田 柯 任亞軍 蘇 越 孫中文

(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)安全科學(xué)與工程博士后科研流動站，北京市海淀區(qū)， 100083；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京市海淀區(qū)，100083)

超長推進距離工作面開采過程中，為了使巷道滿足生產(chǎn)要求，常采用雙巷布置，留設(shè)較大的區(qū)段煤柱，降低了回采率。為了節(jié)約資源，有效降低煤損，目前已有許多礦區(qū)摒棄了傳統(tǒng)意義上的大尺寸區(qū)段煤柱，使用沿空掘巷無煤柱護巷技術(shù)。但留窄煤柱沿空掘巷必須在采空區(qū)覆巖運動穩(wěn)定后，這對采掘接替工作十分不利，特別在推進速度較快的超長工作面。因此，為實現(xiàn)沿空掘巷，工作面大多采用跳采的布置方式，隨之產(chǎn)生孤島工作面。由以上分析可知，高強度超長推進距離工作面雙巷布置需要留設(shè)大尺寸護巷煤柱，煤損大，且在高強度開采條件下工作面外側(cè)巷道需長期維護，維護成本高，單純采用沿空掘巷技術(shù)解決巷道長距離通風(fēng)和運輸問題存在困難，且工作面需跳采，導(dǎo)致形成孤島工作面，巷道維護更加困難，易引發(fā)動力災(zāi)害。

針對高強度超長推進距離工作面面臨的一系列問題展開研究，提出了基于雙巷掘進的沿空掘巷巷道布置系統(tǒng)。

1 工程概況

察哈素煤礦31采區(qū)31303大采高綜采工作面為第一水平第二個工作面，北東方向為31301工作面，北西方向為主斜井井底，南東方向為井田南邊界。煤層底板標(biāo)高931.6～944.0 m，工作面推進長度為4227 m(后期調(diào)整為4000 m)，傾向長300.58 m，采高為6 m。該采區(qū)采用大采高一次采全高回采工藝，推進距離長，工作面巷道采用雙巷布置，留設(shè)18.46 m護巷煤柱。工作面輔助運輸巷同時保留作為下一個接續(xù)工作面回風(fēng)巷道，所以其經(jīng)歷兩次采動影響。但現(xiàn)場應(yīng)用結(jié)果顯示，在經(jīng)歷一次采動影響后，輔助運輸巷即發(fā)生劇烈變形，頂?shù)装逡平孔畲蟪^2.264 m，底鼓嚴(yán)重，兩幫移近量也較大，且造成巷道兩幫煤體破碎，自然發(fā)火嚴(yán)重，故維護工作量大、成本高。尤其是煤層底板主要由泥巖、炭質(zhì)泥巖組成，強度低，遇水易膨脹泥化，更加劇了巷道變形。

2 雙巷掘進的沿空掘巷布置系統(tǒng)

針對上述問題礦方曾建議增大煤柱寬度，將煤柱寬度尺寸由原來的18.46 m增加到40 m，盡量減少下區(qū)段工作面回風(fēng)巷道受到的采動影響，但增大煤柱尺寸，一方面減少了采區(qū)工作面數(shù)量，增大了煤炭損失量；另一方面由于31303工作面老頂是厚度大、較堅硬且完整性較好的中粒砂巖，老頂不易垮落，而直接頂較薄，采空區(qū)充填不實，導(dǎo)致側(cè)向懸頂長度較長，側(cè)向壓力大，如增大煤柱尺寸，將導(dǎo)致老頂垮落更不充分，礦壓顯現(xiàn)更加劇烈，煤柱破損更加嚴(yán)重，且易誘發(fā)動力災(zāi)害。

超長推進距離工作面雙巷掘進巷道布置方式如圖1所示，雙巷間留設(shè)大煤柱，保護下區(qū)段巷道避免采動影響，但這種巷道布置方式存在以下問題。一是采用大煤柱護巷導(dǎo)致丟煤嚴(yán)重，嚴(yán)重降低回采率；二是護巷煤柱要經(jīng)歷兩次采動影響，破壞嚴(yán)重，易自然發(fā)火，且首采面的輔助運輸巷要長期維護作接續(xù)工作面的回風(fēng)巷，巷道維護成本較高。

