無煤柱開采圍巖控制技術及應用

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)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力集中，導致巷道大變形，出現沖擊地壓等災害，威脅煤礦安全生產。

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。其主要優越性表現為：消除煤柱引起的應力集中，使巷道處于應力降低區，有利于巷道維護；可降低由煤柱集中應力引起的煤與瓦斯突出、沖擊地壓等動力災害；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系統，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系，可分為跨巷無煤柱開采、回采巷道無煤柱開采及采空區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；采空區形成或掘進巷道是在采空區維護巷道或在穩定、壓實的采空區內新掘進巷道；留掘復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、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的研究試驗與推廣應用。20世紀30年代，蘇聯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。當時充填帶材料以矸石為主，來源于采掘過程中出現的矸石，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、波蘭等主要產煤國家陸續開展了沿空留巷研究與試驗。英國在20世紀70年代開發出高水速凝材料及配套泵送充填系統。德國采用石膏作為巷旁充填支護，開發出配套充填工藝、設備，解決了大斷面巷旁支護難題。后來又開發出混凝土充填、膏體充填材料與系統，在深部開采的沿空留巷中得到推廣應用。

我國無煤柱開采技術的研究與試驗始于20世紀50年代。應用初期，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得到應用，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的礦井顯著增加。1977年煤炭工業部在兗州召開了無煤柱技術座談會，對無煤柱開采技術的推廣應用起到積極的推動作用。1981年煤炭工業部頒發了《關于推行無煤柱開采的暫行規定(試行)》，要求適宜條件下推廣應用無煤柱開采技術；20世紀80年代我國引進了英國、德國充填材料及泵送、風力充填工藝設備，并進行了自主研發，進一步擴大了沿空留巷的應用范圍。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，使得沿空留巷技術發展緩慢。

進入21世紀，無煤柱開采取得新進展。在沿空留巷方面，袁亮開發出鋼膜膏體充填墻式巷旁支護技術，及配套施工機具與設備，在淮南礦區的多個煤礦推廣應用，實現了Y型通風，解決了深部高瓦斯、低透氣性煤與瓦斯共采技術難題；中國礦業大學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律與控制技術方面做了大量工作，并將大斷面沿空留巷應用于厚煤層綜放工作面，擴展了沿空留巷的應用范圍；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及工藝；西安科技大學開發出柔模混凝土墻式巷旁充填支護技術及設備，在多個礦井得到推廣應用。在沿空掘巷方面，侯朝炯等提出沿空掘巷圍巖結構模型和穩定性原理，研究了錨桿支護強度對小煤柱穩定性的作用，提出沿空掘巷合理的錨桿支護參數。高強度錨桿錨索支護技術在沿空掘巷中得到廣泛應用，提高了沿空掘巷圍巖控制效果及應用范圍。

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

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，沿采空區邊緣保留回采巷道，為下一個工作面服務的巷道布置方式。

1.1 不同開采系統的沿空留巷類型

國內外煤礦長壁式工作面開采系統主要分為后退式開采與前進式開采。在兩大開采系統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用，對沿空留巷的維護非常有利。

圖2 不同開采系統的沿空留巷類型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煤礦得到廣泛應用，成為我國最主要的開采方法。后退式開采系統需要預先掘進回采巷道和開切眼，形成通風系統，然后在開切眼安裝開采設備進行回采。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巷，也可保留回風巷，有利于實現工作面Y型通風。后退式開采系統最大的優勢是采掘工作獨立進行、互不干擾，而且預先掘進的回采巷道可起到探測煤層條件變化和地質構造的作用。這種開采系統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上山向采區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，甚至實現采掘一體化，取消掘進作業。前進式開采的顯著優勢是掘進率低，采煤工作面投產快，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、波蘭等世界主要產煤國家得到廣泛應用，占比很高，如英國占80%,西德占60%,波蘭占30%～40%。根據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先掘出或留巷，另外一條回采巷道不預先掘進，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先掘進一段距離，另外一條回采巷道不預先掘進，兩回采巷道隨工作面推進均沿空留巷；圖3(e)為2條回采巷道均不預先掘進，隨工作面推進均沿空留巷。可見，前進式開采必須要進行沿空留巷。當回采巷道超前采煤工作面掘進時，可采用常規的掘進方法掘巷；當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，實現采掘一體化。前進式開采的主要缺點是：對于超前工作面預先掘進一段回采巷道的方式，掘進通風與運輸復雜，還與采煤工作面互相影響；對于采掘工作面齊頭并進方式，一是無預先掘進的巷道，無法探測工作面前方煤層條件變化及地質構造，二是在工作面端頭區采煤、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、防滅火及防水害等安全問題。前進式開采僅在我國少數礦區局部采用過，沒有大量推廣應用。煤礦安全規程明確規定：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先掘進巷道的無掘進采煤方法。工作面采用U型通風，其最大的缺點是1號工作面運輸巷兩側都需要巷旁支護，回采巷道壓力大、破壞范圍大，防漏風難度大。圖2(b)右圖與左圖方式相比增加了采區邊界上山，2號工作面開采時工作面后方的回風巷不需要再維護，1號工作面運輸巷只需一側巷旁支護，可實現Z型通風。

