基于双巷掘进的沿空掘巷巷道布置系统

2018-11-02任亚军孙中文

中国煤炭 2018年10期

田柯任亚军苏越孙中文

(1.中国矿业大学(北京)安全科学与工程博士后科研流动站，北京市海淀区， 100083；2.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083)

超长推进距离工作面开采过程中，为了使巷道满足生产要求，常采用双巷布置，留设较大的区段煤柱，降低了回采率。为了节约资源，有效降低煤损，目前已有许多矿区摒弃了传统意义上的大尺寸区段煤柱，使用沿空掘巷无煤柱护巷技术。但留窄煤柱沿空掘巷必须在采空区覆岩运动稳定后，这对采掘接替工作十分不利，特别在推进速度较快的超长工作面。因此，为实现沿空掘巷，工作面大多采用跳采的布置方式，随之产生孤岛工作面。由以上分析可知，高强度超长推进距离工作面双巷布置需要留设大尺寸护巷煤柱，煤损大，且在高强度开采条件下工作面外侧巷道需长期维护，维护成本高，单纯采用沿空掘巷技术解决巷道长距离通风和运输问题存在困难，且工作面需跳采，导致形成孤岛工作面，巷道维护更加困难，易引发动力灾害。

针对高强度超长推进距离工作面面临的一系列问题展开研究，提出了基于双巷掘进的沿空掘巷巷道布置系统。

1 工程概况

察哈素煤矿31采区31303大采高综采工作面为第一水平第二个工作面，北东方向为31301工作面，北西方向为主斜井井底，南东方向为井田南边界。煤层底板标高931.6～944.0 m，工作面推进长度为4227 m(后期调整为4000 m)，倾向长300.58 m，采高为6 m。该采区采用大采高一次采全高回采工艺，推进距离长，工作面巷道采用双巷布置，留设18.46 m护巷煤柱。工作面辅助运输巷同时保留作为下一个接续工作面回风巷道，所以其经历两次采动影响。但现场应用结果显示，在经历一次采动影响后，辅助运输巷即发生剧烈变形，顶底板移近量最大超过2.264 m，底鼓严重，两帮移近量也较大，且造成巷道两帮煤体破碎，自然发火严重，故维护工作量大、成本高。尤其是煤层底板主要由泥岩、炭质泥岩组成，强度低，遇水易膨胀泥化，更加剧了巷道变形。

2 双巷掘进的沿空掘巷布置系统

针对上述问题矿方曾建议增大煤柱宽度，将煤柱宽度尺寸由原来的18.46 m增加到40 m，尽量减少下区段工作面回风巷道受到的采动影响，但增大煤柱尺寸，一方面减少了采区工作面数量，增大了煤炭损失量；另一方面由于31303工作面老顶是厚度大、较坚硬且完整性较好的中粒砂岩，老顶不易垮落，而直接顶较薄，采空区充填不实，导致侧向悬顶长度较长，侧向压力大，如增大煤柱尺寸，将导致老顶垮落更不充分，矿压显现更加剧烈，煤柱破损更加严重，且易诱发动力灾害。

超长推进距离工作面双巷掘进巷道布置方式如图1所示，双巷间留设大煤柱，保护下区段巷道避免采动影响，但这种巷道布置方式存在以下问题。一是采用大煤柱护巷导致丢煤严重，严重降低回采率；二是护巷煤柱要经历两次采动影响，破坏严重，易自然发火，且首采面的辅助运输巷要长期维护作接续工作面的回风巷，巷道维护成本较高。

图1 超长推进距离双巷掘进示意图

为了解决以上问题，基于沿空巷道围岩结构特征和采空区侧向支承压力分布规律，提出一种新的回采巷道布置方法。相邻工作面采用顺序布置，首采工作面双巷之间采用大煤柱护巷，使辅助运输巷避开侧向支承应力的剧烈影响。由于工作面推进距离长，待首采面推进到合适位置，后方采空区上覆岩层垮落也基本趋于稳定，此时在护巷大煤柱内，沿着工作面推进方向留窄煤柱沿空掘巷，如图2所示。待接续工作面回采时，将大部分煤柱和工作面作为整体回采，仅损失沿空掘巷留设的窄煤柱。如图3所示。

