自动巷道无煤柱采煤技术创新研究

工程6（2020）1315研究煤炭开采技术-文章自动成型巷道无煤柱开采技术创新研究张星宇a，b，c，何满超a，刘伟，杨俊a，b，王尔宇d，张嘉斌a，b，孙悦a，b中国矿业大学地质力学与深部地下工程国家重点实验室，北京100083b中国矿业大学力学与土木工程学院，北京100083c美国科罗拉多大学土木、环境和建筑工程系，博尔德，CO 80309d内蒙古科技大学矿业研究所，包头014010阿提奇莱因福奥文章历史记录：收到2019年2019年12月15日修订2020年1月6日接受2020年7月17日在线提供保留字：无煤柱开采巷道支护留巷岩石工程工业性试验A B S T R A C T提出了一种自动形成巷道的无煤柱采煤技术，减少了煤炭资源的浪费和井下巷道掘进工作量。该技术中的三项关键技术相互配合，实现了沿空留巷的自动形成与留巷，实现了无煤柱开采。恒定阻力大变形（CRLD）支护确保了巷道顶板的稳定性;定向预裂爆破（DPB）将巷道顶板与采空区顶板分离;堵塞-矸石支护系统（BGSS）将冒落的岩石材料整合为有效的巷道壁。通过工业性试验验证了这些关键技术的工程效果。现场应用结果表明，由于DPB高度范围内垮落岩体的破胀性，留巷位于卸压带下方。在通过一个临时的动态承压区后，保留的入口进入稳定区。最终稳定进入满足安全和生产要求研究结果表明，该技术具有良好的工程实用性。提出了无煤柱采煤工艺设计原则的框架，并根据不同的场地条件调整了相应的措施，可望大规模推广。©2020 THE COUNTORS.Elsevier LTD代表中国工程院出版，高等教育出版社有限公司。这是一篇CC BY-NC-ND许可下的开放获取文章（http://creativecommons.org/licenses/by-nc-nd/4.0/）。1. 介绍中国继续主导全球煤炭市场，未来20年的前景表明，中国仍将是世界上根据对中国能源消费的洞察与此同时，印度和其他亚洲新兴经济体的煤炭需求将增加，因为随着这些经济体的增长和繁荣程度的提高，煤炭将用于满足电力需求的强劲增长[4]。中国是世界上最大的煤炭开采国，也是世界采矿技术的先驱，其长壁开采技术的发展极大地提高了煤炭产量[5]。然而，中国在开采过程中面临着煤炭资源浪费的严重问题。*通讯作者。电子邮件地址：zhangxy. outlook.com（X. Zhang），mche_cumtb@163.com（M. He）。矿井平均回采率仅为50%左右，因为许多充当掩护的煤柱留在地下，无法回收[6，7]。在图1（a）[8]中，在开采盘区I和II之间设置了一个长煤柱，煤柱宽度通常会随着采矿活动继续深入而增加[9]。此外，煤柱宽度设计是一个复杂的问题，在世界范围内一直在研究[10因此，本研究提出了一种不需要留巷柱的无煤柱长壁开采技术。如图1（b）[8]所示，在盘I推进期间，II头入口将从I尾入口自动形成。采用该技术，可安全、稳定地保留自动形成的巷道，供后续盘区开采使用。这样，开采盘区之间不设置煤柱，可以最大程度地开采煤炭资源，让工程师避免保护煤柱留设问题。此外，下一个开采盘区的头部入口在前一个盘区的开采期间自动形成。准备巷道掘进工作https://doi.org/10.1016/j.eng.2020.01.0142095-8099/©2020 THE COMEORS.由爱思唯尔有限公司代表中国工程院和高等教育出版社有限公司出版。这是一篇基于CC BY-NC-ND许可证的开放获取文章（http://creativecommons.org/licenses/by-nc-nd/4.0/）。可在ScienceDirect上获得目录列表工程杂志主页：www.elsevier.com/locate/eng1316X. 张 等/工程 6 （2020）1315图1.一、 常规和无底柱采矿方法示意图。（a）传统的巷道布置;（b）无煤柱采矿的巷道布置复制自Ref。[8]经爱思唯尔有限公司许可，©2019。与传统采矿方法相比，工作量减少了一半，显著降低了工作量，从而降低了潜在的掘进危险[17近年来，在中国北京地质力学与深部地下工程国家重点实验室的领导下，成功地进行了无底柱采矿的工业试验。Guo等[21]研究了该技术在薄煤层开采中的可行性，He等[22]研究了该技术在中厚煤层开采中的适应性。He等人[23]在厚煤层快速开采中进行了工业性试验，取得了满意的效果。He等人[24]还成功地将这一技术应用于深部采煤。本文对无底柱采矿技术进行了系统的总结。