往復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，易造成漏風，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個工作面不需要預先掘進回采巷道，可實現Z型通風。

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期間圍巖變形曲線。可分為6個階段：Ⅰ為巷道掘進引起的變形階段；Ⅱ為掘進影響穩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

大量的實測數據表明，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，巷道靠工作面一側的煤幫不復存在，頂板下沉、失穩、垮落，圍巖變形速度大。與其他階段相比，圍巖變形達到穩定所需要的時間長。即使變形達到穩定，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系。在第1個回采工作面前方一定距離(從數米到超過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，沿空留巷一側是煤體，另一側為采空區垮落的矸石，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定，圍巖變形速度顯著降低并達到穩定狀態。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。對于高應力、軟巖等復雜條件巷道，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，頂板向采空區傾斜，靠采空區側的頂板下沉量顯著大于煤幫側。同時，煤幫穩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，頂板下沉會向煤體深部發展；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，底板受力差別較大，導致底板兩側變形有顯著差異，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、強度及穩定性，頂板巖層分布、強度及穩定性，巷道埋深及地應力分布等地質因素；開采高度，巷道斷面形狀與尺寸，巷道支護形式與參數等技術因素。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有很大關系。留巷頂板下沉量與煤層采高成正相關關系，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關系，巷道越寬，頂板下沉量越大，這是沿空留巷應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，國內外很多深部開采礦井積極推廣應用沿空留巷。

前進式開采沿空留巷礦壓監測數據很少。文獻[35]監測數據表明：工作面后方呈現明顯的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以外為壓力相對穩定帶，冒落矸石逐漸壓實。在總的52 m監測巷道中，前26 m巷道頂板下沉量占總下沉量的85%。文獻[36]的數據為：滯后工作面0～30 m內圍巖變形速度較大，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之后趨于穩定。可見，前進式開采沿空留巷圍巖變形規律與后退式開采沿空留巷基本一致。

1.3 沿空留巷結構力學模型及圍巖與支護作用關系

由上述分析可知，沿空留巷在第Ⅳ階段的變形與破壞是區別于普通巷道的最根本特征，圍巖變形與采空區頂板垮落狀況、頂板下沉與回轉、巖層中形成的結構及結構穩定所需要的時間等密切相關。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、基本頂巖層回轉引起的下沉量及煤幫側下沉量等組成。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，很多學者建立了沿空留巷圍巖結構模型，應用比較廣泛的如圖5所示。

圖5 沿空留巷圍巖結構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和載荷構成，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部分構成：一是與煤層相鄰直接頂不規則垮落帶巖層自重；二是不規則垮落帶上部規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構的基本頂給支架的載荷。在工作面后方圍巖強烈活動階段，支架應能控制直接頂活動和出現過大離層，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。沿空留巷不一定設置巷旁支護。在直接頂垮落后能使基本頂得到有效支撐并達到平衡狀態，支架阻力可按直接頂巖層重力估算，支架可縮量應與裂隙帶巖層下沉量相適應，在這種情況下可不設置巷旁支護。

孫恒虎等將沿空留巷頂板簡化成層間結合力忽略不計的矩形“疊加層板”結構，采用彈塑性力學極限分析理論,建立了沿空留巷支護圍巖關系的力學模型，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，以適應頂板下沉與旋轉。

何廷峻采用Wilson理論建立了沿空留巷支護力學模型，分析了巷旁支護工作狀態和支架載荷構成。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產生水平擠壓力，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生離層，導致基本頂不能傳遞垂直應力，鉸接巖梁取得平衡后基本頂對沿空留巷不再產生影響。沿空留巷支架與圍巖關系表現為：對直接頂支架為“給定載荷”工作狀態，支架應承擔直接頂的全部自重載荷；對基本頂巖梁支架為“給定變形”工作狀態，支架應具有足夠的變形量以適應基本頂下沉直至達到穩定狀態。

