康紅普，張 曉，王東攀，田錦州，伊鐘玉，蔣 威

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；2. 煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院，北京 100013；3. 煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京 100013)

煤柱是井工煤礦開采過程中，為了保證煤炭生產(chǎn)與安全而保留的、暫時或永久不開采的煤體。煤柱有多種類型，包括地面建(構(gòu))筑物保護煤柱，隔離煤柱，護巷煤柱等。其中護巷煤柱包括大巷、集中巷、上下山及回采巷道保護煤柱。煤柱很重要的參數(shù)是寬度、高度及寬高比。隨著煤礦開采深度不斷增加，要求的煤柱寬度越來越大，顯著影響煤炭資源回收率；另外，不合理的煤柱會引起應(yīng)力集中，導(dǎo)致巷道大變形，出現(xiàn)沖擊地壓等災(zāi)害，威脅煤礦安全生產(chǎn)。

無煤柱開采是通過合理的開拓部署、采煤工作面和巷道布置及采掘順序，取消護巷煤柱的采煤方法。其主要優(yōu)越性表現(xiàn)為：消除煤柱引起的應(yīng)力集中，使巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，有利于巷道維護；可降低由煤柱集中應(yīng)力引起的煤與瓦斯突出、沖擊地壓等動力災(zāi)害；顯著減少巷道掘進量，降低礦井掘進率，有利于緩解采掘接續(xù)緊張；減少煤炭損失，提高煤炭資源回收率；改善采煤工作面通風(fēng)系統(tǒng)，有利于解決瓦斯問題。

無煤柱開采有多種形式，按照巷道與煤層開采的時空關(guān)系，可分為跨巷無煤柱開采、回采巷道無煤柱開采及采空區(qū)形成或掘進巷道無煤柱開采，如圖1所示。跨巷開采有跨大巷、集中巷、上下山等開采；回采巷道無煤柱開采主要有沿空留巷與沿空掘巷2種方式；采空區(qū)形成或掘進巷道是在采空區(qū)維護巷道或在穩(wěn)定、壓實的采空區(qū)內(nèi)新掘進巷道；留掘復(fù)合是沿空留巷與沿空掘巷混合使用。

圖1 無煤柱開采方法分類Fig.1 Types of non-pillar coal mining methods

在國際上，蘇聯(lián)、英國、德國、法國、加拿大、波蘭等國家很早就開展了無煤柱開采技術(shù)的研究試驗與推廣應(yīng)用。20世紀30年代，蘇聯(lián)一些煤礦就開始進行不留煤柱、砌筑充填帶的無煤柱開采試驗。當(dāng)時充填帶材料以矸石為主，來源于采掘過程中出現(xiàn)的矸石，矸石運送、砌筑的勞動量很大，效率比較低。為了克服上述缺點，20世紀70年代，蘇聯(lián)開展了爆破頂板形成矸石帶的試驗，通過爆破放頂在巷道旁形成矸石帶，但只適用于薄煤層，放頂高度為煤層厚度的2倍左右。

20世紀50年代，英國、德國、波蘭等主要產(chǎn)煤國家陸續(xù)開展了沿空留巷研究與試驗。英國在20世紀70年代開發(fā)出高水速凝材料及配套泵送充填系統(tǒng)。德國采用石膏作為巷旁充填支護，開發(fā)出配套充填工藝、設(shè)備，解決了大斷面巷旁支護難題。后來又開發(fā)出混凝土充填、膏體充填材料與系統(tǒng)，在深部開采的沿空留巷中得到推廣應(yīng)用。

我國無煤柱開采技術(shù)的研究與試驗始于20世紀50年代。應(yīng)用初期，沿空留巷基本限于薄煤層，主要采用矸石帶作為巷旁支護；在中厚煤層、厚煤層分層開采中進行了沿空掘巷試驗并取得成功。20世紀60年代在中厚煤層中進行了沿空留巷試驗；沿空掘巷在多個礦區(qū)得到應(yīng)用，將20 m左右的回采巷道煤柱縮小到2～3 m，甚至完全取消煤柱。20世紀70年代采用無煤柱開采技術(shù)的礦井顯著增加。1977年煤炭工業(yè)部在兗州召開了無煤柱技術(shù)座談會，對無煤柱開采技術(shù)的推廣應(yīng)用起到積極的推動作用。1981年煤炭工業(yè)部頒發(fā)了《關(guān)于推行無煤柱開采的暫行規(guī)定(試行)》，要求適宜條件下推廣應(yīng)用無煤柱開采技術(shù)；20世紀80年代我國引進了英國、德國充填材料及泵送、風(fēng)力充填工藝設(shè)備，并進行了自主研發(fā)，進一步擴大了沿空留巷的應(yīng)用范圍。但是，在20世紀90年代到21世紀初，由于采煤工作面產(chǎn)量與推進速度的大幅提高，巷道斷面顯著加大，無煤柱開采，特別是沿空留巷不能滿足要求，很多礦井采用了工作面多巷布置方式，使得沿空留巷技術(shù)發(fā)展緩慢。

進入21世紀，無煤柱開采取得新進展。在沿空留巷方面，袁亮開發(fā)出鋼膜膏體充填墻式巷旁支護技術(shù)，及配套施工機具與設(shè)備，在淮南礦區(qū)的多個煤礦推廣應(yīng)用，實現(xiàn)了Y型通風(fēng)，解決了深部高瓦斯、低透氣性煤與瓦斯共采技術(shù)難題；中國礦業(yè)大學(xué)在高水充填巷旁支護材料改進與完善、沿空留巷圍巖變形規(guī)律與控制技術(shù)方面做了大量工作，并將大斷面沿空留巷應(yīng)用于厚煤層綜放工作面，擴展了沿空留巷的應(yīng)用范圍；何滿潮等基于切頂短臂梁理論和聚能爆破機制，提出無煤柱切頂自成巷技術(shù)及工藝；西安科技大學(xué)開發(fā)出柔模混凝土墻式巷旁充填支護技術(shù)及設(shè)備，在多個礦井得到推廣應(yīng)用。在沿空掘巷方面，侯朝炯等提出沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)模型和穩(wěn)定性原理，研究了錨桿支護強度對小煤柱穩(wěn)定性的作用，提出沿空掘巷合理的錨桿支護參數(shù)。高強度錨桿錨索支護技術(shù)在沿空掘巷中得到廣泛應(yīng)用，提高了沿空掘巷圍巖控制效果及應(yīng)用范圍。

筆者分析不同無煤柱開采方法，包括沿空留巷、沿空掘巷、跨巷開采及采空區(qū)維護巷道的類型，圍巖變形、破壞特征與圍巖控制技術(shù)；介紹沿空留巷最新應(yīng)用實例，并提出無煤柱開采圍巖控制的發(fā)展方向。

1 沿空留巷

沿空留巷是在采煤工作面后方采用一定支護方式，沿采空區(qū)邊緣保留回采巷道，為下一個工作面服務(wù)的巷道布置方式。

1.1 不同開采系統(tǒng)的沿空留巷類型

國內(nèi)外煤礦長壁式工作面開采系統(tǒng)主要分為后退式開采與前進式開采。在兩大開采系統(tǒng)中均可采用沿空留巷，分為后退式開采沿空留巷、前進式開采沿空留巷及往復(fù)式開采沿空留巷，如圖2所示。另外，沿空留巷可在充填開采工作面應(yīng)用，對沿空留巷的維護非常有利。

圖2 不同開采系統(tǒng)的沿空留巷類型Fig.2 Types of entries retained along gob side in various coal mining systems

自20世紀50年代以來，長壁工作面后退式開采在我國絕大多數(shù)煤礦得到廣泛應(yīng)用，成為我國最主要的開采方法。后退式開采系統(tǒng)需要預(yù)先掘進回采巷道和開切眼，形成通風(fēng)系統(tǒng)，然后在開切眼安裝開采設(shè)備進行回采。如圖2(a)所示，沿空留巷在采煤工作面后方實施，一般將上一個工作面的運輸巷保留用作下一個工作面的回風(fēng)巷，也可保留回風(fēng)巷，有利于實現(xiàn)工作面Y型通風(fēng)。后退式開采系統(tǒng)最大的優(yōu)勢是采掘工作獨立進行、互不干擾，而且預(yù)先掘進的回采巷道可起到探測煤層條件變化和地質(zhì)構(gòu)造的作用。這種開采系統(tǒng)的主要缺點是前期巷道掘進工程量大，巷道維護時間較長。

前進式開采是從大巷或采區(qū)上山向采區(qū)邊界推進開采的采煤方法，其主要特點是掘進與采煤同一方向、同時推進，甚至實現(xiàn)采掘一體化，取消掘進作業(yè)。前進式開采的顯著優(yōu)勢是掘進率低，采煤工作面投產(chǎn)快，巷道維護時間較短，有利于緩解采掘接替緊張等。因此，在20世紀70～80年代，前進式開采在英國、德國、法國、波蘭等世界主要產(chǎn)煤國家得到廣泛應(yīng)用，占比很高，如英國占80%,西德占60%,波蘭占30%～40%。根據(jù)采煤工作面與兩端回采巷道的相對位置、施工時間，前進式開采巷道布置主要有5種方式，如圖3所示。圖3(a)為有一條回采巷道預(yù)先掘出或留巷，另外一條回采巷道超前采煤工作面掘進一段距離，該回采巷道隨工作面推進沿空留巷；圖3(b)為有一條回采巷道預(yù)先掘出或留巷，另外一條回采巷道不預(yù)先掘進，與采煤工作面同步推進，該回采巷道隨工作面推進沿空留巷；圖3(c)為2條回采巷道均超前采煤工作面預(yù)先掘進一段距離，隨工作面推進均沿空留巷；圖3(d)為有一條回采巷道超前采煤工作面預(yù)先掘進一段距離，另外一條回采巷道不預(yù)先掘進，兩回采巷道隨工作面推進均沿空留巷；圖3(e)為2條回采巷道均不預(yù)先掘進，隨工作面推進均沿空留巷?？梢?，前進式開采必須要進行沿空留巷。當(dāng)回采巷道超前采煤工作面掘進時，可采用常規(guī)的掘進方法掘巷；當(dāng)回采巷道不超前采煤工作面掘進，而是與工作面齊頭并進時，可采用采煤機截割出回采巷道斷面，實現(xiàn)采掘一體化。前進式開采的主要缺點是：對于超前工作面預(yù)先掘進一段回采巷道的方式，掘進通風(fēng)與運輸復(fù)雜，還與采煤工作面互相影響；對于采掘工作面齊頭并進方式，一是無預(yù)先掘進的巷道，無法探測工作面前方煤層條件變化及地質(zhì)構(gòu)造，二是在工作面端頭區(qū)采煤、掘巷、支護、留巷等多個工藝交織在一起，相互影響；沿空留巷的形式、速度及成本顯著影響工作面的推進速度及效益，另外還涉及防漏風(fēng)、防滅火及防水害等安全問題。前進式開采僅在我國少數(shù)礦區(qū)局部采用過，沒有大量推廣應(yīng)用。煤礦安全規(guī)程明確規(guī)定：高瓦斯、突出、有容易自燃或者自燃煤層的礦井，不得采用前進式采煤方法。

圖3 前進式開采巷道布置方式Fig.3 Entry layout patterns of advancing mining systems

前進式沿空留巷無煤柱開采有多種布置方式。圖2(b)左圖方式，1號工作面2條回采巷道與工作面齊頭并進，由采煤機掘出并進行支護后成巷。運輸巷沿空留巷用作2號工作面的回風(fēng)巷，2號工作面的運輸巷也由采煤機掘出并沿空留巷。這種方式屬于不需要預(yù)先掘進巷道的無掘進采煤方法。工作面采用U型通風(fēng)，其最大的缺點是1號工作面運輸巷兩側(cè)都需要巷旁支護，回采巷道壓力大、破壞范圍大，防漏風(fēng)難度大。圖2(b)右圖與左圖方式相比增加了采區(qū)邊界上山，2號工作面開采時工作面后方的回風(fēng)巷不需要再維護，1號工作面運輸巷只需一側(cè)巷旁支護，可實現(xiàn)Z型通風(fēng)。