首先分析了该技术背后的原理。介绍了该技术所涉及的关键技术，并结合现场应用情况，分别研究了其设计方法和应用效果。最后讨论了留巷稳定性及工程效果。2. 无底柱开采自动留巷供下一盘区利用由于岩层移动，留巷面临巨大的矿压。在该技术中，我们使用了三个关键技术来确保巷道稳定性：恒定阻力大变形（CRLD）锚杆，定向预裂爆破（DPB）和堵塞-矸石支护系统（BGSS）。 如图 2、首次采用CRLD锚杆支护巷道顶板。然后将DPB应用于采矿侧的顶板中。在DPB作用下，形成了光滑的断裂面（预裂面）。当煤层被开采出来时，DPB范围内的顶板在矿压下塌陷。由于岩石的破碎膨胀性质，塌陷的岩体会膨胀膨胀的岩石材料补偿了采煤空间。因此，上部顶板运动受到限制。同时，采空区冒落岩体成为巷道的天然帮壁BGSS设置在入口的采空区侧，以成型整体肋。此条目将自动形成并安全保留以服务于下一个面板。该方法允许最大开采区内煤炭资源，并在后续开采中减少一半的巷道掘进。在长壁开采的实践中，预先开挖巷道以准备工作面。因此，CRLD支护和DPB可以很好地在巷道开挖后预先实施。当开采开始时，BGSS安装在开采工作面后面，并与开采工作面的推进同时实施。 因此，这三种技术的实施可以做好准备，并且技术之间不会相互干扰，确保采矿效率。3. 关键技术3.1. CRLD支持CRLD锚索由何满超及其研究团队开发并获得专利[25，26]。在实际工程应用中，CRLD锚杆能够适应大埋深围岩在外力作用下的大变形。锚杆由两部分组成：恒阻体和锚杆杆。如图3[25]所示，恒阻体由锥体单元和套筒组成。套筒用作锥体单元的滑轨。锚杆通过灌浆锚固在岩体深处，即固定稳定区域。在锚固体的表面上，使用面板和紧固螺母的组合来固定自由端。当岩体在外界扰动下发生变形，常阻力体产生内部滑动，滑动距离取决于CRLD锚杆的自由长度。 目前，不同CRLD规格的自由长度为300至2000 mm[27]。滑动运动的三个阶段如图3所示：弹性变形阶段（图3（a））、恒定阻力变形阶段（图3（b））和最终变形阶段（图3（c））。在弹性变形阶段，岩石变形引起的轴向力小于CRLD锚的恒定阻力，这不足以激活锥体单元在套筒中滑动。弹性变形是微小的，发生在恒定阻力体和螺栓杆本身内;螺栓基本上不会伸长。 当轴力增加到恒定力时，CRLD锚杆进入恒定阻力变形阶段。CRLD锚X. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291317图二. 自动沿空留巷无煤柱开采示意图。(a)保留巷道的三维视图;（b）保留巷道的无煤柱开采的地层模型。图3.第三章。 CRLD锚钉的工作原理。（a）弹性变形阶段;（b）恒阻变形阶段;（c）极限变形阶段。复制自Ref。[25]经爱思唯尔有限公司许可，©2014年。1318X. 张 等/工程 6 （2020）1315在螺栓伸长期间保持高的恒定阻力（即，锥体单元的滑动运动）。该阻力由锥形单元和套筒的功能预先确定。目前，成功测试的阻力高达850kN[27].因此，CRLD锚杆在恒阻力变形阶段吸收了大量的能量来抵抗围岩的一致变形和破坏。在能量完全释放后，伸长最终会停止;此时，外力将小于恒定阻力。锚固范围内的岩体将达到一个新的稳定状态，强大的干扰。根据CRLD锚钉的本构关系[25]，建立了CRLD锚钉的分析载荷-伸长关系。图4[25]显示了基于16 t CRLD锚钉计算的CRLD锚钉在初始阶段（弹性变形阶段），阻力随小于20 mm的微小位移而弹性增加，弹性变形阶段的曲线符合虎克当增加的力达到预定的恒定阻力时，曲线在恒定阻力区随着位移的不断增加而周期性地振荡。计算的最大和最小力分别为180和140 kN。当CRLD锚钉伸长时，这两个限值保持稳定。进行并开发了相关的实验室测试，以观察CRLD性能，测试结果验证了锚钉在高恒定阻力下适应大变形的能力[28]。3.2. 定向预裂爆破新的无底柱采矿方法中应用的DPB技术是基于Manchao He及其研究团队提出和开发的双边累积爆炸技术[29，30]。该技术旨在定向爆破具有高抗压性和低抗拉性的材料。该技术利用了一种双向能量收集装置.该装置的爆炸冲击波和爆炸能量通过聚能孔转化为点-条能量流。 如图5（a）和（b）[31]，被 驱 逐 者点-带能量流在钻孔的局部区域上施加累积张力（即，能量收集孔的面积），而钻孔的剩余面积由于能量收集装置的保护功能而被均匀地压缩。因此，在抗压性能良好但在拉伸下失效的材料中会产生定向裂纹。岩石本身就具有这种力学性质。