圖1 超長推進距離雙巷掘進示意圖

為了解決以上問題，基于沿空巷道圍巖結(jié)構(gòu)特征和采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律，提出一種新的回采巷道布置方法。相鄰工作面采用順序布置，首采工作面雙巷之間采用大煤柱護巷，使輔助運輸巷避開側(cè)向支承應(yīng)力的劇烈影響。由于工作面推進距離長，待首采面推進到合適位置，后方采空區(qū)上覆巖層垮落也基本趨于穩(wěn)定，此時在護巷大煤柱內(nèi)，沿著工作面推進方向留窄煤柱沿空掘巷，如圖2所示。待接續(xù)工作面回采時，將大部分煤柱和工作面作為整體回采，僅損失沿空掘巷留設(shè)的窄煤柱。如圖3所示。

1-首采面輔助運輸巷道；2-首采面運輸巷道；3-沿空巷道

1-首采工作面回風(fēng)巷道；2-首采工作面運輸巷道；3-首采工作面輔助運輸巷道；4-接續(xù)工作面運輸巷道；5-接續(xù)工作面輔助運輸巷道；6-接續(xù)工作面沿空掘巷；7-接續(xù)工作面開切眼；A-留設(shè)大煤柱；B-沿空掘巷窄煤柱；L1-接續(xù)工作面與掘進工作面合理錯距；L2-首采工作面和掘進工作面合理錯距

該巷道布置方法的突出優(yōu)點在于輔助運輸巷采用大煤柱護巷遠(yuǎn)離首采工作面，使輔助運輸巷避開側(cè)向支承應(yīng)力的劇烈影響，有利于巷道維護。沿空掘巷時，連同輔助運輸巷，把護巷大煤柱和接續(xù)工作面同時進行回采，大大提高了回采率。因此確定大煤柱和窄煤柱寬度是巷道布置的關(guān)鍵。為了實現(xiàn)工作面的順采，避免沿空巷道受首采面采動影響，必須保證首采工作面和掘進工作面保持合理的錯距L2。同時當(dāng)接續(xù)工作面回采時，為了避免采掘疊加支承應(yīng)力對掘進工作面的影響，掘進工作面應(yīng)超前接續(xù)工作面合理距離L1。

3 雙巷掘進布置系統(tǒng)原理分析

工作面?zhèn)认蛎后w上方的壓力分布是隨著上覆巖層結(jié)構(gòu)運動的發(fā)展而動態(tài)變化的過程。依據(jù)薄板理論，隨著工作面自開切眼向前推進，當(dāng)工作面上覆頂板巖層彎矩達(dá)到強度極限時，頂板將發(fā)生破斷，頂板約束條件由四邊固支逐漸向兩邊簡支轉(zhuǎn)變。采空區(qū)兩側(cè)彎矩隨之增長，采空區(qū)側(cè)支承壓力由實體煤邊界向?qū)嶓w煤內(nèi)逐漸遞減。當(dāng)采空區(qū)側(cè)煤體頂板彎矩達(dá)到或超過其強度極限時，頂板將在采空區(qū)側(cè)實體煤內(nèi)發(fā)生斷裂。采空區(qū)側(cè)實體煤內(nèi)應(yīng)力發(fā)生重新分布，此時，由于采空區(qū)側(cè)實體煤邊緣一定范圍內(nèi)支承壓力超過其極限抗壓強度發(fā)生破壞，承載能力降低，支承壓力峰值逐漸向煤體深部轉(zhuǎn)移，從而達(dá)到新的應(yīng)力平衡狀態(tài)。側(cè)向頂板斷裂后在上覆巖層自重和采動支承壓力作用下，逐漸向采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn)、下沉、觸矸形成新的結(jié)構(gòu)形態(tài)并達(dá)到穩(wěn)定，導(dǎo)致側(cè)向頂板斷裂線兩側(cè)形成的應(yīng)力分布不對稱：斷裂線外側(cè)與側(cè)向?qū)嶓w煤邊緣之間，形成只受斷裂巖梁自重及其運動發(fā)展的低應(yīng)力區(qū)；斷裂線內(nèi)側(cè)則是由實體煤上覆整體巖層決定的高應(yīng)力區(qū)，如圖4所示。煤體邊緣和斷裂線之間低應(yīng)力區(qū)的出現(xiàn)，為沿空掘巷創(chuàng)造了有利的條件。