往復(fù)式開采是前進式與后退式開采的混合。圖2(c)左圖方式1號工作面采用前進式開采，運輸巷沿空留巷用作2號工作面的回風(fēng)巷。2號工作面回采前需提前掘出運輸巷，進行后退式回采，運輸巷在工作面后方沿空留巷。這種方式2個工作面只需掘進一條回采巷道,有利于綜采工作面搬家。由于采用U型通風(fēng)，易造成漏風(fēng)，對沿空留巷的巷旁支護密閉性要求較高。圖2(c)右圖方式，1號工作面采用前進式開采，運輸巷沿空留巷用作2號工作面的回風(fēng)巷。2號工作面開采時，邊采邊掘出運輸巷，并進行沿空留巷。這種方式第2個工作面不需要預(yù)先掘進回采巷道，可實現(xiàn)Z型通風(fēng)。

1.2 沿空留巷圍巖變形與破壞特征

沿空留巷與普通巷道相比圍巖變形與破壞有其顯著的特征。圖4為典型的長壁工作面后退式開采沿空留巷從掘進到報廢全服務(wù)期間圍巖變形曲線?？煞譃?個階段：Ⅰ為巷道掘進引起的變形階段；Ⅱ為掘進影響穩(wěn)定至受到回采影響前的階段；Ⅲ為第1個回采工作面超前支承壓力影響階段；Ⅳ為第1個回采工作面后方留巷圍巖強烈變形階段；Ⅴ為留巷圍巖變形穩(wěn)定階段；Ⅵ為第2個工作面超前支承壓力影響階段。不受采煤工作面采動影響的巷道只有Ⅰ，Ⅱ階段；采煤工作面采過后就廢棄的回采巷道只有Ⅰ，Ⅱ，Ⅲ階段；無預(yù)先掘進的前進式開采回采巷道只有Ⅳ，Ⅴ，Ⅵ階段。沿空留巷變形最顯著的特點在第Ⅳ階段，第Ⅴ，Ⅵ階段與普通巷道也有區(qū)別。

圖4 典型的沿空留巷圍巖變形曲線Fig.4 Typical deformation curve of entry retained along gob side

大量的實測數(shù)據(jù)表明，后退式開采沿空留巷圍巖變形有以下特點：

(1)沿空留巷變形的時間分布特征。從掘進到第2個回采工作面開采完畢，沿空留巷要服務(wù)兩個回采工作面，維護時間遠長于一般巷道。在第1個工作面后方，巷道靠工作面一側(cè)的煤幫不復(fù)存在，頂板下沉、失穩(wěn)、垮落，圍巖變形速度大。與其他階段相比，圍巖變形達到穩(wěn)定所需要的時間長。即使變形達到穩(wěn)定，仍以一定速度流變，在深部、軟巖巷道中尤為突出。受到第2個回采工作面超前支承壓力影響，圍巖變形再次顯著增加，直到巷道報廢。

(2)沿空留巷變形的空間分布特征。沿空留巷的變形與其處于回采工作面前方還是后方及距離有很大關(guān)系。在第1個回采工作面前方一定距離(從數(shù)米到超過100 m不等)開始受到采動影響，隨著回采工作面接近巷道變形不斷增加；在回采工作面后方，沿空留巷一側(cè)是煤體，另一側(cè)為采空區(qū)垮落的矸石，留巷頂板下沉量主要取決于裂隙帶巖層取得平衡之前的下沉量。受煤幫、工作面端頭支架的支承，緊跟工作面后方的一段留巷頂板下沉并不大。隨著遠離工作面，頂板下沉速度不斷增加，伴隨著兩幫移近和底板變形，到一定距離達到最大值。該值隨巷道條件的不同有很大差別，少則小于10 m，多為10～30 m，有的達30～50 m，有些超過50 m。工作面后方再過一定距離后，頂板巖層活動趨于穩(wěn)定，圍巖變形速度顯著降低并達到穩(wěn)定狀態(tài)。該距離少則40～70 m，多為70～150 m，有的達150～200 m，有些超過200 m。在超前第2個回采工作面一定距離又受到采動影響，圍巖變形再次顯著增大。

(3)沿空留巷變形量大小分布特征。沿空留巷的變形量顯著大于同條件的普通巷道，特別是留巷處于第1個回采工作面后方的第Ⅳ階段圍巖變形量占總變形量的比重大。對于高應(yīng)力、軟巖等復(fù)雜條件巷道，圍巖變形往往比較劇烈，巷道需要維修、加固才能滿足第2個工作面的要求。第2個工作面回采引起的圍巖變形量很多小于第Ⅳ階段，但如果沿空留巷支護加固不合理或其他原因，也有可能導(dǎo)致比第Ⅳ階段的圍巖變形更大。

(4)沿空留巷變形的不對稱分布特征。沿空留巷頂板下沉不對稱，頂板向采空區(qū)傾斜，靠采空區(qū)側(cè)的頂板下沉量顯著大于煤幫側(cè)。同時，煤幫穩(wěn)定性和破壞范圍對沿空留巷頂板下沉有明顯影響。如果煤幫破壞嚴重，頂板下沉?xí)蛎后w深部發(fā)展；沿空留巷兩幫變形不對稱，主要原因是煤體與巷旁充填體的強度、剛度不同，井下很多情況下煤幫的變形顯著大于充填體變形；沿空留巷底板變形不對稱，由于留巷一幫是煤體，另一幫是巷旁支護和采空區(qū)，底板受力差別較大，導(dǎo)致底板兩側(cè)變形有顯著差異，很多情況下是靠煤幫的底臌量大。

(5)沿空留巷變形的主要影響因素。影響沿空留巷圍巖變形的因素很多，包括煤層厚度、強度及穩(wěn)定性，頂板巖層分布、強度及穩(wěn)定性，巷道埋深及地應(yīng)力分布等地質(zhì)因素；開采高度，巷道斷面形狀與尺寸，巷道支護形式與參數(shù)等技術(shù)因素。除影響普通巷道圍巖變形的因素外，沿空留巷影響因素還有以下特點：沿空留巷第Ⅳ階段的變形與下位頂板冒落后能否填滿采空區(qū)有很大關(guān)系。留巷頂板下沉量與煤層采高成正相關(guān)關(guān)系，采高越小，頂板下沉越小；留巷頂板下沉與巷道寬度也成正相關(guān)關(guān)系，巷道越寬，頂板下沉量越大，這是沿空留巷應(yīng)用初期主要在薄煤層、小斷面巷道的主要原因。另外，巷道埋深對沿空留巷變形的影響明顯小于煤柱護巷，因此，國內(nèi)外很多深部開采礦井積極推廣應(yīng)用沿空留巷。

前進式開采沿空留巷礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)很少。文獻[35]監(jiān)測數(shù)據(jù)表明：工作面后方呈現(xiàn)明顯的3段分布，0～8 m壓力不大，8～26 m為壓力集中段，頂板活動劇烈，26 m以外為壓力相對穩(wěn)定帶，冒落矸石逐漸壓實。在總的52 m監(jiān)測巷道中，前26 m巷道頂板下沉量占總下沉量的85%。文獻[36]的數(shù)據(jù)為：滯后工作面0～30 m內(nèi)圍巖變形速度較大，其中在15 m左右達到峰值。之后圍巖變形速度大幅降低，60 m之后趨于穩(wěn)定?？梢?，前進式開采沿空留巷圍巖變形規(guī)律與后退式開采沿空留巷基本一致。

1.3 沿空留巷結(jié)構(gòu)力學(xué)模型及圍巖與支護作用關(guān)系

由上述分析可知，沿空留巷在第Ⅳ階段的變形與破壞是區(qū)別于普通巷道的最根本特征，圍巖變形與采空區(qū)頂板垮落狀況、頂板下沉與回轉(zhuǎn)、巖層中形成的結(jié)構(gòu)及結(jié)構(gòu)穩(wěn)定所需要的時間等密切相關(guān)。已有的研究表明：沿空留巷頂板位移主要由頂板巖層離層與擴容變形、基本頂巖層回轉(zhuǎn)引起的下沉量及煤幫側(cè)下沉量等組成。為了描述沿空留巷圍巖變形破壞特征，確定合理的巷道支護形式與參數(shù)，很多學(xué)者建立了沿空留巷圍巖結(jié)構(gòu)模型，應(yīng)用比較廣泛的如圖5所示。

圖5 沿空留巷圍巖結(jié)構(gòu)Fig.5 Structure of surrounding rock of entry retained along gob side

朱德仁和申冠海分析了沿空留巷支架的工作狀態(tài)和載荷構(gòu)成，提出沿空留巷支架的合理工作特性、工作阻力及支護方式。指出沿空留巷支架載荷由3部分構(gòu)成：一是與煤層相鄰直接頂不規(guī)則垮落帶巖層自重；二是不規(guī)則垮落帶上部規(guī)則垮落帶巖層施加給支架的載荷；三是垮落帶之上可形成鉸接巖梁結(jié)構(gòu)的基本頂給支架的載荷。在工作面后方圍巖強烈活動階段，支架應(yīng)能控制直接頂活動和出現(xiàn)過大離層，要求支架增阻速度快且有較高的工作阻力；工作面后方100 m以遠圍巖活動穩(wěn)定，支架主要支撐直接頂巖層重力，支架工作阻力可顯著減小。沿空留巷不一定設(shè)置巷旁支護。在直接頂垮落后能使基本頂?shù)玫接行е尾⑦_到平衡狀態(tài)，支架阻力可按直接頂巖層重力估算，支架可縮量應(yīng)與裂隙帶巖層下沉量相適應(yīng)，在這種情況下可不設(shè)置巷旁支護。

孫恒虎等將沿空留巷頂板簡化成層間結(jié)合力忽略不計的矩形“疊加層板”結(jié)構(gòu)，采用彈塑性力學(xué)極限分析理論,建立了沿空留巷支護圍巖關(guān)系的力學(xué)模型，得出了沿空留巷支護阻力計算式。指出在頂板活動前期要以頂為主，及時支護并提高初撐力；在頂板活動后期，支護要以讓為主，支護達到極限承載能力之后要有足夠的可縮量，以適應(yīng)頂板下沉與旋轉(zhuǎn)。

何廷峻采用Wilson理論建立了沿空留巷支護力學(xué)模型，分析了巷旁支護工作狀態(tài)和支架載荷構(gòu)成。認為沿空留巷變形主要取決于巷道上方基本頂取得平衡前的下沉。頂板下沉過程中裂隙帶巖塊向下回轉(zhuǎn)產(chǎn)生水平擠壓力，相互擠壓形成兩端以煤幫和冒落矸石為支點的鉸接巖梁。由于基本頂與直接頂下沉速度不同而產(chǎn)生離層，導(dǎo)致基本頂不能傳遞垂直應(yīng)力，鉸接巖梁取得平衡后基本頂對沿空留巷不再產(chǎn)生影響。沿空留巷支架與圍巖關(guān)系表現(xiàn)為：對直接頂支架為“給定載荷”工作狀態(tài)，支架應(yīng)承擔(dān)直接頂?shù)娜孔灾剌d荷；對基本頂巖梁支架為“給定變形”工作狀態(tài)，支架應(yīng)具有足夠的變形量以適應(yīng)基本頂下沉直至達到穩(wěn)定狀態(tài)。

李化敏將沿空留巷頂板運動分為前期活動、過渡期活動和后期活動3個階段， 提出各階段巷旁充填體支護阻力設(shè)計原則,建立了支護阻力及壓縮量的計算模型。認為巷旁充填體不能改變基本頂在冒落矸石支撐下形成的鉸接巖梁結(jié)構(gòu)形態(tài)，也不能控制頂板巖層過渡期的下沉量。充填體前期支護阻力主要是支撐直接頂及其懸臂部分的重力，保持直接頂與基本頂緊密接觸；過渡期支護阻力主要是縮短過渡期頂板劇烈下沉的時間，使其盡快取得平衡；后期主要是維持基本頂鉸接巖梁結(jié)構(gòu)穩(wěn)定。

漆泰岳等提出不同圍巖條件下使沿空留巷保持穩(wěn)定的巷旁整體澆注帶支護強度與變形量的計算方法，包括巷旁支護初期、后期支護強度及巷道變形量，并分析了巷旁整體澆注帶的適用條件。涂敏將沿空留巷頂板看作彈性薄板條，采用Winkler彈性地基理論建立了頂板力學(xué)模型，提出計算巷旁支護阻力的方法。

