减压区开拓巷道布置方式研究与应用

肖雪峰

（1.中国矿业大学 （北京）资源与安全工程学院，北京市海淀区，100083；2.开滦 （集团）有限责任公司，河北省唐山市，063000）

1 概述

我国大多数煤田以煤层群分布为主。井工开采矿井开拓系统大多为煤层群联合布置，即开拓巷道设计在最下可采煤层较硬岩石内，通过采区上山区段石门与各煤层工作面联系，形成即有利于维护又便于运输的生产系统。随着开平煤田各矿向深部、更复杂区域进行开采，开拓巷道常规布置受到矿压、采动影响越来越大，巷道维护困难，维护费用越来越高。

东欢坨矿井田属开平煤田车轴山向斜两翼，倾斜翼走向长13.5km，倾斜宽3.0km，急倾斜翼走向长4 km，倾斜宽0.4 km；井田面积约为42km2。矿井采用立井多水平阶段石门开拓方式，现有主井、副井、风井3个井筒，有-500m生产水平、-690m 生产水平和-950m、-1200m 规划水平。东欢坨矿井煤系地层基本以软岩为主，加之近距离煤层群顶底板具有富水特性，矿井主要开拓大巷只能布置在距可采煤层较近的软岩内，由于巷道围岩流变和采动影响显现强烈，巷道变形严重，使用条件差，不利于正常通风和运输安全。

2 传统开拓巷道设计方式及存在问题

2.1 传统开拓巷道设计方式

开拓巷道系统煤层群联合布置常规设计是以各水平开拓巷道为中心，沿煤层走向留设150～180m保护煤柱，以此段保护煤柱作为上下采区的分界线，当巷道上下两侧采区工作面回采完毕后，保护煤柱完全处于压力增高区，受其影响，巷道损坏严重，维修工程量大。

图1 传统开拓巷道设计矿压分布示意图

传统开拓巷道布置矿压分布见图1，巷道开掘后，巷道上方的煤层留设保护煤柱，保护煤柱的两侧可以进行开采。两侧煤层开采之前开拓巷道上覆围岩处于理论应力状态，如图中实线所示；而当两侧煤层开采后则受采动压力的影响，开拓巷道上覆围岩处于采动压力的峰值状态，如图中虚线所示，同时，在煤层底板形成支撑压力的峰值，此时开拓巷道处于压力升高区，开拓巷道两侧处于压力降低区。

东欢坨矿-500m 水平中央采区大巷就遭受了邻近煤层采动压力的影响，导致巷道被破坏。采区南北翼轨道大巷长约4600 m，带式输送机大巷约4200m，分别布置在可采煤层底板岩石中，预留大巷煤柱150m。当开采煤柱上下段煤层时，受采动影响，两大巷都受到波及，巷道变形速度快、变形量大，几乎到了无法使用状态，不得不安排巷道维修，造成公司成本骤增，成为制约矿井经济效益提高的重要原因之一。

2.2 传统开拓巷道设计存在的主要问题

（1）开拓大巷留设保护煤柱，两端煤层开采后，两侧受采动影响而造成的支承压力峰值随时间推移向煤柱中心移动并重叠，开拓巷道处于高应力区，造成开拓巷道受采动影响破坏严重，巷道断面急剧收缩。

（2）由于大巷变形严重，巷道掘进期间就需要进行高强度支护；在开拓大巷服务期限内，为保证巷道的正常使用，也需要对开拓大巷进行多次整改，导致巷道维护费用长期居高不下。

（3）大巷保护煤柱呆滞煤量只能在巷道废弃时进行回收，且回收率较低。回收呆滞煤量时需要在工作面两侧布置采空区隔离煤柱，并且受采空区以及周边矿压等因素的影响，巷道布置困难，回收率在40%左右。

3 减压区开拓巷道布置方式

3.1 减压区巷道设计的理论依据

当前国内所采取的巷道矿压控制措施主要有抵抗矿山压力、避开高应力区、移走高压、释放高压。抵抗矿山压力主要是增加支护强度，用加强支护的手段去抑制或减少围岩移动，增强巷道抗变形能力。这种方式会大幅增加开采成本，效果较差。避开高应力区就是将巷道布置在应力重新分布后的低应力区，从时间和空间上躲开高应力的作用，即在煤体下方的低压区内布置巷道。而巷道上方的煤层回采后会形成应力升高区和应力降低区，应力降低区也称作减压区，将巷道布置在减压区内可有效控制矿压的作用。

3.2 减压区巷道设计要点

减压区巷道设计就是在主要大巷施工之前，优先开采大巷的保护煤柱，使大巷处于采空区应力降低区，处于减压状态，避开高应力区。这种方式打破了常规开拓巷道留设保护煤柱的设计方法，解决了巷道反复受采动压力影响问题，大大减少巷道维护量，提前解放大巷呆滞煤量，延长巷道服务年限。

3.3 巷道设计实例

东欢坨矿-500m 水平轨道大巷、带式输送机大巷位于-500m 水平南一采区，巷道布置在可采煤层底板岩石内。该采区走向长3392 m，倾斜长300～610 m，开采8＃煤层，综合机械化开采。-500m水平轨道巷、带式输送机巷布置在2383工作面采空区垂直下方岩层中，2383工作面走向长度1400 m，倾斜长度190 m，运输大巷、轨道大巷与8＃煤层底板垂直间距分别为20 m、30m，如图2所示，两条大巷位于2383工作面采空区的减压区内。

