特厚煤層大采高綜放工作面小煤柱沿空掘巷技術(shù)應(yīng)用

李化敏 王祖光

（河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南焦作454000）

1 引言

大采高綜放開采技術(shù)是我國(guó)特厚煤層安全高效開采的主要技術(shù)模式之一，同煤集團(tuán)特厚煤層資源豐富，大采高綜放開采技術(shù)代表了我國(guó)在采礦領(lǐng)域的最高水平。為保證巷道的穩(wěn)定和隔離采空區(qū)，傳統(tǒng)的方法是留設(shè)大煤柱護(hù)巷[1-2]，然而，隨著開采深度的增加，一次開采高度的加大，推進(jìn)速度的加快，采動(dòng)引起的礦山壓力問題愈來(lái)愈突出，38 m～45 m的大煤柱護(hù)巷常造成巷道礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈、圍巖變形嚴(yán)重（圖1為麻家梁礦大煤柱巷道出現(xiàn)的底臌），甚至出現(xiàn)整個(gè)巷道完全閉合的情況。因此，研究采場(chǎng)覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律以及采場(chǎng)圍巖應(yīng)力場(chǎng)特征，合理巷道布置，減少巷道圍巖應(yīng)力，改善巷道維護(hù)條件，迫在眉睫。

圖1 巷道圍巖變形特征

國(guó)內(nèi)外專家學(xué)者研究了采場(chǎng)覆巖結(jié)構(gòu)及圍巖應(yīng)力分布規(guī)律[3]為沿空側(cè)巷道布置奠定了重要的理論基礎(chǔ)。在工作面傾向方向，基本頂斷裂后形成砌體梁結(jié)構(gòu)，由巖塊A、巖塊B、巖塊C相互鉸接形成，見圖2。巖塊A為本區(qū)段基本頂巖層，巖塊B為上述弧形三角塊，巖塊C為上區(qū)段工作面采空區(qū)垮落矸石上的斷裂巖塊，巖塊B即弧形三角塊對(duì)沿空巷道上覆巖層的穩(wěn)定性有著重要的作用，對(duì)合理確定沿空巷道位置和支護(hù)參數(shù)具有重要的意義。

圖2 工作面端部上覆巖體結(jié)構(gòu)

根據(jù)工作面?zhèn)认驇r層運(yùn)動(dòng)特點(diǎn)，柏建彪提出了綜放沿空掘巷基本頂三角塊結(jié)構(gòu)力學(xué)模型[4]；侯朝炯[5]等建立了上覆巖體大結(jié)構(gòu)的力學(xué)分析模型；姜福興[6-7]等通過微震監(jiān)測(cè)手段，得到支架上的異常壓力來(lái)自于老頂斷裂產(chǎn)生的動(dòng)壓；閆少宏[8]等認(rèn)為大采高采場(chǎng)頂板易形成“短懸臂梁-鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)；李化敏[9-10]等提出工作面頂板形成“上位砌體梁-下位倒臺(tái)階組合懸臂”結(jié)構(gòu)，即由于開采空間的增大，低位基本頂轉(zhuǎn)化成直接頂成為懸臂結(jié)構(gòu)，高位基本頂形成砌體梁。

在基于將沿空掘巷布置于應(yīng)力降低區(qū)理論，李學(xué)華[11]等采用理論分析和數(shù)值模擬巷道圍巖穩(wěn)定性，最終確定掘巷的合理位置；吳士良[12]等通過現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，確定煤柱的留設(shè)尺寸；李化敏[13]等通過相似模擬、理論分析等手段結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)微震監(jiān)測(cè)結(jié)果對(duì)塔山礦8206工作面煤體側(cè)向支承壓力分布特征進(jìn)行研究，得到工作面端部應(yīng)力降低區(qū)范圍，從而確定煤柱寬度。

