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煤炭学报 Journal of China Coal Society ISSN 0253-9993,CN 11-2190/TD 煤炭学报网络首发论文煤炭学报网络首发论文 题目 无煤柱开采围岩控制技术及应用 作者 康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威 DOI 10.13225/ki.jccs.YG21.1940 收稿日期 2021-12-07 网络首发日期 2022-01-14 引用格式 康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威.无煤柱开采围岩控制技术 及应用[J/OL].煤炭学报. https//doi.org/10.13225/ki.jccs.YG21.1940 网络首发网络首发在编辑部工作流程中,稿件从录用到出版要经历录用定稿、排版定稿、整期汇编定稿等阶 段。录用定稿指内容已经确定,且通过同行评议、主编终审同意刊用的稿件。排版定稿指录用定稿按照期 刊特定版式(包括网络呈现版式)排版后的稿件,可暂不确定出版年、卷、期和页码。整期汇编定稿指出 版年、 卷、 期、页码均已确定的印刷或数字出版的整期汇编稿件。录用定稿网络首发稿件内容必须符合出 版管理条例和期刊出版管理规定的有关规定;学术研究成果具有创新性、科学性和先进性,符合编 辑部对刊文的录用要求,不存在学术不端行为及其他侵权行为;稿件内容应基本符合国家有关书刊编辑、 出版的技术标准,正确使用和统一规范语言文字、符号、数字、外文字母、法定计量单位及地图标注等。 为确保录用定稿网络首发的严肃性,录用定稿一经发布,不得修改论文题目、作者、机构名称和学术内容, 只可基于编辑规范进行少量文字的修改。 出版确认出版确认纸质期刊编辑部通过与中国学术期刊(光盘版) 电子杂志社有限公司签约,在中国 学术期刊(网络版) 出版传播平台上创办与纸质期刊内容一致的网络版,以单篇或整期出版形式,在印刷 出版之前刊发论文的录用定稿、排版定稿、整期汇编定稿。因为中国学术期刊(网络版) 是国家新闻出 版广电总局批准的网络连续型出版物(ISSN 2096-4188,CN 11-6037/Z) ,所以签约期刊的网络版上网络首 发论文视为正式出版。 第 47 卷 第 1 期 煤炭学报 Vol.47 No.1 2022 年 1 月 Journal of Chinese Coal Society January, 2022 收稿日期收稿日期2021-12-07 修回日期修回日期2021-12-29 责任编辑郭晓炜责任编辑郭晓炜 基金项目国家重点研发计划资助项目(基金项目国家重点研发计划资助项目(2017YFC0603000) ;国家自然科学基金资助项目() ;国家自然科学基金资助项目(51927807)) 作者简介康红普作者简介康红普1965, 男男, 山西五台人山西五台人, 中国工程院院士。中国工程院院士。E-mailkanghp doi10.13225/ki.jccs. YG21.1940 无煤柱开采围岩控制技术及应用无煤柱开采围岩控制技术及应用 康红普 1, 2, 3,张晓1, 2, 3,王东攀1, 2, 3,田锦州1, 2, 3,伊钟玉1, 2, 3,蒋威1, 2, 3 1. 中煤科工开采研究院有限公司,北京 100013;2. 煤炭科学研究总院 开采研究分院,北京 100013;3. 煤炭资源高效开采与洁净利用国家重 点实验室,北京 100013 摘要摘要我国煤矿无煤柱开采已有 60 多年的发展历史。本文综合分析沿空留巷、沿空掘巷、跨巷开采及采空区布置 巷道等无煤柱开采方法及适用条件、围岩控制取得的研究成果。在沿空留巷方面的主要内容为不同开采系统的 沿空留巷类型、围岩变形与破坏特征;沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系;沿空留巷巷内基本支护、 巷内加强支护、巷旁支护形式及支护性能;爆破与水力压裂围岩卸压机理及技术;沿空留巷断面优化及维护时间 控制;沿空留巷支护设计原则及沿空留巷安全技术。在沿空掘巷方面,论述沿空掘巷的类型及小煤柱尺寸设计方 法,分析沿空掘巷围岩结构特征、围岩变形的主要影响因素及沿空掘巷围岩控制技术。