張東升、馬立強等針對厚煤層綜采放頂煤工作面沿空留巷進行了研究與試驗?；趲r層控制的關(guān)鍵層理論，建立了綜放工作面巷內(nèi)充填沿空留巷圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，推導(dǎo)出不同地質(zhì)條件充填體的支護阻力計算公式，并深入研究了圍巖與充填體的相互作用機理，為巷內(nèi)充填體的參數(shù)設(shè)計提供了依據(jù)。

綜上所述，我國學(xué)者根據(jù)沿空留巷特點，建立了圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，揭示了沿空留巷不同階段圍巖變形特征和主要影響因素，分析了巷旁支護載荷的組成，提出了估算巷旁支護阻力的方法與公式，為沿空留巷圍巖控制提供了理論基礎(chǔ)。

1.4 沿空留巷圍巖控制技術(shù)

基于上述沿空留巷圍巖變形與破壞特點，國內(nèi)外開發(fā)出多種沿空留巷圍巖控制技術(shù)。根據(jù)沿空留巷支護時空分布及支護作用的不同，可分為巷內(nèi)基本支護、巷內(nèi)加強支護、巷旁支護及圍巖卸壓技術(shù)。結(jié)合影響沿空留巷圍巖穩(wěn)定性的主要地質(zhì)因素，包括煤層厚度、頂板穩(wěn)定性及巷道埋深，提出沿空留巷支護星網(wǎng)，如圖6所示。其中連線是后續(xù)介紹的陜西何家塔煤礦沿空留巷實例。

圖6 沿空留巷支護星網(wǎng)Fig.6 Support star network diagram of entry retained along gob side

..巷內(nèi)基本支護

巷內(nèi)基本支護是在巷道掘進期間設(shè)置的支護，主要有棚式支架、錨桿錨索支護及復(fù)合支護。我國早期的沿空留巷基本支護大多采用工字鋼支架、U型鋼可縮性支架等棚式支護。隨著錨桿支護技術(shù)的發(fā)展，這種支護方式已成為沿空留巷巷內(nèi)基本支護的主體方式。目前，高預(yù)應(yīng)力、高強度、高剛度錨桿錨索支護得到廣泛應(yīng)用，取得良好支護效果。對于復(fù)雜困難巷道，單獨采用錨桿錨索支護不能有效控制圍巖變形時，可采用復(fù)合支護，如錨桿錨索+金屬支架、錨桿錨索+噴射混凝土+注漿、錨桿錨索+金屬支架+注漿等。在國外，以德國為代表，采用錨桿支護聯(lián)合U型鋼可縮性支架并進行壁后充填，解決了深部沿空留巷支護難題。

..巷內(nèi)加強支護

巷內(nèi)加強支護是當(dāng)巷道受到采動或地質(zhì)構(gòu)造等影響時，在巷內(nèi)基本支護基礎(chǔ)上進行的補強支護。巷內(nèi)加強支護有多種形式，按支護原理可分為被動支護型(棚式支護、各種無主動支護作用的支柱)，主動支護型(單體液壓支柱、液壓支架)，錨固型(錨桿與錨索)，注漿加固型等。按支護服務(wù)時間分為永久支護型(錨桿與錨索、注漿)，支護后一直服務(wù)到巷道報廢；臨時支護型(單體液壓支柱、液壓支架)，支護一段巷道一定時間后撤走。按支護是否移動分為固定支護(棚式支護、錨桿錨索、注漿)及可移動支護(單體支柱、液壓支架)。

錨桿錨索支護，特別是錨索作為一種主動、有效的巷內(nèi)加強支護已得到大量應(yīng)用。預(yù)應(yīng)力錨索可提供較大的預(yù)應(yīng)力和工作阻力，有效控制頂板巖層擴容與離層，并將錨桿錨固范圍內(nèi)的巖層與深部巖層相連，提高頂板的完整性、穩(wěn)定性和承載能力。另外，在巷道中靠近采空區(qū)一側(cè)的錨索，可起到一定的切頂作用。為了進一步提高巷道加強支護效果，將錨固與注漿加固有機結(jié)合，開發(fā)出多種形式的注漿錨桿、注漿錨索，現(xiàn)場應(yīng)用效果良好。

單體液壓支柱是常用的柱式巷內(nèi)加強支護，屬于主動支護，可提供一定的初撐力、工作阻力及較大的可縮量，可配合鉸接頂梁使用。與錨桿錨索支護機理不同，支柱的主要作用是給頂板提供主動支撐力，阻止頂板離層和整體下沉，這種作用在沿空留巷的第Ⅳ階段頂板強烈下沉期，且巷旁支護強度還沒有達到要求時最為重要。在該階段應(yīng)采用強有力的巷內(nèi)加強支護控制頂板急劇下沉，才能保證沿空留巷的成功。

為克服單體液壓支柱強度低、穩(wěn)定性差、勞動強度大等缺點，開發(fā)了多種沿空留巷專用加強支護液壓支架。如淮南礦業(yè)集團等研制出自移式主動強力控頂支架，工作阻力達8 000 kN，可實現(xiàn)自移行走。圖7為中煤科工開采研究院有限公司開發(fā)的自移式、兩柱單元支架，初撐力、工作阻力分別為5 000，6 500 kN。這些專用液壓支架顯著提高了巷內(nèi)加強支護效果及施工的機械化程度。

圖7 自移式兩柱單元支架Fig.7 Self-advance unit hydraulic support with two props

..巷旁支護

根據(jù)圖1的無煤柱開采方法分類，沿空留巷可分為無巷旁支護和有巷旁支護兩大類。如前所述，對于薄及中厚煤層、埋深淺、頂板比較穩(wěn)定等簡單條件，工作面采過后直接頂能及時冒落并支撐基本頂鉸接巖梁結(jié)構(gòu)很快達到平衡，且巷內(nèi)支護與加強支護能有效保持圍巖穩(wěn)定的情況下，可不設(shè)置巷旁支護。但務(wù)必解決好防漏風(fēng)、防火、防水等安全問題。

一般情況下沿空留巷需要設(shè)置巷旁支護。巷旁支護是設(shè)置在要保留的巷道斷面外、靠采空區(qū)一側(cè)的支護方式。巷旁支護是沿空留巷的關(guān)鍵技術(shù)，要求巷旁支護既具有合理的工作阻力能切斷一定高度的頂板，又有一定的變形量以適應(yīng)沿空留巷頂板下沉。巷旁支護設(shè)置后應(yīng)有較快的增阻速度，盡早有效支護頂板，避免過大的頂板離層與下沉。同時，要求巷旁支護施工速度快，適應(yīng)采煤工作面快速推進，且成本低。另外，還要求巷旁支護具有隔離采空區(qū)的作用。自從沿空留巷問世以來，巷旁支護一直是研究重點。國內(nèi)外開發(fā)和應(yīng)用了多種形式的巷旁支護，按支護原理可分為支撐式和錨固式；按支護特性可分為剛性和可縮性支護。支撐式支護形式經(jīng)歷了從木垛、密集支柱、矸石帶、混凝土砌塊等人工構(gòu)筑的傳統(tǒng)支護方式，發(fā)展到高水材料、混凝土和膏體材料機械充填的現(xiàn)代支護方式?，F(xiàn)有的巷旁支護類型見表1，分為柱式、垛式、墻式、錨固式及組合式五大類(圖8)。

表1 沿空留巷巷旁支護類型

柱式巷旁支護是采用不同材料、不同類型的單體支柱形成巷旁支護。傳統(tǒng)的支柱有木支柱、金屬摩擦式支柱及單體液壓支柱等，可設(shè)置成單排、雙排、叢柱等形式。柱式巷旁支護巷道控頂寬度較小，早期支撐性能和切頂效果較好，其主要缺點是支護阻力小、穩(wěn)定性差，不能密閉采空區(qū)。適用于薄及中厚煤層、地質(zhì)條件比較簡單的巷道。近年來，水泥及混凝土支柱、鋼管混凝土支柱得到一定范圍的應(yīng)用。前一種支柱的特點是現(xiàn)場泵注水泥或混凝土，外表有鐵皮、波紋管等約束，支柱的直徑從600～1 200 mm不等，支護強度大，施工方便，且支柱間可通過掛網(wǎng)噴漿或充填密閉材料封閉采空區(qū)；后者現(xiàn)場將混凝土充填到鋼管中，充分發(fā)揮鋼管和約束混凝土的協(xié)同支護作用。有的將鋼管設(shè)計為兩段，支柱能適應(yīng)巷道高度變化，同時具有較大的可縮性，更好地適應(yīng)頂板下沉。

圖8 沿空留巷巷旁支護形式Fig.8 Patterns of supports beside entries retained along gob side

垛式巷旁支護是采用木材、矸石、料石、混凝土塊等材料堆砌成的垛式支護。垛的堆砌方式、布置方式、幾何參數(shù)、垛間距離等根據(jù)沿空留巷的具體條件確定。與柱式支護相比，垛式支護的護頂面積、穩(wěn)定性得到提高，但其缺點也比較明顯。以常用的木垛為例，其初期支護阻力小、增阻速度慢、可縮量大，巷道控頂寬度大，不能密閉采空區(qū)。適用于薄及中厚煤層、頂板比較穩(wěn)定的沿空留巷。

墻式巷旁支護是采用矸石、料石、混凝土塊等材料砌筑或采用充填材料構(gòu)筑的墻式支護。矸石墻是一種傳統(tǒng)的巷旁支護方式，其優(yōu)點是在井下可就地取材，有較好的穩(wěn)定性。其突出的缺點是初期支護阻力小、矸石壓縮量大，采空區(qū)密閉效果較差。此外，構(gòu)筑矸石墻的勞動強度大，當(dāng)矸石墻的寬度與高度較大時尤為突出。為了解決這個問題，國內(nèi)外采用過在巷道靠采空區(qū)一側(cè)頂板一定深度進行爆破放頂，垮落矸石形成巷旁矸石墻的方法?；炷疗鰤K墻式巷旁支護具有初期支護阻力大、增阻速度快、切頂效果好、采空區(qū)密閉性較好等優(yōu)點。其缺點主要是墻體可縮量較小、砌墻的勞動強度大、成本較高等。適用于薄及中厚煤層、頂板中等穩(wěn)定、頂板下沉量不是很大的條件。

充填式墻體巷旁支護采用風(fēng)力或泵送充填材料構(gòu)筑充填墻，起到支撐頂板和隔離采空區(qū)的雙重作用。合理的充填墻體不僅應(yīng)有較高的初期強度以盡早有效支撐頂板，較高的后期強度以保持巷道長期穩(wěn)定，而且應(yīng)有足夠的變形能力，以適應(yīng)頂板的下沉與旋轉(zhuǎn)。根據(jù)上述要求，我國在引進國外技術(shù)的基礎(chǔ)上開發(fā)出多種巷旁充填材料、技術(shù)及設(shè)備。按照充填材料可分為高水材料、混凝土及膏體材料充填；按照充填動力分為風(fēng)力充填和泵送充填；按照施工模板分為鋼模充填和柔模充填。充填墻體的力學(xué)性能與充填材料性質(zhì)有很大關(guān)系。高水充填材料是在水灰比不小于1.5∶1.0的高水灰比條件下能快速凝結(jié)、固化的膠結(jié)材料。試驗數(shù)據(jù)表明，其4 h抗壓強度為2～3 MPa，1 d強度為4 MPa左右，7 d強度可達5～6 MPa；混凝土充填材料4 h抗壓強度不小于2 MPa，28 d強度可達25 MPa；膏體材料主要成份為水泥、砂、粉煤灰、水及添加劑，1 d抗壓強度為4～7 MPa，28 d強度達到22 MPa以上。有的學(xué)者還提出巷旁分層充填留巷方案，采用2種強度等級的材料進行充填，上分層材料起密封作用，適應(yīng)覆巖運動產(chǎn)生的沖擊載荷，下分層材料起支護作用。充填體的幾何尺寸、寬高比是影響其支撐能力和穩(wěn)定性的重要參數(shù)。很多研究成果表明，當(dāng)充填體寬高比為0.8以上時比較穩(wěn)定。另外，為了提高充填體的整體強度和抗變形能力，在充填體中布置了錨桿或鋼筋，形成類似鋼筋混凝土的結(jié)構(gòu)，顯著改善了充填體的力學(xué)性能，同時還可適當(dāng)減少充填體的寬度。總之，與其他巷旁支護相比，充填墻體支護具有支護阻力大、有一定的可縮性、施工機械化程度高、采空區(qū)密閉性好等突出優(yōu)點，在一般及復(fù)雜條件下得到廣泛應(yīng)用。