沿空巷道圍巖控制技術(shù)隨著錨桿支護(hù)技術(shù)的發(fā)展逐漸成熟[14]，在采空區(qū)上覆巖層結(jié)構(gòu)、工作面端部巖層運(yùn)移特征、采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力分布及巷道圍巖應(yīng)力分布等進(jìn)行詳盡研究的基礎(chǔ)上，成熟的錨桿支護(hù)技術(shù)及相關(guān)控制理論為沿空掘巷的廣泛應(yīng)用提供了保障。郭金剛[15]等針對(duì)特厚煤層綜放工作面沿空掘巷的特點(diǎn)，提出以高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿支護(hù)系統(tǒng)、梯級(jí)錨固的束錨索支護(hù)系統(tǒng)以及多錨索-鋼帶桁架支護(hù)系統(tǒng)的強(qiáng)力聯(lián)合控制技術(shù)為頂板支護(hù)技術(shù)，以強(qiáng)力錨桿支護(hù)系統(tǒng)、高韌性材料注漿加固、鋼筋混凝土墻支撐系統(tǒng)的剛?cè)釁f(xié)同控制技術(shù)為煤柱幫支護(hù)技術(shù)，以強(qiáng)力錨桿索支護(hù)系統(tǒng)為實(shí)體煤幫支護(hù)技術(shù)；范華霄、張志青、馬振乾[16-20]等針對(duì)大采高綜放工作面、受采動(dòng)影響窄煤柱沿空掘巷、上層煤采空區(qū)及煤柱下小煤柱沿空掘巷等不同工況下沿空掘巷及煤柱的支護(hù)方式進(jìn)行研究。

綜上所述，小煤柱沿空留巷技術(shù)的經(jīng)驗(yàn)和理論已有了一定的基礎(chǔ)，然而，對(duì)于大采高綜放條件下高強(qiáng)度開采的小煤柱沿空掘巷的端部結(jié)構(gòu)、掘巷的時(shí)間空間等問題的研究尚不充分。

由于煤層賦存條件的差異性，目前對(duì)于大采高綜放面端部覆巖結(jié)構(gòu)、采空區(qū)穩(wěn)定前、后端部覆巖運(yùn)動(dòng)模式以及端部應(yīng)力場(chǎng)時(shí)空演化規(guī)律缺乏研究，致使沿空掘巷技術(shù)在大采高綜放面推廣應(yīng)用受到限制。因此，在研究大采高綜放面端部覆巖結(jié)構(gòu)及移動(dòng)特征及采空區(qū)穩(wěn)定前后側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律基礎(chǔ)上，分析大采高綜放面下煤柱沿空掘巷的布置參數(shù)與支護(hù)原則，并通過現(xiàn)場(chǎng)對(duì)一側(cè)采空一側(cè)實(shí)體煤、孤島工作面、上煤層遺留煤柱下的孤島工作面等不同開采條件下小煤柱沿空掘巷的應(yīng)用情況來(lái)證明其應(yīng)用的實(shí)際意義。

2 小煤柱沿空掘巷關(guān)鍵參數(shù)

2.1 大采高綜放面端部覆巖結(jié)構(gòu)特征

特厚煤層大采高綜放工作面開采空間大導(dǎo)致開采擾動(dòng)過程強(qiáng)烈，根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論、微震監(jiān)測(cè)及地表下沉監(jiān)測(cè)結(jié)果分析，認(rèn)為開采過后工作面端部存在滑移破裂區(qū)、拉壓裂隙區(qū)和壓裂隙區(qū)[21]，見圖4。

滑移破裂區(qū)內(nèi)巖層產(chǎn)生明顯斷裂，采空區(qū)穩(wěn)定后該區(qū)域向采空區(qū)滑移；拉壓裂隙區(qū)是指沿移動(dòng)角與邊界角向上區(qū)域范圍巖層，在破斷巖體對(duì)其的拉力和上覆巖層產(chǎn)生的壓力共同作用下，巖層裂隙較為發(fā)育；壓裂隙區(qū)是指邊界角以外的區(qū)域的巖層，在上覆巖層壓力即側(cè)向支承壓力作用下產(chǎn)生裂隙。

圖3 大采高綜放面端部裂隙場(chǎng)分布

采空區(qū)穩(wěn)定前，工作面端部可能形成的下位懸臂梁-上位砌體梁結(jié)構(gòu)（見圖4），工作面剛推過，采空區(qū)覆巖垮落運(yùn)動(dòng)尚未充分，由于厚煤層開采高度大，可能存在低位關(guān)鍵層形成懸臂梁結(jié)構(gòu)，高位關(guān)鍵層形成砌體梁結(jié)構(gòu)。懸臂梁結(jié)構(gòu)的形成與否受未放煤長(zhǎng)度的影響，當(dāng)未放煤長(zhǎng)度大于低位關(guān)鍵層破斷步距時(shí)，低位關(guān)鍵層破斷巖塊在垮落線附近仍能鉸接結(jié)構(gòu)，當(dāng)未放煤長(zhǎng)度小于低位關(guān)鍵層破斷步距時(shí)，低位關(guān)鍵巖層破斷后形成懸臂梁結(jié)構(gòu)。高位關(guān)鍵層破斷特征為，裂隙發(fā)育位置滯后工作面，且在回采巷道實(shí)體煤側(cè)即高位關(guān)鍵巖層裂隙發(fā)育至煤柱外側(cè)。