1-首采面輔助運輸巷道；2-首采面運輸巷道；3-沿空巷道

圖4中曲線1表示上區(qū)段工作面回采后側(cè)向煤體上方頂板支承應(yīng)力分布的曲線。滯后采空區(qū)一定距離留設(shè)窄煤柱沿空掘巷，將巷道布置在側(cè)向支承應(yīng)力的低應(yīng)力區(qū)。而上區(qū)段工作面的外側(cè)巷道即輔助運輸巷，由于采用大煤柱護巷，避開了采動支承應(yīng)力的劇烈影響，輔助運輸巷從掘進到經(jīng)歷上區(qū)段回采擾動的過程中始終處于一個應(yīng)力較低的環(huán)境中，有效降低了上區(qū)段工作面的采動影響，有利于回采巷道的維護。曲線2表示雙巷掘進應(yīng)力與采動應(yīng)力的疊加曲線，可知沿空巷道和輔助運輸巷依舊處于一個較低的應(yīng)力狀態(tài)，而且當(dāng)下區(qū)段工作面回采時沿空巷道處于寬煤柱的邊緣，便于沿空巷道的維護。因此接續(xù)工作面的外側(cè)巷道從開始掘進到廢棄始終處于一個應(yīng)力較低的環(huán)境狀態(tài)，而且沿空巷道和輔助運輸巷之間煤柱可隨接續(xù)工作面一同采出，提高了資源的回收率。

4 雙巷掘進布置系統(tǒng)參數(shù)分析

4.1 雙巷間護巷煤柱尺寸

工作面回采結(jié)束后，護巷煤柱在橫向上處于采空區(qū)和下一接續(xù)工作面的回采巷道之間，由于掘進和采動影響，在煤柱的采空區(qū)側(cè)和巷道側(cè)內(nèi)分別形成一定寬度的塑性區(qū)，塑性區(qū)的寬度分別為x0與x1。研究認(rèn)為回采擾動后，煤柱保持穩(wěn)定的基本條件是：在采動和掘進支承壓力作用下，煤柱兩側(cè)發(fā)生塑性變形后，中央應(yīng)仍存在一定寬度的彈性核，且該寬度不應(yīng)小于采高的2倍。

B=x0+2m+x1

(1)

式中：B——為煤柱寬度，m；

x0——回采空間對煤柱支承應(yīng)力的極限平衡區(qū)范圍，m；

x1——采準(zhǔn)巷道對煤柱支承應(yīng)力的極限平衡區(qū)范圍，m；

m——煤柱高度，m。

一側(cè)采空后，煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力隨著與采空區(qū)邊緣之間距離的增大，呈現(xiàn)出先增大后減小的趨勢，在高應(yīng)力作用下，從煤柱邊緣到深部，會依次出現(xiàn)破碎區(qū)、塑性區(qū)及彈性區(qū)，煤柱的承載能力隨著遠(yuǎn)離煤體邊緣而顯著增長。在距離煤體邊緣一定寬度內(nèi)，存在著煤柱的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)，運用巖體的極限平衡理論，回采空間對煤柱支承應(yīng)力的極限平衡區(qū)寬度，即支承壓力峰值與煤柱邊緣之間的距離x0為：

(2)

式中：k——應(yīng)力集中系數(shù)，此處取3；

γ——巖層平均容重，取25 kN/m3；

P1——支架對煤幫的阻力，此處忽略不計；

C——煤體的粘聚力，取2.4 MPa；

φ——煤體的內(nèi)摩擦角，取30°；

ξ——三軸應(yīng)力系數(shù)，取3.5；

H——采深，取440 m；

f——煤層與底板接觸面的摩擦系數(shù)，取0.20。

煤柱高度m取6 m，將數(shù)據(jù)代入式(2)，計算得到工作面開采后煤柱采空區(qū)側(cè)的塑性區(qū)寬度x0為33.7 m。

工作面輔助運輸巷開掘后產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度也可通過極限平衡理論計算得到：

(3)

式中：h——巷道高度，取3.9 m；

β——極限平衡區(qū)與核區(qū)界面處的側(cè)壓系數(shù)，取0.08。

將數(shù)據(jù)代入式(3)，可以得出x1為5 m。

31303工作面煤層平均厚度6 m，彈性核寬度取采高的2倍，將以上計算結(jié)果帶入式(1)得出煤柱寬度B為50.7 m。

經(jīng)理論計算，一側(cè)采空后31303工作面輔助運輸巷的保護煤柱的寬度為50.7 m，實際留設(shè)的煤柱尺寸偏小，是31301工作面回采時輔助運輸巷發(fā)生大變形與破壞的主要原因。