錨注式支護包括錨桿、錨索、注漿、錨注支護，主要應(yīng)用于頂板比較破碎、不太穩(wěn)定的條件。有的用于采煤工作面后方、設(shè)置巷旁支護前，先在頂板安裝錨桿、錨索，為隨后施工的巷旁支護提供安全空間。也有些礦井在采煤工作面前方于巷旁支護的位置做缺口并進行錨桿支護，保持頂板穩(wěn)定，為工作面后方的巷旁支護設(shè)置提供有利條件。

組合式巷旁支護是2種及以上方式組合使用。如支柱與矸石墻組合，支柱與木垛組合，支柱與充填材料墻組合，支柱、充填材料墻及錨索組合等。只要充分發(fā)揮各種支護的協(xié)同作用，組合式巷旁支護效果更好，適用范圍更廣。

在充填開采工作面應(yīng)用沿空留巷，將2者有機結(jié)合具有獨特優(yōu)勢。工作面采空區(qū)采用充填材料充填后可有效支撐上覆巖層，徹底改變長壁垮落法工作面采空區(qū)上覆巖層移動規(guī)律與結(jié)構(gòu)特征，也為沿空留巷提供了良好條件。通過合理安排采煤、充填與留巷的時空關(guān)系，保證采空區(qū)充填體密實度，及合理的沿空留巷支護，實現(xiàn)有效控制頂板下沉和提高沿空留巷穩(wěn)定性的雙重效果。在理論研究方面，分析了沿空留巷圍巖變形特征及巷旁支護體的作用機理，建立了巷旁支護體穩(wěn)定性力學(xué)模型，得出巷旁支護體寬度計算公式。確定了沿空留巷頂板下沉量的主要影響因素為工作面采深、采高、工作面長度、采空區(qū)充實率、巷道寬度、巷旁支護體強度、寬度等。井下試驗與應(yīng)用實例表明，在中深部礦井，采用錨桿加固的矸石帶作為巷旁支護，當(dāng)采空區(qū)充實率達到80%、矸石帶強度達到4 MPa、矸石帶寬高比達到1∶1時，可保持巷道圍巖的穩(wěn)定。在超千米深井，采用膜袋膠結(jié)充填體作為巷旁充填體，在強度大于4 MPa、寬度4.1 m的條件下，沿空留巷斷面收縮率僅為13%，支護效果良好。

..圍巖卸壓

當(dāng)沿空留巷直接頂比較堅硬、不能及時垮落充填采空區(qū)，或頂板上部存在采后不易垮落、自身不能平衡的堅硬巖層，且設(shè)置切頂支護不能有效切落頂板時，需要采用卸壓法促進頂板結(jié)構(gòu)盡早達到平衡。否則，沿空留巷圍巖位移會急劇增加，甚至出現(xiàn)沿煤幫切頂現(xiàn)象。

常用的卸壓法主要有兩大類：爆破法和水力壓裂法。爆破法在煤礦井下圍巖卸壓中應(yīng)用很廣，按爆破深度可分為淺孔、中深孔及深孔爆破，對于圍巖卸壓，淺孔孔深一般小于10 m，深孔孔深40～50 m以上，中深孔介于2者之間。按爆破方式分為普通爆破和定向爆破，后者主要基于雙向聚能爆破原理，采用雙向聚能裝置在設(shè)定斷裂方向產(chǎn)生拉應(yīng)力集中，使圍巖沿該方向斷裂。當(dāng)鉆孔間距、裝藥量等參數(shù)選擇合理時，可形成連續(xù)分布的定向裂縫而切斷頂板。按照鉆孔方位可分為沿工作面傾向方向鉆孔爆破，減小工作面來壓強度與步距；沿工作面走向方向鉆孔爆破，人為控制堅硬頂板巖層破斷結(jié)構(gòu)(圖9)；沿上述2個角度之間的方向鉆孔爆破，兼有2者的作用。

圖9 沿空留巷爆破卸壓鉆孔布置平面[85]Fig.9 Plan layout of destressing blasting boreholes for entry retained along gob side[85]

爆破切頂高度是非常重要的參數(shù)，理想的爆破切頂高度是爆破垮落后的碎脹巖石能夠充滿采空區(qū)，對冒落區(qū)上部頂板進行有效支撐。對于淺孔爆破一般是切落不易垮落的直接頂，同時通過巷旁充填墻切斷上位基本頂。中深孔、深孔爆破能夠弱化和切斷基本頂甚至更高的巖層，改變上覆巖層的結(jié)構(gòu)。如果巷旁支護外側(cè)的不易垮落頂板能夠沿爆破切頂線及時垮落，可減小懸頂長度，降低作用在巷旁支護上的載荷，防止大面積堅硬頂板突然垮落對巷旁支護的沖擊作用，達到卸壓與保護沿空留巷的效果。

爆破鉆孔布置方式及參數(shù)，包括鉆孔長度、角度、間距，鉆孔裝藥量、封孔長度等均影響爆破卸壓效果。對于采用定向爆破，在頂板中形成連續(xù)裂縫的切頂方式，鉆孔間距多為0.5 m左右，切頂高度一般為5～15 m。對于如圖9所示的中深孔、深孔爆破，超前工作面每隔30 m布置1組中深孔、深孔爆破鉆孔，鉆孔長度分別為81，59，16 m，仰角分別為14°，21°，39°，水平轉(zhuǎn)角分別為80°，80°，25°。每間隔60 m 在工作面回采側(cè)開挖鉆場，沿鉆場兩側(cè)分別布置3個鉆孔對沿空留巷采空側(cè)頂板進行爆破切頂。鉆孔長度為28～36 m，仰角分別為14°，19°，24°，水平轉(zhuǎn)角分別為4°，7°，10°。采用上述爆破卸壓方案后，工作面周期來壓步距及強度明顯減小，通過控制圍巖破斷結(jié)構(gòu)，優(yōu)化了沿空留巷圍巖應(yīng)力環(huán)境，有效解決了千米深井厚硬頂板沿空留巷支護難題。

水力壓裂是通過注高壓水在巖石中形成裂縫而弱化頂板使其能及時垮落和圍巖卸壓的方法，最近幾年在煤礦巷道卸壓工程中得到越來越廣泛的應(yīng)用。對于沿空留巷卸壓，鉆孔布置主要有2種方式，如圖10所示。一是超前采煤工作面在靠要設(shè)置巷旁支護的一側(cè)向頂板鉆孔，通過水力壓裂弱化或切斷完整堅硬頂板；二是在巷道上方完整堅硬的頂板中施工水平鉆孔，通過水力壓裂形成裂縫，破壞巖層的完整性使其更容易垮落。第1種方式的卸壓原理如圖11所示(圖11中，，′分別為關(guān)鍵塊B的旋轉(zhuǎn)角、切頂后關(guān)鍵塊B的旋轉(zhuǎn)角)，沿空留巷巷旁支護上方基本頂沿水力壓裂形成的切頂線斷裂，顯著減小巷旁支護外側(cè)的懸頂長度，從而減小基本頂回轉(zhuǎn)引起的下沉量及作用在巷旁支護上的載荷。第2種方式的卸壓原理如圖12所示，圖12為采用UDEC數(shù)值模擬軟件計算得到的沿空留巷頂板有無水力壓裂卸壓圍巖最大主壓力分布。當(dāng)頂板沒有壓裂時，在沿空留巷左上方頂板、煤幫及巷旁支護中均存在非常大的應(yīng)力集中。水力壓裂后在頂板中產(chǎn)生新裂紋并激活原生裂紋，壓裂區(qū)結(jié)構(gòu)面在水壓作用下摩擦因數(shù)和法向有效應(yīng)力降低，導(dǎo)致其剪切強度降低。很大一部分支承壓力通過頂板壓裂裂紋和被高壓水激活的原生裂紋的剪切滑動而減小，使高應(yīng)力轉(zhuǎn)移到壓裂區(qū)上方，從而保護了沿空留巷。同時，壓裂區(qū)巖層裂紋擴展發(fā)育、巖層離層明顯，有利于采空區(qū)上方頂板破斷、垮落。

圖10 沿空留巷水力壓裂卸壓鉆孔布置方式Fig.10 Layout of hydraulic fracturing destressing boreholes for entry retained along gob side

圖11 沿空留巷水力壓裂切頂前后巖層結(jié)構(gòu)變化Fig.11 Change of rock structure before and after hydraulic fracturing cutting for entry retained along gob side

圖12 沿空留巷有無水力壓裂的圍巖應(yīng)力分布Fig.12 Rock stress distribution around entry retained along gob side before and after hydraulic fracturing

水力壓裂卸壓效果取決于壓裂鉆孔布置方式及參數(shù)、壓裂參數(shù)及工藝等。壓裂鉆孔參數(shù)包括鉆孔位置、長度、角度、間距，壓裂參數(shù)包括水壓、流量、時間等，這些參數(shù)很大程度上取決于壓裂目標層的位置、巖層性質(zhì)及地應(yīng)力分布狀況，取決于高壓水在巖層中的擴展情況。對于第1種方式，常用的鉆孔長度多為20～50 m，鉆孔間距10～15 m，鉆孔仰角30°～60°，與巷道軸線的夾角5°～20°。采用后退式分段壓裂工藝，為保證壓裂不影響錨桿、錨索支護效果，鉆孔最下端的壓裂段必須高于錨索錨固深度。對于第2種方式，可在沿空留巷上方頂板壓裂目標層中沿巷道軸線鉆進長水平孔，鉆孔長度可達500～1 000 m，實施較大范圍的區(qū)域卸壓。也可利用已有的瓦斯抽采鉆孔實施水力壓裂卸壓，達到一孔多用，減少鉆孔工程量的目的。

..沿空留巷斷面優(yōu)化及維護時間控制

巷道斷面形狀與尺寸對圍巖應(yīng)力分布、變形與破壞有顯著影響，通過斷面優(yōu)化可提高圍巖穩(wěn)定性。沿空留巷斷面優(yōu)化包括掘進和留巷2個階段。掘進階段巷道斷面的選擇可根據(jù)地質(zhì)和生產(chǎn)條件確定。我國煤礦大部分沿空留巷掘進斷面選擇矩形、梯形、倒梯形等平頂斷面，有利于工作面端頭支護和巷道加強支護。在圍巖比較破碎、高應(yīng)力等條件下，有些煤礦采用拱形斷面，有利于巷道維護。在國外，以德國為代表，沿空留巷掘進斷面絕大多數(shù)采用大斷面拱形斷面(20～30 m)，留巷有足夠的變形預(yù)留量，保證在服務(wù)期間滿足安全生產(chǎn)的要求。

當(dāng)巷道處于采煤工作面后方留巷階段，在不考慮巷道變形的情況下，巷道斷面主要分為與掘進斷面相同和斷面縮小，如圖13所示。

圖13 沿空留巷斷面變化類型Fig.13 Cross section variation of entry retained along gob side

圖13(a)掘巷斷面與留巷斷面相同，巷旁支護設(shè)置在留巷外側(cè)的采空區(qū)，留巷斷面較大，但頂板支護相對困難；圖13(b)為將巷旁支護向巷道內(nèi)移一定距離Δ，部分處于采空區(qū)、部分處于掘進巷道斷面內(nèi)，留巷斷面有所減?。粓D13(c)為巷旁支護的內(nèi)移量Δ等于其寬度，巷旁支護全部處于巷道掘進斷面內(nèi)，留巷斷面進一步減小，有利于留巷維護，但斷面過小會影響留巷的使用；為了解決這個問題，有些學(xué)者提出在留巷前根據(jù)巷旁支護尺寸對原斷面進行擴幫刷大，并進行有效支護，采煤工作面推過后，將巷旁支護設(shè)置在原掘進斷面內(nèi)有支護的頂板下，同時，可保證留巷斷面與原掘進巷道相比不縮小。圖13(d)寬面掘進巷道隔離成雙巷留巷方式。掘進階段掘出1條寬斷面巷道，然后在巷道中間構(gòu)筑隔離墻，將巷道分為回風(fēng)巷和瓦斯巷。工作面回采時隔離墻作為巷旁支護將瓦斯巷保留。后期瓦斯巷進行刷幫作為下一工作面的運輸巷。

