田 柯，任亞軍，徐春虎，武 超

(中國礦業(yè)大學(xué)(北京)，北京 100083)

超長推進距離工作面(一般超過3000m)開采過程中，常采用雙巷布置，留設(shè)較大的區(qū)段煤柱，降低了回采率[1-4]。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，均使用沿空掘巷無煤柱護巷技術(shù)[5-11]。由于雙巷掘進可滿足連續(xù)采煤機掘進及巷道掘進通風及輔助運輸問題，因此沿空掘巷技術(shù)在超長推進距離工作面的應(yīng)用較少。同時留窄煤柱沿空掘巷須在采空區(qū)覆巖運動穩(wěn)定后，因此工作面大多采用跳采的布置方式，這樣不利于采掘接替，并隨之產(chǎn)生孤島工作面。本文針對高強度、超長推進距離工作面雙巷掘進面臨的問題及沿空掘巷技術(shù)應(yīng)用存在的困難展開研究，提出了超長推進距離工作面順采沿空掘巷技術(shù)。

1 工程概況

察哈素煤礦31采區(qū)開采的31303大采高綜采工作面為第一水平第二個工作面，北東為31301工作面。31303工作面推進距離長4652m(后期調(diào)整為4500m)，工作面寬300m，采高6m，采用雙巷布置，巷間留設(shè)18m護巷煤柱，聯(lián)絡(luò)巷間隔50m。31301工作面輔助運輸巷同時保留作為31303工作面回風巷道，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，巷道即發(fā)生劇烈變形，頂?shù)装逡平孔畲蟪^2.2m，底鼓嚴重，兩幫移近量也較大。因此，輔助運輸巷在18m的護巷煤柱保護下，在一次采動影響下已發(fā)生劇烈變形和破壞，已無法承受二次采動的影響。

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18m增加到40m，盡量減少下區(qū)段工作面回風巷道受到的采動影響。但增大煤柱尺寸，極大地增加了煤炭損失，僅相鄰工作面之間煤柱損失將達到1.08Mt。因此，急需對回采巷道布置方式與煤柱尺寸進行優(yōu)化。

2 順采沿空掘巷技術(shù)

雙巷掘進巷道布置方式，雙巷間留設(shè)大煤柱，保護下區(qū)段巷道避免采動劇烈影響，雖有利于巷道的快速掘進和通風。但存在以下問題：一是采用大煤柱護巷，丟煤嚴重，嚴重降低回采率；二是護巷煤柱要經(jīng)歷兩次采動影響，破壞嚴重，且首采面的輔助運輸巷要長期維護作接續(xù)工作面的回風巷道，巷道維護成本高。如采用沿空掘巷技術(shù)，則巷道長距離通風及輔助運輸存在困難，且工作面之間無法實現(xiàn)順序開采。

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，結(jié)合雙巷布置與沿空掘巷技術(shù)，提出超長推進距離工作面順采沿空掘巷技術(shù)，如圖1所示。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。在首采工作面回采期間，同時掘進巷道4和5到開切眼位置，過接續(xù)面開切眼6到達沿空掘巷位置。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，后隨首采面推進留窄煤柱分段掘出巷道7。首采工作面回采結(jié)束后，沿空巷道7部分已掘出，當接續(xù)工作面設(shè)備安裝完畢即可進行回采，實現(xiàn)掘、采同時作業(yè)。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。

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(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)工作面開切眼；7—接續(xù)工作面沿空掘巷；8—聯(lián)絡(luò)巷；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的錯距圖1 順采沿空掘巷技術(shù)巷道布置示意圖