在该岩体中进行了爆破试验，应用效果见图5（c）[31]。采用双向聚能爆破技术，在岩体中布置成一排钻孔进行集中爆破。一条定向裂缝沿聚能方向将这些钻孔连接起来，其他方向没有产生其他可见裂缝。DPB用于在采矿活动到达之前在保留的巷道顶板和采空区顶板之间生成平滑的结构面。如图6[8]所示，在设计的钻孔中安装带有炸药的双侧聚能装置，在采矿侧的保留入口顶板中（即，开采后的采空区侧，如图1[8]所示）。沿巷道走向排列多个聚能孔。通过在这些装置之间设置一定的间距，利用双向累积爆炸技术在聚能方向上产生一个预裂面。DPB实现了留巷顶板与采空区顶板的分离，人为地控制了巷旁矸石的冒落位置。这就使得采空区顶板有可能转变为留巷帮。此外，作为一种精细的爆破技术，DPB不会破坏保留巷道的原始顶板完整性3.3. 挡矸支护系统为了将采空区侧冒落的岩石材料整合成有效的巷道帮，对沿空支护技术进行了研究。从时空关系上看，崩落物的动态过程有两种形式：崩落过程和压实过程。落岩首先在放顶煤过程中对沿空支护造成瞬时冲击，然后在压实过程中对沿空支护造成侧向挤压。为此，将BGSS设计成抗冲击自进结构、滑动屈服结构和辅助支撑结构三大部分。的见图4。CRLD锚钉的分析载荷-伸长曲线。锚的尺寸在草图中给出（单位：mm）。x：无阻尼固有频率; f：静摩擦系数;fd：动摩擦系数;f0：等效摩擦系数;k：柄部刚度;Is：套筒弹性常数;Ic：锥体几何常数;x0：弹性位移; Dx：循环位移。复制自Ref。[25]经爱思唯尔有限公司许可©2014年。X. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291319图五、定 向 爆 破 的 力学模型及其应用效果。（a）累积爆破透视图;（b）x-z平面上的累积爆破效应;（c）岩体中的复制自Ref。[31]经爱思唯尔有限公司许可©2020年。见图6。DPB在保留入口顶板中的应用。经Elsevier Ltd.许可，转载自参考文献[8]，©2019。BGSS的结构布局如图7所示。抗冲击自进结构位于端面支架的正后方首先，崩落区抗冲击自进结构通过增加与矸石的受力面积和与其他结构的接触面积，将局部冲击转化为整体承载该结构还通过与端面支撑的连接实现自进，抵抗崩落过程中的瞬时冲击。滑动屈服结构由U型钢搭接而成，具有良好的抗弯性能。滑动屈服结构也可以适当地滑动，以适应压实过程中顶板压力引起的竖向变形。调整扣件的扭矩可以增强结构的轴向承载能力。这些性能保证了滑动屈服结构的完整性和可重复使用性。采用辅助支护结构抵抗预裂侧顶板压力，从而减小了滑移屈服结构上的轴向荷载。过大的轴向载荷会导致结构局部弯曲1320X。 张 等/工程 6 （2020）1315见图7。 BGSS结构的布局。并且会影响结构对侧向变形的抵抗力。因此，在这种情况下，辅助支撑结构的设置潜在地最大化了对滑动屈服结构的侧向变形的阻力另外，滑动-屈服结构与巷道顶底板之间的实质性接触产生了阻力摩擦，共同控制了矸石的侧向变形。根据不同的地质开采条件，设计并采用了配套的辅助支护结构。液压支柱适用于中、薄煤层开采，单体支架适用于矿压现象较为剧烈的厚煤层开采。BGSS结构的示意图如图所示。8.第八条。4. 现场应用4.1. 现场条件位于中国内蒙古的宝山煤矿被选为该技术的现场应用。如图9（a）所示，6301采区开采后成为采空区，6301和6302采区之间留有煤柱。6302盘区开采采用拟定无煤柱开采工艺，6302尾巷自动留设为下一盘区6303头巷，无煤柱留设。调查了6302尾巷上方10 m顶板岩性和巷内岩性，如图 9（b）. 该巷道高2.45m，为沿煤层顶部开挖的半煤半岩巷道，平均埋深60m。开采煤层平均厚度为1.56米，倾角为2°，属中厚近水平煤层。直接进入的屋顶是细砂岩;因此它是坚硬的岩石屋顶。巷道顶板和底板为中等强度砂质泥岩。采矿盘区沿倾向方向宽200 m，沿走向方向长890 m，因此6302尾巷的保留长度为890 m。4.2. 现场方法和设计4.2.1. CRLD支架设计在该技术的应用过程中，留巷顶板的结构条件随着开采盘区的推进而发生很大变化初始顶板状态是最稳定的，根据该技术的原理（第二节），在回采前应用DPB，对巷道顶板和采空区顶板进行了划分。由于采空区顶板冒落的时空特性，在回采过程中，留巷顶板失去采帮支护而暂时悬空当破碎岩石充分膨胀后因此，在整个开采过程中，采空区放顶区的巷道顶板是最不稳定的为了便于顶板力学状态的分析，我们建立了无见图8。 