1 绪论
煤炭是我国能源安全的基石，2019年占我国一次能源消费结构的57.7%[1]。中国工程院《国家能源发展战略2030～2050》报告指出，2050年煤炭年产量控制在30亿t，煤炭仍将长期是我国的主导能源。作为国家规划的13个大型煤炭基地之一，大同煤矿集团有限责任公司 (以下简称同煤集团)相继建成了以塔山矿、同忻矿为代表的9座千万吨级矿井，主采石炭系特厚煤层，厚度达10～25m，工作面间留设38～45m区段煤柱造成资源浪费严重，同时，煤柱应力集中，临空巷道变形严重，工作面推采困难，制约了特厚煤层安全高效、高回收率开采。因此，开发应用特厚煤层综放小煤柱沿空掘巷技术，对提高煤炭资源回收率、实现矿井安全高效开采具有重要意义。
1.1 大同矿区特厚煤层综放小煤柱沿空掘巷研究背景
大同矿区为侏罗系和石炭系双系煤层赋存，可采煤层多达26层(双系煤层柱状见图1-1)[2]。侏罗系含煤地层总厚度74～264m，平均210m，可采煤层21层，单层*大厚度7.81m。从煤层沉积特征上看，自上而下分为三组，上组煤主要为中厚煤层段，即 2号、3号、4号、5号煤组；中组煤为薄煤层段，即7号、8号、9号、10号煤组；下组煤为厚煤层段，即 11号、12号、14号、15号煤组。侏罗系煤层采煤方法典型应用见表 1-1。
石炭系煤层具有埋深大(大于350m)、厚度大(大于14m)、结构复杂(厚度变化大，合并尖灭频繁)，煤层和顶底板坚硬(砂岩硬度系数大于8、煤层硬度系数大于4)的特点。石炭系厚及特厚煤层主要有 3～5号和 8号两个可采煤层，各煤层均因不均匀沉积和冲刷以及后期煌斑岩的侵入，形成顶板起伏不平、煤层厚度变化大、夹矸较多、灰分较高的共同特征。其中，3～5号煤层在大部分地区稳定可采，埋深300～500m，煤层硬度中等以上，裂隙较发育。一般岩浆岩侵入煤层上部出现一层厚2～4m的变质煤带，可采厚度为1.63～29.21m，平均9.65m。煤层夹矸6～11层，层厚一般0.2～0.3m，*大0.6m，平均总厚2m；夹矸岩性多为中硬以下的砂质、高岭质、炭质泥岩。3～5号煤层直接顶主要是高岭质泥岩、碳质泥岩、砂质泥岩，部分为煌斑岩互层，局部直接位于煤层之上；老顶为厚层状中硬以上的中、粗粒石英砂岩、砂砾岩及砾岩，厚度为 20m左右；底板多为中软的砂质、高岭质、碳质泥岩、泥岩及高岭岩，少量粉、细砂岩。
图1-1 大同矿区双系煤层柱状图
表1-1 侏罗系煤层采煤方法典型应用及分布表
侏罗系多煤层开采，受开采技术条件及装备限制，下组煤回采巷道多采用内错式布置，导致区段煤柱尺寸留设越来越大，由*初8～20m逐步增大至40～50m(图 1-2)。
图1-2 内错式巷道布置示意图
目前，矿区上部侏罗系煤炭资源已近枯竭，各矿井逐步转入石炭系开采。受侏罗系煤层区段煤柱留设的传统观念影响，工作面间留设38～45m区段煤柱，存在以下问题[3]：
(1)资源回收率低。以塔山矿8102工作面为例，工作面倾向长度231m，走向长度1700m，留设38m区段煤柱，煤柱损失为38m×13.9m×1700m×1.4t/m3=125.7万t，占工作面储量16.5%，资源浪费严重。
(2)临空巷道围岩变形严重。巷道位于应力增高区，煤柱应力集中程度高，回采期间巷道矿压显现强烈。以同忻矿8105工作面为例，5105巷与相邻 8106工作面采空区间区段煤柱宽度为38m，回采期间超前支护段巷道顶板下沉、底鼓、帮鼓、底板裂缝频繁出现，返修工程量大[4]，见图1-3。
