康红普，张 晓，王东攀，田锦州，伊钟玉，蒋 威

(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)

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，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2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。

图1 无煤柱开采方法分类Fig.1 Types of non-pillar coal mining methods

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。20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。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，20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。

20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20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20世纪50年代。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。20世纪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20 m左右的回采巷道煤柱缩小到2～3 m，甚至完全取消煤柱。20世纪70年代采用无煤柱开采技术的矿井显著增加。1977年煤炭工业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年煤炭工业部颁发了《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；20世纪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。但是，在20世纪90年代到21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；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；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；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。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，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。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。

笔者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、破坏特征与围岩控制技术；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巷道，为下一个工作面服务的巷道布置方式。

1.1 不同开采系统的沿空留巷类型

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。

图2 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

自20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巷道和开切眼，形成通风系统，然后在开切眼安装开采设备进行回采。如图2(a)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巷道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。

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20世纪70～80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%,波兰占30%～40%。根据采煤工作面与两端回采巷道的相对位置、施工时间，前进式开采巷道布置主要有5种方式，如图3所示。图3(a)为有一条回采巷道预先掘出或留巷，另外一条回采巷道超前采煤工作面掘进一段距离，该回采巷道随工作面推进沿空留巷；图3(b)为有一条回采巷道预先掘出或留巷，另外一条回采巷道不预先掘进，与采煤工作面同步推进，该回采巷道随工作面推进沿空留巷；图3(c)为2条回采巷道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；图3(d)为有一条回采巷道超前采煤工作面预先掘进一段距离，另外一条回采巷道不预先掘进，两回采巷道随工作面推进均沿空留巷；图3(e)为2条回采巷道均不预先掘进，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。当回采巷道超前采煤工作面掘进时，可采用常规的掘进方法掘巷；当回采巷道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回采巷道断面，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回采巷道的方式，掘进通风与运输复杂，还与采煤工作面互相影响；对于采掘工作面齐头并进方式，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，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。

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2(b)左图方式，1号工作面2条回采巷道与工作面齐头并进，由采煤机掘出并进行支护后成巷。运输巷沿空留巷用作2号工作面的回风巷，2号工作面的运输巷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号工作面运输巷两侧都需要巷旁支护，回采巷道压力大、破坏范围大，防漏风难度大。图2(b)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巷不需要再维护，1号工作面运输巷只需一侧巷旁支护，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2(c)左图方式1号工作面采用前进式开采，运输巷沿空留巷用作2号工作面的回风巷。2号工作面回采前需提前掘出运输巷，进行后退式回采，运输巷在工作面后方沿空留巷。这种方式2个工作面只需掘进一条回采巷道,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。图2(c)右图方式，1号工作面采用前进式开采，运输巷沿空留巷用作2号工作面的回风巷。2号工作面开采时，边采边掘出运输巷，并进行沿空留巷。这种方式第2个工作面不需要预先掘进回采巷道，可实现Z型通风。

1.2 沿空留巷围岩变形与破坏特征

沿空留巷与普通巷道相比围岩变形与破坏有其显著的特征。图4为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为巷道掘进引起的变形阶段；Ⅱ为掘进影响稳定至受到回采影响前的阶段；Ⅲ为第1个回采工作面超前支承压力影响阶段；Ⅳ为第1个回采工作面后方留巷围岩强烈变形阶段；Ⅴ为留巷围岩变形稳定阶段；Ⅵ为第2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回采巷道只有Ⅰ，Ⅱ，Ⅲ阶段；无预先掘进的前进式开采回采巷道只有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。

图4 典型的沿空留巷围岩变形曲线Fig.4 Typical deformation curve of entry retained along gob side

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：

(1)沿空留巷变形的时间分布特征。从掘进到第2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1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。与其他阶段相比，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2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)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1个回采工作面前方一定距离(从数米到超过100 m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，另一侧为采空区垮落的矸石，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10 m，多为10～30 m，有的达30～50 m，有些超过50 m。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40～70 m，多为70～150 m，有的达150～200 m，有些超过200 m。在超前第2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1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2个工作面的要求。第2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他原因，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臌量大。

(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，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3段分布，0～8 m压力不大，8～26 m为压力集中段，顶板活动剧烈，26 m以外为压力相对稳定带，冒落矸石逐渐压实。在总的52 m监测巷道中，前26 m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0～30 m内围岩变形速度较大，其中在15 m左右达到峰值。之后围岩变形速度大幅降低，60 m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

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于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。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。

图5 沿空留巷围岩结构Fig.5 Structure of surrounding rock of entry retained along gob side

朱德仁和申冠海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。指出沿空留巷支架载荷由3部分构成：一是与煤层相邻直接顶不规则垮落带岩层自重；二是不规则垮落带上部规则垮落带岩层施加给支架的载荷；三是垮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100 m以远围岩活动稳定，支架主要支撑直接顶岩层重力，支架工作阻力可显著减小。沿空留巷不一定设置巷旁支护。在直接顶垮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力估算，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。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。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力，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。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。

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。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。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，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。

图6 沿空留巷支护星网Fig.6 Support star network diagram of entry retained along gob side

..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。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。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。

..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。按支护服务时间分为永久支护型(锚杆与锚索、注浆)，支护后一直服务到巷道报废；临时支护型(单体液压支柱、液压支架)，支护一段巷道一定时间后撤走。按支护是否移动分为固定支护(棚式支护、锚杆锚索、注浆)及可移动支护(单体支柱、液压支架)。

锚杆锚索支护，特别是锚索作为一种主动、有效的巷内加强支护已得到大量应用。预应力锚索可提供较大的预应力和工作阻力，有效控制顶板岩层扩容与离层，并将锚杆锚固范围内的岩层与深部岩层相连，提高顶板的完整性、稳定性和承载能力。另外，在巷道中靠近采空区一侧的锚索，可起到一定的切顶作用。为了进一步提高巷道加强支护效果，将锚固与注浆加固有机结合，开发出多种形式的注浆锚杆、注浆锚索，现场应用效果良好。

单体液压支柱是常用的柱式巷内加强支护，属于主动支护，可提供一定的初撑力、工作阻力及较大的可缩量，可配合铰接顶梁使用。与锚杆锚索支护机理不同，支柱的主要作用是给顶板提供主动支撑力，阻止顶板离层和整体下沉，这种作用在沿空留巷的第Ⅳ阶段顶板强烈下沉期，且巷旁支护强度还没有达到要求时最为重要。在该阶段应采用强有力的巷内加强支护控制顶板急剧下沉，才能保证沿空留巷的成功。

为克服单体液压支柱强度低、稳定性差、劳动强度大等缺点，开发了多种沿空留巷专用加强支护液压支架。如淮南矿业集团等研制出自移式主动强力控顶支架，工作阻力达8 000 kN，可实现自移行走。图7为中煤科工开采研究院有限公司开发的自移式、两柱单元支架，初撑力、工作阻力分别为5 000，6 500 kN。这些专用液压支架显著提高了巷内加强支护效果及施工的机械化程度。

图7 自移式两柱单元支架Fig.7 Self-advance unit hydraulic support with two props

..巷旁支护

根据图1的无煤柱开采方法分类，沿空留巷可分为无巷旁支护和有巷旁支护两大类。如前所述，对于薄及中厚煤层、埋深浅、顶板比较稳定等简单条件，工作面采过后直接顶能及时冒落并支撑基本顶铰接岩梁结构很快达到平衡，且巷内支护与加强支护能有效保持围岩稳定的情况下，可不设置巷旁支护。但务必解决好防漏风、防火、防水等安全问题。