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構形態，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構穩定。

漆泰岳等提出不同圍巖條件下使沿空留巷保持穩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。基于巖層控制的關鍵層理論，建立了綜放工作面巷內充填沿空留巷圍巖結構力學模型，推導出不同地質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，為巷內充填體的參數設計提供了依據。

綜上所述，我國學者根據沿空留巷特點，建立了圍巖結構力學模型，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。

1.4 沿空留巷圍巖控制技術

基于上述沿空留巷圍巖變形與破壞特點，國內外開發出多種沿空留巷圍巖控制技術。根據沿空留巷支護時空分布及支護作用的不同，可分為巷內基本支護、巷內加強支護、巷旁支護及圍巖卸壓技術。結合影響沿空留巷圍巖穩定性的主要地質因素，包括煤層厚度、頂板穩定性及巷道埋深，提出沿空留巷支護星網，如圖6所示。其中連線是后續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Fig.6 Support star network diagram of entry retained along gob side

..巷內基本支護

巷內基本支護是在巷道掘進期間設置的支護，主要有棚式支架、錨桿錨索支護及復合支護。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。隨著錨桿支護技術的發展，這種支護方式已成為沿空留巷巷內基本支護的主體方式。目前，高預應力、高強度、高剛度錨桿錨索支護得到廣泛應用，取得良好支護效果。對于復雜困難巷道，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。

..巷內加強支護

巷內加強支護是當巷道受到采動或地質構造等影響時，在巷內基本支護基礎上進行的補強支護。巷內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。按支護服務時間分為永久支護型(錨桿與錨索、注漿)，支護后一直服務到巷道報廢；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、有效的巷內加強支護已得到大量應用。預應力錨索可提供較大的預應力和工作阻力，有效控制頂板巖層擴容與離層，并將錨桿錨固范圍內的巖層與深部巖層相連，提高頂板的完整性、穩定性和承載能力。另外，在巷道中靠近采空區一側的錨索，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合，開發出多種形式的注漿錨桿、注漿錨索，現場應用效果良好。

單體液壓支柱是常用的柱式巷內加強支護，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。在該階段應采用強有力的巷內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、穩定性差、勞動強度大等缺點，開發了多種沿空留巷專用加強支護液壓支架。如淮南礦業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，可實現自移行走。圖7為中煤科工開采研究院有限公司開發的自移式、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構很快達到平衡，且巷內支護與加強支護能有效保持圍巖穩定的情況下，可不設置巷旁支護。但務必解決好防漏風、防火、防水等安全問題。

一般情況下沿空留巷需要設置巷旁支護。巷旁支護是設置在要保留的巷道斷面外、靠采空區一側的支護方式。巷旁支護是沿空留巷的關鍵技術，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沿空留巷頂板下沉。巷旁支護設置后應有較快的增阻速度，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。國內外開發和應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。支撐式支護形式經歷了從木垛、密集支柱、矸石帶、混凝土砌塊等人工構筑的傳統支護方式，發展到高水材料、混凝土和膏體材料機械充填的現代支護方式。現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。傳統的支柱有木支柱、金屬摩擦式支柱及單體液壓支柱等，可設置成單排、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、穩定性差，不能密閉采空區。適用于薄及中厚煤層、地質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用。前一種支柱的特點是現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噴漿或充填密閉材料封閉采空區；后者現場將混凝土充填到鋼管中，充分發揮鋼管和約束混凝土的協同支護作用。有的將鋼管設計為兩段，支柱能適應巷道高度變化，同時具有較大的可縮性，更好地適應頂板下沉。

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、垛間距離等根據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。適用于薄及中厚煤層、頂板比較穩定的沿空留巷。