4.2 窄煤柱合理留設(shè)尺寸

沿空掘巷是在上區(qū)段采空區(qū)覆巖頂板垮落穩(wěn)定后，沿上區(qū)段采空區(qū)邊緣在實體煤側(cè)低應(yīng)力區(qū)留設(shè)窄煤柱掘進本區(qū)段工作面回采巷道，是我國無煤柱護巷的主要技術(shù)。回采巷道的穩(wěn)定和圍巖控制技術(shù)是沿空掘巷的關(guān)鍵，巷道的穩(wěn)定性受圍巖強度、應(yīng)力分布、支護強度與上覆頂板破斷、運動的影響，在具體地質(zhì)條件確定后，應(yīng)力狀況是決定巷道維護條件和穩(wěn)定性的關(guān)鍵因素，因此只有充分了解沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布狀況，才能保證巷道圍巖的穩(wěn)定性。

隨著工作面的回采，采空區(qū)上覆巖層發(fā)生周期性的破斷、回轉(zhuǎn)、下沉、觸矸、穩(wěn)定，期間形成的動壓載荷主要由工作面前方煤體、采空區(qū)矸石和兩側(cè)煤柱承擔(dān)，由于煤柱的承載能力較小，致使其邊緣煤體發(fā)生破壞，進入塑性屈服狀態(tài)，而工作面前方煤體和采空區(qū)矸石承載能力較強，是上覆巖層主要承載體，因此上覆巖層的破斷、回轉(zhuǎn)和運動形成的“大結(jié)構(gòu)”對煤柱的穩(wěn)定性起著決定性的作用。隨著上覆巖層運動的逐漸穩(wěn)定，應(yīng)力重新分布達(dá)到平衡狀態(tài)，兩側(cè)煤柱變形逐漸趨于穩(wěn)定。一側(cè)采空煤體支承壓力可分為破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)，如圖5所示，沿空巷道宜沿著破碎區(qū)布置在塑性區(qū)，此塑性區(qū)內(nèi)應(yīng)力較低，巖體相對比較完整，圍巖變形易于控制。

圖5 一側(cè)采空煤體支承應(yīng)力分布及分區(qū)

依據(jù)極限平衡理論，極限平衡區(qū)存在破碎區(qū)和塑性區(qū)，都是非彈性承載區(qū)域，為了保證錨桿安設(shè)的圍巖性質(zhì)較好，保證其具有較高的錨固力，故不應(yīng)將巷道布置在側(cè)向煤體的破碎區(qū)中，而應(yīng)布置在靠近破碎區(qū)的塑性區(qū)部位，故同時需確定破碎區(qū)寬度。由于側(cè)向支承壓力作用，采空區(qū)側(cè)實體煤幫淺部將發(fā)生破壞，形成一定寬度的破碎區(qū)，該區(qū)承載內(nèi)力較低，導(dǎo)致支承應(yīng)力進一步向煤體深部轉(zhuǎn)移，而煤幫淺部支承應(yīng)力降低到原巖應(yīng)力以下。

根據(jù)實體煤幫破碎區(qū)寬度公式：

(4)

式中：Ls——破碎區(qū)寬度，m；

A——破碎應(yīng)力系數(shù)，取5.5。

將參數(shù)帶入式(4)，得到Ls=9.8 m。

按照沿空掘巷窄煤柱的留設(shè)原則，將巷道布置在靠近破碎區(qū)的塑性區(qū)附近，可保證巷道處于較低應(yīng)力，同時保證錨桿安設(shè)圍巖性質(zhì)較好，便于巷道的維護，同時考慮巷寬和隔離采空區(qū)，可將沿空巷道布置在靠采空區(qū)一側(cè)煤體內(nèi)10 m的位置，整個巷道均處于低應(yīng)力區(qū)域，利于巷道支護，故窄煤柱寬度取10 m。

4.3 沿空掘巷合理錯距

雙巷掘進期間留設(shè)大煤柱，在首采面回采時，使輔助運輸巷道避免側(cè)向支承應(yīng)力的劇烈影響，利于其掘進與維護，同時避免了煤柱嚴(yán)重破損，預(yù)防了破裂煤體蓄熱的可能性，利于自然發(fā)火的防治，后期接續(xù)面回采時，則隨接續(xù)工作面一同回采，僅僅丟失了沿空掘巷留設(shè)的窄煤柱，解決了護巷煤柱寬度和提高回采率兩因素長期沖突的難題，實現(xiàn)了二者的結(jié)合。由于工作面推進距離較長，在首采面回采未結(jié)束時，其后方采空區(qū)覆巖已趨于穩(wěn)定，不必跳采，可直接在采空區(qū)側(cè)大煤柱內(nèi)沿空掘巷，實現(xiàn)了工作面之間的順序開采，避免了后期出現(xiàn)孤島工作面。但在開采相鄰工作面、實現(xiàn)順采的同時，掘進工作面與接續(xù)工作面之間必須保持合理錯距L1及首采工作面和掘進工作面之間必須保持合理的錯距L2。兩者不同的錯距大小將導(dǎo)致不同的礦山壓力顯現(xiàn)和圍巖動力現(xiàn)象的出現(xiàn)。