BGSS结构的分类和构造。X. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291321图9.第九条。 采区布置及地质条件。（a）6302采矿盘区及其相邻盘区的布局;（b）保留巷道的顶板岩性见图10。留巷顶板力学状态演化。(a)开采前的初始状态;（b）开采后的工作面冒顶状态。q1和q2分别为固定岩梁和悬臂梁上的均布荷载;E为岩体弹性模量;l为顶板岩体泊松≥122fL≥1322X. 张 等/工程 6 （2020）1315考虑到支撑条件，如图10所示。岩梁在其最稳定的状态下被视为固定梁，在其最不稳定的状态下被视为悬臂梁。拿走石头屋顶尺寸为2l长，h深，1 m宽，弹性DPB在屋顶的高度和角度应根据现场条件进行专门设计。首先，DPB高度H应满足以下条件：两种模型的轴偏转（V）的解分别计算如下：HMB-1战斗机ð3ÞQ2v 1½2 Eh3µx -l1其中m是开采高度，kb是岩石顶板的膨胀系数，h是DPB角。设置DPB角，使岩石顶板处于DPB范围q2“6x4x2l2x3l3214xl317l4#有效和迅速地坍塌，使坍塌的岩石材料v2¼Eh32012年2小时3分 钟 -20小时8小时5分钟-H32002年3月ð2Þ成为入口肋和迅速扩展到支持悬臂岩梁DPB范围内的崩落岩石材料位于下部顶板，以滑动方式破坏式中，q1和q2分别是作用在固定岩梁和悬臂梁上的均布荷载，E是岩梁的弹性模量，l为顶板岩体的泊松在开采前的初始状态顶板在中部出现采后初期，最大变形转移到顶板劈裂侧边缘，顶板的形态自由度增大。基于上述分析，首先安装CRLD锚杆在顶板劈裂侧每隔1m设置一排CRLD锚杆，锚杆之间用W钢带连接，进行协同控制。此外，在顶板中部安装了一排CRLD锚杆，间距为3 m，以加固原有支护。如图11所示，在原有支护的基础上增加了两排CRLD锚杆和W钢带。由于巷道埋深较浅，矿压显现不大。CRLD锚钉的规格为300 mm自由长度和25 t恒定阻力。4.2.2. DPB设计现场放顶煤的目的是分离顶板，使冒落的采空区顶板弥补采空。因此根据砌体梁的失稳原理[32]，相互作用的岩梁发生滑动失稳，h≥u-arctan2 πh0-DSπ4 π其中uf是岩石摩擦角，h0是岩块高度，DS是岩块的旋转沉降，L是岩块长度。将现场围岩的有关地质参数代入Eq. 当uf= 30°，h0 = 3.78m，DS =1.6m，L = 15.5m时，14.28度越大角度越大，DPB长度将需要越高。实际DPB角确定为15°。因此，根据等式2获得H ≥ 4.73 m。式中m= 1.6m，kb= 1.35。考虑到图9中的顶板岩层关系和可操作性，实际DPB高度确定为5 m。在确定了DPB炮孔长度后，需要进行装药参数和孔距设计。装药参数一般通过现场试验确定最佳装药量。 最终的收费结构进行了测试是一个“3 + 2”模式，其中单位长度的乳化炸药的300mm，以解耦空气间隔的方式布置;图十一岁 留巷顶板支护设计。（a）屋面支架展开图（单位：mm）;（b）现场情况。钨钢规格：2400 mm× 280 mm× 4 mm。U为螺栓或锚的钢绞线直径。·0jk n··CbLe200kX. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291323爆炸方式是连环爆炸钻孔之间的距离可以通过以下公式推导[33]：6米，高1.5米。这种结构位于金属网的后面，防止金属网因塌陷而损坏.“qD2n#.快！1脉石。采用100 mm × 100 mm的金属网片，挡矸墙，防止小矸石突入d≤2rb< $2rb201-D1lbc2ð5Þ入口滑动屈服结构是由重叠的双金属片组成不锈钢，它很好地适应了垂直变形，式中d为孔距;rb为孔半径;q0为炸药密度;Dj为爆速;k为侧压系数;n为爆轰产物增强系数;n为聚能爆破系数;D为岩体损伤变量;cb为与炸药特性有关的常数，装药密度;rt为岩石静抗拉强度;c为岩石密度;Hb为岩石的埋深;le为总和炸药长度;lb为装药段长度;c为钻孔直径与炸药直径之比。在5 m DPB高度内，细砂岩占岩石的大部分（图1）。砂岩的抗拉强度大于砂质泥岩（DPB范围内的其余岩体）。因此，根据砂岩的物理力学性质和所用炸药的将以下参数导入Eq. （5）：rb= 24mm，q0= 1200kgm-3，Dj= 3600ms-3，k= 2.6，n= 10，n= 2，D= 0.7，cb= 1000kg m-33，rt= 2.6 MPa，c= 25 kN m-3，Hb= 60 m，le= 1.5 m，lb= 3.0 m，c= 0.75。