一般情况下沿空留巷需要设置巷旁支护。巷旁支护是设置在要保留的巷道断面外、靠采空区一侧的支护方式。巷旁支护是沿空留巷的关键技术，要求巷旁支护既具有合理的工作阻力能切断一定高度的顶板，又有一定的变形量以适应沿空留巷顶板下沉。巷旁支护设置后应有较快的增阻速度，尽早有效支护顶板，避免过大的顶板离层与下沉。同时，要求巷旁支护施工速度快，适应采煤工作面快速推进，且成本低。另外，还要求巷旁支护具有隔离采空区的作用。自从沿空留巷问世以来，巷旁支护一直是研究重点。国内外开发和应用了多种形式的巷旁支护，按支护原理可分为支撑式和锚固式；按支护特性可分为刚性和可缩性支护。支撑式支护形式经历了从木垛、密集支柱、矸石带、混凝土砌块等人工构筑的传统支护方式，发展到高水材料、混凝土和膏体材料机械充填的现代支护方式。现有的巷旁支护类型见表1，分为柱式、垛式、墙式、锚固式及组合式五大类(图8)。

表1 沿空留巷巷旁支护类型

柱式巷旁支护是采用不同材料、不同类型的单体支柱形成巷旁支护。传统的支柱有木支柱、金属摩擦式支柱及单体液压支柱等，可设置成单排、双排、丛柱等形式。柱式巷旁支护巷道控顶宽度较小，早期支撑性能和切顶效果较好，其主要缺点是支护阻力小、稳定性差，不能密闭采空区。适用于薄及中厚煤层、地质条件比较简单的巷道。近年来，水泥及混凝土支柱、钢管混凝土支柱得到一定范围的应用。前一种支柱的特点是现场泵注水泥或混凝土，外表有铁皮、波纹管等约束，支柱的直径从600～1 200 mm不等，支护强度大，施工方便，且支柱间可通过挂网喷浆或充填密闭材料封闭采空区；后者现场将混凝土充填到钢管中，充分发挥钢管和约束混凝土的协同支护作用。有的将钢管设计为两段，支柱能适应巷道高度变化，同时具有较大的可缩性，更好地适应顶板下沉。

图8 沿空留巷巷旁支护形式Fig.8 Patterns of supports beside entries retained along gob side

垛式巷旁支护是采用木材、矸石、料石、混凝土块等材料堆砌成的垛式支护。垛的堆砌方式、布置方式、几何参数、垛间距离等根据沿空留巷的具体条件确定。与柱式支护相比，垛式支护的护顶面积、稳定性得到提高，但其缺点也比较明显。以常用的木垛为例，其初期支护阻力小、增阻速度慢、可缩量大，巷道控顶宽度大，不能密闭采空区。适用于薄及中厚煤层、顶板比较稳定的沿空留巷。

墙式巷旁支护是采用矸石、料石、混凝土块等材料砌筑或采用充填材料构筑的墙式支护。矸石墙是一种传统的巷旁支护方式，其优点是在井下可就地取材，有较好的稳定性。其突出的缺点是初期支护阻力小、矸石压缩量大，采空区密闭效果较差。此外，构筑矸石墙的劳动强度大，当矸石墙的宽度与高度较大时尤为突出。为了解决这个问题，国内外采用过在巷道靠采空区一侧顶板一定深度进行爆破放顶，垮落矸石形成巷旁矸石墙的方法。混凝土砌块墙式巷旁支护具有初期支护阻力大、增阻速度快、切顶效果好、采空区密闭性较好等优点。其缺点主要是墙体可缩量较小、砌墙的劳动强度大、成本较高等。适用于薄及中厚煤层、顶板中等稳定、顶板下沉量不是很大的条件。

充填式墙体巷旁支护采用风力或泵送充填材料构筑充填墙，起到支撑顶板和隔离采空区的双重作用。合理的充填墙体不仅应有较高的初期强度以尽早有效支撑顶板，较高的后期强度以保持巷道长期稳定，而且应有足够的变形能力，以适应顶板的下沉与旋转。根据上述要求，我国在引进国外技术的基础上开发出多种巷旁充填材料、技术及设备。按照充填材料可分为高水材料、混凝土及膏体材料充填；按照充填动力分为风力充填和泵送充填；按照施工模板分为钢模充填和柔模充填。充填墙体的力学性能与充填材料性质有很大关系。高水充填材料是在水灰比不小于1.5∶1.0的高水灰比条件下能快速凝结、固化的胶结材料。试验数据表明，其4 h抗压强度为2～3 MPa，1 d强度为4 MPa左右，7 d强度可达5～6 MPa；混凝土充填材料4 h抗压强度不小于2 MPa，28 d强度可达25 MPa；膏体材料主要成份为水泥、砂、粉煤灰、水及添加剂，1 d抗压强度为4～7 MPa，28 d强度达到22 MPa以上。有的学者还提出巷旁分层充填留巷方案，采用2种强度等级的材料进行充填，上分层材料起密封作用，适应覆岩运动产生的冲击载荷，下分层材料起支护作用。充填体的几何尺寸、宽高比是影响其支撑能力和稳定性的重要参数。很多研究成果表明，当充填体宽高比为0.8以上时比较稳定。另外，为了提高充填体的整体强度和抗变形能力，在充填体中布置了锚杆或钢筋，形成类似钢筋混凝土的结构，显著改善了充填体的力学性能，同时还可适当减少充填体的宽度。总之，与其他巷旁支护相比，充填墙体支护具有支护阻力大、有一定的可缩性、施工机械化程度高、采空区密闭性好等突出优点，在一般及复杂条件下得到广泛应用。

锚注式支护包括锚杆、锚索、注浆、锚注支护，主要应用于顶板比较破碎、不太稳定的条件。有的用于采煤工作面后方、设置巷旁支护前，先在顶板安装锚杆、锚索，为随后施工的巷旁支护提供安全空间。也有些矿井在采煤工作面前方于巷旁支护的位置做缺口并进行锚杆支护，保持顶板稳定，为工作面后方的巷旁支护设置提供有利条件。

组合式巷旁支护是2种及以上方式组合使用。如支柱与矸石墙组合，支柱与木垛组合，支柱与充填材料墙组合，支柱、充填材料墙及锚索组合等。只要充分发挥各种支护的协同作用，组合式巷旁支护效果更好，适用范围更广。

在充填开采工作面应用沿空留巷，将2者有机结合具有独特优势。工作面采空区采用充填材料充填后可有效支撑上覆岩层，彻底改变长壁垮落法工作面采空区上覆岩层移动规律与结构特征，也为沿空留巷提供了良好条件。通过合理安排采煤、充填与留巷的时空关系，保证采空区充填体密实度，及合理的沿空留巷支护，实现有效控制顶板下沉和提高沿空留巷稳定性的双重效果。在理论研究方面，分析了沿空留巷围岩变形特征及巷旁支护体的作用机理，建立了巷旁支护体稳定性力学模型，得出巷旁支护体宽度计算公式。确定了沿空留巷顶板下沉量的主要影响因素为工作面采深、采高、工作面长度、采空区充实率、巷道宽度、巷旁支护体强度、宽度等。井下试验与应用实例表明，在中深部矿井，采用锚杆加固的矸石带作为巷旁支护，当采空区充实率达到80%、矸石带强度达到4 MPa、矸石带宽高比达到1∶1时，可保持巷道围岩的稳定。在超千米深井，采用膜袋胶结充填体作为巷旁充填体，在强度大于4 MPa、宽度4.1 m的条件下，沿空留巷断面收缩率仅为13%，支护效果良好。

..围岩卸压

当沿空留巷直接顶比较坚硬、不能及时垮落充填采空区，或顶板上部存在采后不易垮落、自身不能平衡的坚硬岩层，且设置切顶支护不能有效切落顶板时，需要采用卸压法促进顶板结构尽早达到平衡。否则，沿空留巷围岩位移会急剧增加，甚至出现沿煤帮切顶现象。

常用的卸压法主要有两大类：爆破法和水力压裂法。爆破法在煤矿井下围岩卸压中应用很广，按爆破深度可分为浅孔、中深孔及深孔爆破，对于围岩卸压，浅孔孔深一般小于10 m，深孔孔深40～50 m以上，中深孔介于2者之间。按爆破方式分为普通爆破和定向爆破，后者主要基于双向聚能爆破原理，采用双向聚能装置在设定断裂方向产生拉应力集中，使围岩沿该方向断裂。当钻孔间距、装药量等参数选择合理时，可形成连续分布的定向裂缝而切断顶板。按照钻孔方位可分为沿工作面倾向方向钻孔爆破，减小工作面来压强度与步距；沿工作面走向方向钻孔爆破，人为控制坚硬顶板岩层破断结构(图9)；沿上述2个角度之间的方向钻孔爆破，兼有2者的作用。