1-首采面辅助运输巷道；2-首采面运输巷道；3-沿空巷道

1-首采工作面回风巷道；2-首采工作面运输巷道；3-首采工作面辅助运输巷道；4-接续工作面运输巷道；5-接续工作面辅助运输巷道；6-接续工作面沿空掘巷；7-接续工作面开切眼；A-留设大煤柱；B-沿空掘巷窄煤柱；L1-接续工作面与掘进工作面合理错距；L2-首采工作面和掘进工作面合理错距

该巷道布置方法的突出优点在于辅助运输巷采用大煤柱护巷远离首采工作面，使辅助运输巷避开侧向支承应力的剧烈影响，有利于巷道维护。沿空掘巷时，连同辅助运输巷，把护巷大煤柱和接续工作面同时进行回采，大大提高了回采率。因此确定大煤柱和窄煤柱宽度是巷道布置的关键。为了实现工作面的顺采，避免沿空巷道受首采面采动影响，必须保证首采工作面和掘进工作面保持合理的错距L2。同时当接续工作面回采时，为了避免采掘叠加支承应力对掘进工作面的影响，掘进工作面应超前接续工作面合理距离L1。

3 双巷掘进布置系统原理分析

工作面侧向煤体上方的压力分布是随着上覆岩层结构运动的发展而动态变化的过程。依据薄板理论，随着工作面自开切眼向前推进，当工作面上覆顶板岩层弯矩达到强度极限时，顶板将发生破断，顶板约束条件由四边固支逐渐向两边简支转变。采空区两侧弯矩随之增长，采空区侧支承压力由实体煤边界向实体煤内逐渐递减。当采空区侧煤体顶板弯矩达到或超过其强度极限时，顶板将在采空区侧实体煤内发生断裂。采空区侧实体煤内应力发生重新分布，此时，由于采空区侧实体煤边缘一定范围内支承压力超过其极限抗压强度发生破坏，承载能力降低，支承压力峰值逐渐向煤体深部转移，从而达到新的应力平衡状态。侧向顶板断裂后在上覆岩层自重和采动支承压力作用下，逐渐向采空区侧回转、下沉、触矸形成新的结构形态并达到稳定，导致侧向顶板断裂线两侧形成的应力分布不对称：断裂线外侧与侧向实体煤边缘之间，形成只受断裂岩梁自重及其运动发展的低应力区；断裂线内侧则是由实体煤上覆整体岩层决定的高应力区，如图4所示。煤体边缘和断裂线之间低应力区的出现，为沿空掘巷创造了有利的条件。

1-首采面辅助运输巷道；2-首采面运输巷道；3-沿空巷道

图4中曲线1表示上区段工作面回采后侧向煤体上方顶板支承应力分布的曲线。滞后采空区一定距离留设窄煤柱沿空掘巷，将巷道布置在侧向支承应力的低应力区。而上区段工作面的外侧巷道即辅助运输巷，由于采用大煤柱护巷，避开了采动支承应力的剧烈影响，辅助运输巷从掘进到经历上区段回采扰动的过程中始终处于一个应力较低的环境中，有效降低了上区段工作面的采动影响，有利于回采巷道的维护。曲线2表示双巷掘进应力与采动应力的叠加曲线，可知沿空巷道和辅助运输巷依旧处于一个较低的应力状态，而且当下区段工作面回采时沿空巷道处于宽煤柱的边缘，便于沿空巷道的维护。因此接续工作面的外侧巷道从开始掘进到废弃始终处于一个应力较低的环境状态，而且沿空巷道和辅助运输巷之间煤柱可随接续工作面一同采出，提高了资源的回收率。