圖4 采空區(qū)穩(wěn)定前端部懸臂梁結(jié)構(gòu)

待采空區(qū)穩(wěn)定后，懸臂梁破斷向采空區(qū)運(yùn)移，形成三角滑移區(qū)，在工作面端部水平方向由覆巖運(yùn)動(dòng)特點(diǎn)為依據(jù)，以巖層的垮落角、移動(dòng)角、邊界角以及側(cè)向支承壓力峰值為邊界形成得垮落區(qū)、三角滑移區(qū)、拉裂隙區(qū)和壓裂隙區(qū)，裂隙場(chǎng)分布特征見圖5。三角形滑移區(qū)邊界出現(xiàn)明顯斷裂，并向采空區(qū)方向回轉(zhuǎn)滑移，移動(dòng)角邊界與裂隙角邊界區(qū)域內(nèi)的巖層產(chǎn)生的裂隙主要受巖層往采空區(qū)運(yùn)動(dòng)下沉產(chǎn)生的拉裂隙，壓裂隙區(qū)裂隙或斷裂的發(fā)育情況主要受側(cè)向支承壓力大小的影響。

采空區(qū)穩(wěn)定后，以高位關(guān)鍵層B與A破斷處垂直往下交于支承壓力曲線的點(diǎn)大致在應(yīng)力降低區(qū)邊界點(diǎn)附近，原因在于B塊及其以上的荷載不需要完全由其下方巖層承擔(dān)。

圖5 裂隙場(chǎng)分布特征圖

2.2 確定合理掘巷位置及煤柱寬度

按留設(shè)煤柱寬度的大小，可將煤柱分為：大于大煤柱，即煤柱寬度大于25 m；中煤柱，煤柱寬度為8 m～25 m之間柱；小煤柱，煤柱寬度小于8 m；以及無(wú)煤柱。小煤柱（又稱為沿空掘巷）（如圖6）即是將下一個(gè)工作面的區(qū)段巷道布置在上一個(gè)工作面端部的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，減小側(cè)向支承壓力對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響，煤柱寬度取決于應(yīng)力降低區(qū)的大小，應(yīng)力降低區(qū)范圍大，則煤柱寬度可適當(dāng)加大，相反，煤柱寬度應(yīng)適當(dāng)減小，但總的原則是，在滿足瓦斯、水、火等安全的前提下，煤柱越小越好。

煤柱的合理留設(shè)寬度應(yīng)保證“沿空巷道寬度+煤柱寬度”小于側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)，一般根據(jù)煤層厚度的不同將小煤柱的留設(shè)寬度細(xì)化為特厚煤層小于8 m，中厚煤層小于5 m，薄煤層小于3 m。

根據(jù)極限平衡理論，煤柱的塑性區(qū)范圍可以由下式計(jì)算得出[21]：

式中，xl為煤柱一側(cè)塑性區(qū)寬度，m；M為煤層開采厚度，m；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦系數(shù)；φ為煤體的內(nèi)摩擦角，°；K為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為煤層上覆巖層平均容重，N/m3；H為煤層埋藏深度，m；C為煤體的內(nèi)聚力，MPa；Px為外界對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，t/m2；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)

由式1可以看出，煤柱的塑性區(qū)寬度受開采深度、開采厚度等因素影響，隨著采深和開采煤厚的增加，高強(qiáng)度開采帶來(lái)的高應(yīng)力，使工作面端部煤巖破壞，塑性區(qū)范圍增大，應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，工作面周邊應(yīng)力降低區(qū)的范圍擴(kuò)大。

用數(shù)值模擬方法可以得到工作面端部支承壓力分布規(guī)律，以指導(dǎo)小煤柱寬度的確定，圖7為塔山礦8204工作面釆厚15 m時(shí)數(shù)值模擬的側(cè)向支承壓力分布的分析結(jié)果。

圖6 塔山礦8204工作面釆厚15 m時(shí)數(shù)值模擬的側(cè)向支承壓力分布

2.3 沿空掘巷的合理時(shí)間

工作面回采后，頂板巖層破斷垮落的運(yùn)動(dòng)過程是從下位向上逐漸發(fā)展，直至地面，從時(shí)間上看，下位巖層先垮落，上位巖層后垮落，從直接頂垮落到地面穩(wěn)定需要一定的時(shí)間，其時(shí)間長(zhǎng)短與埋藏深度和覆巖結(jié)構(gòu)有關(guān)，就大同地區(qū)而言，一般在一年以上。