图9 沿空留巷爆破卸压钻孔布置平面[85]Fig.9 Plan layout of destressing blasting boreholes for entry retained along gob side[85]

爆破切顶高度是非常重要的参数，理想的爆破切顶高度是爆破垮落后的碎胀岩石能够充满采空区，对冒落区上部顶板进行有效支撑。对于浅孔爆破一般是切落不易垮落的直接顶，同时通过巷旁充填墙切断上位基本顶。中深孔、深孔爆破能够弱化和切断基本顶甚至更高的岩层，改变上覆岩层的结构。如果巷旁支护外侧的不易垮落顶板能够沿爆破切顶线及时垮落，可减小悬顶长度，降低作用在巷旁支护上的载荷，防止大面积坚硬顶板突然垮落对巷旁支护的冲击作用，达到卸压与保护沿空留巷的效果。

爆破钻孔布置方式及参数，包括钻孔长度、角度、间距，钻孔装药量、封孔长度等均影响爆破卸压效果。对于采用定向爆破，在顶板中形成连续裂缝的切顶方式，钻孔间距多为0.5 m左右，切顶高度一般为5～15 m。对于如图9所示的中深孔、深孔爆破，超前工作面每隔30 m布置1组中深孔、深孔爆破钻孔，钻孔长度分别为81，59，16 m，仰角分别为14°，21°，39°，水平转角分别为80°，80°，25°。每间隔60 m 在工作面回采侧开挖钻场，沿钻场两侧分别布置3个钻孔对沿空留巷采空侧顶板进行爆破切顶。钻孔长度为28～36 m，仰角分别为14°，19°，24°，水平转角分别为4°，7°，10°。采用上述爆破卸压方案后，工作面周期来压步距及强度明显减小，通过控制围岩破断结构，优化了沿空留巷围岩应力环境，有效解决了千米深井厚硬顶板沿空留巷支护难题。

水力压裂是通过注高压水在岩石中形成裂缝而弱化顶板使其能及时垮落和围岩卸压的方法，最近几年在煤矿巷道卸压工程中得到越来越广泛的应用。对于沿空留巷卸压，钻孔布置主要有2种方式，如图10所示。一是超前采煤工作面在靠要设置巷旁支护的一侧向顶板钻孔，通过水力压裂弱化或切断完整坚硬顶板；二是在巷道上方完整坚硬的顶板中施工水平钻孔，通过水力压裂形成裂缝，破坏岩层的完整性使其更容易垮落。第1种方式的卸压原理如图11所示(图11中，，′分别为关键块B的旋转角、切顶后关键块B的旋转角)，沿空留巷巷旁支护上方基本顶沿水力压裂形成的切顶线断裂，显著减小巷旁支护外侧的悬顶长度，从而减小基本顶回转引起的下沉量及作用在巷旁支护上的载荷。第2种方式的卸压原理如图12所示，图12为采用UDEC数值模拟软件计算得到的沿空留巷顶板有无水力压裂卸压围岩最大主压力分布。当顶板没有压裂时，在沿空留巷左上方顶板、煤帮及巷旁支护中均存在非常大的应力集中。水力压裂后在顶板中产生新裂纹并激活原生裂纹，压裂区结构面在水压作用下摩擦因数和法向有效应力降低，导致其剪切强度降低。很大一部分支承压力通过顶板压裂裂纹和被高压水激活的原生裂纹的剪切滑动而减小，使高应力转移到压裂区上方，从而保护了沿空留巷。同时，压裂区岩层裂纹扩展发育、岩层离层明显，有利于采空区上方顶板破断、垮落。

图10 沿空留巷水力压裂卸压钻孔布置方式Fig.10 Layout of hydraulic fracturing destressing boreholes for entry retained along gob side

图11 沿空留巷水力压裂切顶前后岩层结构变化Fig.11 Change of rock structure before and after hydraulic fracturing cutting for entry retained along gob side

图12 沿空留巷有无水力压裂的围岩应力分布Fig.12 Rock stress distribution around entry retained along gob side before and after hydraulic fracturing

水力压裂卸压效果取决于压裂钻孔布置方式及参数、压裂参数及工艺等。压裂钻孔参数包括钻孔位置、长度、角度、间距，压裂参数包括水压、流量、时间等，这些参数很大程度上取决于压裂目标层的位置、岩层性质及地应力分布状况，取决于高压水在岩层中的扩展情况。对于第1种方式，常用的钻孔长度多为20～50 m，钻孔间距10～15 m，钻孔仰角30°～60°，与巷道轴线的夹角5°～20°。采用后退式分段压裂工艺，为保证压裂不影响锚杆、锚索支护效果，钻孔最下端的压裂段必须高于锚索锚固深度。对于第2种方式，可在沿空留巷上方顶板压裂目标层中沿巷道轴线钻进长水平孔，钻孔长度可达500～1 000 m，实施较大范围的区域卸压。也可利用已有的瓦斯抽采钻孔实施水力压裂卸压，达到一孔多用，减少钻孔工程量的目的。

..沿空留巷断面优化及维护时间控制

巷道断面形状与尺寸对围岩应力分布、变形与破坏有显著影响，通过断面优化可提高围岩稳定性。沿空留巷断面优化包括掘进和留巷2个阶段。掘进阶段巷道断面的选择可根据地质和生产条件确定。我国煤矿大部分沿空留巷掘进断面选择矩形、梯形、倒梯形等平顶断面，有利于工作面端头支护和巷道加强支护。在围岩比较破碎、高应力等条件下，有些煤矿采用拱形断面，有利于巷道维护。在国外，以德国为代表，沿空留巷掘进断面绝大多数采用大断面拱形断面(20～30 m)，留巷有足够的变形预留量，保证在服务期间满足安全生产的要求。

当巷道处于采煤工作面后方留巷阶段，在不考虑巷道变形的情况下，巷道断面主要分为与掘进断面相同和断面缩小，如图13所示。

图13 沿空留巷断面变化类型Fig.13 Cross section variation of entry retained along gob side

图13(a)掘巷断面与留巷断面相同，巷旁支护设置在留巷外侧的采空区，留巷断面较大，但顶板支护相对困难；图13(b)为将巷旁支护向巷道内移一定距离Δ，部分处于采空区、部分处于掘进巷道断面内，留巷断面有所减小；图13(c)为巷旁支护的内移量Δ等于其宽度，巷旁支护全部处于巷道掘进断面内，留巷断面进一步减小，有利于留巷维护，但断面过小会影响留巷的使用；为了解决这个问题，有些学者提出在留巷前根据巷旁支护尺寸对原断面进行扩帮刷大，并进行有效支护，采煤工作面推过后，将巷旁支护设置在原掘进断面内有支护的顶板下，同时，可保证留巷断面与原掘进巷道相比不缩小。图13(d)宽面掘进巷道隔离成双巷留巷方式。掘进阶段掘出1条宽断面巷道，然后在巷道中间构筑隔离墙，将巷道分为回风巷和瓦斯巷。工作面回采时隔离墙作为巷旁支护将瓦斯巷保留。后期瓦斯巷进行刷帮作为下一工作面的运输巷。

沿空留巷围岩变形比较大的一个重要原因是留巷维护时间长，特别是对于深部软岩巷道，即使巷道处于采掘影响稳定阶段，仍以较大的速度流变，时间越长，总的变形量越大。如果能减少留巷时间，则可有效降低围岩变形量。为此，提出分阶段沿空留巷方法，如图14所示。工作面轨道巷沿空留巷，在其旁边布置轨道巷底板巷作为回采期间的回风巷。在两巷之间隔一定距离开掘联络巷。轨道巷留巷距离为两联络巷的距离，到前一个联巷时留巷即可废弃。底板巷也可随采煤工作面推进分段废弃。分阶段沿空留巷的维护时间缩短了4/5，大幅减少了留巷时间及相应的与时间相关的围岩变形量。