4 双巷掘进布置系统参数分析

4.1 双巷间护巷煤柱尺寸

工作面回采结束后，护巷煤柱在横向上处于采空区和下一接续工作面的回采巷道之间，由于掘进和采动影响，在煤柱的采空区侧和巷道侧内分别形成一定宽度的塑性区，塑性区的宽度分别为x0与x1。研究认为回采扰动后，煤柱保持稳定的基本条件是：在采动和掘进支承压力作用下，煤柱两侧发生塑性变形后，中央应仍存在一定宽度的弹性核，且该宽度不应小于采高的2倍。

B=x0+2m+x1

(1)

式中：B——为煤柱宽度，m；

x0——回采空间对煤柱支承应力的极限平衡区范围，m；

x1——采准巷道对煤柱支承应力的极限平衡区范围，m；

m——煤柱高度，m。

一侧采空后，煤柱内的垂直应力随着与采空区边缘之间距离的增大，呈现出先增大后减小的趋势，在高应力作用下，从煤柱边缘到深部，会依次出现破碎区、塑性区及弹性区，煤柱的承载能力随着远离煤体边缘而显著增长。在距离煤体边缘一定宽度内，存在着煤柱的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，运用岩体的极限平衡理论，回采空间对煤柱支承应力的极限平衡区宽度，即支承压力峰值与煤柱边缘之间的距离x0为：

(2)

式中：k——应力集中系数，此处取3；

γ——岩层平均容重，取25 kN/m3；

P1——支架对煤帮的阻力，此处忽略不计；

C——煤体的粘聚力，取2.4 MPa；

φ——煤体的内摩擦角，取30°；

ξ——三轴应力系数，取3.5；

H——采深，取440 m；

f——煤层与底板接触面的摩擦系数，取0.20。

煤柱高度m取6 m，将数据代入式(2)，计算得到工作面开采后煤柱采空区侧的塑性区宽度x0为33.7 m。

工作面辅助运输巷开掘后产生的塑性区宽度也可通过极限平衡理论计算得到：

(3)

式中：h——巷道高度，取3.9 m；

β——极限平衡区与核区界面处的侧压系数，取0.08。

将数据代入式(3)，可以得出x1为5 m。

31303工作面煤层平均厚度6 m，弹性核宽度取采高的2倍，将以上计算结果带入式(1)得出煤柱宽度B为50.7 m。

经理论计算，一侧采空后31303工作面辅助运输巷的保护煤柱的宽度为50.7 m，实际留设的煤柱尺寸偏小，是31301工作面回采时辅助运输巷发生大变形与破坏的主要原因。

4.2 窄煤柱合理留设尺寸

沿空掘巷是在上区段采空区覆岩顶板垮落稳定后，沿上区段采空区边缘在实体煤侧低应力区留设窄煤柱掘进本区段工作面回采巷道，是我国无煤柱护巷的主要技术。回采巷道的稳定和围岩控制技术是沿空掘巷的关键，巷道的稳定性受围岩强度、应力分布、支护强度与上覆顶板破断、运动的影响，在具体地质条件确定后，应力状况是决定巷道维护条件和稳定性的关键因素，因此只有充分了解沿空掘巷围岩应力分布状况，才能保证巷道围岩的稳定性。

随着工作面的回采，采空区上覆岩层发生周期性的破断、回转、下沉、触矸、稳定，期间形成的动压载荷主要由工作面前方煤体、采空区矸石和两侧煤柱承担，由于煤柱的承载能力较小，致使其边缘煤体发生破坏，进入塑性屈服状态，而工作面前方煤体和采空区矸石承载能力较强，是上覆岩层主要承载体，因此上覆岩层的破断、回转和运动形成的“大结构”对煤柱的稳定性起着决定性的作用。随着上覆岩层运动的逐渐稳定，应力重新分布达到平衡状态，两侧煤柱变形逐渐趋于稳定。一侧采空煤体支承压力可分为破碎区、塑性区和弹性区，如图5所示，沿空巷道宜沿着破碎区布置在塑性区，此塑性区内应力较低，岩体相对比较完整，围岩变形易于控制。