DPB设计概述如图12所示。需要注意的是，CRLD锚的设计高度应大于DPB高度，一般相差2-3米，这允许固定长度（图1）。 3[25]）不受爆破影响。此外，CRLD锚杆可将留巷直接顶板牢固地悬挂在厚而坚固的上部岩层上。4.2.3. BGSS设计与工作面端部支架连接的抗冲击自进结构采用可变形钢制成，承受住了水平变形因此，在保留的巷道废弃后，用于长期支护的双槽钢可以再次用于下一个巷道。辅助支护结构由液压支柱组成，液压支柱作为临时支护，设置在工作面后方150-200 m的动压带内。因此，随着工作面的推进，支柱被使用和重复使用。液压支柱和双U钢以500 mm的间隔交错布置。该油田的BGSS设计如图所示。 13岁4.3. 现场监测4.3.1. CRLD支撑效应如第4.2.1节所述，顶板开裂侧的入口顶板偏转最大。在工作面开采过程中，选择在劈裂侧放置CRLD锚杆，对CRLD锚杆应力及其回缩量进行了监测。采用山东理工大学中天安全控制技术有限公司生产的YAD-200型振弦式缆索测力仪对该结构进行了应力实时监测，有限公司、使用游标卡尺连续测量回缩测力计根据不考虑温度变化的计算公式输出锚固载荷RiRi¼ Gf0-fi 6其中G是装置系数，f0是振动弦的初始频率模量，fi是振动弦的实时记录频率模量。图12个。 DPB保留条目和DPB设计的剖面图。-1324X. 张 等/工程 6 （2020）1315图十三. 现场BGSS设计图14. CRLD锚支护性能。CRLD锚钉的综合性能见图14。在安装过程中，首先向CRLD锚施加不小于250 kN的预加载力。在监测区初期（20 ~ 3 m），当CRLD锚杆位置从工作面前方20 m到工作面后方约3 m时，CRLD锚杆处于定阻状态，无回缩现象，输出应力波动平稳。在此之后，应力发生了剧烈的振动，并且随着工作面的推进，振动幅度逐渐减小。与此同时，收缩值迅速增加，恒阻体随之滑动。当工作面距离CRLD锚杆约52 m时，锚杆应力再次趋于平稳，相应的回缩值不再显著增加。记录到的最终回缩值稳定在28 mm。从上述现象可以看出，保留巷道顶板的最强烈活动期发生在工作面后方60 m范围内。CRLD锚杆能够很好地适应巷道顶板的大变形，在抵抗顶板下沉的同时表现出优异的能量吸收能力。4.3.2. DPB效应CXK-6型井下成像仪是武汉康诺瑞煤矿安全技术有限公司生产的，有限公司、通过对爆破裂缝形成效果的观察，装药参数和爆破质量监督。如图15（a）所示，通过使用第4.2.2节中描述的“3 + 2”模式，在装料通道（钻孔深度为2-5 m）期间产生了两个明显的定向裂缝 此外，应对DPB钻孔进行裂缝率（裂缝长度除以钻孔长度）抽查，预计裂缝率高于60%。在每200个钻孔随机检查的情况下，现场的裂纹率为74%（即， 沿入口走向每隔100 m）。如图在图15（b）和（c）中，可以从自动形成的入口肋观察到DPB效应。DPB沿钻孔线将顶板分隔开，采后采空区顶板侧的半孔会塌陷。我们捕捉到了爆破孔的岩石破裂面。空区留有半孔，钻孔表面无其它明显裂缝，断面光滑。这些事件证明了预期的DPB应用效果。4.3.3. BGSS效应为了解工作面推进过程中，工作面侧压力的变化情况，在双U型钢后设置压力计，记录压力变化情况，如图所示。 十六岁在上升阶段，工作面推进4.2m后出现来压然后压力稍微X. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291325图十五岁 定向爆破效果。（a）钻孔成像;（b）塌陷区的半孔;（c）半孔放大图图16. 煤矸石压力监测曲线在4.2- 8.2m的推进距离内，压力从0.33 MPa增加到0.38MPa结果表明，工作面推离时，坚硬顶板冒落存在明显的空间滞后。防冲结构的作用是将采空区顶板初次冒落产生的冲击力进行分解，对应于冲击力的早期缓慢增长期。此后，抗冲结构前移，顶板分层坍塌，导致压力迅速上升。在落压阶段，上老顶冲击运动后压力下降，96 m左右逐渐此时，压实煤矸石基本稳定。将工作面后方留巷段分为动压区和稳定区两部分。在动承压区，双U型钢与液压支柱交替布置，如图17（a）所示。崩落的岩石材料被BGSS堵塞以形成完整的入口肋。随着工作面的推进，先前处于动态承压区的区段将进入入口稳定区，并且其中的支柱将缩回以支撑下一个动态承压区。如图17（b）所示，稳定区的保留巷道已经稳定，回柱后双U型钢没有明显的侧向变形。