图14 分阶段沿空留巷布置 [93]Fig.14 Layout of entry retained along gob side in stages[93]

..二次沿空留巷

有些矿井的沿空留巷在服务完第2个工作面开采后，仍然需要继续保留下来作为回风通道长期使用，在这种情况下需要二次沿空留巷，最终巷道两侧均为采空区，如图15所示。一些学者研究了二次沿空留巷上覆岩层运动规律，建立了二次沿空留巷顶板结构模型，提出包括二次沿空留巷两侧充填巷旁支护、巷内支护与加强支护的围岩控制技术，并在井下应用中取得较好效果。但是，二次沿空留巷两侧均为采空区，留巷时间又很长，围岩变形很大，留巷维护比一次沿空留巷更加困难。

图15 二次沿空留巷布置与岩层结构[96]Fig.15 Layout of twice retained entry and rock structure[96]

..沿空留巷围岩控制原则

沿空留巷围岩控制涉及到不同时间、不同空间的多种支护方式，涉及到围岩支护、改性与卸压，涉及到通风、防火等安全问题，需要采用系统性、协同性的思想进行围岩控制。

(1)沿空留巷围岩控制应看作一个整体系统来对待。掘进阶段的巷内基本支护设计就应充分考虑留巷不同阶段围岩变形破坏的特点和较长的维护时间，而不是“走一步，看一步”，当围岩变形增大就增加支护强度，围岩破坏严重就增加支护密度。

(2)沿空留巷围岩控制由巷内基本支护、巷内加强支护、巷旁支护及围岩卸压组成。4 种方式在不同空间与时间内控制围岩变形与破坏。在进行沿空留巷围岩控制设计时，必须全面、系统、综合考虑4 种方式及其相互作用，充分发挥每种方式的作用。

(3)预应力高强度锚杆锚索并具有足够的延伸率是比较适合沿空留巷巷内支护的方式。巷内加强支护应提供较高的主动支撑力，起到控制顶板离层与下沉的作用，并有助于采空区一侧切顶。支撑式沿空留巷加强支护最好采用专门设计的液压支架。

(4)除一些简单条件，沿空留巷一般需要设置巷旁支护。应根据围岩条件选择合理的巷旁支护形式与参数，既能保证支护要求，又能满足安全生产。目前，泵送充填式巷旁支护是性能比较优越、施工比较方便、易于实现机械化与自动化的支护方式。

(5)巷内基本支护、加强支护及巷旁支护在支护强度、刚度及变形能力等方面应相互匹配，通过协同支护作用，共同控制围岩变形与破坏。

(6)当沿空留巷顶板采后不易垮落、基本顶岩层结构不易取得平衡时，可采用爆破、水力压裂等方法切断或弱化完整坚硬顶板，能起到明显的卸压作用，显著提高沿空留巷围岩控制效果。卸压形式与参数应根据巷道具体条件确定。

1.5 沿空留巷安全技术

由于沿空留巷直接与采空区相连，引起一系列安全问题，主要包括漏风、采空区瓦斯涌出、采空区遗煤自燃发火及采空区积水等。

当沿空留巷靠采空区侧密闭性比较差时，容易产生漏风或采空区的瓦斯涌入巷道，引起通风、瓦斯问题。因此，无论是否设置巷旁支护，必须保证采空区一侧的密闭性，满足通风、瓦斯管理的要求。

在有自燃倾向的煤层中进行沿空留巷时，采空区遗煤有自燃发火的危险，其中采空区漏风是一个重要原因。因此，防止采空区遗煤发火的重要措施也是保证沿空留巷采空区一侧的密闭性。采用密闭性好的充填墙式巷旁支护，在巷旁支护表面喷涂密封材料，甚至向采空区注浆等均可提高沿空留巷的密封性，达到控制漏风的目的。

如果采空区有积水，积水涌入巷道会引起水灾。防水害同样要求沿空留巷与采空区隔离，且隔离物应有一定的强度抵御一定的水压。在各种巷旁支护中，充填墙式支护是一种性能优越的隔离采空区、防水灾的形式，应推广应用。

此外，在沿空留巷中应随时监测风量、瓦斯体积分数、一氧化碳体积分数、温度、巷道涌水量等参数，及时了解安全状况，必要时采取应急措施，避免安全事故的发生。

2 沿空掘巷

2.1 沿空掘巷类型

沿空掘巷是沿采空区边缘掘进的巷道。图16为沿空掘巷周围岩层结构与应力分布。在空间上，沿空掘巷应布置在煤层靠采空区的应力降低区中。根据巷道与采空区隔离煤柱的宽度可分为完全沿空掘巷和小煤柱沿空掘巷(不是真正意义的无煤柱开采)，如图16中位置1,2。当巷道位于位置3，处于峰值支承压力下是最不利位置。当巷道采用宽煤柱(位置4)护巷时煤层中支承压力降低，有利于巷道维护(图16中，，，分别为应力集中系数、埋深、上覆岩层容重)。目前，完全沿空掘巷由于与采空区连通带来一些安全问题应用不多，小煤柱沿空掘巷得到广泛应用。在时间上，沿空掘巷分为沿稳定的采空区边缘掘巷和沿不稳定的采空区边缘掘巷。沿空掘巷的最佳掘进时间是上一个工作面采空区上覆岩层活动稳定、基本顶形成的铰接岩梁结构达到平衡状态。在工作面顺序开采时要求沿空掘巷一定要滞后上一个工作面开采合理的时间。这种方式有时会引起采掘接续紧张，为此，一些矿井采用跳采的方式，隔一个工作面准备下一个工作面，采掘相互不影响，但会带来孤岛工作面开采问题。另外，沿空掘巷可与沿空留巷混合使用，如图17所示，从而减少巷道掘进量。沿不稳定的采空区边缘掘巷对巷道维护十分不利，但是有些矿井为解决接续紧张不得不采用这种方式，甚至迎采煤工作面掘进，对巷道支护提出更高的要求。

为了完全取消煤柱，又能解决完全沿空掘巷与采空区连通存在的安全问题，一些学者开发出巷内预置充填墙无煤柱沿空掘巷技术，如图18所示。

图16 沿空掘巷围岩结构及应力分布Fig.16 Rock structure and stress distribution of entry driven along gob side

图17 沿空掘巷与留巷复合布置方式Fig.17 Entry compound layout with entry driven along gob side and entry retained along gob side

图18 预置充填墙无煤柱沿空掘巷布置Fig.18 Layout of non-pillar entry driven along gob side with preset backfilling wall

在上一个回采工作面前方的运输巷中紧靠下一个工作面的煤帮，预置矸石混凝土充填墙。充填墙宽度通过宽面掘进巷道或已有巷道扩帮预留出来。下一个工作面回风巷沿该充填带掘进，以充填墙代替小煤柱隔离采空区。

2.2 沿空掘巷围岩变形破坏特征及影响因素

..沿空掘巷围岩结构及变形特征

沿空掘巷和沿空留巷相比，虽然都是沿采空区边缘布置，但巷道受力状况、围岩变形与破坏有很大差别。沿空留巷时，巷道顶板上方的岩层急剧沉降，围岩应力快速增加并重新分布，巷道围岩变形破坏强烈。而沿稳定的采空区边缘掘进巷道时，采空区岩层活动已基本停止，采动应力重新分布已趋稳定，巷道处于应力降低区，围岩变形相对较小。