介绍跨巷无煤柱开采的类 型,分析巷道与采煤工作面底板的垂直距离、工作面边界至巷道的水平距离等参数对跨采巷道围岩变形的影响。 论述在采空区布置巷道的方式在采空区形成巷道和掘进巷道,分析采空区巷道的应力环境及施工存在的难点。 介绍陕西何家塔煤矿支卸组合泵充混凝土支柱沿空留巷、山西野川煤矿泵充钢筋混凝土墙与水平长钻孔水力压裂 卸压沿空留巷围岩控制两个应用实例,分析沿空留巷围岩变形控制效果。最后,提出无煤柱开采方法及围岩控制 技术的改进意见与发展方向。 关键词关键词无煤柱开采;沿空留巷;沿空掘巷;跨巷开采;围岩变形;围岩控制,发展方向 中图分类号中图分类号TD32 STRATA CONTROL TECHNOLOGY AND APPLICATIONS OF NON-PILLAR COAL MINING KANG Hongpu1, 2, 3,ZHANG Xiao1, 2, 3, WANG Dongpan1, 2, 3, TIAN Jinzhou1, 2, 3, YI Zhongyu1, 2, 3, JIANG Wei1, 2, 3 1. CCTEG Coal Mining Research Institute, Beijing 100013, China; 2. Coal Mining Branch, China Coal Research Institute, Beijing 100013, China; 3. State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization, Beijing 100013, China AbstractNon-pillar coal mining has been developed and applied for more than 60a in China coal mines. The research achievements on non-pillar coal mining s, applicable conditions and strata control technology, such as entry retained along gob-side, entry driven along gob-side, cross mining over roadway, and entry arranged in gob area, are comprehensively analyzed. The main contents about entry retained along gob-side are various types associated with different coal mining systems, rock deation and damage features; rock structure mechanical model and interaction between surrounding rock and support; the types and mechanical perances of basic support, enhanced support in entry and the support set along entry side; the rock destressing mechanism and techniques on blasting and hydraulic fracturing; the optimization of entry cross section and maintaining period; support design principles and safety technology for entry retained along gob-side. In regard to entry driven along gob-side, the patterns and design s for slender coal pillar are discussed, the rock structure features, main affecting factors of rock deation