求。

5 结论

本文针对薄煤层沿空留巷围岩控制技术进行了系统研究，建立了以锚网索联合支护为核心的围岩控制技术体系。研究表明，通过合理的支护参数设计和施工工艺优化，薄煤层沿空留巷围岩变形得到有效控制，巷道断面收敛率控制在 6-8% ，资源回收率提升 10.5% ，经济效益显著。该技术为薄煤层资源高效开采提供了可靠的技术支撑。

参考文献：

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