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筑的墻式支護。矸石墻是一種傳統的巷旁支護方式，其優點是在井下可就地取材，有較好的穩定性。其突出的缺點是初期支護阻力小、矸石壓縮量大，采空區密閉效果較差。此外，構筑矸石墻的勞動強度大，當矸石墻的寬度與高度較大時尤為突出。為了解決這個問題，國內外采用過在巷道靠采空區一側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。混凝土砌塊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、采空區密閉性較好等優點。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力或泵送充填材料構筑充填墻，起到支撐頂板和隔離采空區的雙重作用。合理的充填墻體不僅應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定，而且應有足夠的變形能力，以適應頂板的下沉與旋轉。根據上述要求，我國在引進國外技術的基礎上開發出多種巷旁充填材料、技術及設備。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。充填墻體的力學性能與充填材料性質有很大關系。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、固化的膠結材料。試驗數據表明，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，適應覆巖運動產生的沖擊載荷，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定性的重要參數。很多研究成果表明，當充填體寬高比為0.8以上時比較穩定。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構，顯著改善了充填體的力學性能，同時還可適當減少充填體的寬度。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、采空區密閉性好等突出優點，在一般及復雜條件下得到廣泛應用。

錨注式支護包括錨桿、錨索、注漿、錨注支護，主要應用于頂板比較破碎、不太穩定的條件。有的用于采煤工作面后方、設置巷旁支護前，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，保持頂板穩定，為工作面后方的巷旁支護設置提供有利條件。

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。只要充分發揮各種支護的協同作用，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用沿空留巷，將2者有機結合具有獨特優勢。工作面采空區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上覆巖層移動規律與結構特征，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系，保證采空區充填體密實度，及合理的沿空留巷支護，實現有效控制頂板下沉和提高沿空留巷穩定性的雙重效果。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定性力學模型，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、采空區充實率、巷道寬度、巷旁支護體強度、寬度等。井下試驗與應用實例表明，在中深部礦井，采用錨桿加固的矸石帶作為巷旁支護，當采空區充實率達到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定。在超千米深井，采用膜袋膠結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

當沿空留巷直接頂比較堅硬、不能及時垮落充填采空區，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構盡早達到平衡。否則，沿空留巷圍巖位移會急劇增加，甚至出現沿煤幫切頂現象。

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定斷裂方向產生拉應力集中，使圍巖沿該方向斷裂。當鉆孔間距、裝藥量等參數選擇合理時，可形成連續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構(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，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，對冒落區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，改變上覆巖層的結構。如果巷旁支護外側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，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°，水平轉角分別為80°，80°，25°。每間隔60 m 在工作面回采側開挖鉆場，沿鉆場兩側分別布置3個鉆孔對沿空留巷采空側頂板進行爆破切頂。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構，優化了沿空留巷圍巖應力環境，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置巷旁支護的一側向頂板鉆孔，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，，′分別為關鍵塊B的旋轉角、切頂后關鍵塊B的旋轉角)，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的懸頂長度，從而減小基本頂回轉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力集中。水力壓裂后在頂板中產生新裂紋并激活原生裂紋，壓裂區結構面在水壓作用下摩擦因數和法向有效應力降低，導致其剪切強度降低。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，使高應力轉移到壓裂區上方，從而保護了沿空留巷。同時，壓裂區巖層裂紋擴展發育、巖層離層明顯，有利于采空區上方頂板破斷、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構變化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、壓裂參數及工藝等。壓裂鉆孔參數包括鉆孔位置、長度、角度、間距，壓裂參數包括水壓、流量、時間等，這些參數很大程度上取決于壓裂目標層的位置、巖層性質及地應力分布狀況，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。

..沿空留巷斷面優化及維護時間控制

巷道斷面形狀與尺寸對圍巖應力分布、變形與破壞有顯著影響，通過斷面優化可提高圍巖穩定性。沿空留巷斷面優化包括掘進和留巷2個階段。掘進階段巷道斷面的選擇可根據地質和生產條件確定。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采用大斷面拱形斷面(20～30 m)，留巷有足夠的變形預留量，保證在服務期間滿足安全生產的要求。

當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，巷旁支護設置在留巷外側的采空區，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移一定距離Δ，部分處于采空區、部分處于掘進巷道斷面內，留巷斷面有所減小；圖13(c)為巷旁支護的內移量Δ等于其寬度，巷旁支護全部處于巷道掘進斷面內，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，有些學者提出在留巷前根據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，將巷旁支護設置在原掘進斷面內有支護的頂板下，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，然后在巷道中間構筑隔離墻，將巷道分為回風巷和瓦斯巷。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巷。在兩巷之間隔一定距離開掘聯絡巷。軌道巷留巷距離為兩聯絡巷的距離，到前一個聯巷時留巷即可廢棄。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的與時間相關的圍巖變形量。

