基于雙巷掘進的沿空掘巷巷道布置系統

田 柯 任亞軍 蘇 越 孫中文

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

超長推進距離工作面開采過程中，為了使巷道滿足生產要求，常采用雙巷布置，留設較大的區段煤柱，降低了回采率。為了節約資源，有效降低煤損，目前已有許多礦區摒棄了傳統意義上的大尺寸區段煤柱，使用沿空掘巷無煤柱護巷技術。但留窄煤柱沿空掘巷必須在采空區覆巖運動穩定后，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，為實現沿空掘巷，工作面大多采用跳采的布置方式，隨之產生孤島工作面。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巷道需長期維護，維護成本高，單純采用沿空掘巷技術解決巷道長距離通風和運輸問題存在困難，且工作面需跳采，導致形成孤島工作面，巷道維護更加困難，易引發動力災害。

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。

1 工程概況

察哈素煤礦31采區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。煤層底板標高931.6～944.0 m，工作面推進長度為4227 m(后期調整為4000 m)，傾向長300.58 m，采高為6 m。該采區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工作面回風巷道，所以其經歷兩次采動影響。但現場應用結果顯示，在經歷一次采動影響后，輔助運輸巷即發生劇烈變形，頂底板移近量最大超過2.264 m，底鼓嚴重，兩幫移近量也較大，且造成巷道兩幫煤體破碎，自然發火嚴重，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

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，盡量減少下區段工作面回風巷道受到的采動影響，但增大煤柱尺寸，一方面減少了采區工作面數量，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，采空區充填不實，導致側向懸頂長度較長，側向壓力大，如增大煤柱尺寸，將導致老頂垮落更不充分，礦壓顯現更加劇烈，煤柱破損更加嚴重，且易誘發動力災害。

超長推進距離工作面雙巷掘進巷道布置方式如圖1所示，雙巷間留設大煤柱，保護下區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致丟煤嚴重，嚴重降低回采率；二是護巷煤柱要經歷兩次采動影響，破壞嚴重，易自然發火，且首采面的輔助運輸巷要長期維護作接續工作面的回風巷，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構特征和采空區側向支承壓力分布規律，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向支承應力的劇烈影響。由于工作面推進距離長，待首采面推進到合適位置，后方采空區上覆巖層垮落也基本趨于穩定，此時在護巷大煤柱內，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-接續工作面運輸巷道；5-接續工作面輔助運輸巷道；6-接續工作面沿空掘巷；7-接續工作面開切眼；A-留設大煤柱；B-沿空掘巷窄煤柱；L1-接續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點在于輔助運輸巷采用大煤柱護巷遠離首采工作面，使輔助運輸巷避開側向支承應力的劇烈影響，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鍵。為了實現工作面的順采，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。同時當接續工作面回采時，為了避免采掘疊加支承應力對掘進工作面的影響，掘進工作面應超前接續工作面合理距離L1。

3 雙巷掘進布置系統原理分析

工作面側向煤體上方的壓力分布是隨著上覆巖層結構運動的發展而動態變化的過程。依據薄板理論，隨著工作面自開切眼向前推進，當工作面上覆頂板巖層彎矩達到強度極限時，頂板將發生破斷，頂板約束條件由四邊固支逐漸向兩邊簡支轉變。采空區兩側彎矩隨之增長，采空區側支承壓力由實體煤邊界向實體煤內逐漸遞減。當采空區側煤體頂板彎矩達到或超過其強度極限時，頂板將在采空區側實體煤內發生斷裂。采空區側實體煤內應力發生重新分布，此時，由于采空區側實體煤邊緣一定范圍內支承壓力超過其極限抗壓強度發生破壞，承載能力降低，支承壓力峰值逐漸向煤體深部轉移，從而達到新的應力平衡狀態。側向頂板斷裂后在上覆巖層自重和采動支承壓力作用下，逐漸向采空區側回轉、下沉、觸矸形成新的結構形態并達到穩定，導致側向頂板斷裂線兩側形成的應力分布不對稱：斷裂線外側與側向實體煤邊緣之間，形成只受斷裂巖梁自重及其運動發展的低應力區；斷裂線內側則是由實體煤上覆整體巖層決定的高應力區，如圖4所示。煤體邊緣和斷裂線之間低應力區的出現，為沿空掘巷創造了有利的條件。

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表示上區段工作面回采后側向煤體上方頂板支承應力分布的曲線。滯后采空區一定距離留設窄煤柱沿空掘巷，將巷道布置在側向支承應力的低應力區。而上區段工作面的外側巷道即輔助運輸巷，由于采用大煤柱護巷，避開了采動支承應力的劇烈影響，輔助運輸巷從掘進到經歷上區段回采擾動的過程中始終處于一個應力較低的環境中，有效降低了上區段工作面的采動影響，有利于回采巷道的維護。曲線2表示雙巷掘進應力與采動應力的疊加曲線，可知沿空巷道和輔助運輸巷依舊處于一個較低的應力狀態，而且當下區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。因此接續工作面的外側巷道從開始掘進到廢棄始終處于一個應力較低的環境狀態，而且沿空巷道和輔助運輸巷之間煤柱可隨接續工作面一同采出，提高了資源的回收率。