采空區(qū)穩(wěn)定之前，上位關(guān)鍵巖層中的B巖塊尚未斷裂，三角滑移區(qū)還未形成，側(cè)向支承壓力曲線的分布由懸臂梁控制，受低位關(guān)鍵層和高位關(guān)鍵層及其以上巖層運(yùn)動(dòng)的影響，如圖5。采空區(qū)穩(wěn)定后，三角形滑移區(qū)運(yùn)動(dòng)特征為整體在采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn)下沉，與煤柱上方巖體存在水平力的聯(lián)系，垂直荷載分解為朝向采空區(qū)的力與下方煤巖體需承擔(dān)的荷載，使得煤柱上方的應(yīng)力減小，但受穩(wěn)定前側(cè)向支承壓力的影響，煤幫塑性區(qū)范圍擴(kuò)大，使穩(wěn)定后側(cè)向支承壓力范圍較穩(wěn)定前側(cè)向支承壓力分布范圍大。其分布如圖8所示。

圖7 采空區(qū)穩(wěn)定前后側(cè)向支承壓力分布

由圖7可知，相對(duì)于采空區(qū)穩(wěn)定后下區(qū)段煤層的側(cè)向應(yīng)力分布情況，采空區(qū)穩(wěn)定前的側(cè)向應(yīng)力峰值較大且其應(yīng)力降低區(qū)范圍較小。采空區(qū)穩(wěn)定后，側(cè)向應(yīng)力峰值降低，應(yīng)力降低區(qū)范圍增大，有利于沿空巷道的布置與穩(wěn)定。

3 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用實(shí)例

3.1 塔山煤礦

3.1.1 工作面概況

塔山煤礦8204綜放工作面開采3-5#煤層，位于二盤區(qū)東部，與8202和8206采空區(qū)相鄰，8202工作面于2009年11月回采結(jié)束，8206工作面于2010年8月回采結(jié)束。8204工作面傾向長(zhǎng)162 m，走向長(zhǎng)1 100 m，采高3.5 m，采放比為1：2.6，工作面2204進(jìn)風(fēng)、5204回風(fēng)，8204頂抽巷為頂回風(fēng)，一進(jìn)兩回三巷布置，5204回風(fēng)巷與8206采空區(qū)間留設(shè)小煤柱，8204工作面布置情況如圖8所示，其小煤柱沿空掘巷的應(yīng)用地質(zhì)特征為一側(cè)臨采空區(qū)，一側(cè)為實(shí)體煤。

圖8 8204工作面及沿空掘巷布置圖

8204綜放工作面煤層厚11.81 m～17.76 m，平均厚14.83 m，平均埋深約500 m，傾角2°～6°，平均傾角3°。煤層直接頂為炭質(zhì)泥巖、泥巖，厚度為17.72 m；老頂為中粒砂巖，厚度為7.4 m，結(jié)構(gòu)均一，具厚層狀；直接底為炭質(zhì)泥巖，厚度為2.51 m，局部賦存砂質(zhì)泥巖；老底為粗砂巖、中砂巖，厚度為20.83 m。

3.1.2 沿空掘巷及巷道布置參數(shù)

8206工作面于2010年8月回采完畢，距8204工作面巷道掘進(jìn)時(shí)間間隔近5年，采空區(qū)覆巖已經(jīng)處于穩(wěn)定狀態(tài)。采用相似模擬及理論分析的方法[22]對(duì)8206工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力的分布特征進(jìn)行研究，結(jié)果表明，8206工作面煤體側(cè)向支承壓力降低區(qū)范圍為11 m，為保證巷道與煤柱均位于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，同時(shí)保證煤柱具有良好的隔絕水、瓦斯的能力，設(shè)計(jì)區(qū)段煤柱寬度為6 m，見圖9。

圖9 8204工作面布置示意圖

3.1.3 巷道支護(hù)參數(shù)

5204巷斷面形狀為矩形，寬度5.2 m，高度3.6 m，沿煤層底板掘進(jìn)，頂煤11.4 m，為全煤巷。結(jié)合5204巷實(shí)際地質(zhì)條件及現(xiàn)場(chǎng)施工經(jīng)驗(yàn)，形成特厚煤層沿空掘巷聯(lián)合支護(hù)方案，確定巷道兩幫采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨桿支護(hù)系統(tǒng)，頂板采用錨網(wǎng)索聯(lián)合強(qiáng)力支護(hù)控制巷道變形。具體支護(hù)參數(shù)及斷面支護(hù)示意圖見圖10。