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完第2個工作面開采后，仍然需要繼續保留下來作為回風通道長期使用，在這種情況下需要二次沿空留巷，最終巷道兩側均為采空區，如圖15所示。一些學者研究了二次沿空留巷上覆巖層運動規律，建立了二次沿空留巷頂板結構模型，提出包括二次沿空留巷兩側充填巷旁支護、巷內支護與加強支護的圍巖控制技術，并在井下應用中取得較好效果。但是，二次沿空留巷兩側均為采空區，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構[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、防火等安全問題，需要采用系統性、協同性的思想進行圍巖控制。

(1)沿空留巷圍巖控制應看作一個整體系統來對待。掘進階段的巷內基本支護設計就應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基本支護、巷內加強支護、巷旁支護及圍巖卸壓組成。4 種方式在不同空間與時間內控制圍巖變形與破壞。在進行沿空留巷圍巖控制設計時，必須全面、系統、綜合考慮4 種方式及其相互作用，充分發揮每種方式的作用。

(3)預應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支護的方式。巷內加強支護應提供較高的主動支撐力，起到控制頂板離層與下沉的作用，并有助于采空區一側切頂。支撐式沿空留巷加強支護最好采用專門設計的液壓支架。

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

(5)巷內基本支護、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相互匹配，通過協同支護作用，共同控制圍巖變形與破壞。

(6)當沿空留巷頂板采后不易垮落、基本頂巖層結構不易取得平衡時，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。卸壓形式與參數應根據巷道具體條件確定。

1.5 沿空留巷安全技術

由于沿空留巷直接與采空區相連，引起一系列安全問題，主要包括漏風、采空區瓦斯涌出、采空區遺煤自燃發火及采空區積水等。

當沿空留巷靠采空區側密閉性比較差時，容易產生漏風或采空區的瓦斯涌入巷道，引起通風、瓦斯問題。因此，無論是否設置巷旁支護，必須保證采空區一側的密閉性，滿足通風、瓦斯管理的要求。

在有自燃傾向的煤層中進行沿空留巷時，采空區遺煤有自燃發火的危險，其中采空區漏風是一個重要原因。因此，防止采空區遺煤發火的重要措施也是保證沿空留巷采空區一側的密閉性。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，甚至向采空區注漿等均可提高沿空留巷的密封性，達到控制漏風的目的。

如果采空區有積水，積水涌入巷道會引起水災。防水害同樣要求沿空留巷與采空區隔離，且隔離物應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越的隔離采空區、防水災的形式，應推廣應用。

此外，在沿空留巷中應隨時監測風量、瓦斯體積分數、一氧化碳體積分數、溫度、巷道涌水量等參數，及時了解安全狀況，必要時采取應急措施，避免安全事故的發生。

2 沿空掘巷

2.1 沿空掘巷類型

沿空掘巷是沿采空區邊緣掘進的巷道。圖16為沿空掘巷周圍巖層結構與應力分布。在空間上，沿空掘巷應布置在煤層靠采空區的應力降低區中。根據巷道與采空區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。當巷道位于位置3，處于峰值支承壓力下是最不利位置。當巷道采用寬煤柱(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，，，分別為應力集中系數、埋深、上覆巖層容重)。目前，完全沿空掘巷由于與采空區連通帶來一些安全問題應用不多，小煤柱沿空掘巷得到廣泛應用。在時間上，沿空掘巷分為沿穩定的采空區邊緣掘巷和沿不穩定的采空區邊緣掘巷。沿空掘巷的最佳掘進時間是上一個工作面采空區上覆巖層活動穩定、基本頂形成的鉸接巖梁結構達到平衡狀態。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。沿不穩定的采空區邊緣掘巷對巷道維護十分不利，但是有些礦井為解決接續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連通存在的安全問題，一些學者開發出巷內預置充填墻無煤柱沿空掘巷技術，如圖18所示。

圖16 沿空掘巷圍巖結構及應力分布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留出來。下一個工作面回風巷沿該充填帶掘進，以充填墻代替小煤柱隔離采空區。

2.2 沿空掘巷圍巖變形破壞特征及影響因素

..沿空掘巷圍巖結構及變形特征

沿空掘巷和沿空留巷相比，雖然都是沿采空區邊緣布置，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，圍巖應力快速增加并重新分布，巷道圍巖變形破壞強烈。而沿穩定的采空區邊緣掘進巷道時，采空區巖層活動已基本停止，采動應力重新分布已趨穩定，巷道處于應力降低區，圍巖變形相對較小。