沿空留巷圍巖變形比較大的一個重要原因是留巷維護時間長，特別是對于深部軟巖巷道，即使巷道處于采掘影響穩(wěn)定階段，仍以較大的速度流變，時間越長，總的變形量越大。如果能減少留巷時間，則可有效降低圍巖變形量。為此，提出分階段沿空留巷方法，如圖14所示。工作面軌道巷沿空留巷，在其旁邊布置軌道巷底板巷作為回采期間的回風(fēng)巷。在兩巷之間隔一定距離開掘聯(lián)絡(luò)巷。軌道巷留巷距離為兩聯(lián)絡(luò)巷的距離，到前一個聯(lián)巷時留巷即可廢棄。底板巷也可隨采煤工作面推進分段廢棄。分階段沿空留巷的維護時間縮短了4/5，大幅減少了留巷時間及相應(yīng)的與時間相關(guān)的圍巖變形量。

圖14 分階段沿空留巷布置 [93]Fig.14 Layout of entry retained along gob side in stages[93]

..二次沿空留巷

有些礦井的沿空留巷在服務(wù)完第2個工作面開采后，仍然需要繼續(xù)保留下來作為回風(fēng)通道長期使用，在這種情況下需要二次沿空留巷，最終巷道兩側(cè)均為采空區(qū)，如圖15所示。一些學(xué)者研究了二次沿空留巷上覆巖層運動規(guī)律，建立了二次沿空留巷頂板結(jié)構(gòu)模型，提出包括二次沿空留巷兩側(cè)充填巷旁支護、巷內(nèi)支護與加強支護的圍巖控制技術(shù)，并在井下應(yīng)用中取得較好效果。但是，二次沿空留巷兩側(cè)均為采空區(qū)，留巷時間又很長，圍巖變形很大，留巷維護比一次沿空留巷更加困難。

圖15 二次沿空留巷布置與巖層結(jié)構(gòu)[96]Fig.15 Layout of twice retained entry and rock structure[96]

..沿空留巷圍巖控制原則

沿空留巷圍巖控制涉及到不同時間、不同空間的多種支護方式，涉及到圍巖支護、改性與卸壓，涉及到通風(fēng)、防火等安全問題，需要采用系統(tǒng)性、協(xié)同性的思想進行圍巖控制。

(1)沿空留巷圍巖控制應(yīng)看作一個整體系統(tǒng)來對待。掘進階段的巷內(nèi)基本支護設(shè)計就應(yīng)充分考慮留巷不同階段圍巖變形破壞的特點和較長的維護時間，而不是“走一步，看一步”，當(dāng)圍巖變形增大就增加支護強度，圍巖破壞嚴重就增加支護密度。

(2)沿空留巷圍巖控制由巷內(nèi)基本支護、巷內(nèi)加強支護、巷旁支護及圍巖卸壓組成。4 種方式在不同空間與時間內(nèi)控制圍巖變形與破壞。在進行沿空留巷圍巖控制設(shè)計時，必須全面、系統(tǒng)、綜合考慮4 種方式及其相互作用，充分發(fā)揮每種方式的作用。

(3)預(yù)應(yīng)力高強度錨桿錨索并具有足夠的延伸率是比較適合沿空留巷巷內(nèi)支護的方式。巷內(nèi)加強支護應(yīng)提供較高的主動支撐力，起到控制頂板離層與下沉的作用，并有助于采空區(qū)一側(cè)切頂。支撐式沿空留巷加強支護最好采用專門設(shè)計的液壓支架。

(4)除一些簡單條件，沿空留巷一般需要設(shè)置巷旁支護。應(yīng)根據(jù)圍巖條件選擇合理的巷旁支護形式與參數(shù)，既能保證支護要求，又能滿足安全生產(chǎn)。目前，泵送充填式巷旁支護是性能比較優(yōu)越、施工比較方便、易于實現(xiàn)機械化與自動化的支護方式。

(5)巷內(nèi)基本支護、加強支護及巷旁支護在支護強度、剛度及變形能力等方面應(yīng)相互匹配，通過協(xié)同支護作用，共同控制圍巖變形與破壞。

(6)當(dāng)沿空留巷頂板采后不易垮落、基本頂巖層結(jié)構(gòu)不易取得平衡時，可采用爆破、水力壓裂等方法切斷或弱化完整堅硬頂板，能起到明顯的卸壓作用，顯著提高沿空留巷圍巖控制效果。卸壓形式與參數(shù)應(yīng)根據(jù)巷道具體條件確定。

1.5 沿空留巷安全技術(shù)

由于沿空留巷直接與采空區(qū)相連，引起一系列安全問題，主要包括漏風(fēng)、采空區(qū)瓦斯涌出、采空區(qū)遺煤自燃發(fā)火及采空區(qū)積水等。

當(dāng)沿空留巷靠采空區(qū)側(cè)密閉性比較差時，容易產(chǎn)生漏風(fēng)或采空區(qū)的瓦斯涌入巷道，引起通風(fēng)、瓦斯問題。因此，無論是否設(shè)置巷旁支護，必須保證采空區(qū)一側(cè)的密閉性，滿足通風(fēng)、瓦斯管理的要求。

在有自燃傾向的煤層中進行沿空留巷時，采空區(qū)遺煤有自燃發(fā)火的危險，其中采空區(qū)漏風(fēng)是一個重要原因。因此，防止采空區(qū)遺煤發(fā)火的重要措施也是保證沿空留巷采空區(qū)一側(cè)的密閉性。采用密閉性好的充填墻式巷旁支護，在巷旁支護表面噴涂密封材料，甚至向采空區(qū)注漿等均可提高沿空留巷的密封性，達到控制漏風(fēng)的目的。

如果采空區(qū)有積水，積水涌入巷道會引起水災(zāi)。防水害同樣要求沿空留巷與采空區(qū)隔離，且隔離物應(yīng)有一定的強度抵御一定的水壓。在各種巷旁支護中，充填墻式支護是一種性能優(yōu)越的隔離采空區(qū)、防水災(zāi)的形式，應(yīng)推廣應(yīng)用。

此外，在沿空留巷中應(yīng)隨時監(jiān)測風(fēng)量、瓦斯體積分數(shù)、一氧化碳體積分數(shù)、溫度、巷道涌水量等參數(shù)，及時了解安全狀況，必要時采取應(yīng)急措施，避免安全事故的發(fā)生。

2 沿空掘巷

2.1 沿空掘巷類型

沿空掘巷是沿采空區(qū)邊緣掘進的巷道。圖16為沿空掘巷周圍巖層結(jié)構(gòu)與應(yīng)力分布。在空間上，沿空掘巷應(yīng)布置在煤層靠采空區(qū)的應(yīng)力降低區(qū)中。根據(jù)巷道與采空區(qū)隔離煤柱的寬度可分為完全沿空掘巷和小煤柱沿空掘巷(不是真正意義的無煤柱開采)，如圖16中位置1,2。當(dāng)巷道位于位置3，處于峰值支承壓力下是最不利位置。當(dāng)巷道采用寬煤柱(位置4)護巷時煤層中支承壓力降低，有利于巷道維護(圖16中，，，分別為應(yīng)力集中系數(shù)、埋深、上覆巖層容重)。目前，完全沿空掘巷由于與采空區(qū)連通帶來一些安全問題應(yīng)用不多，小煤柱沿空掘巷得到廣泛應(yīng)用。在時間上，沿空掘巷分為沿穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘巷和沿不穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘巷。沿空掘巷的最佳掘進時間是上一個工作面采空區(qū)上覆巖層活動穩(wěn)定、基本頂形成的鉸接巖梁結(jié)構(gòu)達到平衡狀態(tài)。在工作面順序開采時要求沿空掘巷一定要滯后上一個工作面開采合理的時間。這種方式有時會引起采掘接續(xù)緊張，為此，一些礦井采用跳采的方式，隔一個工作面準備下一個工作面，采掘相互不影響，但會帶來孤島工作面開采問題。另外，沿空掘巷可與沿空留巷混合使用，如圖17所示，從而減少巷道掘進量。沿不穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘巷對巷道維護十分不利，但是有些礦井為解決接續(xù)緊張不得不采用這種方式，甚至迎采煤工作面掘進，對巷道支護提出更高的要求。

為了完全取消煤柱，又能解決完全沿空掘巷與采空區(qū)連通存在的安全問題，一些學(xué)者開發(fā)出巷內(nèi)預(yù)置充填墻無煤柱沿空掘巷技術(shù)，如圖18所示。

圖16 沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)及應(yīng)力分布Fig.16 Rock structure and stress distribution of entry driven along gob side

圖17 沿空掘巷與留巷復(fù)合布置方式Fig.17 Entry compound layout with entry driven along gob side and entry retained along gob side

圖18 預(yù)置充填墻無煤柱沿空掘巷布置Fig.18 Layout of non-pillar entry driven along gob side with preset backfilling wall

在上一個回采工作面前方的運輸巷中緊靠下一個工作面的煤幫，預(yù)置矸石混凝土充填墻。充填墻寬度通過寬面掘進巷道或已有巷道擴幫預(yù)留出來。下一個工作面回風(fēng)巷沿該充填帶掘進，以充填墻代替小煤柱隔離采空區(qū)。

2.2 沿空掘巷圍巖變形破壞特征及影響因素

..沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)及變形特征

沿空掘巷和沿空留巷相比，雖然都是沿采空區(qū)邊緣布置，但巷道受力狀況、圍巖變形與破壞有很大差別。沿空留巷時，巷道頂板上方的巖層急劇沉降，圍巖應(yīng)力快速增加并重新分布，巷道圍巖變形破壞強烈。而沿穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘進巷道時，采空區(qū)巖層活動已基本停止，采動應(yīng)力重新分布已趨穩(wěn)定，巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，圍巖變形相對較小。

沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性取決于掘巷前后形成的巖層結(jié)構(gòu)及變化。侯朝炯和李學(xué)華提出綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性原理。小結(jié)構(gòu)為巷道周圍錨桿與圍巖組成的錨固體，其穩(wěn)定性取決于巷道沿空側(cè)支撐條件和錨桿支護形式及參數(shù)；大結(jié)構(gòu)為錨固體之上的頂煤、直接頂、基本頂?shù)容^大范圍圍巖結(jié)構(gòu)，其中基本頂?shù)幕⌒稳切螏r塊(圖16關(guān)鍵塊B)對綜放沿空掘巷的穩(wěn)定性影響最大。沿已穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘進巷道，由于基本頂結(jié)構(gòu)已處于平衡狀態(tài)，沿空巷道掘進對圍巖大結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性影響不明顯，掘進期間圍巖變形量不大；當(dāng)受到采動影響后，基本頂結(jié)構(gòu)失去平衡，關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)、下沉，導(dǎo)致巷道發(fā)生較大變形。如果沿不穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘巷，掘進期間上覆巖層仍然在活動，導(dǎo)致掘進期間圍巖變形就比較大，而且達到穩(wěn)定的時間長，受到下一個工作面超前支承壓力影響后，圍巖變形更加劇烈。

已有的監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，沿已穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘巷的圍巖變形主要有以下特點：

(1)沿空掘巷圍巖變形只有圖4中的前3個階段：掘進階段、掘進影響穩(wěn)定階段及受工作面超前影響階段。第3個階段的巷道圍巖變形遠大于前2個階段。

(2)沿空掘巷雖然處于應(yīng)力降低區(qū)，但由于圍巖比較破碎，特別是小煤柱往往已經(jīng)被壓碎，不能再承受較大載荷。因此，沿空掘巷對應(yīng)力的變化比普通巷道敏感，表現(xiàn)為受工作面超前支承壓力影響范圍大、影響程度高。