圖10 5204巷支護(hù)斷面圖

1）巷道頂板支護(hù)

巷道頂板采用錨桿-錨索聯(lián)合支護(hù)，錨桿采用高強(qiáng)讓壓錨桿，每7根加W鋼帶，距巷道兩幫200 mm各打一根錨桿，與水平面夾角75°，其余皆垂直頂板，錨桿加長(zhǎng)錨固。頂部錨索皆垂直于頂板，腮部錨索與水平夾角45°，與巷道頂部錨索間隔布置，錨索采用端頭錨固。支護(hù)材料及參數(shù)見表1。

表1 巷道頂板支護(hù)材料及參數(shù)表

2）巷道兩幫支護(hù)

巷道兩幫采用錨桿-鋼帶托盤-金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，頂錨桿與水平方向夾角為10°（向上），底錨桿與水平方向夾角為20°（向下），中間2根錨桿垂直巷幫。具體支護(hù)材料及參數(shù)見表2。

表2 巷道兩幫支護(hù)材料金參數(shù)表

3.1.4 應(yīng)用效果分析

8216工作面的2214巷與5204巷同期掘進(jìn)，其與上工作面采空區(qū)之間留設(shè)寬煤柱，煤柱寬度38 m，8216工作面布置平面圖如圖11所示。對(duì)5204巷和2214巷掘進(jìn)和回采期間的巷道變形進(jìn)行連續(xù)觀測(cè)，對(duì)大、小煤柱巷道圍巖變形進(jìn)行分析。

圖11 8216工作面布置平面圖

1）掘進(jìn)期間巷道變形量分析

圖14為采用大煤柱護(hù)巷和小煤柱護(hù)巷兩種方式時(shí)，掘進(jìn)期間巷道變形量變化曲線。

圖12 大小保護(hù)煤柱尺寸時(shí)巷道移近量

通過圖12比較可以看出，掘進(jìn)期間留設(shè)大煤柱與小煤柱護(hù)巷巷道變形量有較大差異，大煤柱巷道兩幫變形量是小煤柱變形量的3倍，頂?shù)装逡平渴切∶褐锏理數(shù)装逡平康?.5倍。留小煤柱時(shí)巷道掘進(jìn)影響期為10～15天，留大煤柱時(shí)掘進(jìn)影響期為20～25天，留小煤柱比留大煤柱掘進(jìn)影響期短，圍巖穩(wěn)定所需時(shí)間較短。

2）回采期間巷道變形量分析

為充分展現(xiàn)超前支承壓力對(duì)巷道變形量的影響，在距工作面前方超前支承壓力影響范圍之外布置測(cè)點(diǎn)，小煤柱工作面選取距切眼410 m處布置測(cè)點(diǎn)（C1測(cè)點(diǎn)），大煤柱工作面選取在距切眼880 m（距工作面300 m）處布置測(cè)點(diǎn)，巷道變形量結(jié)果如圖15所示。

圖13 小煤柱與大煤柱巷道變形量變化曲線

由圖13（a）、（b）中看出，小煤柱巷道兩幫和頂?shù)装逡平亢鸵平俾孰S著工作面的推進(jìn)都在增大，兩幫最大移近量為214 mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?32 mm，兩幫最大移近速率為57 mm/d，頂?shù)装遄畲笠平俾蕿?9 mm/d，巷道超前支承壓力峰值在工作面前方30 m左右，超前支承壓力影響范圍在80 m～100 m。

大煤柱巷道兩幫和頂?shù)装逡平亢鸵平俾释瑯与S著工作面的推進(jìn)都在增大，回采期間巷道兩幫最大移近量為1 050 mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?00 mm，兩幫移近量大于頂?shù)装逡平?，超前工作?0 m～120 m范圍內(nèi)，頂?shù)装逡平看笥趦蓭鸵平?，底鼓較為嚴(yán)重，使得整體頂?shù)装逡呀?jīng)量大于兩幫移近量，巷道超前支承壓力峰值在工作面前方40 m～60 m，超前支承壓力影響范圍在300 m。