最终自动成形的入口肋满足生产和安全要求。4.3.4. 矿压通过对工作面支架压力数据的处理，得到了工作面采动压力的三维分布。 十八岁在保留的入口侧，采矿沿工作面倾角方向压力增大，最大压力值为1.5MPa，最大1326X. 张 等/工程 6 （2020）1315图17. BGSS现场应用效果(a)（b）在推进器收回之前;（c）在推进器收回之后。图18. 开采压力的三维云图。压力在非保留入口侧。结果表明，由于DPB的设计和施工，崩落岩体充分膨胀，成为天然的支护体，限制了采动压力的增加这种降压效果随着离DPB位置距离的增加而减弱因此，最大压力位于非留巷侧，该侧巷道位于常规开采方式下。无煤柱采煤法留巷所受采动压力小于传统采煤法，对巷道稳定性十分4.3.5. 保留入口稳定性留巷顶底板位移是反映巷道稳定性的直接指标。在留巷内设置位移监测点，观测顶底板收敛变化。如图19所示，随着工作面向远离测点方向推进，位移逐渐由上升到稳定。将位移上升阶段定义为动态承压区，位移趋于稳定阶段定义为进入稳定区。在动压带中，留巷位置靠近工作面后方。因为采动扰动和采空区上部顶板移动，使留巷受到收敛力作用而产生收敛。为此，我们在该区域设置了临时支护（液压支柱与网梁配合），以减小巷道位移，促进向稳定阶段过渡。监测结果表明，现场稳定距离约为148 m。当巷道进入稳定阶段时，可将支柱收回，利用支柱支撑新形成的动压带。在随后的现场作业中，现场支柱收回距离设定为160 m，以确保安全。在这种回撤循环下，成功地保留了整个890 m的现场入口。顶底板位移稳定在212 mm，满足巷道支护和采矿生产要求。4.4. 保留条目某坚硬顶板中厚煤层现场应用该技术时，沿留巷有几个断面出现煤壁片帮，夹矸煤壁内挂岩拱，如图20所示。首先，留巷煤壁片帮增大了巷道跨度，导致巷道顶板无支撑面积增大，X. Zhang等/ Engineering 6（2020）1315-13291327图19. 顶板-底板位移和保留进入效应。图20. 留巷过程中出现的问题。(a)煤壁剥落;（b）岩拱悬于煤矸石肋。由于入口的使用寿命较长，通过调查分析认为，在该段中，由于定向裂缝连通性差，导致进口肋承受了更多的悬臂岩梁运动荷载。当采空区顶板沿预裂面垮落时，巷道顶板必须克服未切割部位的粘结力。由于顶板岩石坚硬，巷道顶板偏斜较大，挤压煤壁，造成片帮。悬岩拱的另一个问题是对入口安全的潜在威胁。分析认为，其原因有二：一是DPB未能有效切割顶板;二是坚硬顶板、中厚煤层的现场条件，顶板破碎块度大，回转空间小当大岩石的内侧边缘在它的小旋转之后接触地面时，这块岩石被预裂平面上的另一个摩擦边缘所平衡当下一个开采工作面接近时，这种平衡很容易被打破一旦大岩块垮落，区域沿空支护可能会被破坏，对正在转移的工人构成威胁。但通过因地制宜地采取提高炮孔连通率、支护进路煤壁、增加DPB炮孔旁松动爆破炮孔以降低岩石块度等措施，解决了这些问题。5. 讨论无煤柱长壁开采最早出现在20世纪50年代。传统的方法是建立沿空充填体，这种方法已经在许多地质条件下进行了试验和应用，不同开采深度[34，35]、煤层厚度[36，37]和顶板岩性[38作为无煤柱长壁开采的一种开拓性方法，这种传统方法在过去几十年中得到了相当大的发展。然而，也出现了一些固有的缺点。长期的顶板运动干扰使得保留的巷道难以在传统方法下进行维护[41]。此外，该方法的应用条件有限，如在坚硬顶板的情况下，该方法的适应性较差[42]。随着开采深度的增加，这些问题变得越来越棘手[43]。因此，在实践中应用传统方法是复杂的[44]。此外，通过施工或材料填充的方式构建沿空充填在劳动力和材料资源方面都具有高成本，并且引入了降低长壁开采效率的潜在延迟。提出了一种利用矸石自身承载能力来缓解采动压力，形成自然煤壁的自动成巷无煤柱长壁开采创新技术。根据提出的设计原则，三个关键技术（CRLD，DPB和BGSS）配合，以保持沿空留巷的有效和安全。由于地质开采条件不同，在实际应用中会遇到一些问题.根据具体的现场条件调整措施，可以达到理想的应用效果。煤炭分布和开采条件复杂[45]。对于潜在的灾难性地雷（例如，具有冲击地压、煤与瓦斯突出、矿井水害危险的矿井），该项创新技术具有良好的应用潜力，但仍需进一步研究和现场试验这种创新的无煤柱采煤技术以所提出的原则为框架，要求根据不同的现场条件调整一些措施，以确保保留巷道的质量和安全。该技术具有良好的工程适用性和推广价值。6. 结论研究了一种自动形成巷道的无煤柱采煤技术，减少了煤炭资源的浪费和巷道掘进。