在首采工作面采空區(qū)側(cè)沿空掘巷，首采面與掘進面之間的錯距，國內(nèi)外學(xué)者提出的觀點基本認(rèn)為，其合理的錯距應(yīng)能保證沿空巷道在開采工作面冒落穩(wěn)定后再掘進，即穩(wěn)壓區(qū)理論。在此條件下，保證了沿空巷道處于礦山壓力已恢復(fù)至穩(wěn)定的區(qū)域，前方工作面開采引起的動壓將不會影響到沿空巷道的掘進與維護。

隨著工作面的推進，從工作面煤體前方到采空區(qū)應(yīng)力分布如圖6所示，依次為原巖應(yīng)力區(qū)a、超前支承應(yīng)力區(qū)b、減壓區(qū)c、后方支承應(yīng)力區(qū)d、采動穩(wěn)定區(qū)e。為了避免工作面開采動壓的影響，將掘進工作面布置在采動穩(wěn)定區(qū)，有利于巷道掘進和維護。

圖6 采場前后方應(yīng)力分布示意圖

經(jīng)現(xiàn)場實測，巷道變形監(jiān)測數(shù)據(jù)結(jié)果如圖7所示，在經(jīng)連續(xù)觀測后，當(dāng)輔助運輸巷測點距離工作面超過近1042 m之后巷道變形才趨于穩(wěn)定值，可認(rèn)為工作面后方采空區(qū)覆巖運動已經(jīng)穩(wěn)定。因此，首采工作面和掘進工作面之間合理的錯距L2可取1050 m。

圖7 輔助運輸巷道表面位移監(jiān)測圖

掘進工作面和接續(xù)工作面之間的錯距L1，由穩(wěn)壓區(qū)理論可知，當(dāng)接續(xù)工作面進行回采時，掘進工作面應(yīng)當(dāng)超前接續(xù)工作面，在回采引起的采動影響范圍之外，即應(yīng)將巷道掘進面布置在采場前方的原巖應(yīng)力區(qū)a，則可知兩者之間的錯距為接續(xù)面回采引起的超前支承應(yīng)力范圍。

巷道受工作面超前采動影響表面位移如圖8所示，在距離工作面190 m范圍內(nèi)巷道表面發(fā)生位移，其中劇烈影響區(qū)為工作面前方80 m，隨著工作面的推進，巷道頂?shù)装迮c兩幫移近量急劇增加，當(dāng)工作面靠近測站附近時，頂?shù)装逡平窟_(dá)到1400 mm，兩幫移近量達(dá)到935 mm。由圖8可知，工作面超前支承應(yīng)力影響范圍最大為190 m，因此確定L1為190 m。

圖8 巷道表面位移變化折線圖

5 結(jié)論

提出一種新的回采巷道布置方式，使輔助運輸巷避免側(cè)向支承應(yīng)力的劇烈影響，利于其掘進與維護，預(yù)防了巷道周圍煤體大范圍破裂，利于自然發(fā)火的防治；待接續(xù)工作面開采時 將留設(shè)的大部分煤柱回采，僅僅丟失沿空掘巷留設(shè)的窄煤柱，提高了回采率，實現(xiàn)了工作面的順采，避免孤島工作面出現(xiàn)。

闡述了巷道布置系統(tǒng)原理，表明在掘進和采動疊加支承應(yīng)力作用下，雙巷掘進中輔助運輸巷避開了采動支承應(yīng)力的劇烈影響，便于支護和減小后期維護量，大煤柱中沿空掘巷也位于首采面采空區(qū)側(cè)向煤體支承應(yīng)力的低壓區(qū)，有利于巷道維護。

結(jié)合理論分析與現(xiàn)場實測，確定了巷道布置系統(tǒng)中雙巷間煤柱合理留設(shè)尺寸50.7 m，沿空掘巷窄煤柱留設(shè)尺寸為10 m，掘進工作面與接續(xù)工作面之間合理錯距L1為190 m，首采工作面和掘進工作面之間合理的錯距為1050 m。