and surrounding rock control techniques are analyzed. The s of non-pillar cross mining over roadway are introduced, and the effects of vertical distance from cross working face 网络首发时间2022-01-14 125843 网络首发地址 2 煤炭学报 2022 年 floor to roadway roof and horizontal distance from face edge to roadway on its deation are explained. The entry layout patterns in gob area, including entry maintained and driven in gob are introduced, the stress fields and construction difficult points associated with these entries are discussed. Two study cases are introduced the entry retained along gob-side maintained by the combination of pumped concrete prop and hydraulic fracturing destressing in Hejiata coal mine in Shaanxi Province, another one controlled by pumped rebar concrete wall and hydraulic fracturing destressing with long horizontal borehole in Yechuan coal mine in Shanxi Province, and the strata control effects of the entries retained along gob-side are analyzed. Finally, the improvement suggestions and development direction for non-pillar coal mining s and strata control technology are put forward. Key words non-pillar coal mining; entry retained along gob-side; entry driven along gob-side; cross mining over roadway; rock deation; strata control; development direction 煤柱是井工煤矿开采过程中,为了保证煤炭生 产与安全而保留的、暂时或永久不开采的煤体。煤 柱有多种类型,包括地面建(构)筑物保护煤柱, 隔离煤柱,护巷煤柱等。其中护巷煤柱包括大巷、 集中巷、上下山及回采巷道保护煤柱。煤柱很重要 的参数是宽度、高度及宽高比。随着煤矿开采深度 不断增加,要求的煤柱宽度越来越大,显著影响煤 炭资源回收率;另外,不合理的煤柱会引起应力集 中,导致巷道大变形,出现冲击地压等灾害,威胁 煤矿安全生产。 无煤柱开采是通过合理的开拓部署、采煤工作 面和巷道布置及采掘顺序,取消护巷煤柱的采煤方 法。其主要优越性表现为消除煤柱引起的应力集 中,使巷道处于应力降低区,有利于巷道维护;可 降低由煤柱集中应力引起的煤与瓦斯突出、冲击地 压等动力灾害;显著减少巷道掘进量,降低矿井掘 进率,有利于缓解采掘接续紧张;减少煤炭损失, 提高煤炭资源回收率;改善采煤工作面通风系统, 有利于解决瓦斯问题。 无煤柱开采有多种形式[1-3], 按照巷道与煤层开 采的时空关系,可分为跨巷无煤柱开采、回采巷道 无煤柱开采及采空区形成或掘进巷道无煤柱开采, 如图 1 所示。跨巷开采有跨大巷、集中巷、上下山 等开采;回采巷道无煤柱开采主要有沿空留巷与沿 空掘巷两种方式;采空区形成或掘进巷道是在采空 区维护巷道或在稳定、 压实的采空区内新掘进巷道; 留掘复合是沿空留巷与沿空掘巷混合使用。 