介绍了该技术涉及的三个关键技术：CRLD支持、DPB和BGSS。通过现场应用，对这3种设计方案及其效果进行了研究. 条目在的领域成功保留，验证了工程适用性，1328X. 张 等/工程 6 （2020）1315这项技术的推广价值主要结论如下。CRLD支架在留巷使用寿命内承受了顶板大变形的高阻力。DPB侧顶板是重点支护区域，CRLD锚杆在工作面后方60 m范围内效果突出。为了使采空区顶板快速有效地垮落，需要将放顶煤设计在一定的高度和角度。DPB的应用产生了一个定向裂缝，并分离了保留巷道和采空区之间的顶板。当工作面移离时，采空区顶板沿设计位置垮落。设计了抗冲击自进结构、滑动屈服结构和辅助支护结构，对采动压力有较好的适应性。BGSS应用将矸石整合到有效的巷道肋中。监测结果表明，当工作面推进至96 m时，煤帮趋于稳定。稳定膨胀的矸石成为自然支撑体，降低了采空区侧的采动压力。在这种卸压情况下，保留的入口没有太大变形;然后进入入口稳定区，在那里可以撤回临时支撑。现场稳定距离为148 m。在现场成功地保留了沿空留巷，实现了无煤柱开采。留巷质量是无底柱采矿技术的关键因素。根据不同的开采地质条件调整措施，可提高留巷质量，使该技术具有普遍适用性。确认本课题得到了国家重点研究发展计划（2016YFC 0600900）和国家留学基金委资助项目（201806430070）的资助。遵守道德操守准则Xingyu Zhang、Manchao He、Jun Yang、Eryu Wang、JiabinZhang和Yue Sun声明他们没有利益冲突或财务冲突需要披露。引用[1] 达德利湾 BP能源展望：2018年版。 次报告. 伦敦：英国石油公司; 2018年[2] 袁江中国煤炭的未来2018年12月29日，第290-2页。[3] Kimura S，Phoumin H. 2019年东亚能源展望与节能潜力。雅加达Pusat：东盟和东亚经济研究所;2019年。[4] 放大图片作者：J.前进一步，后退两步：发展中国家的能源转型和煤炭。在：2018年绿色能源可持续发展国际会议和公用事业展览会（ICUE）的会议记录; 2018年10月24日至26日;泰国普吉岛。NewYork：IEEE; 2019.[5] 中国煤矿综采的发展与展望。 Int J Coal Sci Technol 2014;1（3）：253-60.[6] 彭世，蒋宏。 长壁采矿Hoboken：Wiley; 1984.[7] 王宏，姜毅，赵毅，朱军，刘顺.长壁开采盘区回采过程中煤柱动态力学状态的数值研究。RockMech Rock Eng 2013;46（5）：1211-21.[8] [1]高毅，王毅，杨军，张翔，何明.无底柱采矿法顶板劈裂爆破对巷道围岩稳定性的细观和宏观影响。Tunn Undergr Space Technol2019;90：99-118.[9] [10]杨文，李文.深部开采的机遇与挑战：简要回顾。Engineering2017;3（4）：546-51.[10] JiangL，Zhang P，Chen L，Hao Z，Sainoki A，Mitri H，et al. 破碎地层沿空留巷布置及留巷柱设计的数值方法。Rock Mech Rock Eng 2017;50（11）：3049-71.[11] 李伟，白军，彭松，王翔，徐勇.屈服柱设计的数值模拟：一个实例研究。 RockMech Rock Eng 2015;48（1）：305-18.[12] MarkC. 煤 柱 设 计 的 最 新 进 展 Trans-Soc Mining Metal ExplorIncorporated2000;308：123-8.[13] Chase FE，Mark C，Heasley KA.在美国的深埋煤柱开采。 煤田In：Peng SS，Mark C，Khair AW，Heasley KA，editors.第21届采矿地面控制国际会议论文集。2002 年 8 月 6 -8 日 ; Morgantown ， WV ， 美 国 。 Morgantown ： West VirginiaUniversity; 2002. p.68比80[14] Campoli AA，Barton TM，Van Dyke FC，Gauna M.减少破坏性长壁开采凸块通过常规栅极条目设计次报告.匹兹堡：美国内政部，矿业局; 1990年。报 告 编号：RI9325。[15] 扬纳基奥尼A.美国阿巴拉契亚盆地南部煤柱倾向于破裂的行为。