超长推进距离综采工作面顺采沿空掘巷技术研究

2019-02-19任亚军徐春虎

煤炭工程 2019年1期

田柯，任亚军，徐春虎，武超

(中国矿业大学(北京)，北京 100083)

超长推进距离工作面(一般超过3000m)开采过程中，常采用双巷布置，留设较大的区段煤柱，降低了回采率[1-4]。为了节约资源，有效降低煤损，目前已有许多矿区摒弃了传统意义上的大尺寸区段煤柱，均使用沿空掘巷无煤柱护巷技术[5-11]。由于双巷掘进可满足连续采煤机掘进及巷道掘进通风及辅助运输问题，因此沿空掘巷技术在超长推进距离工作面的应用较少。同时留窄煤柱沿空掘巷须在采空区覆岩运动稳定后，因此工作面大多采用跳采的布置方式，这样不利于采掘接替，并随之产生孤岛工作面。本文针对高强度、超长推进距离工作面双巷掘进面临的问题及沿空掘巷技术应用存在的困难展开研究，提出了超长推进距离工作面顺采沿空掘巷技术。

1 工程概况

察哈素煤矿31采区开采的31303大采高综采工作面为第一水平第二个工作面，北东为31301工作面。31303工作面推进距离长4652m(后期调整为4500m)，工作面宽300m，采高6m，采用双巷布置，巷间留设18m护巷煤柱，联络巷间隔50m。31301工作面辅助运输巷同时保留作为31303工作面回风巷道，所以其经历两次采动影响。但现场应用结果显示，在经历一次采动影响后，巷道即发生剧烈变形，顶底板移近量最大超过2.2m，底鼓严重，两帮移近量也较大。因此，辅助运输巷在18m的护巷煤柱保护下，在一次采动影响下已发生剧烈变形和破坏，已无法承受二次采动的影响。

针对上述问题矿方曾建议增大煤柱宽度，将煤柱宽度尺寸由原来的18m增加到40m，尽量减少下区段工作面回风巷道受到的采动影响。但增大煤柱尺寸，极大地增加了煤炭损失，仅相邻工作面之间煤柱损失将达到1.08Mt。因此，急需对回采巷道布置方式与煤柱尺寸进行优化。

2 顺采沿空掘巷技术

双巷掘进巷道布置方式，双巷间留设大煤柱，保护下区段巷道避免采动剧烈影响，虽有利于巷道的快速掘进和通风。但存在以下问题：一是采用大煤柱护巷，丢煤严重，严重降低回采率；二是护巷煤柱要经历两次采动影响，破坏严重，且首采面的辅助运输巷要长期维护作接续工作面的回风巷道，巷道维护成本高。如采用沿空掘巷技术，则巷道长距离通风及辅助运输存在困难，且工作面之间无法实现顺序开采。

为了解决以上问题，基于沿空巷道围岩结构特征和采空区侧向支承压力分布规律，结合双巷布置与沿空掘巷技术，提出超长推进距离工作面顺采沿空掘巷技术，如图1所示。相邻工作面采用顺序布置，首采工作面双巷之间采用大煤柱护巷，使辅助运输巷避开侧向支承应力的剧烈影响。在首采工作面回采期间，同时掘进巷道4和5到开切眼位置，过接续面开切眼6到达沿空掘巷位置。由于工作面推进距离长，待首采面推进到合适位置，后方采空区上覆岩层垮落也基本趋于稳定，后随首采面推进留窄煤柱分段掘出巷道7。首采工作面回采结束后，沿空巷道7部分已掘出，当接续工作面设备安装完毕即可进行回采，实现掘、采同时作业。待接续工作面回采时，将大部分煤柱和工作面作为整体回采，仅损失沿空掘巷留设的窄煤柱。

1—首采工作面回风巷道；2—首采工作面运输巷道；3—首采工作面辅助运输巷道；4—接续工作面运输巷道；5—接续工作面辅助运输巷道；6—接续工作面开切眼；7—接续工作面沿空掘巷；8—联络巷；A-留设大煤柱；B—沿空掘巷窄煤柱；L1—接续工作面与掘进工作面合理错距；L2—首采工作面和掘进工作面合理的错距图1 顺采沿空掘巷技术巷道布置示意图

为了解决沿空掘巷期间通风问题，特制定以下通风方式，当首采工作面采空区稳定后，即可在双巷布置下留设的大煤柱A内进行沿空掘巷，此时首采工作面回采和掘进工作面掘进同时进行，通风回路如图2所示。未到达联络巷时，掘进面的通风回路如图2(a)所示，在巷道7交界处安设局扇经风筒压入式进风→掘进工作面→巷道5回风。当掘进面到达第一个联络巷时的通风回路如图2(b)所示，此时在联络巷7处安设局扇经风筒压入式进风，此时掘进面通风路线：巷道3进风→在联络巷处安设局扇经风筒压入式进风→联络巷7→掘进工作面→巷道5回风。