图5 一侧采空煤体支承应力分布及分区

依据极限平衡理论，极限平衡区存在破碎区和塑性区，都是非弹性承载区域，为了保证锚杆安设的围岩性质较好，保证其具有较高的锚固力，故不应将巷道布置在侧向煤体的破碎区中，而应布置在靠近破碎区的塑性区部位，故同时需确定破碎区宽度。由于侧向支承压力作用，采空区侧实体煤帮浅部将发生破坏，形成一定宽度的破碎区，该区承载内力较低，导致支承应力进一步向煤体深部转移，而煤帮浅部支承应力降低到原岩应力以下。

根据实体煤帮破碎区宽度公式：

(4)

式中：Ls——破碎区宽度，m；

A——破碎应力系数，取5.5。

将参数带入式(4)，得到Ls=9.8 m。

按照沿空掘巷窄煤柱的留设原则，将巷道布置在靠近破碎区的塑性区附近，可保证巷道处于较低应力，同时保证锚杆安设围岩性质较好，便于巷道的维护，同时考虑巷宽和隔离采空区，可将沿空巷道布置在靠采空区一侧煤体内10 m的位置，整个巷道均处于低应力区域，利于巷道支护，故窄煤柱宽度取10 m。

4.3 沿空掘巷合理错距

双巷掘进期间留设大煤柱，在首采面回采时，使辅助运输巷道避免侧向支承应力的剧烈影响，利于其掘进与维护，同时避免了煤柱严重破损，预防了破裂煤体蓄热的可能性，利于自然发火的防治，后期接续面回采时，则随接续工作面一同回采，仅仅丢失了沿空掘巷留设的窄煤柱，解决了护巷煤柱宽度和提高回采率两因素长期冲突的难题，实现了二者的结合。由于工作面推进距离较长，在首采面回采未结束时，其后方采空区覆岩已趋于稳定，不必跳采，可直接在采空区侧大煤柱内沿空掘巷，实现了工作面之间的顺序开采，避免了后期出现孤岛工作面。但在开采相邻工作面、实现顺采的同时，掘进工作面与接续工作面之间必须保持合理错距L1及首采工作面和掘进工作面之间必须保持合理的错距L2。两者不同的错距大小将导致不同的矿山压力显现和围岩动力现象的出现。

在首采工作面采空区侧沿空掘巷，首采面与掘进面之间的错距，国内外学者提出的观点基本认为，其合理的错距应能保证沿空巷道在开采工作面冒落稳定后再掘进，即稳压区理论。在此条件下，保证了沿空巷道处于矿山压力已恢复至稳定的区域，前方工作面开采引起的动压将不会影响到沿空巷道的掘进与维护。

随着工作面的推进，从工作面煤体前方到采空区应力分布如图6所示，依次为原岩应力区a、超前支承应力区b、减压区c、后方支承应力区d、采动稳定区e。为了避免工作面开采动压的影响，将掘进工作面布置在采动稳定区，有利于巷道掘进和维护。

图6 采场前后方应力分布示意图

经现场实测，巷道变形监测数据结果如图7所示，在经连续观测后，当辅助运输巷测点距离工作面超过近1042 m之后巷道变形才趋于稳定值，可认为工作面后方采空区覆岩运动已经稳定。因此，首采工作面和掘进工作面之间合理的错距L2可取1050 m。

图7 辅助运输巷道表面位移监测图

掘进工作面和接续工作面之间的错距L1，由稳压区理论可知，当接续工作面进行回采时，掘进工作面应当超前接续工作面，在回采引起的采动影响范围之外，即应将巷道掘进面布置在采场前方的原岩应力区a，则可知两者之间的错距为接续面回采引起的超前支承应力范围。

巷道受工作面超前采动影响表面位移如图8所示，在距离工作面190 m范围内巷道表面发生位移，其中剧烈影响区为工作面前方80 m，随着工作面的推进，巷道顶底板与两帮移近量急剧增加，当工作面靠近测站附近时，顶底板移近量达到1400 mm，两帮移近量达到935 mm。由图8可知，工作面超前支承应力影响范围最大为190 m，因此确定L1为190 m。