(3)沿空掘巷圍巖變形表現(xiàn)出明顯的非對稱性，很多巷道兩幫移近量大于頂?shù)装逡平?。小煤柱?cè)破碎、擴容，甚至整體擠入巷道；煤幫側(cè)受到工作面超前支承壓力影響后，破壞范圍不斷擴大，煤體鼓入巷道，導(dǎo)致巷道斷面顯著減小。有些礦井不得不擴幫才能滿足安全生產(chǎn)要求。有些巷道底臌比較嚴重，導(dǎo)致頂?shù)装逡平恳脖容^大。

(4)對于孤島工作面沿空掘巷，由于工作面兩側(cè)均為采空區(qū)，巷道超前支承壓力峰值及影響范圍明顯大于常規(guī)工作面沿空掘巷，導(dǎo)致孤島工作面沿空掘巷圍巖變形量明顯增加，支護難度也顯著增加。

..沿空掘巷圍巖變形影響因素

影響沿空掘巷圍巖變形的因素很多，除影響普通巷道圍巖變形的因素外，沿空掘巷最典型的2個因素是掘巷與上一個工作面開采的時間間隔及巷道與采空區(qū)的距離，前者決定掘巷時采空區(qū)上覆巖層活動是否穩(wěn)定，后者為小煤柱的寬度。

對于掘巷與開采的間隔時間，已有很多實測數(shù)據(jù)。早期由于回采工作面采高、長度、開采深度等比較小，巷道斷面也不大，回采后采空區(qū)上覆巖層活動時間較短，趨于平衡的時間較快，一般開采后3～5個月即可掘巷。隨著工作面采高、長度、開采深度不斷增加，大斷面巷道越來越多，采空區(qū)上覆巖層達到穩(wěn)定所需的時間加長，掘巷滯后時間可達半年以上，甚至更長。為了確定合理的掘巷滯后時間，有的學(xué)者建立了考慮矸石壓縮效應(yīng)的沿空掘巷覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，提出掘巷時機計算方法，為現(xiàn)場實踐提供了參考。

關(guān)于沿空掘巷小煤柱設(shè)計已有大量研究成果。小煤柱寬度確定方法歸納起來主要有3種：

(1)建立沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，分析小煤柱受力、變形和破壞狀態(tài)，綜合考慮煤柱塑性區(qū)、破碎范圍、穩(wěn)定性及錨桿支護要求等，確定合理的掘巷位置，使巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，計算出小煤柱寬度。常用的小煤柱寬度計算公式為

=(1.15-1.35)(+)

(1)

式中,為小煤柱寬度；為上個工作面開采在煤柱側(cè)產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度；為錨桿錨入煤柱的深度。

也有學(xué)者根據(jù)采空區(qū)側(cè)基本頂斷裂線位置確定沿空掘巷位置和煤柱寬度。認為基本頂斷裂線可處于3個位置：小煤柱外側(cè)、巷道正上方及實體煤壁內(nèi)側(cè)，基本頂斷裂線位置顯著影響巷道圍巖穩(wěn)定性。斷裂線位于小煤柱外側(cè)是最有利的位置，而位于巷道正上方對巷道維護最不利。合理的掘巷位置應(yīng)在基本頂斷裂線內(nèi)側(cè)。

(2)采用數(shù)值模擬計算、相似材料模型試驗研究不同煤柱寬度下沿空掘巷圍巖變形、破壞特征，煤柱應(yīng)力、變形、塑性區(qū)、破碎區(qū)分布，煤柱承載能力的變化等，通過多方案比較確定比較合理的煤柱寬度。

(3)在井下對不同寬度煤柱的巷道進行現(xiàn)場監(jiān)測，基于實測數(shù)據(jù)分析煤柱應(yīng)力、變形及破壞形態(tài)，結(jié)合理論計算、數(shù)值模擬及相似模擬等研究成果，綜合分析得出比較合理的煤柱寬度。

已有的研究成果表明，沿空掘巷小煤柱的寬度分布在1～10 m，大多在3～5 m，寬度超過5 m，特別是10 m左右的煤柱是否能稱為小煤柱還值得研究。在沿空掘巷推廣應(yīng)用早期，由于巷道斷面、工作面采高及長度等比較小，采空區(qū)側(cè)煤層破碎區(qū)、塑性區(qū)較小，小煤柱寬度一般較小，多為1～4 m。隨著巷道斷面、工作面采高與長度等開采參數(shù)不斷增加，小煤柱寬度也不斷增加，有的達到6～8 m，甚至達10 m。小煤柱寬度的選擇還應(yīng)考慮其寬高比，有利于煤柱的穩(wěn)定性。此外，小煤柱寬度的選擇與煤體強度、煤層結(jié)構(gòu)等很多因素有關(guān)，如在同等條件下，軟弱破碎煤層的小煤柱可適當(dāng)加寬，而強度大、完整性好的煤層可選小寬度煤柱。

2.3 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

沿空掘巷支護可分為基本支護與加強支護。前者是巷道掘進時采用的支護，后者是遇到地質(zhì)構(gòu)造、受到采動影響后增加的支護。對于堅硬頂板、高應(yīng)力巷道，可增加爆破、水力壓裂等卸壓方法。

早期的沿空掘巷主要采用棚式支護，包括工字鋼、U型剛支護等，目前主要采用預(yù)應(yīng)力高強度錨桿與錨索支護。對于小煤柱沿空掘巷，通常小煤柱是支護加固的重點。當(dāng)小煤柱比較破碎時，保證錨桿、錨索有足夠的錨固力是必要前提?？刹捎萌L錨固、注漿及錨注等方式提高錨固力。

有的礦井采用強力錨桿支護、高韌性材料注漿加固及鋼筋混凝土墻聯(lián)合控制煤柱變形，取得較好支護效果。有的學(xué)者開發(fā)出對穿錨索，在煤柱中打穿透鉆孔，將錨索一端頭深入到采空區(qū)，對端頭設(shè)置的囊袋注漿膨脹，固化后即可形成錨索在采空區(qū)的固定端，施加預(yù)應(yīng)力后錨索就可雙向加固煤柱，控制煤柱變形。另外，有的學(xué)者采用非對稱錨梁桁架支護綜放沿空巷道，以提高靠煤柱側(cè)頂板的支護強度，有利于提高煤柱的穩(wěn)定性。

沿空掘巷加強支護與前述的沿空留巷類似，多采用補強錨索、單體液壓支柱等。在超前工作面一定距離必須進行加強支護，除單體支柱外，一些礦井采用了超前液壓支架，具有較高支撐力，控制頂板下沉的效果較好。

如果沿空掘巷上方存在厚硬巖層，采用定向預(yù)裂爆破工藝在合適的位置和高度切斷頂板，可減輕作用在煤柱和煤幫上的載荷，有利于圍巖穩(wěn)定。對于沖擊地壓巷道，除合理設(shè)計小煤柱寬度外，還在煤幫側(cè)打大直徑鉆孔實施卸壓，釋放煤體中的彈性能，使高應(yīng)力向圍巖深部轉(zhuǎn)移，可起到防沖作用。

此外，為了防止小煤柱漏風(fēng)、自燃發(fā)火，通常需要噴漿或注漿。為了防止采空區(qū)遺煤發(fā)火，可向采空區(qū)注漿。同時，采空區(qū)松散破碎的煤巖體經(jīng)注漿充填嚴實后，可給煤柱施加側(cè)向約束，控制煤柱變形。

3 其他無煤柱開采方法

3.1 跨巷無煤柱開采

有的礦井將開拓大巷、石門、采區(qū)集中巷、上下山等布置在煤層底板巖層中。為保護這些巖石巷道，傳統(tǒng)的方法是在巷道上方留設(shè)較大寬度的煤柱，但煤柱會引起應(yīng)力集中，并傳遞到底板巖層中，導(dǎo)致底板巷道變形破壞。同時，煤柱會引起煤炭資源損失，降低資源回收率。為克服上述弊端，研究應(yīng)用了跨越大巷、石門、采區(qū)集中巷、上下山等的跨采無煤柱開采技術(shù)。按照跨采巷道的傾角可分為跨水平巷道和跨傾斜巷道；按采煤工作面推進方向與巷道軸線方向的夾角可分為平行、垂直和斜交，前2種如圖19所示；按跨采次數(shù)可分為單次跨采和多次跨采。另外，為了消除跨采對底板巷道的采動影響，有些情況下可進行掘前預(yù)采，上部工作面先回采，然后在采空區(qū)下方的巖層中掘巷，使巷道處于應(yīng)力降低區(qū)。

跨采巷道圍巖變形的影響因素眾多，除普通巷道圍巖變形的影響因素外，主要是巷道與采煤工作面底板的垂直距離、水平距離，跨采工作面參數(shù)、跨采形式與跨采次數(shù)等。圖19中的曲線表示跨采工作面前后支承壓力分布情況。

圖19 跨巷無煤柱開采形式Fig.19 Types of non-pillar cross mining over roadway

當(dāng)采煤工作面推進到距跨采巷道一定距離時(40～60 m)，跨采巷道開始受到工作面超前支承壓力影響；當(dāng)工作面推進到距跨采巷道10～20 m，支承壓力達到峰值，可達原巖應(yīng)力的2～3倍；當(dāng)工作面跨過巷道后處于采空區(qū)下方的應(yīng)力降低區(qū)；當(dāng)工作面繼續(xù)推進，采空區(qū)冒落巖石不斷壓實，壓力又有所增加，直到穩(wěn)定，形成加載—卸載—再加載的受力全過程。

工作面底板至跨采巷道的垂直距離(圖19中)是一個核心參數(shù)，對跨采巷道圍巖穩(wěn)定性影響顯著。值越小，工作面對巷道的影響越大。過小的值往往導(dǎo)致巷道圍巖破碎、頂板垮落。隨著值增大，工作面支承壓力對巷道的作用越來越小，超過一定值后再增加值作用變得不明顯。統(tǒng)計多個礦井跨采巷道的值，變化范圍很大(2～30 m)。根據(jù)跨采工作面和巷道的具體條件確定合理的值是跨采成功的關(guān)鍵?？绮上锏乐凉ぷ髅孢吔绲乃骄嚯x(圖19中)也是一個重要的參數(shù)。應(yīng)達到一定值，保證跨采巷道處于采空區(qū)下方的應(yīng)力降低區(qū)，不受工作面邊界煤柱、煤體支承壓力的影響。

跨采巷道一般需要進行加固，按實施時間可分為預(yù)加固、跨采過程中加強支護及跨采后的修復(fù)。預(yù)加固是在巷道受到采動影響前在原有支護的基礎(chǔ)上進行的加固措施，常用的方式是錨桿錨索，當(dāng)圍巖比較破碎時，可采用錨注支護和注漿加固。在跨采過程中，當(dāng)巷道變形比較大時，可采用單體液壓支柱、木垛等進行加強支護?？绮珊笕绻锏绹鷰r變形破壞比較嚴重，斷面不能滿足要求時就需要維修。對于特厚煤層分層開采、煤層群開采，底板巖巷可能承受二次或多次跨采影響，巷道圍巖破壞嚴重，往往反復(fù)維修仍不能滿足正常使用。對于這類巷道，需要采用綜合加固措施，包括高強度錨桿、錨索、錨注、注漿，甚至金屬支架等，才能控制巷道劇烈變形，保持圍巖穩(wěn)定。

3.2 采空區(qū)形成和掘進巷道

圖20 采空區(qū)布置巷道的方式Fig.20 Pattern of entry layout in gob area

采空區(qū)是應(yīng)力降低區(qū)，即使是被壓實的采空區(qū)也只能恢復(fù)到接近原巖應(yīng)力的狀態(tài)，因此，將巷道布置在采空區(qū)可免受工作面支承壓力影響。在采空區(qū)布置巷道主要有2種方式：在采空區(qū)形成巷道、在采空區(qū)掘進巷道，如圖20所示。圖20(a)，(b)為在工作面后方的采空區(qū)中，采用矸石墻或其他人工隔離物垂直或平行工作面推進方向隔離出所需要的巷道，圖20(c)為在已壓實膠結(jié)的采空區(qū)重新掘進巷道。將巷道布置在采空區(qū)雖然可使其處于應(yīng)力降低區(qū)，但是在采空區(qū)形成巷道需要在兩側(cè)構(gòu)筑隔離墻，頂板還需要支護，施工工藝復(fù)雜，勞動量大；在采空區(qū)內(nèi)掘進巷道在掘進期間極易出現(xiàn)冒頂、片幫，掘進比較困難，必要時還需采取噴漿封閉、注漿加固等措施。