沿空掘巷围岩稳定性取决于掘巷前后形成的岩层结构及变化。侯朝炯和李学华提出综放沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理。小结构为巷道周围锚杆与围岩组成的锚固体，其稳定性取决于巷道沿空侧支撑条件和锚杆支护形式及参数；大结构为锚固体之上的顶煤、直接顶、基本顶等较大范围围岩结构，其中基本顶的弧形三角形岩块(图16关键块B)对综放沿空掘巷的稳定性影响最大。沿已稳定的采空区边缘掘进巷道，由于基本顶结构已处于平衡状态，沿空巷道掘进对围岩大结构的稳定性影响不明显，掘进期间围岩变形量不大；当受到采动影响后，基本顶结构失去平衡，关键块B回转、下沉，导致巷道发生较大变形。如果沿不稳定的采空区边缘掘巷，掘进期间上覆岩层仍然在活动，导致掘进期间围岩变形就比较大，而且达到稳定的时间长，受到下一个工作面超前支承压力影响后，围岩变形更加剧烈。

已有的监测数据表明，沿已稳定的采空区边缘掘巷的围岩变形主要有以下特点：

(1)沿空掘巷围岩变形只有图4中的前3个阶段：掘进阶段、掘进影响稳定阶段及受工作面超前影响阶段。第3个阶段的巷道围岩变形远大于前2个阶段。

(2)沿空掘巷虽然处于应力降低区，但由于围岩比较破碎，特别是小煤柱往往已经被压碎，不能再承受较大载荷。因此，沿空掘巷对应力的变化比普通巷道敏感，表现为受工作面超前支承压力影响范围大、影响程度高。

(3)沿空掘巷围岩变形表现出明显的非对称性，很多巷道两帮移近量大于顶底板移近量。小煤柱侧破碎、扩容，甚至整体挤入巷道；煤帮侧受到工作面超前支承压力影响后，破坏范围不断扩大，煤体鼓入巷道，导致巷道断面显著减小。有些矿井不得不扩帮才能满足安全生产要求。有些巷道底臌比较严重，导致顶底板移近量也比较大。

(4)对于孤岛工作面沿空掘巷，由于工作面两侧均为采空区，巷道超前支承压力峰值及影响范围明显大于常规工作面沿空掘巷，导致孤岛工作面沿空掘巷围岩变形量明显增加，支护难度也显著增加。

..沿空掘巷围岩变形影响因素

影响沿空掘巷围岩变形的因素很多，除影响普通巷道围岩变形的因素外，沿空掘巷最典型的2个因素是掘巷与上一个工作面开采的时间间隔及巷道与采空区的距离，前者决定掘巷时采空区上覆岩层活动是否稳定，后者为小煤柱的宽度。

对于掘巷与开采的间隔时间，已有很多实测数据。早期由于回采工作面采高、长度、开采深度等比较小，巷道断面也不大，回采后采空区上覆岩层活动时间较短，趋于平衡的时间较快，一般开采后3～5个月即可掘巷。随着工作面采高、长度、开采深度不断增加，大断面巷道越来越多，采空区上覆岩层达到稳定所需的时间加长，掘巷滞后时间可达半年以上，甚至更长。为了确定合理的掘巷滞后时间，有的学者建立了考虑矸石压缩效应的沿空掘巷覆岩结构力学模型，提出掘巷时机计算方法，为现场实践提供了参考。

关于沿空掘巷小煤柱设计已有大量研究成果。小煤柱宽度确定方法归纳起来主要有3种：

(1)建立沿空掘巷围岩结构力学模型，分析小煤柱受力、变形和破坏状态，综合考虑煤柱塑性区、破碎范围、稳定性及锚杆支护要求等，确定合理的掘巷位置，使巷道处于应力降低区，计算出小煤柱宽度。常用的小煤柱宽度计算公式为

=(1.15-1.35)(+)

(1)

式中,为小煤柱宽度；为上个工作面开采在煤柱侧产生的塑性区宽度；为锚杆锚入煤柱的深度。

也有学者根据采空区侧基本顶断裂线位置确定沿空掘巷位置和煤柱宽度。认为基本顶断裂线可处于3个位置：小煤柱外侧、巷道正上方及实体煤壁内侧，基本顶断裂线位置显著影响巷道围岩稳定性。断裂线位于小煤柱外侧是最有利的位置，而位于巷道正上方对巷道维护最不利。合理的掘巷位置应在基本顶断裂线内侧。

(2)采用数值模拟计算、相似材料模型试验研究不同煤柱宽度下沿空掘巷围岩变形、破坏特征，煤柱应力、变形、塑性区、破碎区分布，煤柱承载能力的变化等，通过多方案比较确定比较合理的煤柱宽度。

(3)在井下对不同宽度煤柱的巷道进行现场监测，基于实测数据分析煤柱应力、变形及破坏形态，结合理论计算、数值模拟及相似模拟等研究成果，综合分析得出比较合理的煤柱宽度。

已有的研究成果表明，沿空掘巷小煤柱的宽度分布在1～10 m，大多在3～5 m，宽度超过5 m，特别是10 m左右的煤柱是否能称为小煤柱还值得研究。在沿空掘巷推广应用早期，由于巷道断面、工作面采高及长度等比较小，采空区侧煤层破碎区、塑性区较小，小煤柱宽度一般较小，多为1～4 m。随着巷道断面、工作面采高与长度等开采参数不断增加，小煤柱宽度也不断增加，有的达到6～8 m，甚至达10 m。小煤柱宽度的选择还应考虑其宽高比，有利于煤柱的稳定性。此外，小煤柱宽度的选择与煤体强度、煤层结构等很多因素有关，如在同等条件下，软弱破碎煤层的小煤柱可适当加宽，而强度大、完整性好的煤层可选小宽度煤柱。

2.3 沿空掘巷围岩控制技术

沿空掘巷支护可分为基本支护与加强支护。前者是巷道掘进时采用的支护，后者是遇到地质构造、受到采动影响后增加的支护。对于坚硬顶板、高应力巷道，可增加爆破、水力压裂等卸压方法。

早期的沿空掘巷主要采用棚式支护，包括工字钢、U型刚支护等，目前主要采用预应力高强度锚杆与锚索支护。对于小煤柱沿空掘巷，通常小煤柱是支护加固的重点。当小煤柱比较破碎时，保证锚杆、锚索有足够的锚固力是必要前提。可采用全长锚固、注浆及锚注等方式提高锚固力。

有的矿井采用强力锚杆支护、高韧性材料注浆加固及钢筋混凝土墙联合控制煤柱变形，取得较好支护效果。有的学者开发出对穿锚索，在煤柱中打穿透钻孔，将锚索一端头深入到采空区，对端头设置的囊袋注浆膨胀，固化后即可形成锚索在采空区的固定端，施加预应力后锚索就可双向加固煤柱，控制煤柱变形。另外，有的学者采用非对称锚梁桁架支护综放沿空巷道，以提高靠煤柱侧顶板的支护强度，有利于提高煤柱的稳定性。

沿空掘巷加强支护与前述的沿空留巷类似，多采用补强锚索、单体液压支柱等。在超前工作面一定距离必须进行加强支护，除单体支柱外，一些矿井采用了超前液压支架，具有较高支撑力，控制顶板下沉的效果较好。

如果沿空掘巷上方存在厚硬岩层，采用定向预裂爆破工艺在合适的位置和高度切断顶板，可减轻作用在煤柱和煤帮上的载荷，有利于围岩稳定。对于冲击地压巷道，除合理设计小煤柱宽度外，还在煤帮侧打大直径钻孔实施卸压，释放煤体中的弹性能，使高应力向围岩深部转移，可起到防冲作用。

此外，为了防止小煤柱漏风、自燃发火，通常需要喷浆或注浆。为了防止采空区遗煤发火，可向采空区注浆。同时，采空区松散破碎的煤岩体经注浆充填严实后，可给煤柱施加侧向约束，控制煤柱变形。