图1-3 回采巷道超前支护区域强矿压显现
针对以上技术难题，为了有效提高资源回收率、解决临空巷道强矿压问题，自 2012年起，同煤集团立项研究特厚煤层小煤柱沿空掘巷关键技术，并于2014年11月在塔山矿8204工作面进行特厚煤层小煤柱沿空掘巷试验，留设6m区段煤柱，工作面于2015年11月顺利回采结束。塔山矿特厚煤层综放小煤柱沿空掘巷技术的成功应用，多回收了资源65万 t，有效控制了临空巷道围岩变形，安全和技术经济效益显著。
1.2 综放工作面小煤柱沿空掘巷技术研究现状
根据煤层厚度的不同，一般将煤层分为四类：薄煤层、中厚煤层、厚煤层及特厚煤层。薄煤层指煤层厚度小于或等于1.3m；中厚煤层指煤层厚度大于1.3m，小于等于3.5m(1.3m＜煤层厚度≤3.5m)；厚煤层指煤层厚度大于3.5m，小于等于8.0m(3.5m＜煤层厚度≤8.0m)；特厚煤层指煤层厚度大于8m(煤层厚度＞8.0m)。目前，我国厚及中厚煤层沿空掘巷理论与技术研究较多，应用也较广泛，但是对于8m以上的特厚煤层沿空掘巷，由于开采空间大、开采强度高，矿压显现剧烈，理论与技术始终没有突破。
1.2.1 综放沿空掘巷端部覆岩结构特征及其运动规律
综放工作面端部覆岩结构特征及其运动规律是影响巷道应力场分布和围岩变形的关键因素，是综放沿空掘巷围岩控制的基础。19世纪初，国外学者对采煤工作面的覆岩结构开展了研究，提出了早期的普氏平衡拱、压力拱及悬臂梁等理论。自20世纪50年代起，我国学者在此基础上对采场覆岩结构及其运动规律进行了大量细致研究，提出并完善了“砌体梁”和“关键层”等理论。
“砌体梁”理论[5，6]认为，随着工作面的推进，采场上覆岩梁断裂后，岩块能够排列整齐、相互挤压，在一定条件下形成外表似梁的平衡结构，并基于“砌体梁”结构关键岩块的滑落失稳 (S)和回转时形成的变形失稳(R)，建立了其“S-R”稳定的判别方法。“关键层”理论[7，8]认为，采场上覆岩层的变形、破断、离层和地表沉陷等一系列矿压显现规律主要由坚硬岩层中的关键层控制。
在上述理论的基础上，我国学者对综放沿空掘巷的覆岩结构特征及其运动规律、端部应力场分布进行了深入的研究，朱德仁[9]、柏建彪 [10]建立了沿空掘巷基本顶弧形三角块结构力学模型，计算分析该结构在巷道不同阶段的稳定性，认为该结构的稳定是沿空掘巷稳定的前提。侯朝炯和李学华[11]、王卫军等 [12]提出综放沿空掘巷大、小结构稳定原理，认为沿空巷道的稳定，除了要适应上覆岩层的回转下沉，还应保持小结构的稳定性，并指出大结构中关键岩块B对综放沿空掘巷稳定性影响*大，但通常情况下，岩块B的稳定性较好。
上述研究对厚及中厚煤层工作面端部结构特征有了明确的认识，指导了沿空掘巷的工程实践。但对于特厚煤层综放沿空掘巷，由于开采空间大，具有与厚及中厚煤层不同的端部结构特征，必须进一步开展研究，为特厚煤层沿空掘巷的小煤柱合理留设提供理论依据。
1.2.2 综放沿空掘巷小煤柱合理宽度确定
通常区段煤柱宽度留设3～6m，称为小煤柱，对于沿空掘巷小煤柱宽度的合理确定主要有以下几种认识：
(1)明确采空区侧向应力降低区范围，确保小煤柱和沿空巷道全都处于应力降低区内。通常将应力降低区的范围作为小煤柱沿空掘巷煤柱宽度选择的上限，应力降低区的范围通过极限平衡算法、数值计算、现场实测等方法获取。