在邢臺礦區(qū)葛泉煤礦曾試驗過一種回采工作面過上山采空區(qū)原位留巷技術(shù)，采煤工作面直接穿過本煤層上山，并將該上山在采空區(qū)原位留下。在過上山前進行擴巷與加固，在過上山過程中液壓支架后架設(shè)2排木垛，工作面過上山后巷道支護狀況如圖21所示?；夭晒ぷ髅孢^上山過程中上山頂板產(chǎn)生了劇烈下沉，50 m后趨于穩(wěn)定，頂板下沉量累計達1 400 mm，巷道最終高度為1 200 mm。經(jīng)過起底后能滿足使用要求。

圖21 工作面過上山采空區(qū)留巷狀況Fig.21 State of dip retained in gob area after working face crossing it

4 無煤柱開采實例分析

中煤科工開采研究院有限公司(原煤炭科學(xué)研究總院北京開采研究所)長期從事無煤柱開采圍巖控制技術(shù)研究與推廣應(yīng)用工作。近年來開發(fā)出支卸組合泵充混凝土支柱沿空留巷圍巖控制成套技術(shù)、泵充混凝土墻與卸壓聯(lián)合圍巖控制技術(shù)，在陜西、山西、內(nèi)蒙古等省區(qū)得到推廣應(yīng)用，取得良好效果。下面介紹陜西何家塔煤礦、山西晉城野川煤礦的應(yīng)用實例。

4.1 陜西何家塔煤礦沿空留巷實例分析

何家塔煤礦位于陜西神木，為淺埋深、低瓦斯礦井，目前所采煤層為5-2號煤層，通常留設(shè)15 m 左右的煤柱，造成資源浪費，且遺留煤柱會引起采空區(qū)自燃問題及對下部煤層開采的應(yīng)力集中問題。為此，在50108工作面開展了支-卸組合泵充混凝土支柱沿空留巷圍巖控制技術(shù)試驗，巷道布置如圖22所示。在50108工作面后方將運輸巷沿采空區(qū)保留，作為50107工作面回風(fēng)巷。50107工作面回采過程中過空巷并回收巷道間煤柱。

圖22 陜西何家塔煤礦沿空留巷布置Fig.22 Layout of entry retained along gob side in Hejiata coal mine in Shaanxi Province

..巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件

主采煤層5-2煤，埋深86～245 m，平均156 m，煤層厚度2.6～3.6 m，平均3.1 m，煤層傾角1°～5°，為陜北地區(qū)典型的淺埋深中厚煤層。煤層直接頂為13.5 m厚的粉砂巖，零星分布中粒砂巖；基本頂為中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖等，屬于中厚層狀穩(wěn)定巖層；直接底為10 m厚的砂質(zhì)泥巖，遇水強度降低。沿空留巷試驗段為50108工作面運輸巷1 950～1 500 m段，巷道寬度5.5 m，高度3.2 m，采用錨桿支護。圍巖強度原位測試結(jié)果表明：煤層單軸抗壓強度平均為22 MPa，直接頂單軸抗壓強度主要在25～33 MPa。地應(yīng)力實測數(shù)據(jù)為：最大水平主應(yīng)力為6.0 MPa，最小水平主應(yīng)力為3.5～4.1 MPa，垂直應(yīng)力為3.9～4.2 MPa。

..沿空留巷圍巖控制技術(shù)

根據(jù)50108運輸巷條件，提出支卸組合泵充混凝土沿空留巷圍巖控制方案，支護方案如圖23所示。

圖23 何家塔煤礦沿空留巷支護方案Fig.23 Surrounding rock support pattern of entry retained along gob side in Hejiata coal mine

(1)巷內(nèi)加強支護。在巷道受到工作面超前支承壓力之前對巷道頂板和煤幫進行錨桿與錨索加固，錨桿錨索布置如圖24所示。頂板錨桿為18 mm，2 m長樹脂加長錨固螺紋鋼錨桿，排距1.2 m，間距1.4 m，每排2根。錨索為17.8 mm，6.3 m長樹脂錨固錨索。每排安裝2根錨索，靠近回采幫1根錨索，中部偏回采幫1根切頂錨索，間距為 2.2 m，排距為1.2 m。錨索沿走向采用W型鋼帶相連。在非回采側(cè)煤幫采用18 mm，2 m長的螺紋鋼錨桿，每排1根錨桿，排距1.2 m。

工作面采過后巷道靠工作面一側(cè)的煤幫不復(fù)存在，頂板要發(fā)生下沉和回轉(zhuǎn)。為及時控制頂板下沉，并為巷旁支護的設(shè)置提供時間和安全空間，在工作面后方立即架設(shè)單元支架(圖7)，與工作面推進度保持一致。單元支架平行于巷道軸線布置，間距3.6 m，共布置50 架單元支架，最大滯后支護距離180 m。

圖24 何家塔煤礦沿空留巷錨桿錨索支護布置Fig.24 Layout of rock bolts and cables for entry retained along gob side in Hejiata coal mine

圖25 波紋管約束泵充混凝土支柱實物Fig.25 Pumped concrete prop contained by corrugated pipe

(2)巷旁支護。設(shè)計巷旁支護形式為泵充混凝土柱式支護。采用理論分析、數(shù)值模擬及實驗室試驗相結(jié)合的方法確定出支柱的材料、結(jié)構(gòu)及參數(shù)。采用C30混凝土，外部波紋管約束。在巷道 1 950～1 650 m段巷道平均高度 2.7 m，選用直徑 800 mm的支柱，在巷道1 650～1 500 m段，巷道平均高度3.2 m，選用直徑1 000 mm的支柱。波紋管約束混凝土實物如圖25所示，直徑800 mm支柱的壓縮載荷與位移曲線如圖26所示。可見，支護的最大載荷達9 460 kN，壓縮變形為113 mm。

圖26 波紋管約束混凝土支柱壓縮曲線Fig.26 Compressive curve of concrete prop contained by corrugated pipe

另外，在工作面支架后方設(shè)置擋矸支架，支撐頂板，擋住采空區(qū)矸石，與單元支架共同維護混凝土支柱施工的安全空間。擋矸支架位于工作面4號、5號支架后方，設(shè)置2組，每組2架，共 4架，每架工作阻力達13 600 kN。擋矸支架與單元支架共同保證混凝土支柱達到設(shè)計強度后再承受頂板壓力。

(3)水力壓裂卸壓。由于煤層基本頂為比較完整穩(wěn)定的巖層，采后不能及時垮落，為此，在超前工作面大于100 m的位置進行水力壓裂卸壓，水力壓裂鉆孔布置如圖27所示。鉆孔沿巷道軸線偏向工作面20°布置，鉆孔深度42 m，仰角45°，垂直高度為29.7 m，鉆孔間距為10 m。封孔長度為12 m，保證水力壓裂不影響錨索錨固區(qū)的巖層。頂板卸壓后會減小巷道上方基本頂?shù)膽翼旈L度，減小作用在巷旁支護上的載荷，同時有利于垮落矸石盡快充滿采空區(qū)，基本頂盡快形成穩(wěn)定的結(jié)構(gòu)。

圖27 何家塔煤礦沿空留巷水力壓裂鉆孔布置Fig.27 Layout of hydraulic fracturing boreholes applied in entry retained along gob side in Hejiata coal mine

(4)采空區(qū)密封。根據(jù)現(xiàn)場實際情況，采用掛鋼筋網(wǎng)與風(fēng)筒布并噴涂聚氨酯塑性材料對支柱之間進行密閉。這種方法密閉效果好，而且施工簡易快速。

..礦壓監(jiān)測及試驗效果分析

為了分析沿空留巷效果，在50108運輸巷設(shè)置綜合礦壓監(jiān)測站，監(jiān)測沿空留巷圍巖變形與支護體受力。監(jiān)測內(nèi)容主要包括巷道表面位移、頂板離層，錨桿錨索、混凝土支柱、單元支架及端頭支架受力等。

50108運輸巷掘進期間圍巖變形、頂板離層均很小，錨桿錨索安裝后受力變化不大，掘進影響期也很短。下面主要介紹留巷期間和50107工作面開采期間的礦壓監(jiān)測結(jié)果。

(1)水力壓裂卸壓效果。為了評估水力壓裂卸壓效果，在壓裂試驗段與非壓裂試驗段分別對端頭支架進行了受力監(jiān)測。監(jiān)測結(jié)果表明：無水力壓裂段端頭支架壓力平均值為4 588 kN，而在水力壓裂段端頭支架壓力平均值為3 271 kN，降低幅度達29%，說明水力壓裂有效降低了端頭支架壓力，起到了卸壓作用。

(2)留巷期間礦壓監(jiān)測及效果。留巷期間巷道圍巖位移曲線如圖28所示。工作面后方20 m范圍內(nèi)頂板下沉和離層不大，之后迅速增加，到50 m后增加速度變緩，在160 m左右出現(xiàn)跳躍后緩慢增長，到距離大于200 m后趨于穩(wěn)定。試驗巷道圍巖變形規(guī)律與前述的沿空留巷變形空間分布特征一致。在留巷期間巷道頂板下沉和離層量總體較小，巷道圍巖比較穩(wěn)定。

圖28 留巷期間圍巖位移曲線Fig.28 Rock deformation curves of entry during retaining period

錨桿受力監(jiān)測結(jié)果表明：錨桿受力在超前工作面25 m左右開始增加，工作面采過到滯后30 m范圍內(nèi)錨桿受力增長較快，之后錨桿受力增長速度變慢并逐步趨于穩(wěn)定。滯后工作面200 m處錨桿最大受力為56 kN，明顯低于錨桿的拉伸屈服力(85.2 kN)。

不同位置單元支架(支架編號從工作面后方第1架連續(xù)編號到32架)受力曲線如圖29所示。隨著工作面推進，單元支架受力經(jīng)歷“波動—增壓—保壓”3個階段。當(dāng)工作面推過10 m左右，單元支架壓力出現(xiàn)波動并開始增壓；推過40～60 m，壓力達到峰值后趨于穩(wěn)定，75%以上支架壓力高達40 MPa。另外，在擋矸支架支撐范圍內(nèi)單元支架受力增加幅度不大，在擋矸支架移架過程中，單元支架受力逐漸升高，超過擋矸支架支撐長度后，單元支架壓力迅速增加并達到峰值壓力。這些數(shù)據(jù)表明，單元支架在留巷期間起到了有效控制頂板下沉的作用。

圖29 沿空留巷單元支架受力曲線Fig.29 Load curves of unit hydraulic supports

混凝土支柱受力變化曲線如圖30所示。混凝土支柱在滯后工作面25 m位置處開始受力，滯后25～110 m內(nèi)受力增加速度較快，之后增加速度變緩，到200 m后支柱受力穩(wěn)定在4 800 kN，超過了支柱極限載荷的一半。

在50108運輸巷沿空留巷試驗段，頂板最大下沉量為38 mm，底板幾乎沒有底臌，支護效果良好。

(3)50107工作面開采期間礦壓監(jiān)測及效果。在50107工作面開采期間，重新布置巷道表面位移、錨桿受力測站，并增加了超前液壓支架受力監(jiān)測。受技術(shù)原因影響，沒有對混凝土支柱受力繼續(xù)進行監(jiān)測。

圖30 沿空留巷混凝土支柱受力曲線Fig.30 Load curve of concrete prop in entry retained along gob side