无 煤 柱 开 采 方 法 跨巷 无煤柱开采 回采巷道 无煤柱护巷开采 图1 无煤柱开采方法 采空区维护巷道 无煤柱开采 沿空留巷 沿空掘巷 留掘复合 无巷旁支护沿空留巷 有巷旁支护沿空留巷 完全沿空留巷 小煤柱沿空掘巷 巷旁充填沿空掘巷 图 1 无煤柱开采方法分类 Fig.1 Types of non-pillar coal mining s 在国际上,苏联、英国、德国、法国、加拿大、 波兰等国家很早就开展了无煤柱开采技术的研究试 验与推广应用[4, 5]。上世纪 30 年代,苏联一些煤矿 就开始进行不留煤柱、砌筑充填带的无煤柱开采试 验[6]。当时充填带材料以矸石为主,来源于采掘过 程中出现的矸石,矸石运送、砌筑的劳动量很大, 效率比较低。为了克服上述缺点,上世纪 70 年代, 苏联开展了爆破顶板形成矸石带的试验,通过爆破 放顶在巷道旁形成矸石带,但只适用于薄煤层,放 顶高度为煤层厚度的 2 倍左右。 上世纪 50 年代,英国、德国、波兰等主要产煤 国家陆续开展了沿空留巷研究与试验。英国在上世 纪 70 年代开发出高水速凝材料及配套泵送充填系 统。德国采用石膏作为巷旁充填支护,开发出配套 充填工艺、设备,解决了大断面巷旁支护难题。后 来又开发出混凝土充填、膏体充填材料与系统,在 深部开采的沿空留巷中得到推广应用。 我国无煤柱开采技术的研究与试验始于上世纪 50 年代[7, 8]。应用初期,沿空留巷基本限于薄煤层, 主要采用矸石带作为巷旁支护;在中厚煤层、厚煤 层分层开采中进行了沿空掘巷试验并取得成功。60 年代在中厚煤层中进行了沿空留巷试验;沿空掘巷 在多个矿区得到应用, 将 20m 左右的回采顺槽煤柱 缩小到 23m,甚至完全取消煤柱。70 年代采用无 第 47 卷 第 1 期 康红普,等. 无煤柱开采围岩控制技术及应用 3 煤柱开采技术的矿井显著增加。1977 年煤炭部在兖 州召开了无煤柱技术座谈会,对无煤柱开采技术的 推广应用起到积极的推动作用。1981 年煤炭部颁发 了关于推行无煤柱开采的暂行规定(试行) ,要 求适宜条件下推广应用无煤柱开采技术;80 年代我 国引进了英国、德国充填材料及泵送、风力充填工 艺设备,并进行了自主研发,进一步扩大了沿空留 巷的应用范围[9-11]。但是,在上世纪 90 年代到本世 纪初, 由于采煤工作面产量与推进速度的大幅提高, 巷道断面显著加大,无煤柱开采,特别是沿空留巷 不能满足要求,很多矿井采用了工作面多巷布置方 式,使得沿空留巷技术发展缓慢。 进入 21 世纪, 无煤柱开采取得新进展。 在沿空 留巷方面,袁亮等开发出钢膜膏体充填墙式巷旁支 护技术,及配套施工机具与设备,在淮南矿区的多 个煤矿推广应用,实现了 Y 型通风,解决了深部高 瓦斯、低透气性煤与瓦斯共采技术难题[12];中国矿 业大学在高水充填巷旁支护材料改进与完善、沿空 留巷围岩变形规律与控制技术方面做了大量工作, 并将大断面沿空留巷应用于厚煤层综放工作面,扩 展了沿空留巷的应用范围[13-15];何满潮等基于切顶 短臂梁理论和聚能爆破机制,提出无煤柱切顶自成 巷技术及工艺[16];西安科技大学开发出柔模混凝土 墙式巷旁充填支护技术及设备,在多个矿井得到推 广应用[17, 18]。在沿空掘巷方面,侯朝炯等提出沿空 掘巷围岩结构模型和稳定性原理[19],研究了锚杆支 护强度对小煤柱稳定性的作用,提出沿空掘巷合理 的锚杆支护参数[20]。高强度锚杆锚索支护技术在沿 空掘巷中得到广泛应用,提高了沿空掘巷围岩控制 效果及应用范围。 本文分析不同无煤柱开采方法, 包括沿空留巷、 沿空掘巷、跨巷开采及采空区维护巷道的类型,围 岩变形、破坏特征及控制技术;介绍沿空留巷最新 应用实例, 并提出无煤柱开采围岩控制的发展方向。 1 沿空留巷沿空留巷 沿空留巷是在采煤工作面后方采用一定支护方 式,沿采空区边缘保留回采顺槽,为下一个工作面 服务的巷道布置方式。 1.1 不同开采系统的不同开采系统的沿空留巷沿空留巷类型类型 国内外煤矿长壁式工作面开采系统主要分为后 退式开采与前进式开采。在两大开采系统中均可采 用沿空留巷,分为后退式开采沿空留巷、前进式开 采沿空留巷及往复式开采沿空留巷,如图 2 所示。 另外,沿空留巷可在充填开采工作面应用,对沿空 留巷的维护非常有利。 