张科学等[13，14]通过极限平衡理论和数值计算，得出窄煤柱宽度需从上区段采空区侧向支承应力分布规律和煤柱应力分布、巷道围岩应力分布、巷道围岩变形与煤柱宽度的关系及护巷煤柱宽度的极限平衡理论计算5个方面综合考虑；朱若军等[15]通过数值计算研究煤柱应力场变化，得出巷道掘进期间，煤柱较窄时，煤柱内中心位置承受的*大垂直应力随着煤柱宽度的增加变化较大，当煤柱宽度达到5m后，增大煤柱宽度，*大垂直应力变化已不明显；采动影响阶段，煤柱内中心位置承受的*大垂直应力随着煤柱宽度的增大而提高，并建议沿空掘巷煤柱的合理宽度为软煤5～7m，硬煤3～5m。
(2)确保小煤柱中存在稳定区域。沿空掘巷留设的小煤柱发生塑性破坏，但经高强度支护后仍具有较高的稳定性，是沿空掘巷围岩的一个重要承载结构，小煤柱失稳必然导致巷道难以维护。
许兴亮等[16]通过数值计算和原位实测发现小煤柱内部存在变形量极小或不变形的中性区域，中性区域范围随煤柱宽度的增加逐渐增大，但占煤柱宽度的比例增速降低并逐渐稳定。柏建彪等 [17]通过数值模拟分析及工程实践提出合理宽度的小煤柱应保持煤柱中存在位移较小、稳定的部分，并指出一般软煤煤柱宽度为4～5m，中硬煤宽度为3～4m。崔楠等 [18]针对孤岛工作面建立数值模型，分析了煤柱宽度对侧向支承压力、巷道位移、塑性区范围等参数的影响，并开发了弹性应变能分析程序，研究了煤柱中应变能密度的分布特征，研究表明煤柱宽度为5m时，煤柱损伤破坏严重，煤柱大于等于10m时，煤柱中存在稳定的弹性核。
(3)确保煤柱宽度选择避开基本顶断裂线位置。基本顶断裂线位于不同位置时，巷道围岩应力、煤柱应力及应变差异较大，沿空巷道布置在基本顶断裂线位置正下方时将增加围岩变形控制难度。
王红胜等[19]对基本顶断裂结构与窄煤柱稳定性的相关性进行了分析，研究表明，当基本顶断裂线位于巷道正上方时，靠近采空区侧围岩变形量较靠近实体煤壁侧的大，巷道顶板应力降低快导致围岩破碎可锚性差，煤柱应力和变形增速*快，围岩稳定后作用在煤柱上的载荷*大，煤柱持续变形速度也*大，导致巷道后期维护困难。查文华等[20]对基本顶断裂线与关键块回转角和煤柱上覆载荷的关系进行分析，指出基本顶断裂线位于煤壁内侧时，随着基本顶断裂线内移，小煤柱上覆荷载不断减小；基本顶断裂线位于煤柱上方时，窄煤柱上覆载荷*大；若对采空区侧基本顶悬顶进行切顶，可使基本顶断裂线向煤壁侧内移，进而可减少关键块的回转与下沉，提高关键块B的稳定性，降低煤柱上方的载荷。
目前，沿空掘巷小煤柱宽度的研究主要针对厚及中厚煤层，特厚煤层沿空掘巷小煤柱宽度的合理确定仍缺少明确的计算方法，需进一步开展研究。
1.2.3 综放沿空巷道围岩控制理论及技术
20世纪90年代前，国内外学者提出的巷道围岩控制理论主要有古典地压理论、普氏冒落拱理论、弹塑性支护理论、能量支护理论、围岩支护应变控制理论、*大水平应力理论、联合支护理论[21，22]、锚喷-弧板支护理论[23，24]等。20世纪90年代后，在大量的实践的基础上，我国学者进一步提出了松动圈理论 [25]、围岩强度强化理论[26，27]、高预应力支护理论 [28，29]、软岩工程支护力学理论[30]等围岩控制理论，并结合综放沿空掘巷围岩特点，提出了沿空巷道围岩控制技术。
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