4 雙巷掘進布置系統參數分析

4.1 雙巷間護巷煤柱尺寸

工作面回采結束后，護巷煤柱在橫向上處于采空區和下一接續工作面的回采巷道之間，由于掘進和采動影響，在煤柱的采空區側和巷道側內分別形成一定寬度的塑性區，塑性區的寬度分別為x0與x1。研究認為回采擾動后，煤柱保持穩定的基本條件是：在采動和掘進支承壓力作用下，煤柱兩側發生塑性變形后，中央應仍存在一定寬度的彈性核，且該寬度不應小于采高的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力的極限平衡區范圍，m；

x1——采準巷道對煤柱支承應力的極限平衡區范圍，m；

m——煤柱高度，m。

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

(2)

式中：k——應力集中系數，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——煤體的內摩擦角，取30°；

ξ——三軸應力系數，取3.5；

H——采深，取440 m；

f——煤層與底板接觸面的摩擦系數，取0.20。

煤柱高度m取6 m，將數據代入式(2)，計算得到工作面開采后煤柱采空區側的塑性區寬度x0為33.7 m。

工作面輔助運輸巷開掘后產生的塑性區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——極限平衡區與核區界面處的側壓系數，取0.08。

將數據代入式(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，將以上計算結果帶入式(1)得出煤柱寬度B為50.7 m。

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

4.2 窄煤柱合理留設尺寸

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

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

圖5 一側采空煤體支承應力分布及分區

依據極限平衡理論，極限平衡區存在破碎區和塑性區，都是非彈性承載區域，為了保證錨桿安設的圍巖性質較好，保證其具有較高的錨固力，故不應將巷道布置在側向煤體的破碎區中，而應布置在靠近破碎區的塑性區部位，故同時需確定破碎區寬度。由于側向支承壓力作用，采空區側實體煤幫淺部將發生破壞，形成一定寬度的破碎區，該區承載內力較低，導致支承應力進一步向煤體深部轉移，而煤幫淺部支承應力降低到原巖應力以下。

根據實體煤幫破碎區寬度公式：

(4)

式中：Ls——破碎區寬度，m；

A——破碎應力系數，取5.5。

將參數帶入式(4)，得到Ls=9.8 m。

按照沿空掘巷窄煤柱的留設原則，將巷道布置在靠近破碎區的塑性區附近，可保證巷道處于較低應力，同時保證錨桿安設圍巖性質較好，便于巷道的維護，同時考慮巷寬和隔離采空區，可將沿空巷道布置在靠采空區一側煤體內10 m的位置，整個巷道均處于低應力區域，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

雙巷掘進期間留設大煤柱，在首采面回采時，使輔助運輸巷道避免側向支承應力的劇烈影響，利于其掘進與維護，同時避免了煤柱嚴重破損，預防了破裂煤體蓄熱的可能性，利于自然發火的防治，后期接續面回采時，則隨接續工作面一同回采，僅僅丟失了沿空掘巷留設的窄煤柱，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，實現了二者的結合。由于工作面推進距離較長，在首采面回采未結束時，其后方采空區覆巖已趨于穩定，不必跳采，可直接在采空區側大煤柱內沿空掘巷，實現了工作面之間的順序開采，避免了后期出現孤島工作面。但在開采相鄰工作面、實現順采的同時，掘進工作面與接續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致不同的礦山壓力顯現和圍巖動力現象的出現。

在首采工作面采空區側沿空掘巷，首采面與掘進面之間的錯距，國內外學者提出的觀點基本認為，其合理的錯距應能保證沿空巷道在開采工作面冒落穩定后再掘進，即穩壓區理論。在此條件下，保證了沿空巷道處于礦山壓力已恢復至穩定的區域，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應力分布如圖6所示，依次為原巖應力區a、超前支承應力區b、減壓區c、后方支承應力區d、采動穩定區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定區，有利于巷道掘進和維護。

圖6 采場前后方應力分布示意圖

經現場實測，巷道變形監測數據結果如圖7所示，在經連續觀測后，當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定值，可認為工作面后方采空區覆巖運動已經穩定。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測圖

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

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范圍內巷道表面發生位移，其中劇烈影響區為工作面前方80 m，隨著工作面的推進，巷道頂底板與兩幫移近量急劇增加，當工作面靠近測站附近時，頂底板移近量達到1400 mm，兩幫移近量達到935 mm。由圖8可知，工作面超前支承應力影響范圍最大為190 m，因此確定L1為190 m。

圖8 巷道表面位移變化折線圖

5 結論

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

闡述了巷道布置系統原理，表明在掘進和采動疊加支承應力作用下，雙巷掘進中輔助運輸巷避開了采動支承應力的劇烈影響，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側向煤體支承應力的低壓區，有利于巷道維護。

結合理論分析與現場實測，確定了巷道布置系統中雙巷間煤柱合理留設尺寸50.7 m，沿空掘巷窄煤柱留設尺寸為10 m，掘進工作面與接續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。