自上世纪 50 年代以来, 长壁工作面后退式开采 在我国绝大多数煤矿得到广泛应用,成为我国最主 要的开采方法。后退式开采系统需要预先掘进回采 顺槽和开切眼,形成通风系统,然后在开切眼安装 开采设备进行回采。如图 2a所示,沿空留巷在采 煤工作面后方实施,一般将上一个工作面的运输巷 保留用作下一个工作面的回风巷, 也可保留回风巷, 有利于实现工作面 Y 型通风。后退式开采系统最大 的优势是采掘工作独立进行、互不干扰,而且预先 掘进的回采顺槽可起到探测煤层条件变化和地质构 造的作用。这种开采系统的主要缺点是前期巷道掘 进工程量大,巷道维护时间较长。 1 1 2号 工作面 1号 工作面 U型通风 U型通风 2 1 2 3 2号 工作面 1号 工作面 2 Z型通风 Y型通风 1 2 工作面 (a)后退式开采 (b)前进式开采 (c)往复式开采 煤层1- 运输巷 2- 回风巷巷旁支护 采空区 U型通风 1 2 工作面 2 U型通风 1 1号工作面 2 2号工作面 Z型通风 1号 工作面 1 2号 工作面 2 2 1 图图 2 不同开采系统的沿空留巷类型不同开采系统的沿空留巷类型 Fig.2 Types of entries retained along gob side in various coal mining systems 前进式开采是从大巷或采区上山向采区边界推 进开采的采煤方法,其主要特点是掘进与采煤同一 方向、同时推进,甚至实现采掘一体化,取消掘进 作业。前进式开采的显著优势是掘进率低,采煤工 作面投产快,巷道维护时间较短,有利于缓解采掘 接替紧张等。因此,在上世纪 7080 年代,前进式 开采在英国、德国、法国、波兰等世界主要产煤国 家得到广泛应用,占比很高,如英国占 80,西德 占 60,波兰约占 3040[21, 22]。根据采煤工作 4 煤炭学报 2022 年 面与两端顺槽的相对位置、施工时间,前进式开采 巷道布置主要有 5 种方式[23-24], 如图 3 所示。 a 是 有一条顺槽预先掘出或留巷,另外一条顺槽超前采 煤工作面掘进一段距离,该顺槽随工作面推进沿空 留巷;b 是有一条顺槽预先掘出或留巷,另外一 条顺槽不预先掘进,与采煤工作面同步推进,该顺 槽随工作面推进沿空留巷;c 是两条顺槽均超前 采煤工作面预先掘进一段距离,随工作面推进均沿 空留巷;d 是有一条顺槽超前采煤工作面预先掘 进一段距离,另外一条顺槽不预先掘进,两顺槽随 工作面推进均沿空留巷; e 是两条顺槽均不预先 掘进,随工作面推进均沿空留巷。可见,前进式开 采必须要进行沿空留巷。当顺槽超前采煤工作面掘 进时,可采用常规的掘进方法掘巷;当顺槽不超前 采煤工作面掘进,而是与工作面齐头并进时,可采 用采煤机截割出顺槽断面,实现采掘一体化。前进 式开采的主要缺点是对于超前工作面预先掘进一 段顺槽的方式,掘进通风与运输复杂,还与采煤工 作面互相影响;对于采掘面齐头并进方式,一是无 预先掘进的巷道,无法探测工作面前方煤层条件变 化及地质构造,二是在工作面端头区采煤、掘巷、 支护、留巷等多个工艺交织在一起,相互影响;沿 空留巷的形式、速度及成本显著影响工作面的推进 速度及效益,另外还涉及防漏风、防灭火及防水害 等安全问题。前进式开采仅在我国少数矿区局部采 用过[25-27],没有大量推广应用。煤矿安全规程明确 规定高瓦斯、突出、有容易自燃或者自燃煤层的 矿井,不得采用前进式采煤方法。 (a) 2 1 1 1 1 3 1 (c) 4 1 1 1 1 3 12 (d) 1 1 1 1 12 (e) 1 1 1 1 12 (b) 2 1 1 1 1 3 1 煤层 1- 运输巷2- 回风巷 充填墙 采空区 3- 超前预掘运输巷4- 超前预掘回风巷 4 4 图 3 前进式开采巷道布置方式 Fig.3 Entry layout patterns of advancing mining systems 前进式沿空留巷无煤柱开采有多种布置方式。 图 2b左图方式,1 号工作面两条顺槽与工作面齐 头并进,由采煤机掘出并进行支护后成巷。运输顺 槽沿空留巷用作 2 号工作面的回风顺槽,2 号工作 面的运输顺槽也由采煤机掘出并沿空留巷。这种方 式属于不需要预先掘进巷道的无掘进采煤方法。工 作面采用 U 型通风,其最大的缺点是 1 号工作面运 输顺槽两侧都需要巷旁支护,顺槽压力大、破坏范 围大,防漏风难度大。