1—首采面回风平巷；2—首采面运输平巷；3—首采面辅助运输平巷；4—沿空掘巷；5—接续面运输平巷；6—接续面辅助运输平巷；7—联络巷；A—留设大煤柱；B—沿空掘巷窄煤柱图2 首采面与掘进面同时推进时的通风路线图

当首采工作面回采结束，掘进面和接续面同时推进时的通风路线如图3所示。当接续面开采时，掘进面的通风路线为：新鲜风流直接从大巷压入式经风筒进风(如图3中所示的阴影部分)→掘进面→沿空巷道4→联络巷7→巷道3回风。

3—首采面辅助运输平巷；4—沿空掘巷；5—接续面运输平巷；6—接续面辅助运输平巷；7—联络巷；8—密闭；9—局扇和风筒；A—留设大煤柱；B—沿空掘巷窄煤柱图3 掘进面与接续面推进时的通风路线图

沿空掘巷期间出煤，通过掘锚机、梭车、一号车、带式输送机运煤。梭车工作时将掘进出煤从车厢的装载端装入，连续转动的刮板或链板运输机就能自动地将它转载到卸碴端，待整个梭车装满，开动梭车至带式输送机处，开动带式运输机，即可将煤岩自动卸到一号车，再通过一号车转载至带式运输机上，如图4所示，最后经辅助运输巷运出。

图4 掘锚机—梭车1号车巷道掘进作业线设备空间位置图(m)

3 顺采沿空掘巷技术关建参数分析

3.1 窄煤柱尺寸的留设

依据极限平衡理论，极限平衡区内破碎区和塑性区都是非弹性承载区域，在侧向支承压力作用下，破碎区煤体发生破坏，该区承载能力降低，导致支承应力进一步向煤体深部转移，而破碎区煤体支承应力降低到原岩应力以下，如图5所示，故在截面CD处满足边界条件[12]：

σy|x=Ls=γH

(1)

图5 一侧采空实体煤侧支承应力分布及分区图

式中，σy为实体煤帮垂直应力，计算公式为：

根据极限平衡区计算公式，将式(2)代入式(1)得到实体煤帮破碎区宽度：

将参数带入式(3)计算得到Ls=9.8m。故将沿空巷道布置在采空区侧实体煤内10m处位置，利于巷道维护。

3.2 双巷间煤柱合理尺寸

根据双巷间煤柱留设原则[13]：在采掘支承应力作用下，煤柱两侧发生塑性变形后，中央应仍存在一定宽度的弹性核，且该宽度不应小于采高的二倍。

B=x0+2m+x1

(4)

式中，B为煤柱宽度，m；x0为回采空间对煤柱支承应力的极限平衡区范围，m；x1为采准巷道对煤柱支承应力的极限平衡区范围，m；m为煤柱高度，m。

运用岩体的极限平衡理论，回采空间对煤柱支承应力的极限平衡区宽度，即支承压力峰值与煤柱边缘之间的距离x0为：

式中，K为应力集中系数，取3；γ为岩层平均容重，取2kN/m3；P1为支架对煤帮的阻力，取0.1MPa；m为煤层开采的厚度，取6m；c为煤体的粘聚力，取2.4MPa；φ为煤体的内摩擦角，取30°；ε为三轴应力系数；H为采深，取440m；f为煤层与底板接触面的摩擦系数，取0.2。

上述参数代入式(5)，计算得到工作面开采后煤柱采空区侧的塑性区宽度是33.7m。

工作面辅助运输巷掘进后产生的塑性区宽度也可通过极限平衡理论[14，15]计算得到：

式中，m为巷道高度，取3.9m；A为侧压系数，取0.4；Px为侧向支护阻力，取0.2MPa。

将有关参数代入式(6)计算得x1=5m，将以上计算结果带入式(4)得：

B=33.7+2×6+5=50.7m

经理论计算一侧采空后31303工作面辅助运输巷的保护煤柱的宽度为50.7m，实际留设的煤柱尺寸偏小，是31301工作面回采时辅助运输巷发生大变形与破坏主要原因。

3.3 沿空掘巷合理错距

随着工作面的推进，从工作面煤体前方到采空区应力分布如图6所示[16]，依次为原岩应力区a、超前支承应力区b、减压区c、后方支承应力区d、采动稳定区e。为了避免工作面开采动压的影响，将掘进工作面布置在采动稳定区，有利于巷道掘进和维护。由现场实测的31301工作面辅助运输巷道表面位移监测数据结果如图7所示，在经连续观测后，当辅助运输巷测点距离工作面超过1042m之后巷道变形才趋于一稳定值，可认为工作面后方采空区覆岩运动已经稳定。因此，首采工作面和掘进工作面之间合理的错距L2应在1050m以上。