對(duì)比大小煤柱巷道掘進(jìn)和回采期間圍巖控制效果可知，留大煤柱時(shí)巷道兩幫和頂?shù)装逡平棵黠@大于留設(shè)小煤柱巷道?；夭善陂g留大煤柱時(shí)的兩幫移近量約為留小煤柱時(shí)的5倍，頂?shù)装逡平考s為留小煤柱的4.5倍，且無(wú)論是超前支承壓力影響范圍還是超前支承壓力峰值所在位置，留大煤柱都要大于留小煤柱，證明大煤柱巷道處于應(yīng)力增高區(qū)，由于承受較大的超前支撐應(yīng)力，使得巷道穩(wěn)定性較差；而小煤柱巷道處于相對(duì)較低的應(yīng)力區(qū)，巷道必須變形量較小，同時(shí)小煤柱巷道也減少了后期巷道維護(hù)的工程及費(fèi)用。上述結(jié)果表明，大采高綜放面留設(shè)小煤柱是可行且有利的，留設(shè)小煤柱配合合理的支護(hù)方式可以取得較好的圍巖控制效果。

3.2 麻家梁煤礦

3.2.1 工作面概況

麻家梁礦初期以山西組4#煤層為主采煤層，設(shè)置一采區(qū)和二采區(qū)兩個(gè)生產(chǎn)采區(qū)。14203-1工作面位于礦井二采區(qū)的中東部，工作面傾向長(zhǎng)182 m，走向長(zhǎng)度2 870 m。14203-1工作面是14205回采工作面的接替面，兩側(cè)均為采空區(qū)，為孤島工作面，西側(cè)為14204綜放工作面（2016年8月回采結(jié)束），東側(cè)為14202綜放工作面（2015年11月回采結(jié)束），在14203-1工作面巷道掘進(jìn)期間兩側(cè)采空區(qū)已經(jīng)穩(wěn)定。14203-1輔助運(yùn)輸順槽于2013年11月掘成，與14202綜放工作面區(qū)段煤柱寬度為19.5 m，為控制巷道變形在14203-1輔助運(yùn)輸順槽一側(cè)開卸壓巷，14203-1輔助運(yùn)輸順槽與卸壓巷（14203輔助運(yùn)輸順槽）間的煤柱寬度為5 m，14203-1膠帶運(yùn)輸順槽與14204綜放工作面間留設(shè)區(qū)段煤柱為7 m。采用一進(jìn)一回兩巷布置，其中14203-1膠帶運(yùn)輸順槽和14203-1輔助運(yùn)輸順槽均沿煤層底板掘進(jìn)。具體工作面布置情況如圖14所示，其小煤柱沿空掘巷的應(yīng)用地質(zhì)特征為孤島工作面。

圖14 14203-1工作面回采巷道布置方式圖

14203-1工作面平均煤厚9.5 m左右。傾角1°～6°，平均3°，煤質(zhì)穩(wěn)定，硬度中硬，普氏硬度為3，平均密度為1.44 t/m3，埋深560 m～602 m。以暗煤為主，次為亮煤，含鏡煤條帶，瀝青光澤。煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，煤層中含1～4層夾矸，夾矸厚0.02 m～0.60 m，夾矸的巖性主要以黑色高嶺巖、褐灰色高嶺質(zhì)泥巖、灰黑色炭質(zhì)泥巖為主。

3.2.2 巷道支護(hù)方式

14203-1膠帶運(yùn)輸順槽設(shè)計(jì)為矩形斷面，掘進(jìn)寬度5.5 m，高度3.8 m，掘進(jìn)斷面18.72 m2，結(jié)合14203-1工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件和所處的力學(xué)環(huán)境，巷道支護(hù)形式為錨桿-錨索-W型鋼帶-JW型高強(qiáng)度鋼帶-組合錨索-金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。

1）巷道頂板支護(hù)

巷道頂板選用左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，距巷幫500 mm處各打一根錨桿，與水平夾角為75°，中間錨桿均垂直頂板，每六根錨桿加W型鋼帶。錨索選擇兩種不同型號(hào)交替布置6根，均與頂板垂直，錨索吊JW型高強(qiáng)度鋼帶及金屬網(wǎng)，腮部錨索懸吊短節(jié)工字鋼，每?jī)膳佩^桿中部加一套組合錨索。

2）巷道兩幫支護(hù)

幫部錨桿選用左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，頂錨桿與水平方向夾角為10°（向上），底錨桿與水平方向夾角為20°（向下），中間錨桿垂直煤幫（煤柱側(cè)錨桿交替換成中間錨索），錨桿懸吊W型鋼護(hù)板及金屬網(wǎng)護(hù)表。在煤柱側(cè)頂部增加一組錨索，懸吊JW型鋼帶及金屬網(wǎng)護(hù)表。

3.2.3 應(yīng)用效果分析

14203-1膠帶運(yùn)輸順槽掘進(jìn)期間，在掘進(jìn)頭位置布置測(cè)站，對(duì)布置測(cè)站的巷道表面位移和頂板離層進(jìn)行不間斷的觀測(cè)，監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)變化曲線如圖15。