2b右图与左图方式相比增 加了采区边界上山,2 号工作面开采时工作面后方 的回风顺槽不需要再维护,1 号工作面运输顺槽只 需一侧巷旁支护,可实现 Z 型通风。 往复式开采是前进式与后退式开采的混合。图 2c左图方式,1 号工作面采用前进式开采,运输顺 槽沿空留巷用作 2 号工作面的回风顺槽。2 号工作 面回采前需提前掘出运输顺槽,进行后退式回采, 第 47 卷 第 1 期 康红普,等. 无煤柱开采围岩控制技术及应用 5 运输顺槽在工作面后方沿空留巷。这种方式两个工 作面只需掘进一条顺槽, 有利于综采工作面搬家。 由于采用 U 型通风,易造成漏风,对沿空留巷的巷 旁支护密闭性要求较高。2c右图方式,1 号工作面 采用前进式开采,运输顺槽沿空留巷用作 2 号工作 面的回风顺槽。2 号工作面开采时,边采边掘出运 输顺槽,并进行沿空留巷。这种方式第 2 个工作面 不需要预先掘进顺槽,可实现 Z 型通风。 1.2 沿空留巷围岩变形与破坏特征沿空留巷围岩变形与破坏特征 沿空留巷与普通巷道相比围岩变形与破坏有其 显著的特征。如图 4 是典型的长壁工作面后退式开 采沿空留巷从掘进到报废全服务期间围岩变形曲 线。可分为 6 个阶段Ⅰ是巷道掘进引起的变形阶 段;Ⅱ是掘进影响稳定至受到回采影响前的阶段; Ⅲ是第一个回采工作面超前支承压力影响阶段;Ⅳ 是第一个回采工作面后方留巷围岩强烈变形阶段; Ⅴ是留巷围岩变形稳定阶段;Ⅵ是第二个工作面超 前支承压力影响阶段。不受采煤工作面采动影响的 巷道只有Ⅰ、Ⅱ阶段;采煤工作面采过后就废弃的 顺槽只有Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ阶段;无预先掘进的前进式开 采顺槽只有Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ阶段。沿空留巷变形最显著 的特点在第Ⅳ阶段,第Ⅴ、Ⅵ阶段与普通巷道也有 区别。 大量的实测数据表明,后退式开采沿空留巷围 岩变形有以下特点[28-32] 1 沿空留巷变形的时间分布特征。从掘进到 第二个回采工作面开采完毕,沿空留巷要服务两个 回采工作面,维护时间远长于一般巷道。在第一个 工作面后方,巷道靠工作面一侧的煤帮不复存在, 顶板下沉、失稳、垮落,围岩变形速度大。与其它 阶段相比,围岩变形达到稳定所需要的时间长。即 使变形达到稳定,仍以一定速度流变,在深部、软 岩巷道中尤为突出。受到第二个回采工作面超前支 承压力影响,围岩变形再次显著增加,直到巷道报 废。 2号工作面 1号工作面 1号工作面 运输巷 2号工作面 运输巷 2号工作面回风巷 充填体 围岩变形速度围岩变形量 巷道服务时间 1号工作面 ⅠⅠⅢⅢⅡⅡⅣⅣⅤⅤⅥⅥ 图 4 典型的沿空留巷围岩变形曲线 Fig.4 Typical deation curve of entry retained along gob side 2 沿空留巷变形的空间分布特征。沿空留巷 的变形与其处于回采工作面前方还是后方及距离有 很大关系。在第一个回采工作面前方一定距离(从 数米到超过 100m 不等)开始受到采动影响,随着 回采工作面接近巷道变形不断增加;在回采工作面 后方,沿空留巷一侧是煤体,另一侧为采空区冒落 的矸石,留巷顶板下沉量主要取决于裂隙带岩层取 得平衡之前的下沉量。受煤帮、工作面端头支架的 支承, 紧跟工作面后方的一段留巷顶板下沉并不大。 随着远离工作面,顶板下沉速度不断增加,伴随着 两帮移近和底板变形,到一定距离达到最大值。该 值随巷道条件的不同有很大差别,少则小于 10m, 多为 1030m,有的达 3050m,有些超过 50m。工 作面后方再过一定距离后, 顶板岩层活动趋于稳定, 围岩变形速度显著降低并达到稳定状态。该距离少 则 4070m,多为 70150m,有的达 150200m,有 些超过 200m。 在超前第二个回采工作面一定距离又 受到采动影响,围岩变形再次显著增大。 3 沿空留巷变形量大小分布特征。沿空留巷 的变形量显著大于同条件的普通巷道,特别是留巷 处于第一个回采工作面后方的第Ⅳ阶段围岩变形量 占总变形量的比重大。对于高应力、软岩等复杂条 件巷道,围岩变形往往比较剧烈,巷道需要维修、 加固才能满足第二个工作面的要求。