3 其他无煤柱开采方法

3.1 跨巷无煤柱开采

有的矿井将开拓大巷、石门、采区集中巷、上下山等布置在煤层底板岩层中。为保护这些岩石巷道，传统的方法是在巷道上方留设较大宽度的煤柱，但煤柱会引起应力集中，并传递到底板岩层中，导致底板巷道变形破坏。同时，煤柱会引起煤炭资源损失，降低资源回收率。为克服上述弊端，研究应用了跨越大巷、石门、采区集中巷、上下山等的跨采无煤柱开采技术。按照跨采巷道的倾角可分为跨水平巷道和跨倾斜巷道；按采煤工作面推进方向与巷道轴线方向的夹角可分为平行、垂直和斜交，前2种如图19所示；按跨采次数可分为单次跨采和多次跨采。另外，为了消除跨采对底板巷道的采动影响，有些情况下可进行掘前预采，上部工作面先回采，然后在采空区下方的岩层中掘巷，使巷道处于应力降低区。

跨采巷道围岩变形的影响因素众多，除普通巷道围岩变形的影响因素外，主要是巷道与采煤工作面底板的垂直距离、水平距离，跨采工作面参数、跨采形式与跨采次数等。图19中的曲线表示跨采工作面前后支承压力分布情况。

图19 跨巷无煤柱开采形式Fig.19 Types of non-pillar cross mining over roadway

当采煤工作面推进到距跨采巷道一定距离时(40～60 m)，跨采巷道开始受到工作面超前支承压力影响；当工作面推进到距跨采巷道10～20 m，支承压力达到峰值，可达原岩应力的2～3倍；当工作面跨过巷道后处于采空区下方的应力降低区；当工作面继续推进，采空区冒落岩石不断压实，压力又有所增加，直到稳定，形成加载—卸载—再加载的受力全过程。

工作面底板至跨采巷道的垂直距离(图19中)是一个核心参数，对跨采巷道围岩稳定性影响显著。值越小，工作面对巷道的影响越大。过小的值往往导致巷道围岩破碎、顶板垮落。随着值增大，工作面支承压力对巷道的作用越来越小，超过一定值后再增加值作用变得不明显。统计多个矿井跨采巷道的值，变化范围很大(2～30 m)。根据跨采工作面和巷道的具体条件确定合理的值是跨采成功的关键。跨采巷道至工作面边界的水平距离(图19中)也是一个重要的参数。应达到一定值，保证跨采巷道处于采空区下方的应力降低区，不受工作面边界煤柱、煤体支承压力的影响。

跨采巷道一般需要进行加固，按实施时间可分为预加固、跨采过程中加强支护及跨采后的修复。预加固是在巷道受到采动影响前在原有支护的基础上进行的加固措施，常用的方式是锚杆锚索，当围岩比较破碎时，可采用锚注支护和注浆加固。在跨采过程中，当巷道变形比较大时，可采用单体液压支柱、木垛等进行加强支护。跨采后如果巷道围岩变形破坏比较严重，断面不能满足要求时就需要维修。对于特厚煤层分层开采、煤层群开采，底板岩巷可能承受二次或多次跨采影响，巷道围岩破坏严重，往往反复维修仍不能满足正常使用。对于这类巷道，需要采用综合加固措施，包括高强度锚杆、锚索、锚注、注浆，甚至金属支架等，才能控制巷道剧烈变形，保持围岩稳定。

3.2 采空区形成和掘进巷道

图20 采空区布置巷道的方式Fig.20 Pattern of entry layout in gob area

采空区是应力降低区，即使是被压实的采空区也只能恢复到接近原岩应力的状态，因此，将巷道布置在采空区可免受工作面支承压力影响。在采空区布置巷道主要有2种方式：在采空区形成巷道、在采空区掘进巷道，如图20所示。图20(a)，(b)为在工作面后方的采空区中，采用矸石墙或其他人工隔离物垂直或平行工作面推进方向隔离出所需要的巷道，图20(c)为在已压实胶结的采空区重新掘进巷道。将巷道布置在采空区虽然可使其处于应力降低区，但是在采空区形成巷道需要在两侧构筑隔离墙，顶板还需要支护，施工工艺复杂，劳动量大；在采空区内掘进巷道在掘进期间极易出现冒顶、片帮，掘进比较困难，必要时还需采取喷浆封闭、注浆加固等措施。

在邢台矿区葛泉煤矿曾试验过一种回采工作面过上山采空区原位留巷技术，采煤工作面直接穿过本煤层上山，并将该上山在采空区原位留下。在过上山前进行扩巷与加固，在过上山过程中液压支架后架设2排木垛，工作面过上山后巷道支护状况如图21所示。回采工作面过上山过程中上山顶板产生了剧烈下沉，50 m后趋于稳定，顶板下沉量累计达1 400 mm，巷道最终高度为1 200 mm。经过起底后能满足使用要求。

图21 工作面过上山采空区留巷状况Fig.21 State of dip retained in gob area after working face crossing it

4 无煤柱开采实例分析

中煤科工开采研究院有限公司(原煤炭科学研究总院北京开采研究所)长期从事无煤柱开采围岩控制技术研究与推广应用工作。近年来开发出支卸组合泵充混凝土支柱沿空留巷围岩控制成套技术、泵充混凝土墙与卸压联合围岩控制技术，在陕西、山西、内蒙古等省区得到推广应用，取得良好效果。下面介绍陕西何家塔煤矿、山西晋城野川煤矿的应用实例。

4.1 陕西何家塔煤矿沿空留巷实例分析

何家塔煤矿位于陕西神木，为浅埋深、低瓦斯矿井，目前所采煤层为5-2号煤层，通常留设15 m 左右的煤柱，造成资源浪费，且遗留煤柱会引起采空区自燃问题及对下部煤层开采的应力集中问题。为此，在50108工作面开展了支-卸组合泵充混凝土支柱沿空留巷围岩控制技术试验，巷道布置如图22所示。在50108工作面后方将运输巷沿采空区保留，作为50107工作面回风巷。50107工作面回采过程中过空巷并回收巷道间煤柱。

图22 陕西何家塔煤矿沿空留巷布置Fig.22 Layout of entry retained along gob side in Hejiata coal mine in Shaanxi Province

..巷道地质与生产条件

主采煤层5-2煤，埋深86～245 m，平均156 m，煤层厚度2.6～3.6 m，平均3.1 m，煤层倾角1°～5°，为陕北地区典型的浅埋深中厚煤层。煤层直接顶为13.5 m厚的粉砂岩，零星分布中粒砂岩；基本顶为中粒砂岩、砂质泥岩等，属于中厚层状稳定岩层；直接底为10 m厚的砂质泥岩，遇水强度降低。沿空留巷试验段为50108工作面运输巷1 950～1 500 m段，巷道宽度5.5 m，高度3.2 m，采用锚杆支护。围岩强度原位测试结果表明：煤层单轴抗压强度平均为22 MPa，直接顶单轴抗压强度主要在25～33 MPa。地应力实测数据为：最大水平主应力为6.0 MPa，最小水平主应力为3.5～4.1 MPa，垂直应力为3.9～4.2 MPa。

..沿空留巷围岩控制技术

根据50108运输巷条件，提出支卸组合泵充混凝土沿空留巷围岩控制方案，支护方案如图23所示。

图23 何家塔煤矿沿空留巷支护方案Fig.23 Surrounding rock support pattern of entry retained along gob side in Hejiata coal mine

(1)巷内加强支护。在巷道受到工作面超前支承压力之前对巷道顶板和煤帮进行锚杆与锚索加固，锚杆锚索布置如图24所示。顶板锚杆为18 mm，2 m长树脂加长锚固螺纹钢锚杆，排距1.2 m，间距1.4 m，每排2根。锚索为17.8 mm，6.3 m长树脂锚固锚索。每排安装2根锚索，靠近回采帮1根锚索，中部偏回采帮1根切顶锚索，间距为 2.2 m，排距为1.2 m。锚索沿走向采用W型钢带相连。在非回采侧煤帮采用18 mm，2 m长的螺纹钢锚杆，每排1根锚杆，排距1.2 m。

工作面采过后巷道靠工作面一侧的煤帮不复存在，顶板要发生下沉和回转。为及时控制顶板下沉，并为巷旁支护的设置提供时间和安全空间，在工作面后方立即架设单元支架(图7)，与工作面推进度保持一致。单元支架平行于巷道轴线布置，间距3.6 m，共布置50 架单元支架，最大滞后支护距离180 m。