沿空掘巷圍巖穩定性取決于掘巷前后形成的巖層結構及變化。侯朝炯和李學華提出綜放沿空掘巷圍巖大、小結構穩定性原理。小結構為巷道周圍錨桿與圍巖組成的錨固體，其穩定性取決于巷道沿空側支撐條件和錨桿支護形式及參數；大結構為錨固體之上的頂煤、直接頂、基本頂等較大范圍圍巖結構，其中基本頂的弧形三角形巖塊(圖16關鍵塊B)對綜放沿空掘巷的穩定性影響最大。沿已穩定的采空區邊緣掘進巷道，由于基本頂結構已處于平衡狀態，沿空巷道掘進對圍巖大結構的穩定性影響不明顯，掘進期間圍巖變形量不大；當受到采動影響后，基本頂結構失去平衡，關鍵塊B回轉、下沉，導致巷道發生較大變形。如果沿不穩定的采空區邊緣掘巷，掘進期間上覆巖層仍然在活動，導致掘進期間圍巖變形就比較大，而且達到穩定的時間長，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。

已有的監測數據表明，沿已穩定的采空區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力降低區，但由于圍巖比較破碎，特別是小煤柱往往已經被壓碎，不能再承受較大載荷。因此，沿空掘巷對應力的變化比普通巷道敏感，表現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出明顯的非對稱性，很多巷道兩幫移近量大于頂底板移近量。小煤柱側破碎、擴容，甚至整體擠入巷道；煤幫側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要求。有些巷道底臌比較嚴重，導致頂底板移近量也比較大。

(4)對于孤島工作面沿空掘巷，由于工作面兩側均為采空區，巷道超前支承壓力峰值及影響范圍明顯大于常規工作面沿空掘巷，導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的距離，前者決定掘巷時采空區上覆巖層活動是否穩定，后者為小煤柱的寬度。

對于掘巷與開采的間隔時間，已有很多實測數據。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，采空區上覆巖層達到穩定所需的時間加長，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，有的學者建立了考慮矸石壓縮效應的沿空掘巷覆巖結構力學模型，提出掘巷時機計算方法，為現場實踐提供了參考。

關于沿空掘巷小煤柱設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構力學模型，分析小煤柱受力、變形和破壞狀態，綜合考慮煤柱塑性區、破碎范圍、穩定性及錨桿支護要求等，確定合理的掘巷位置，使巷道處于應力降低區，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產生的塑性區寬度；為錨桿錨入煤柱的深度。

也有學者根據采空區側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、巷道正上方及實體煤壁內側，基本頂斷裂線位置顯著影響巷道圍巖穩定性。斷裂線位于小煤柱外側是最有利的位置，而位于巷道正上方對巷道維護最不利。合理的掘巷位置應在基本頂斷裂線內側。

(2)采用數值模擬計算、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，煤柱應力、變形、塑性區、破碎區分布，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場監測，基于實測數據分析煤柱應力、變形及破壞形態，結合理論計算、數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。在沿空掘巷推廣應用早期，由于巷道斷面、工作面采高及長度等比較小，采空區側煤層破碎區、塑性區較小，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考慮其寬高比，有利于煤柱的穩定性。此外，小煤柱寬度的選擇與煤體強度、煤層結構等很多因素有關，如在同等條件下，軟弱破碎煤層的小煤柱可適當加寬，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

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，后者是遇到地質構造、受到采動影響后增加的支護。對于堅硬頂板、高應力巷道，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，目前主要采用預應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。可采用全長錨固、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合控制煤柱變形，取得較好支護效果。有的學者開發出對穿錨索，在煤柱中打穿透鉆孔，將錨索一端頭深入到采空區，對端頭設置的囊袋注漿膨脹，固化后即可形成錨索在采空區的固定端，施加預應力后錨索就可雙向加固煤柱，控制煤柱變形。另外，有的學者采用非對稱錨梁桁架支護綜放沿空巷道，以提高靠煤柱側頂板的支護強度，有利于提高煤柱的穩定性。

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，有利于圍巖穩定。對于沖擊地壓巷道，除合理設計小煤柱寬度外，還在煤幫側打大直徑鉆孔實施卸壓，釋放煤體中的彈性能，使高應力向圍巖深部轉移，可起到防沖作用。

此外，為了防止小煤柱漏風、自燃發火，通常需要噴漿或注漿。為了防止采空區遺煤發火，可向采空區注漿。同時，采空區松散破碎的煤巖體經注漿充填嚴實后，可給煤柱施加側向約束，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，傳統的方法是在巷道上方留設較大寬度的煤柱，但煤柱會引起應力集中，并傳遞到底板巖層中，導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，研究應用了跨越大巷、石門、采區集中巷、上下山等的跨采無煤柱開采技術。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采，上部工作面先回采，然后在采空區下方的巖層中掘巷，使巷道處于應力降低區。