圖15 14203-1膠帶運(yùn)輸順槽圍巖變形參數(shù)及頂板離層監(jiān)測(cè)曲線

由圖15可知，順槽從掘進(jìn)擾動(dòng)到穩(wěn)定兩幫最大移近量為530 mm，其中煤柱幫移近317 mm，采煤幫移近213 mm，兩幫最大移近速率32 mm/d；頂?shù)装遄畲笠平繛?51 mm，其中頂板下沉220 mm，底鼓131 mm，頂?shù)装遄畲笠平俾?4 mm/d。巷道圍巖變形在開挖初期較快，后逐漸減小，19 d后巷道變形速率緩慢。

順槽頂板離層深基點(diǎn)離層值最大為72 mm，淺基點(diǎn)離層值最大為22 mm，淺基點(diǎn)—深基點(diǎn)之間離層值最大為50 mm，且離層量小，均在可控范圍內(nèi)。

通過分析監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，14203-1膠帶運(yùn)輸順槽位于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，頂板離層主要發(fā)生在錨桿錨固端與錨索錨固端之間，采用的錨網(wǎng)索耦合支護(hù)能有效地控制了掘巷期間圍巖變形，巷道圍巖變形能滿足本工作面回采的要求。

3.3 同忻煤礦

3.3.1 工作面概況

同忻礦井8102工作面位于3-5#煤層北一盤區(qū)，東部為實(shí)煤區(qū)，北部為8103采空區(qū)（2015年回采完畢），西部為盤區(qū)大巷，南部為8101采空區(qū)（2010年回采完畢），8102工作面為孤島工作面，在8120工作面巷道掘進(jìn)期間兩側(cè)采空區(qū)已經(jīng)穩(wěn)定。8102工作面距上覆14#煤層約為180 m，14#煤層采空區(qū)位置與8102工作面斜交，其中上覆盤區(qū)巷遺留保護(hù)煤柱與采空區(qū)之間留設(shè)的15 m～30 m區(qū)段煤柱對(duì)8102工作面的巷道壓力以及工作面壓力產(chǎn)生影響，8102工作面及其上覆煤層遺留煤柱位置圖如圖16所示，其小煤柱沿空掘巷的應(yīng)用地質(zhì)特征為孤島工作面且上層煤存在遺留煤柱。

圖16 8102工作面及上煤層遺留煤柱位置圖

8102工作面傾向長(zhǎng)度240.25 m，2102順槽長(zhǎng)1 822.66 m，5102順槽長(zhǎng)1 831.05 m，2102巷和5102巷與兩側(cè)采空區(qū)間均留設(shè)6m小煤柱。8102工作面平均厚度為16.7 m，煤層傾角平均為1°，為半暗型煤層，中夾半亮型煤，性脆易碎，煤層中夾矸5～10層，巖性一般為高嶺巖、沙質(zhì)泥巖和炭質(zhì)泥巖。

3.3.2 巷道支護(hù)方案

2012順槽與5102順槽均為矩形斷面，2102順槽斷面尺寸為5.5 m×3.7 m，5102順槽斷面尺寸為5.2 m×3.95 m，由于8102工作面存在上覆煤層遺留煤柱的應(yīng)力集中影響，在對(duì)沿空留巷進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)要充分考慮上煤層煤柱影響區(qū)和非煤柱影響區(qū)的區(qū)別，在上層煤柱影響范圍以及上層實(shí)體煤與采空區(qū)交界處前后50m范圍內(nèi)進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。以2102巷為例，支護(hù)參數(shù)如下。

3.3.2.1 非上層煤柱影響區(qū)域支護(hù)

1）巷道頂板支護(hù)

錨桿采用φ22×3 100 mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，每排7根加W型鋼帶，距巷道兩幫350 mm各打一根錨桿，錨桿與水平面夾角75°，其與錨桿皆垂直頂板，錨桿排間距900 mm×800 mm，懸吊W型鋼帶及金屬網(wǎng)護(hù)表，金屬網(wǎng)為100 mm×100 mm的φ6圓鋼金屬網(wǎng)。錨索選用φ21.8mm×8 300 mm鋼絞線，每2排錨桿打一排錨索，錨索排間距為2 700 mm×800 mm，均垂直頂板，錨索吊JW型高強(qiáng)度鋼帶及金屬網(wǎng)護(hù)表。巷道腮部錨索選用φ21.8 mm×5 000 mm鋼絞線，與水平成75°夾角，排距900 mm，錨索吊600 mm短節(jié)工字鋼。每?jī)膳佩^桿之間加一套組合錨索，組合錨索排間距2 700 mm×3 050 mm。