图24 何家塔煤矿沿空留巷锚杆锚索支护布置Fig.24 Layout of rock bolts and cables for entry retained along gob side in Hejiata coal mine

图25 波纹管约束泵充混凝土支柱实物Fig.25 Pumped concrete prop contained by corrugated pipe

(2)巷旁支护。设计巷旁支护形式为泵充混凝土柱式支护。采用理论分析、数值模拟及实验室试验相结合的方法确定出支柱的材料、结构及参数。采用C30混凝土，外部波纹管约束。在巷道 1 950～1 650 m段巷道平均高度 2.7 m，选用直径 800 mm的支柱，在巷道1 650～1 500 m段，巷道平均高度3.2 m，选用直径1 000 mm的支柱。波纹管约束混凝土实物如图25所示，直径800 mm支柱的压缩载荷与位移曲线如图26所示。可见，支护的最大载荷达9 460 kN，压缩变形为113 mm。

图26 波纹管约束混凝土支柱压缩曲线Fig.26 Compressive curve of concrete prop contained by corrugated pipe

另外，在工作面支架后方设置挡矸支架，支撑顶板，挡住采空区矸石，与单元支架共同维护混凝土支柱施工的安全空间。挡矸支架位于工作面4号、5号支架后方，设置2组，每组2架，共 4架，每架工作阻力达13 600 kN。挡矸支架与单元支架共同保证混凝土支柱达到设计强度后再承受顶板压力。

(3)水力压裂卸压。由于煤层基本顶为比较完整稳定的岩层，采后不能及时垮落，为此，在超前工作面大于100 m的位置进行水力压裂卸压，水力压裂钻孔布置如图27所示。钻孔沿巷道轴线偏向工作面20°布置，钻孔深度42 m，仰角45°，垂直高度为29.7 m，钻孔间距为10 m。封孔长度为12 m，保证水力压裂不影响锚索锚固区的岩层。顶板卸压后会减小巷道上方基本顶的悬顶长度，减小作用在巷旁支护上的载荷，同时有利于垮落矸石尽快充满采空区，基本顶尽快形成稳定的结构。

图27 何家塔煤矿沿空留巷水力压裂钻孔布置Fig.27 Layout of hydraulic fracturing boreholes applied in entry retained along gob side in Hejiata coal mine

(4)采空区密封。根据现场实际情况，采用挂钢筋网与风筒布并喷涂聚氨酯塑性材料对支柱之间进行密闭。这种方法密闭效果好，而且施工简易快速。

..矿压监测及试验效果分析

为了分析沿空留巷效果，在50108运输巷设置综合矿压监测站，监测沿空留巷围岩变形与支护体受力。监测内容主要包括巷道表面位移、顶板离层，锚杆锚索、混凝土支柱、单元支架及端头支架受力等。

50108运输巷掘进期间围岩变形、顶板离层均很小，锚杆锚索安装后受力变化不大，掘进影响期也很短。下面主要介绍留巷期间和50107工作面开采期间的矿压监测结果。

(1)水力压裂卸压效果。为了评估水力压裂卸压效果，在压裂试验段与非压裂试验段分别对端头支架进行了受力监测。监测结果表明：无水力压裂段端头支架压力平均值为4 588 kN，而在水力压裂段端头支架压力平均值为3 271 kN，降低幅度达29%，说明水力压裂有效降低了端头支架压力，起到了卸压作用。

(2)留巷期间矿压监测及效果。留巷期间巷道围岩位移曲线如图28所示。工作面后方20 m范围内顶板下沉和离层不大，之后迅速增加，到50 m后增加速度变缓，在160 m左右出现跳跃后缓慢增长，到距离大于200 m后趋于稳定。试验巷道围岩变形规律与前述的沿空留巷变形空间分布特征一致。在留巷期间巷道顶板下沉和离层量总体较小，巷道围岩比较稳定。

图28 留巷期间围岩位移曲线Fig.28 Rock deformation curves of entry during retaining period

锚杆受力监测结果表明：锚杆受力在超前工作面25 m左右开始增加，工作面采过到滞后30 m范围内锚杆受力增长较快，之后锚杆受力增长速度变慢并逐步趋于稳定。滞后工作面200 m处锚杆最大受力为56 kN，明显低于锚杆的拉伸屈服力(85.2 kN)。

不同位置单元支架(支架编号从工作面后方第1架连续编号到32架)受力曲线如图29所示。随着工作面推进，单元支架受力经历“波动—增压—保压”3个阶段。当工作面推过10 m左右，单元支架压力出现波动并开始增压；推过40～60 m，压力达到峰值后趋于稳定，75%以上支架压力高达40 MPa。另外，在挡矸支架支撑范围内单元支架受力增加幅度不大，在挡矸支架移架过程中，单元支架受力逐渐升高，超过挡矸支架支撑长度后，单元支架压力迅速增加并达到峰值压力。这些数据表明，单元支架在留巷期间起到了有效控制顶板下沉的作用。

图29 沿空留巷单元支架受力曲线Fig.29 Load curves of unit hydraulic supports

混凝土支柱受力变化曲线如图30所示。混凝土支柱在滞后工作面25 m位置处开始受力，滞后25～110 m内受力增加速度较快，之后增加速度变缓，到200 m后支柱受力稳定在4 800 kN，超过了支柱极限载荷的一半。

在50108运输巷沿空留巷试验段，顶板最大下沉量为38 mm，底板几乎没有底臌，支护效果良好。

(3)50107工作面开采期间矿压监测及效果。在50107工作面开采期间，重新布置巷道表面位移、锚杆受力测站，并增加了超前液压支架受力监测。受技术原因影响，没有对混凝土支柱受力继续进行监测。

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

巷道表面位移监测曲线如图31所示。巷道在距工作面70 m以外没有受到超前支承压力影响，支护状况良好，如图32所示。距工作面45 m内是超前支架支护范围，由于超前支架强力支撑，巷道围岩变形较小，即使在工作面煤壁处，巷道顶板最大下沉量只有40 mm左右。当工作面推过测站后，顶板支护由超前支架变为单体液压支柱，而且超前支架反复支撑对顶板及原有锚杆锚索支护造成较大损伤，此后围岩剧烈变形，顶板明显下沉。进入采空区后，支柱向采空区歪斜(图33)，有利于采空区岩石垮落、冒实，不会对下部煤层开采造成应力集中影响。

图31 沿空留巷二次采动围岩变形曲线Fig.31 Rock deformation curves of entry retained along gob affected by second working face

图32 井下沿空留巷支护状况Fig.32 Underground support state of entry retained along gob

图33 井下沿空留巷采空区破坏状况Fig.33 Underground damage state of entry retained along gob in gob area

锚杆受力监测数据表明：在距工作面70 m左右锚杆受力明显增加，当距工作面20 m以内时，受力增加幅度有所上升，锚杆最大受力达到90 kN，超过了锚杆的屈服载荷。

超前支架仅靠近工作面的3组出现初撑后受力增加的现象，远离工作面的3组超前支架无明显超前压力影响，可见，超前支承压力对超前支架的影响范围为22 m。从各组超前支架峰值载荷分析，越靠近工作面支架承载越大，最大达37 MPa。

总之，50108工作面运输巷在留巷、复用期间围岩稳定、变形小，各种支护状态良好，满足了安全生产的要求。

4.2 山西晋城野川煤矿沿空留巷实例分析

野川煤矿位于山西省晋城，为高瓦斯矿井。目前开采3号煤层，留设煤柱宽度一般不小于25 m，浪费了有限的优质资源。为了从根本上消除上隅角瓦斯隐患、提高资源采出率、缓解采掘接续紧张，开展了沿空留巷试验。

..巷道地质与生产条件

沿空留巷在3203工作面运输巷进行。煤层平均厚度为5.36 m，层状构造，节理裂隙发育，煤层倾角为3°～12°，埋深为250 m。直接顶为泥岩和砂质泥岩；基本顶为细粒砂岩、粉砂岩；直接底为泥岩。邻近工作面的地应力测试数据为：垂直应力4.43～4.56 MPa，最大水平主应力11.28 MPa，最小水平主应力5.90 MPa。