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、跨采形式與跨采次數等。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，可達原巖應力的2～3倍；當工作面跨過巷道后處于采空區下方的應力降低區；當工作面繼續推進，采空區冒落巖石不斷壓實，壓力又有所增加，直到穩定，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，對跨采巷道圍巖穩定性影響顯著。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。統計多個礦井跨采巷道的值，變化范圍很大(2～30 m)。根據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鍵。跨采巷道至工作面邊界的水平距離(圖19中)也是一個重要的參數。應達到一定值，保證跨采巷道處于采空區下方的應力降低區，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加固、跨采過程中加強支護及跨采后的修復。預加固是在巷道受到采動影響前在原有支護的基礎上進行的加固措施，常用的方式是錨桿錨索，當圍巖比較破碎時，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。跨采后如果巷道圍巖變形破壞比較嚴重，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，保持圍巖穩定。

3.2 采空區形成和掘進巷道

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

采空區是應力降低區，即使是被壓實的采空區也只能恢復到接近原巖應力的狀態，因此，將巷道布置在采空區可免受工作面支承壓力影響。在采空區布置巷道主要有2種方式：在采空區形成巷道、在采空區掘進巷道，如圖20所示。圖20(a)，(b)為在工作面后方的采空區中，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)為在已壓實膠結的采空區重新掘進巷道。將巷道布置在采空區雖然可使其處于應力降低區，但是在采空區形成巷道需要在兩側構筑隔離墻，頂板還需要支護，施工工藝復雜，勞動量大；在采空區內掘進巷道在掘進期間極易出現冒頂、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。

在邢臺礦區葛泉煤礦曾試驗過一種回采工作面過上山采空區原位留巷技術，采煤工作面直接穿過本煤層上山，并將該上山在采空區原位留下。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2排木垛，工作面過上山后巷道支護狀況如圖21所示。回采工作面過上山過程中上山頂板產生了劇烈下沉，50 m后趨于穩定，頂板下沉量累計達1 400 mm，巷道最終高度為1 200 mm。經過起底后能滿足使用要求。

圖21 工作面過上山采空區留巷狀況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研究與推廣應用工作。近年來開發出支卸組合泵充混凝土支柱沿空留巷圍巖控制成套技術、泵充混凝土墻與卸壓聯合圍巖控制技術，在陜西、山西、內蒙古等省區得到推廣應用，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15 m 左右的煤柱，造成資源浪費，且遺留煤柱會引起采空區自燃問題及對下部煤層開采的應力集中問題。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保留，作為50107工作面回風巷。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

..巷道地質與生產條件

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、砂質泥巖等，屬于中厚層狀穩定巖層；直接底為10 m厚的砂質泥巖，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。地應力實測數據為：最大水平主應力為6.0 MPa，最小水平主應力為3.5～4.1 MPa，垂直應力為3.9～4.2 MPa。

..沿空留巷圍巖控制技術

根據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的煤幫不復存在，頂板要發生下沉和回轉。為及時控制頂板下沉，并為巷旁支護的設置提供時間和安全空間，在工作面后方立即架設單元支架(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。設計巷旁支護形式為泵充混凝土柱式支護。采用理論分析、數值模擬及實驗室試驗相結合的方法確定出支柱的材料、結構及參數。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置擋矸支架，支撐頂板，擋住采空區矸石，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的巖層。頂板卸壓后會減小巷道上方基本頂的懸頂長度，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，基本頂盡快形成穩定的結構。

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)采空區密封。根據現場實際情況，采用掛鋼筋網與風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。

..礦壓監測及試驗效果分析

為了分析沿空留巷效果，在50108運輸巷設置綜合礦壓監測站，監測沿空留巷圍巖變形與支護體受力。監測內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測結果。

(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測。監測結果表明：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左右出現跳躍后緩慢增長，到距離大于200 m后趨于穩定。試驗巷道圍巖變形規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

錨桿受力監測結果表明：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，單元支架受力經歷“波動—增壓—保壓”3個階段。當工作面推過10 m左右，單元支架壓力出現波動并開始增壓；推過40～60 m，壓力達到峰值后趨于穩定，75%以上支架壓力高達40 MPa。另外，在擋矸支架支撐范圍內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。這些數據表明，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測。受技術原因影響，沒有對混凝土支柱受力繼續進行監測。