為了解決沿空掘巷期間通風問題，特制定以下通風方式，當首采工作面采空區(qū)穩(wěn)定后，即可在雙巷布置下留設(shè)的大煤柱A內(nèi)進行沿空掘巷，此時首采工作面回采和掘進工作面掘進同時進行，通風回路如圖2所示。未到達聯(lián)絡(luò)巷時，掘進面的通風回路如圖2(a)所示，在巷道7交界處安設(shè)局扇經(jīng)風筒壓入式進風→掘進工作面→巷道5回風。當掘進面到達第一個聯(lián)絡(luò)巷時的通風回路如圖2(b)所示，此時在聯(lián)絡(luò)巷7處安設(shè)局扇經(jīng)風筒壓入式進風，此時掘進面通風路線：巷道3進風→在聯(lián)絡(luò)巷處安設(shè)局扇經(jīng)風筒壓入式進風→聯(lián)絡(luò)巷7→掘進工作面→巷道5回風。

1—首采面回風平巷；2—首采面運輸平巷；3—首采面輔助運輸平巷；4—沿空掘巷；5—接續(xù)面運輸平巷；6—接續(xù)面輔助運輸平巷；7—聯(lián)絡(luò)巷；A—留設(shè)大煤柱；B—沿空掘巷窄煤柱圖2 首采面與掘進面同時推進時的通風路線圖

當首采工作面回采結(jié)束，掘進面和接續(xù)面同時推進時的通風路線如圖3所示。當接續(xù)面開采時，掘進面的通風路線為：新鮮風流直接從大巷壓入式經(jīng)風筒進風(如圖3中所示的陰影部分)→掘進面→沿空巷道4→聯(lián)絡(luò)巷7→巷道3回風。

3—首采面輔助運輸平巷；4—沿空掘巷；5—接續(xù)面運輸平巷；6—接續(xù)面輔助運輸平巷；7—聯(lián)絡(luò)巷；8—密閉；9—局扇和風筒；A—留設(shè)大煤柱；B—沿空掘巷窄煤柱圖3 掘進面與接續(xù)面推進時的通風路線圖

沿空掘巷期間出煤，通過掘錨機、梭車、一號車、帶式輸送機運煤。梭車工作時將掘進出煤從車廂的裝載端裝入，連續(xù)轉(zhuǎn)動的刮板或鏈板運輸機就能自動地將它轉(zhuǎn)載到卸碴端，待整個梭車裝滿，開動梭車至帶式輸送機處，開動帶式運輸機，即可將煤巖自動卸到一號車，再通過一號車轉(zhuǎn)載至帶式運輸機上，如圖4所示，最后經(jīng)輔助運輸巷運出。

圖4 掘錨機—梭車1號車巷道掘進作業(yè)線設(shè)備空間位置圖(m)

3 順采沿空掘巷技術(shù)關(guān)建參數(shù)分析

3.1 窄煤柱尺寸的留設(shè)

依據(jù)極限平衡理論，極限平衡區(qū)內(nèi)破碎區(qū)和塑性區(qū)都是非彈性承載區(qū)域，在側(cè)向支承壓力作用下，破碎區(qū)煤體發(fā)生破壞，該區(qū)承載能力降低，導(dǎo)致支承應(yīng)力進一步向煤體深部轉(zhuǎn)移，而破碎區(qū)煤體支承應(yīng)力降低到原巖應(yīng)力以下，如圖5所示，故在截面CD處滿足邊界條件[12]：

σy|x=Ls=γH

(1)

圖5 一側(cè)采空實體煤側(cè)支承應(yīng)力分布及分區(qū)圖

式中，σy為實體煤幫垂直應(yīng)力，計算公式為：

根據(jù)極限平衡區(qū)計算公式，將式(2)代入式(1)得到實體煤幫破碎區(qū)寬度：

將參數(shù)帶入式(3)計算得到Ls=9.8m。故將沿空巷道布置在采空區(qū)側(cè)實體煤內(nèi)10m處位置，利于巷道維護。

3.2 雙巷間煤柱合理尺寸

根據(jù)雙巷間煤柱留設(shè)原則[13]：在采掘支承應(yīng)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)小于采高的二倍。

B=x0+2m+x1

(4)

式中，B為煤柱寬度，m；x0為回采空間對煤柱支承應(yīng)力的極限平衡區(qū)范圍，m；x1為采準巷道對煤柱支承應(yīng)力的極限平衡區(qū)范圍，m；m為煤柱高度，m。