2383工作面掘进完毕后，开始回采，回采完毕，半年后上覆岩层稳沉结束，之后施工运输大巷和轨道大巷，两条巷道可以同时施工。

工作面开采结束后，矿山压力原始应力重新分布，运输大巷和轨道大巷上方采空区形成压力降低区，如图2中虚线所示，运输大巷和轨道大巷两侧斜上方形成了应力升高区，此时，运输、轨道大巷处于采空区下方应力降低区的岩层内，从时间和空间上避开了高应力的作用，实现了先减压开采、后施工开拓巷道，达到有效控制矿压的目的。

图2 轨道大巷、运输大巷 “减压”开采后矿压分布

3.4 2383工作面倾斜长度的确定

2383工作面减压开采后，与其相邻的上区段和下区段工作面后期也要回采，相邻工作面回采时又会形成新的应力升高区，既在倾斜方向上产生应力升高，又在煤层底板中产生应力升高，如果2383工作面倾斜长度太小，后期相邻工作面回采时形成新的应力升高区就会对轨道大巷、运输大巷造成破坏。所以2383工作面的倾斜长度要满足轨道大巷、运输大巷免受当8＃煤层2383工作面上下区段开采时采动压力峰值的影响，其中包括倾斜方向上的峰值影响和煤层底板中应力峰值影响，以确保轨道大巷、运输大巷处于减压区范围内。减压开采工作面长度取决于开采后应力峰值位置，即采动压力对巷道影响距离，包括工作面沿倾斜方向支撑压力峰值离采空区边缘的距离和支撑压力峰值在煤层底板中分布的水平距离两个方面的因素，根据这两个数值再分别计算其对工作面倾斜长度的影响。

3.4.1 基于支撑压力峰值离采空区边缘的距离计算工作面斜长

2383上下区段相邻工作面回采时，沿倾斜方向形成支撑压力峰值，要避开支撑压力的峰值的影响，就要确定工作面沿倾斜方向支撑压力峰值离采空区边缘的距离。

根据矿压观测结果及分析研究得出的经验公式：

式中：B——工作面沿倾斜方向支撑压力峰值离采空区边缘的距离，m；

f——煤层坚固性系数，取1；

Rc——顶 板 岩 石 单 项 抗 压 强 度， 取25.9 MPa；

α——煤层倾角，取21°；

M——煤层采高，取2.8m；

H——开采深度，取500m。

代入式 （1）得B≈23.53m，依据煤层的坚固性系数、煤层倾角、采高、采深因素计算确定支撑压力峰值在本煤层沿倾斜方向距离采空区边缘距离约为23.53m，取24m。

工作面倾斜长度确定根据经验公式：

式中：X1——工作面倾斜长度，m；

L——轨道大巷、运输大巷间距，取30m；

K——预留的安全距离，取30m。

将参数代入式 （2）得工作面倾斜长度约138m。

因此，要避免沿倾斜方向压力峰值的影响，工作面倾斜长度不小于138m。

3.4.2 基于支撑压力峰值在煤层底板中分布的水平距离计算工作面斜长

2383上下区段相邻工作面回采时，在煤层底板形成支撑压力峰值，通过计算支撑压力峰值在煤层底板中分布的水平距离，就能够合理避开支撑压力的峰值的影响。

根据矿压观测结果及分析研究得出的经验公式：

式中：S——支撑压力峰值在煤层底板中分布的水平距离，m；

Z——轨道大巷到煤层底板间距，取30m；

α——煤层倾角，取21°；

β——煤体向底板传力的影响角，取40°；

θ——β的余角，取50°；

将参数代入式 （3），得支撑压力峰值在煤层底板中分布的水平距离约为20.39m。

根据工作面倾斜长度确定的经验公式：

式中：X2——工作面倾斜长度，m。

将相关数据代入式 （4），得工作面倾斜长度130.78m。

根据式 （1）、（2）、（3）、（4）理论计算，得到要避免倾斜方向和煤层底板两个方面压力峰值的影响，实现轨道大巷、运输大巷真正的在减压区内，2383 工作面理论倾斜长要分别大于138 m、130.78m，取其中较大的值138m，如图2所示的开采最小值范围。结合矿井生产能力和采区生产能力的要求，及装备水平与日常的工作面倾斜长度设计经验，所以2383工作面倾斜长确定为190m 符合要求。

4 经济效益分析

（1）节省巷道维护费用。如果是传统布置的开拓巷道，两条大巷共长1400 m，服务30a，受采动影响，其间两巷道需维修3 次，按维修费用3000元／m 计算，维护费用需2520 万元。减压区布置的开拓巷道服务期内简单维护，仅套修1次，按维修费用3000元／m 计算，维护费用仅为840万元。两种设计方式相比，减压开采设计方式节省维护费用1680万元。

（2）解放呆滞储量。2383 工作面提前减压开采大巷煤柱，将大巷呆滞煤柱进行开采。工作面可产原煤94.81万t，煤价按100元／t计算，减压开采实现效益近9481万元。

［1］ 钱鸣高，刘听成 .矿山压力及其控制 （修订本）［M］.北京：煤炭工业出版社，1991

［2］ 徐永圻.采矿学 ［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2003

［3］ 李建民.开滦复杂煤层综合机械化开采技术 ［M］.北京：煤炭工业出版社，2007

［4］ 陈炎光，徐永圻.中国采煤方法 ［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1991

［5］ 东兆星，吴士良.井巷工程［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2004

［6］ 屠尔昌，宁诺夫等.矿山岩石力学基础 ［M］.北京：煤炭工业出版社，1981

［7］ 吕伟伟，李福胜等.浅埋深薄软基岩工作面覆岩运动规律研究 ［J］.中国煤炭，2013 （8）

［8］ 白向东.复杂综放工作面下覆开拓大巷安全控制技术 ［J］.中国煤炭，2013（11）