2）巷道兩幫支護(hù)

錨桿選用φ22×3 100 mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，錨索選用φ21.8×5 300 mm鋼絞線（采煤側(cè)）和φ21.8×4 300 mm鋼絞線（煤柱側(cè)）。距巷道頂300 mm打1根錨索與水平方向夾角為15°（向上偏），距巷道底400 mm打1根錨桿與水平方向夾角為10°（向下偏），第2排錨桿與錨索交替布置，第3排為錨桿，支護(hù)體間排間距為900 mm×1 000 mm，懸掛W型鋼護(hù)板及金屬網(wǎng)護(hù)表。另外，在采煤幫距巷道底2 900 mm布置一排錨索，間距900 mm，懸掛JW型鋼帶及金屬網(wǎng)護(hù)表。

3.3.2.2 上層煤柱影響區(qū)域支護(hù)

與非上層煤柱影響區(qū)巷道支護(hù)方式相比，為加強(qiáng)巷道在上層煤煤柱影響下的穩(wěn)定性，主要在之前的支護(hù)方式上做出如下強(qiáng)化措施：

1）在巷道頂板支護(hù)方面，在非上層煤柱影響區(qū)巷道支護(hù)基礎(chǔ)上，將兩排錨桿間的組合錨索數(shù)由2套改為3套，組合錨索排間距為2 700 mm×2 000 mm；

2）在巷道兩幫支護(hù)方面，將采煤幫錨索由φ21.8-1×19-5 300 mm鋼絞線改為φ21.8-1×19-6 500 mm鋼絞線，將第2排由錨桿與錨索交替布置改為全錨索布置，即巷道幫部為上部2根錨索，下部2根錨桿。

3.3.3應(yīng)用效果分析

直至2018年11月1日，2012巷和5012巷分別掘進(jìn)515 m和443 m，以2102巷為例，在掘進(jìn)巷道中心線每隔50 m設(shè)一組觀測(cè)站，觀測(cè)內(nèi)容包括巷道表面位移和頂板離層。

1）巷道變形觀測(cè)結(jié)果，兩幫最大變形量為410 mm，頂?shù)装遄畲笞冃瘟繛?50 mm，巷道整體性良好。

2）頂板離層監(jiān)測(cè)結(jié)果，頂板最大離層發(fā)生距交叉點(diǎn)50 m處，深基點(diǎn)讀數(shù)為28 mm，淺基點(diǎn)讀數(shù)為0，相對(duì)位移28 mm，巷道距掘進(jìn)期間巷道頂板完整性良好，沒有錨桿支護(hù)失效現(xiàn)象發(fā)生。

4 結(jié)論

（1）特厚煤層大采高綜放工作面采空區(qū)穩(wěn)定前其端部下位懸臂梁-上位砌體梁結(jié)構(gòu)，采空區(qū)穩(wěn)定后懸臂梁結(jié)構(gòu)斷裂形成三角滑移區(qū)，形成穩(wěn)定的側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)，為小煤柱巷道布置提供了時(shí)間空間；“小煤柱+沿空掘巷”的合理位置應(yīng)位于采空區(qū)穩(wěn)定后端部側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)范圍內(nèi)，從巷道維護(hù)角度，小煤柱寬度越小越好。

（2）特厚煤層大采高綜放工作面采空區(qū)穩(wěn)定前后覆巖結(jié)構(gòu)不同，側(cè)向應(yīng)力場(chǎng)分布特征不同，采空區(qū)穩(wěn)定后較穩(wěn)定前的側(cè)向應(yīng)力分布范圍增大、應(yīng)力峰值降低，有利于小煤柱沿空掘巷的布置和小煤柱巷道的穩(wěn)定，巷道合理掘進(jìn)的時(shí)機(jī)應(yīng)該在上區(qū)段工作面開采后一年左右為宜。

（3）在一側(cè)采空一側(cè)實(shí)體煤（塔山礦）、孤島工作面（麻家梁礦）、上煤層遺留煤柱下的孤島工作面（同忻礦）等不同開采條件下的特厚煤層大采高綜放工作面應(yīng)用小煤柱沿空掘巷技術(shù)，結(jié)果表明，與同等條件下的大煤柱相比，小煤柱沿空掘巷的巷道變形量大大減小、巷道維護(hù)狀況得到明顯改善，工作面煤炭回采率提高15%左右，技術(shù)經(jīng)濟(jì)效益明顯。