在：明尼阿波利斯矿山的第二次岩爆和地震活动会议记录; 1988年6月8日至10日;明尼阿波利斯，明尼苏达州，美国。Minneapolis：University of Minnesota; 1990. p.295- 300[16] [10]杨晓，王晓. 用蒙地卡罗模拟法量化煤柱安全系数的不确定性-一个实例研究。Arch Min Sci 2010;55（3）：623-35.[17] 林兵，严锋，朱春，周毅，邹强，郭春，等。煤巷掘进中防治煤与瓦斯突出的跨孔水力割缝技术。 J Nat Gas Sci Eng 2015;26：518-25.[18] Frank H，Ting R，Naj A.煤层钻孔抽放瓦斯技术的发展与应用。 Int J Min SciTechnol 2013;23（4）：543-53.[19] 朱刚，窦丽，蔡伟，李志，张明，孔勇，等。被动地震速度层析成像在煤巷掘进冲击危险性评价中的应用。Rock Mech Rock Eng2016;49（12）：4945-55.[20] WangY，He M，Yang J，Wang Q，Liu J，Tian X，et al. 长壁无超前掘进无煤柱卸压开采技术实例研究。Tunn Undergr Space Technol2020;97：103236.[21] 郭志，王军，曹涛，陈林，王军。薄煤层开采切顶卸压自动形成沿空留巷关键参数研究。中国矿业大学学报2016;45（5）：879-85. 中文.[22] 何明，马新，牛芳，王军，刘勇. 复合顶板中厚煤层切顶卸压沿空快速留巷适应性研究与应用。中国岩石机械工程杂志2018;37（12）：1-14. 中文.[23] 何明，高燕，杨军，王军，王燕，朱忠。厚煤层快采工作面切顶卸压沿空留巷工程试验。 岩土机械2018;39（1）：254-64.[24] 何明，马智，郭智，陈S.深部中厚煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究。中国矿业大学学报2018;47（3）：468-77.中文.[25] 何明，龚伟，王建，齐平，陶正，杜松，等。一种新型超大伸长恒阻力吸能锚杆的研制。 Int J Rock Mech Min 2014;67：29-42.[26] He M，发明人;He M，受让人。恒阻力大变形锚杆美国专利US 008974151。2015Mar 10.[27] 杨军，何明，曹成.顶板预裂沿空留巷设计原理及关键技术。TunnUndergr SpaceTechnol2019;90：309-18.[28] 何明，李春，龚伟，苏萨LR，李S。用改进的SHTB系统对恒阻力大变形锚杆进行了动态试验。Tunn Undergr SpaceTechnol 2017;64：103-16.[29] 何明，张X，赵S.煤矿张拉爆破定向卸压。Procedia Eng2017;191：89-97.[30] 何 明 ， 发 明 人 ; 王 X ， 受 让 人 。 一 种 双 向 累 积 拉 伸 爆 炸 管 。 中 国 专 利 CN101140152A. 2006 Sep 6. 中文.[31] ZhangX，Hu J，Xue H，Mao W，Gao Y，Yang J，et al. 聚能爆破切顶保护巷道的创新方法。Tunn Undergr Space Technol2020;99：103387.[32] 李志，窦玲，蔡伟，王刚，丁勇，孔勇。基于砌体梁结构的断层柱静应力力学分析。Rock Mech Rock Eng2016;49（3）：1097-105.[33] 张晓，白瑞生，高永，刘春，张春，杨军，等。留巷顶板定向预裂卸压的现场试验。Int J RockMech Min Sci 2020;134（3）：104436.[34] 张宁，陈宏，陈勇.某深部高地压软岩巷道沿空留巷工程实例。中国煤炭学会杂志2015;40（3）：494-501. 中文.[35] 唐军，邓英，涂新，胡红.沿空留巷锚网联合支护顶板离层分析。中国煤炭学会杂志2010;35：1827-31. 中文.[36] 郑晓，张宁，袁玲，薛芳。沿空分段留巷无煤柱开采与瓦斯抽采方法及应用。中国矿业大学学报2012;41（3）：390-6. 中文.[37] 薛杰，韩春.大采高沿空留巷矿压显现及控制对策。J Min Saf Eng2012;29：466-73.中文.[38] 曹胜，邹栋，白勇，文登，杨勇，何萍。三软薄煤层群沿空留巷分段上行