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。當工作面推過測站后，頂板支護由超前支架變為單體液壓支柱，而且超前支架反復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。進入采空區后，支柱向采空區歪斜(圖33)，有利于采空區巖石垮落、冒實，不會對下部煤層開采造成應力集中影響。

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破壞狀況Fig.33 Underground damage state of entry retained along gob in gob area

錨桿受力監測數據表明：在距工作面70 m左右錨桿受力明顯增加，當距工作面20 m以內時，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組出現初撐后受力增加的現象，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、復用期間圍巖穩定、變形小，各種支護狀態良好，滿足了安全生產的要求。

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，留設煤柱寬度一般不小于25 m，浪費了有限的優質資源。為了從根本上消除上隅角瓦斯隱患、提高資源采出率、緩解采掘接續緊張，開展了沿空留巷試驗。

..巷道地質與生產條件

沿空留巷在3203工作面運輸巷進行。煤層平均厚度為5.36 m，層狀構造，節理裂隙發育，煤層傾角為3°～12°，埋深為250 m。直接頂為泥巖和砂質泥巖；基本頂為細粒砂巖、粉砂巖；直接底為泥巖。鄰近工作面的地應力測試數據為：垂直應力4.43～4.56 MPa，最大水平主應力11.28 MPa，最小水平主應力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巷，工作面通風方式為Y型通風。

..沿空留巷圍巖控制技術

(1)巷內支護與加強支護。巷內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結構、21.8 mm預應力樹脂錨固錨索，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。針對傳統混凝土墻體存在的問題，開發出新型內外約束混凝土墻體結構。通過在充填模袋內布置合理鋼筋骨架、外部采用預應力對拉錨桿、鋼筋網及鋼筋托梁進行護表，實現內外雙重約束，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。內置鋼筋骨架采用6 mm鋼筋網片綁扎而成。墻體結構如圖34所示。

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

(3)水力壓裂卸壓。根據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絡聯通裂縫，使其易于垮落，同時提高瓦斯抽采效果，實現“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整，將1號、5號孔層高由30 m分別調整至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

..礦壓監測及試驗效果分析

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

在復用期間，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，回采側最大位移量為18 mm，墻體側位移量為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，進入采空區后發生破裂傾倒，有利于頂板垮落，對下部煤層開采不會產生應力集中。

總之，運輸巷在留巷、復用全服務期間內斷面收縮率較小，頂板、煤幫及混凝土墻體穩定，滿足了運輸、通風的要求。

5 結語與展望

經過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取得長足發展。在發展過程中，經歷過全煤炭行業集中攻關、快速推進、積極推廣階段，也出現過發展緩慢甚至停滯不前的局面。經過不斷努力，到目前為止，已基本形成無煤柱開采技術體系及圍巖控制理論與成套技術。沿空留巷、沿空掘巷得到比較廣泛的應用，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條件。無煤柱開采技術的推廣應用，不僅有利于巷道維護和動力災害防治，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，改善通風系統、解決瓦斯問題，取得了顯著的經濟社會效益。

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

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

(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性研究；加強復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構力學模型；深化對圍巖與支護相互作用關系的研究，提出更可靠的支護阻力估算方法。

(3)預應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。應開發適合大變形、有動力災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。繼續開發性能更優越的沿空留巷加強支護形式，不僅提高支護效果，同時能實現快速移動。

(4)巷旁支護是沿空留巷的關鍵技術。應繼續研究適合不同地質條件的巷旁支護形式，開發性能優越、成本低的充填材料，進一步優化巷旁支護參數，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，充分發揮3種支護在時間與空間上的支護優勢，通過3者協同支護，有效控制沿空留巷圍巖變形與破壞。

(6)沿空巷道卸壓機理、支卸協同作用原理與技術還需要深入研究。研究各種卸壓方法的適應性，水力壓裂裂縫開啟、擴展規律及主要影響因素，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設計的合理性。開發井下水力壓裂裂縫擴展方向、路徑、開度等裂縫參數的監測儀器與技術，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)隨著煤礦數字化、信息化、智能化建設的快速發展，應研發無煤柱開采圍巖控制的自動化、智能化施工技術、裝備及智能控制系統，在顯著提高施工速度和效率的同時，大幅度減少現場作業人員，實現少人化，進一步改善井下作業環境與安全程度。

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