第二个工作面 回采引起的围岩变形量很多小于第Ⅳ阶段,但如果 沿空留巷支护加固不合理或其它原因,也有可能导 致比第Ⅳ阶段的围岩变形更大。 4 沿空留巷变形的不对称分布特征。沿空留 巷顶板下沉不对称,顶板向采空区倾斜,靠采空区 侧的顶板下沉量显著大于煤帮侧。同时,煤帮稳定 性和破坏范围对沿空留巷顶板下沉有明显影响。如 果煤帮破坏严重,顶板下沉会向煤体深部发展;沿 空留巷两帮变形不对称,主要原因是煤体与巷旁充 填体的强度、刚度不同,井下很多情况下煤帮的变 形显著大于充填体变形; 沿空留巷底板变形不对称, 由于留巷一帮是煤体, 另一帮是巷旁支护和采空区, 底板受力差别较大, 导致底板两侧变形有显著差异, 很多情况下是靠煤帮的底鼓量大。 5 沿空留巷变形的主要影响因素。影响沿空 留巷围岩变形的因素很多[33, 34],包括煤层厚度、强 度及稳定性,顶板岩层分布、强度及稳定性,巷道 埋深及地应力分布等地质因素;开采高度,巷道断 6 煤炭学报 2022 年 面形状与尺寸,巷道支护形式与参数等技术因素。 除影响普通巷道围岩变形的因素外,沿空留巷影响 因素还有以下特点沿空留巷第Ⅳ阶段的变形与下 位顶板冒落后能否填满采空区有很大关系。留巷顶 板下沉量与煤层采高成正相关关系,采高越小,顶 板下沉越小;留巷顶板下沉与巷道宽度也成正相关 关系,巷道越宽,顶板下沉量越大,这是沿空留巷 应用初期主要在薄煤层、小断面巷道的主要原因。 另外,巷道埋深对沿空留巷变形的影响明显小于煤 柱护巷,因此,国内外很多深部开采矿井积极推广 应用沿空留巷。 前进式开采沿空留巷矿压监测数据很少。文献 [35]监测数据表明工作面后方呈现明显的三段分 布,08m 压力不大,826m 为压力集中段,顶板 活动剧烈,26m 以外为压力相对稳定带,冒落矸石 逐渐压实。 在总的 52m 监测巷道中, 前 26m 巷道顶 板下沉量占总下沉量的 85。文献[36]的数据为 滞后工作面 030m 范围内围岩变形速度较大, 其中 在15m左右达到峰值。 之后围岩变形速度大幅降低, 60m 之后趋于稳定。可见,前进式开采沿空留巷围 岩变形规律与后退式开采沿空留巷基本一致。 1.3 沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系 由上述分析可知,沿空留巷在第Ⅳ阶段的变形 与破坏是区别与普通巷道的最根本特征,围岩变形 与采空区顶板垮落状况、顶板下沉与回转、岩层中 形成的结构及结构稳定所需要的时间等密切相关。 已有的研究表明沿空留巷顶板位移主要由顶板岩 层离层与扩容变形、基本顶岩层回转引起的下沉量 及煤帮侧下沉量等组成[37-39]。为了描述沿空留巷围 岩变形破坏特征, 确定合理的巷道支护形式与参数, 很多学者建立了沿空留巷围岩结构模型,应用比较 广泛的如图 5 所示。 巷道 基本顶 煤体 沿空留巷围岩结构 直接顶 基本顶断裂线 巷旁 支护 关键块A 图 5 沿空留巷围岩结构 Fig.5 Structure of surrounding rock of entry retained along gob-side 朱德仁等分析了沿空留巷支架的工作状态和载 荷构成,提出沿空留巷支架的合理工作特性、工作 阻力及支护方式[40]。指出沿空留巷支架载荷由三部 分构成一是与煤层相邻直接顶不规则冒落带岩层 自重;二是不规则冒落带上部规则冒落带岩层施加 给支架的载荷;三是冒落带之上可形成铰接岩梁结 构的基本顶给支架的载荷。在工作面后方围岩强烈 活动阶段,支架应能控制直接顶活动和出现过大离 层,要求支架增阻速度快且有较高的工作阻力;工 作面后方 100m 以远围岩活动稳定,支架主要支撑 直接顶岩层重量,支架工作阻力可显著减小。沿空 留巷不一定设置巷旁支护。在直接顶冒落后能使基 本顶得到有效支撑并达到平衡状态,支架阻力可按 直接顶岩层重量估算,支架可缩量应与裂隙带岩层 下沉量相适应,在这种情况下可不设置巷旁支护。 孙恒虎等[3, 30]将沿空留巷顶板简化成层间结合 力忽略不计的矩形“叠加层板”结构,采用弹塑性 力学极限分析理论, 建立了沿空留巷支护围岩关系 的力学模型,得出了沿空留巷支护阻力计算式。指 出在顶板活动前期要以顶为主,及时支护并提高初 撑力;在顶板活动后期,支护要以让为主,支护达 到极限承载能力之后要有足够的可缩量,以适应顶 板下沉与旋转。 