巷道表面位移監(jiān)測曲線如圖31所示。巷道在距工作面70 m以外沒有受到超前支承壓力影響，支護狀況良好，如圖32所示。距工作面45 m內(nèi)是超前支架支護范圍，由于超前支架強力支撐，巷道圍巖變形較小，即使在工作面煤壁處，巷道頂板最大下沉量只有40 mm左右。當(dāng)工作面推過測站后，頂板支護由超前支架變?yōu)閱误w液壓支柱，而且超前支架反復(fù)支撐對頂板及原有錨桿錨索支護造成較大損傷，此后圍巖劇烈變形，頂板明顯下沉。進入采空區(qū)后，支柱向采空區(qū)歪斜(圖33)，有利于采空區(qū)巖石垮落、冒實，不會對下部煤層開采造成應(yīng)力集中影響。

圖31 沿空留巷二次采動圍巖變形曲線Fig.31 Rock deformation curves of entry retained along gob affected by second working face

圖32 井下沿空留巷支護狀況Fig.32 Underground support state of entry retained along gob

圖33 井下沿空留巷采空區(qū)破壞狀況Fig.33 Underground damage state of entry retained along gob in gob area

錨桿受力監(jiān)測數(shù)據(jù)表明：在距工作面70 m左右錨桿受力明顯增加，當(dāng)距工作面20 m以內(nèi)時，受力增加幅度有所上升，錨桿最大受力達到90 kN，超過了錨桿的屈服載荷。

超前支架僅靠近工作面的3組出現(xiàn)初撐后受力增加的現(xiàn)象，遠離工作面的3組超前支架無明顯超前壓力影響，可見，超前支承壓力對超前支架的影響范圍為22 m。從各組超前支架峰值載荷分析，越靠近工作面支架承載越大，最大達37 MPa。

總之，50108工作面運輸巷在留巷、復(fù)用期間圍巖穩(wěn)定、變形小，各種支護狀態(tài)良好，滿足了安全生產(chǎn)的要求。

4.2 山西晉城野川煤礦沿空留巷實例分析

野川煤礦位于山西省晉城，為高瓦斯礦井。目前開采3號煤層，留設(shè)煤柱寬度一般不小于25 m，浪費了有限的優(yōu)質(zhì)資源。為了從根本上消除上隅角瓦斯隱患、提高資源采出率、緩解采掘接續(xù)緊張，開展了沿空留巷試驗。

..巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件

沿空留巷在3203工作面運輸巷進行。煤層平均厚度為5.36 m，層狀構(gòu)造，節(jié)理裂隙發(fā)育，煤層傾角為3°～12°，埋深為250 m。直接頂為泥巖和砂質(zhì)泥巖；基本頂為細粒砂巖、粉砂巖；直接底為泥巖。鄰近工作面的地應(yīng)力測試數(shù)據(jù)為：垂直應(yīng)力4.43～4.56 MPa，最大水平主應(yīng)力11.28 MPa，最小水平主應(yīng)力5.90 MPa。

運輸巷沿煤層底板掘進，寬5.8 m，高3.2 m，留巷后寬度4.5 m，用作下一個工作面的回風(fēng)巷，工作面通風(fēng)方式為Y型通風(fēng)。

..沿空留巷圍巖控制技術(shù)

(1)巷內(nèi)支護與加強支護。巷內(nèi)基本支護采用錨桿錨索支護。錨桿為22 mm、長2.5 m的高強度樹脂錨固高強度錨桿，錨索為1×19結(jié)構(gòu)、21.8 mm預(yù)應(yīng)力樹脂錨固錨索，長度7.3 m。頂錨桿間距、排距分別為800，900 mm，幫錨桿間排距均為900 mm。頂錨索每排3根，排距1.8 m，切頂錨索距回采幫300 mm。

采用錨索對頂板和煤柱幫進行加強支護。加強錨索均采用走向交叉錨索+W型鋼帶，頂錨索2排，一排布置在巷道中間，一排靠煤柱幫，間排距分別為2.4，1.8 m；煤柱幫布置兩排錨索，間排距分別為1.0，1.8 m。

(2)巷旁支護。根據(jù)野川礦高瓦斯、厚煤層沿空留巷特點，確定采用充填混凝土墻式巷旁支護。針對傳統(tǒng)混凝土墻體存在的問題，開發(fā)出新型內(nèi)外約束混凝土墻體結(jié)構(gòu)。通過在充填模袋內(nèi)布置合理鋼筋骨架、外部采用預(yù)應(yīng)力對拉錨桿、鋼筋網(wǎng)及鋼筋托梁進行護表，實現(xiàn)內(nèi)外雙重約束，改變了混凝土的破壞模式，顯著提高了混凝土墻的承載能力和變形能力。

設(shè)計充填混凝土墻體厚度為1.0 m。采用C40混凝土，1 d強度達到15 MPa，5 d強度達到30 MPa，終凝強度達到40 MPa以上。對拉錨桿為22 mm、長1.2 m螺紋鋼錨桿，間排距為700 ，800 mm。內(nèi)置鋼筋骨架采用6 mm鋼筋網(wǎng)片綁扎而成。墻體結(jié)構(gòu)如圖34所示。

圖34 沿空留巷充填混凝土墻體結(jié)構(gòu)Fig.34 Structure of pumped concrete wall for entry retained along gob

(3)水力壓裂卸壓。根據(jù)運輸巷頂板巖層分布及瓦斯抽采鉆孔布置，提出水平長鉆孔水力壓裂與瓦斯抽采共用鉆孔卸壓布置方法。在確保長鉆孔瓦斯抽采效果前提下，采用瓦斯抽采鉆孔對基本頂及上部巖層進行分層壓裂，在堅硬頂板中形成網(wǎng)絡(luò)聯(lián)通裂縫，使其易于垮落，同時提高瓦斯抽采效果，實現(xiàn)“1孔2用”。

3203工作面走向長度970 m，在運輸巷回采幫布置2個鉆場，每個鉆場施工5個瓦斯抽采卸壓孔，如圖35所示。對原瓦斯抽采孔層位進行調(diào)整，將1號、5號孔層高由30 m分別調(diào)整至28 m和15 m，與巷幫水平距離分別為10，8 m，其他鉆孔均位于層高30 m，間距10 m。選擇1號、2號、5號孔進行壓裂，3號、4號孔不壓裂，3個鉆孔壓裂后采用“兩堵一注”封孔工藝，轉(zhuǎn)換至瓦斯抽采功能。

圖35 沿空留巷水平長鉆孔水力壓裂卸壓鉆孔布置Fig.35 Layout of long horizontal hydraulic fracturing boreholes applied in entry retained along gob side

..礦壓監(jiān)測及試驗效果分析

在3203工作面運輸巷留巷和復(fù)用期間，對巷道圍巖變形等進行了監(jiān)測。留巷期間頂板最大下沉量為100 mm，最大底臌量為210 mm，混凝土墻體側(cè)位移量為20 mm，煤柱側(cè)最大位移量為110 mm，巷道斷面收斂率13%，巷道無需維修，完全滿足復(fù)用要求。

在復(fù)用期間，超前工作面50 m巷道圍巖變形開始明顯增加，到20 m超前液壓支架處頂板最大下沉量為60 mm，最大底臌量為30 mm，回采側(cè)最大位移量為18 mm，墻體側(cè)位移量為20 mm。進入20 m超前支護段后，在超前液壓支架的強力支護下，巷道變形變化不大。充填混凝土墻體由于寬度小，進入采空區(qū)后發(fā)生破裂傾倒，有利于頂板垮落，對下部煤層開采不會產(chǎn)生應(yīng)力集中。

總之，運輸巷在留巷、復(fù)用全服務(wù)期間內(nèi)斷面收縮率較小，頂板、煤幫及混凝土墻體穩(wěn)定，滿足了運輸、通風(fēng)的要求。

5 結(jié)語與展望

經(jīng)過60多年的研究與試驗，我國無煤柱開采方法及圍巖控制技術(shù)取得長足發(fā)展。在發(fā)展過程中，經(jīng)歷過全煤炭行業(yè)集中攻關(guān)、快速推進、積極推廣階段，也出現(xiàn)過發(fā)展緩慢甚至停滯不前的局面。經(jīng)過不斷努力，到目前為止，已基本形成無煤柱開采技術(shù)體系及圍巖控制理論與成套技術(shù)。沿空留巷、沿空掘巷得到比較廣泛的應(yīng)用，從薄及中厚煤層回采巷道，到厚煤層、特厚煤層綜放開采巷道；從圍巖穩(wěn)定巷道，到松軟破碎圍巖巷道；從淺部、中深部巷道到深部巷道；從近水平煤層、緩傾斜煤層巷道，到傾斜、急傾斜煤層巷道；從小斷面到大斷面、特大斷面巷道；涵蓋了我國煤礦巷道的多種地質(zhì)條件。無煤柱開采技術(shù)的推廣應(yīng)用，不僅有利于巷道維護和動力災(zāi)害防治，而且提高了煤炭資源回收率；沿空留巷還可顯著降低礦井掘進率，改善通風(fēng)系統(tǒng)、解決瓦斯問題，取得了顯著的經(jīng)濟社會效益。

為了進一步做好無煤柱開采圍巖控制技術(shù)研究、試驗工作，繼續(xù)擴大無煤柱開采的應(yīng)用范圍，提出以下建議與發(fā)展方向。

(1)加強無煤柱開采巷道布置、開采順序優(yōu)化研究，結(jié)合不同的開采系統(tǒng)與工藝，確定合理的巷道掘進、留巷時空方案。在條件適宜、不違反煤礦安全規(guī)程的條件下，作為后退式開采的補充，可局部應(yīng)用前進式開采沿空留巷技術(shù)，以發(fā)揮前進式開采系統(tǒng)的優(yōu)勢。

(2)加強大采高、綜放開采等高強度開采條件下無煤柱開采的適應(yīng)性研究；加強復(fù)雜困難條件沿空留巷、沿空掘巷圍巖變形與破壞機理研究，提出更合理的圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型；深化對圍巖與支護相互作用關(guān)系的研究，提出更可靠的支護阻力估算方法。

(3)預(yù)應(yīng)力高強度錨桿錨索支護已成為沿空巷道的基本支護方式，錨索成為巷道補強的有效手段。應(yīng)開發(fā)適合大變形、有動力災(zāi)害沿空巷道的超高強度、高延伸率、高沖擊韌性錨桿錨索材料，提高圍巖大變形控制效果，保證巷道安全。繼續(xù)開發(fā)性能更優(yōu)越的沿空留巷加強支護形式，不僅提高支護效果，同時能實現(xiàn)快速移動。

(4)巷旁支護是沿空留巷的關(guān)鍵技術(shù)。應(yīng)繼續(xù)研究適合不同地質(zhì)條件的巷旁支護形式，開發(fā)性能優(yōu)越、成本低的充填材料，進一步優(yōu)化巷旁支護參數(shù)，提高早期承載能力、保證長期承載能力、滿足所需的變形能力。

(5)加強沿空留巷巷內(nèi)基本支護、加強支護及巷旁支護在支護強度、剛度及變形能力等方面的匹配性研究，充分發(fā)揮3種支護在時間與空間上的支護優(yōu)勢，通過3者協(xié)同支護，有效控制沿空留巷圍巖變形與破壞。

(6)沿空巷道卸壓機理、支卸協(xié)同作用原理與技術(shù)還需要深入研究。研究各種卸壓方法的適應(yīng)性，水力壓裂裂縫開啟、擴展規(guī)律及主要影響因素，建立煤巖體裂縫擴展準則，進一步提高水力壓裂卸壓方案與參數(shù)設(shè)計的合理性。開發(fā)井下水力壓裂裂縫擴展方向、路徑、開度等裂縫參數(shù)的監(jiān)測儀器與技術(shù)，準確評價水力壓裂卸壓效果。

(7)目前沿空留巷、沿空掘巷的施工速度還比較低，不能滿足采煤工作面快速推進的要求。應(yīng)研究沿空巷道快速施工工藝與裝備，提高施工速度，滿足采煤對掘進與留巷的要求。

(8)隨著煤礦數(shù)字化、信息化、智能化建設(shè)的快速發(fā)展，應(yīng)研發(fā)無煤柱開采圍巖控制的自動化、智能化施工技術(shù)、裝備及智能控制系統(tǒng)，在顯著提高施工速度和效率的同時，大幅度減少現(xiàn)場作業(yè)人員，實現(xiàn)少人化，進一步改善井下作業(yè)環(huán)境與安全程度。

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