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：

式中，K為應(yīng)力集中系數(shù)，取3；γ為巖層平均容重，取2kN/m3；P1為支架對煤幫的阻力，取0.1MPa；m為煤層開采的厚度，取6m；c為煤體的粘聚力，取2.4MPa；φ為煤體的內(nèi)摩擦角，取30°；ε為三軸應(yīng)力系數(shù)；H為采深，取440m；f為煤層與底板接觸面的摩擦系數(shù)，取0.2。

上述參數(shù)代入式(5)，計算得到工作面開采后煤柱采空區(qū)側(cè)的塑性區(qū)寬度是33.7m。

工作面輔助運輸巷掘進后產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度也可通過極限平衡理論[14，15]計算得到：

式中，m為巷道高度，取3.9m；A為側(cè)壓系數(shù)，取0.4；Px為側(cè)向支護阻力，取0.2MPa。

將有關(guān)參數(shù)代入式(6)計算得x1=5m，將以上計算結(jié)果帶入式(4)得：

B=33.7+2×6+5=50.7m

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50.7m，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)生大變形與破壞主要原因。

3.3 沿空掘巷合理錯距

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[16]，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。由現(xiàn)場實測的31301工作面輔助運輸巷道表面位移監(jiān)測數(shù)據(jù)結(jié)果如圖7所示，在經(jīng)連續(xù)觀測后，當輔助運輸巷測點距離工作面超過1042m之后巷道變形才趨于一穩(wěn)定值，可認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應(yīng)在1050m以上。

圖6 采場前后方應(yīng)力分布示意圖

圖7 31301工作面輔助運輸巷道表面位移監(jiān)測曲線

為了避免接續(xù)工作面采動對掘進工作面影響，現(xiàn)場實測31301工作面主運巷道受工作面超前采動影響表面位移變化曲線如圖8所示，由圖8可知，工作面超前支承應(yīng)力影響范圍最大190m，因此確定掘進工作面與接續(xù)工作面錯距L1應(yīng)在190m以上。

圖8 31301工作面主運巷道受超前支承應(yīng)力影響的巷道表面位移變化曲線

4 順采沿空掘巷技術(shù)經(jīng)濟效果分析

基于以上研究分析，現(xiàn)場在31303工作面與其接續(xù)工作面31305之間留50m大煤柱后，接續(xù)工作面31305工作面推進距離將達到5000m，待31303工作面推進1500m后，在大煤柱采空區(qū)側(cè)留10m窄煤柱沿空掘巷，對沿空巷道圍巖變形進行了監(jiān)測，沿空巷道圍巖變形量曲線如圖9所示。

圖9 沿空巷道圍巖變形量曲線

由圖9可知，在31303工作面回采期間，沿空巷道圍巖變形量較小，表明沿空巷道受31303工作面采動影響較小，且接續(xù)工作面31305回采時可多回收1.2Mt煤炭資源，極大地提高了資源回收率。

5 結(jié) 論

1)針對察哈素煤礦超長推進距離工作面雙巷掘進面臨的問題及沿空掘巷技術(shù)應(yīng)用存在的困難，提出了超長推進距離工作面順采沿空掘巷技術(shù)，介紹了沿空掘巷順序接替期間通風和出煤方式。

2)結(jié)合理論分析與現(xiàn)場實測，確定了順采沿空掘巷技術(shù)中雙巷間煤柱合理留設(shè)尺寸為50m，沿空掘巷窄煤柱留設(shè)尺寸為10m，掘進工作面與接續(xù)工作面之間合理錯距L1須在190m以上，首采工作面和掘進工作面之間合理錯距L2在1050m以上。

3)在接續(xù)工作面31305進行了現(xiàn)場工業(yè)性試驗，實測結(jié)果表明，在與上區(qū)段工作面保持合理錯距的情況下，沿空掘巷圍巖變形量較小，實現(xiàn)了沿空掘巷技術(shù)，在大采高超長推進距離工作面順序開采的成功應(yīng)用。