何廷峻采用 Wilson 理论建立了沿空留巷支护 力学模型,分析了巷旁支护工作状态和支架载荷构 成[41]。认为沿空留巷变形主要取决于巷道上方基本 顶取得平衡前的下沉。顶板下沉过程中裂隙带岩块 向下回转产生水平挤压力,相互挤压形成两端以煤 帮和冒落矸石为支点的铰接岩梁。由于基本顶与直 接顶下沉速度不同而产生离层,导致基本顶不能传 递垂直应力,铰接岩梁取得平衡后基本顶对沿空留 巷不再产生影响。 沿空留巷支架与围岩关系表现为 对直接顶支架为“给定载荷”工作状态,支架应承 担直接顶的全部自重载荷; 对基本顶岩梁支架为 “给 定变形”工作状态,支架应具有足够的变形量以适 应基本顶下沉直至达到稳定状态。 李化敏将沿空留巷顶板运动分为前期活动、过 渡期活动和后期活动 3 个阶段, 提出各阶段巷旁充 填体支护阻力设计原则, 建立了支护阻力及压缩量 的计算模型[42]。认为巷旁充填体不能改变基本顶在 冒落矸石支撑下形成的铰接岩梁结构形态,也不能 控制顶板岩层过渡期的下沉量。充填体前期支护阻 力主要是支撑直接顶及其悬臂部分的重量,保持直 接顶与基本顶紧密接触;过渡期支护阻力主要是缩 短过渡期顶板剧烈下沉的时间, 使其尽快取得平衡; 后期主要是维持基本顶铰接岩梁结构稳定。 漆泰岳等提出不同围岩条件下使沿空留巷保持 第 47 卷 第 1 期 康红普,等. 无煤柱开采围岩控制技术及应用 7 稳定的巷旁整体浇注带支护强度与变形量的计算方 法,包括巷旁支护初期、后期支护强度及巷道变形 量,并分析了巷旁整体浇注带的适用条件[43, 44]。涂 敏将沿空留巷顶板看作弹性薄板条,采用 Winkler 弹性地基理论建立了顶板力学模型,提出计算巷旁 支护阻力的方法[45]。 张东升、马立强等针对厚煤层综采放顶煤工作 面沿空留巷进行了研究与试验[46-48]。基于岩层控制 的关键层理论,建立了综放工作面巷内充填沿空留 巷围岩结构力学模型,推导出不同地质条件充填体 的支护阻力计算公式,并深入研究了围岩与充填体 的相互作用机理,为巷内充填体的参数设计提供了 依据。 综上所述,我国学者根据沿空留巷特点,建立 了围岩结构力学模型,揭示了沿空留巷不同阶段围 岩变形特征和主要影响因素,分析了巷旁支护载荷 的组成,提出了估算巷旁支护阻力的方法与公式, 为沿空留巷围岩控制提供了理论基础。 1.4 沿空留巷围岩控制沿空留巷围岩控制技术技术 基于上述沿空留巷围岩变形与破坏特点,国内 外开发出多种沿空留巷围岩控制技术[7]。根据沿空 留巷支护时空分布及支护作用的不同,可分为巷内 基本支护、巷内加强支护、巷旁支护及围岩卸压技 术。 结合影响沿空留巷围岩稳定性的主要地质因素, 包括煤层厚度、顶板稳定性及巷道埋深,提出沿空 留巷支护星网图,如图 6 所示。其中连线是后续介 绍的陕西何家塔煤矿沿空留巷实例。 不 稳定 中等 稳定 稳定 非常 稳定 顶板顶板 条件条件 煤层煤层 厚度厚度 薄煤层中厚煤层厚煤层特厚煤层 沿空留巷沿空留巷 图 6 沿空留巷支护星网图 Fig.6 Star network diagram of entry retained along gob-side 1.4.1 巷内基本支护巷内基本支护 巷内基本支护是在巷道掘进期间设置的支护, 主要有棚式支架、锚杆锚索支护及复合支护。我国 早期的沿空留巷基本支护大多采用工字钢支架、U 型钢可缩性支架等棚式支护。随着锚杆支护技术的 发展,这种支护方式已成为沿空留巷巷内基本支护 的主体方式[49, 50]。目前,高预应力、高强度、高刚 度锚杆锚索支护得到广泛应用,取得良好支护效果 [51-53]。对于复杂困难巷道,单独采用锚杆锚索支护 不能有效控制围岩变形时,可采用复合支护,如锚 杆锚索金属支架、锚杆锚索喷射混凝土注浆、 锚杆锚索金属支架注浆等。在国外,以德国为代 表,采用锚杆支护联合 U 型钢可缩性支架并进行壁 后充填,解决了深部沿空留巷支护难题[54]。 1.4.2 巷内加强支护巷内加强支护 巷内加强支护是当巷道受到采动或地质构造等 影响时,在巷内基本支护基础上进行的补强支护。 巷内加强支护有多种形式,按支护原理可分为被动 支护型(棚式支护、各种无主动支护作用的支柱) , 主动支护型 (单体液压支柱、 液压支架) , 锚固型 (锚 杆与锚索) , 注浆加固型等。
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