运输巷沿煤层底板掘进，宽5.8 m，高3.2 m，留巷后宽度4.5 m，用作下一个工作面的回风巷，工作面通风方式为Y型通风。

..沿空留巷围岩控制技术

(1)巷内支护与加强支护。巷内基本支护采用锚杆锚索支护。锚杆为22 mm、长2.5 m的高强度树脂锚固高强度锚杆，锚索为1×19结构、21.8 mm预应力树脂锚固锚索，长度7.3 m。顶锚杆间距、排距分别为800，900 mm，帮锚杆间排距均为900 mm。顶锚索每排3根，排距1.8 m，切顶锚索距回采帮300 mm。

采用锚索对顶板和煤柱帮进行加强支护。加强锚索均采用走向交叉锚索+W型钢带，顶锚索2排，一排布置在巷道中间，一排靠煤柱帮，间排距分别为2.4，1.8 m；煤柱帮布置两排锚索，间排距分别为1.0，1.8 m。

(2)巷旁支护。根据野川矿高瓦斯、厚煤层沿空留巷特点，确定采用充填混凝土墙式巷旁支护。针对传统混凝土墙体存在的问题，开发出新型内外约束混凝土墙体结构。通过在充填模袋内布置合理钢筋骨架、外部采用预应力对拉锚杆、钢筋网及钢筋托梁进行护表，实现内外双重约束，改变了混凝土的破坏模式，显著提高了混凝土墙的承载能力和变形能力。

设计充填混凝土墙体厚度为1.0 m。采用C40混凝土，1 d强度达到15 MPa，5 d强度达到30 MPa，终凝强度达到40 MPa以上。对拉锚杆为22 mm、长1.2 m螺纹钢锚杆，间排距为700 ，800 mm。内置钢筋骨架采用6 mm钢筋网片绑扎而成。墙体结构如图34所示。

图34 沿空留巷充填混凝土墙体结构Fig.34 Structure of pumped concrete wall for entry retained along gob

(3)水力压裂卸压。根据运输巷顶板岩层分布及瓦斯抽采钻孔布置，提出水平长钻孔水力压裂与瓦斯抽采共用钻孔卸压布置方法。在确保长钻孔瓦斯抽采效果前提下，采用瓦斯抽采钻孔对基本顶及上部岩层进行分层压裂，在坚硬顶板中形成网络联通裂缝，使其易于垮落，同时提高瓦斯抽采效果，实现“1孔2用”。

3203工作面走向长度970 m，在运输巷回采帮布置2个钻场，每个钻场施工5个瓦斯抽采卸压孔，如图35所示。对原瓦斯抽采孔层位进行调整，将1号、5号孔层高由30 m分别调整至28 m和15 m，与巷帮水平距离分别为10，8 m，其他钻孔均位于层高30 m，间距10 m。选择1号、2号、5号孔进行压裂，3号、4号孔不压裂，3个钻孔压裂后采用“两堵一注”封孔工艺，转换至瓦斯抽采功能。

图35 沿空留巷水平长钻孔水力压裂卸压钻孔布置Fig.35 Layout of long horizontal hydraulic fracturing boreholes applied in entry retained along gob side

..矿压监测及试验效果分析

在3203工作面运输巷留巷和复用期间，对巷道围岩变形等进行了监测。留巷期间顶板最大下沉量为100 mm，最大底臌量为210 mm，混凝土墙体侧位移量为20 mm，煤柱侧最大位移量为110 mm，巷道断面收敛率13%，巷道无需维修，完全满足复用要求。

在复用期间，超前工作面50 m巷道围岩变形开始明显增加，到20 m超前液压支架处顶板最大下沉量为60 mm，最大底臌量为30 mm，回采侧最大位移量为18 mm，墙体侧位移量为20 mm。进入20 m超前支护段后，在超前液压支架的强力支护下，巷道变形变化不大。充填混凝土墙体由于宽度小，进入采空区后发生破裂倾倒，有利于顶板垮落，对下部煤层开采不会产生应力集中。

总之，运输巷在留巷、复用全服务期间内断面收缩率较小，顶板、煤帮及混凝土墙体稳定，满足了运输、通风的要求。

5 结语与展望

经过60多年的研究与试验，我国无煤柱开采方法及围岩控制技术取得长足发展。在发展过程中，经历过全煤炭行业集中攻关、快速推进、积极推广阶段，也出现过发展缓慢甚至停滞不前的局面。经过不断努力，到目前为止，已基本形成无煤柱开采技术体系及围岩控制理论与成套技术。沿空留巷、沿空掘巷得到比较广泛的应用，从薄及中厚煤层回采巷道，到厚煤层、特厚煤层综放开采巷道；从围岩稳定巷道，到松软破碎围岩巷道；从浅部、中深部巷道到深部巷道；从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道，到倾斜、急倾斜煤层巷道；从小断面到大断面、特大断面巷道；涵盖了我国煤矿巷道的多种地质条件。无煤柱开采技术的推广应用，不仅有利于巷道维护和动力灾害防治，而且提高了煤炭资源回收率；沿空留巷还可显著降低矿井掘进率，改善通风系统、解决瓦斯问题，取得了显著的经济社会效益。

为了进一步做好无煤柱开采围岩控制技术研究、试验工作，继续扩大无煤柱开采的应用范围，提出以下建议与发展方向。

(1)加强无煤柱开采巷道布置、开采顺序优化研究，结合不同的开采系统与工艺，确定合理的巷道掘进、留巷时空方案。在条件适宜、不违反煤矿安全规程的条件下，作为后退式开采的补充，可局部应用前进式开采沿空留巷技术，以发挥前进式开采系统的优势。

(2)加强大采高、综放开采等高强度开采条件下无煤柱开采的适应性研究；加强复杂困难条件沿空留巷、沿空掘巷围岩变形与破坏机理研究，提出更合理的围岩结构力学模型；深化对围岩与支护相互作用关系的研究，提出更可靠的支护阻力估算方法。

(3)预应力高强度锚杆锚索支护已成为沿空巷道的基本支护方式，锚索成为巷道补强的有效手段。应开发适合大变形、有动力灾害沿空巷道的超高强度、高延伸率、高冲击韧性锚杆锚索材料，提高围岩大变形控制效果，保证巷道安全。继续开发性能更优越的沿空留巷加强支护形式，不仅提高支护效果，同时能实现快速移动。

(4)巷旁支护是沿空留巷的关键技术。应继续研究适合不同地质条件的巷旁支护形式，开发性能优越、成本低的充填材料，进一步优化巷旁支护参数，提高早期承载能力、保证长期承载能力、满足所需的变形能力。

(5)加强沿空留巷巷内基本支护、加强支护及巷旁支护在支护强度、刚度及变形能力等方面的匹配性研究，充分发挥3种支护在时间与空间上的支护优势，通过3者协同支护，有效控制沿空留巷围岩变形与破坏。

(6)沿空巷道卸压机理、支卸协同作用原理与技术还需要深入研究。研究各种卸压方法的适应性，水力压裂裂缝开启、扩展规律及主要影响因素，建立煤岩体裂缝扩展准则，进一步提高水力压裂卸压方案与参数设计的合理性。开发井下水力压裂裂缝扩展方向、路径、开度等裂缝参数的监测仪器与技术，准确评价水力压裂卸压效果。

(7)目前沿空留巷、沿空掘巷的施工速度还比较低，不能满足采煤工作面快速推进的要求。应研究沿空巷道快速施工工艺与装备，提高施工速度，满足采煤对掘进与留巷的要求。

(8)随着煤矿数字化、信息化、智能化建设的快速发展，应研发无煤柱开采围岩控制的自动化、智能化施工技术、装备及智能控制系统，在显著提高施工速度和效率的同时，大幅度减少现场作业人员，实现少人化，进一步改善井下作业环境与安全程度。

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