中厚煤层复合顶板切顶卸压无煤柱自成巷技术应用研究

何满潮，马新根,2，王 炯,2，刘雨兴,2，李 钊

(1.中国矿业大学(北京)深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京，100083；2.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京，100083；3.大同煤矿集团有限责任公司，山西大同，037003)

0 引言

随着国内外地下采煤机械化程度的普遍提高，煤炭开采数量逐年增加，煤炭资源浪费的现象越来越得到业内重视[1]。留设煤柱的井工矿传统开采方法具有浪费煤炭资源、增加巷道掘进作业量的缺点，而沿空留巷无煤柱开采技术可以有效解决以上两个问题，同时，通过减少或取消巷道的掘进作业，也可以避免一些该作业过程中存在的安全隐患[2-3]。因此，随着当前我国煤炭资源的日益紧张，以及煤炭开采深度的不断增加，沿空留巷无煤柱开采技术成为一种井工煤矿优先选择的煤炭开采方式[4]。

传统沿空留巷技术解决了煤柱资源浪费的问题，即通过一定的技术手段保留工作面下顺槽服务于下一工作面开采，基本实现了无煤柱开采，提高了煤炭资源的采出率，降低了采掘比，延长矿井服务年限，在通风及瓦斯积聚等方面也有一定的优势[3-5]。但其施工工艺复杂、留巷成本较高、充填体大多为刚性材料，不具备大变形特性，受力较为集中，易被压垮，造成沿空巷道失稳[6]。目前国内外关于沿空留巷充填支护体的稳定性研究较多，康红普等研究了深部留巷围岩变形与应力分布规律[7]；布铁勇等选用袋装ZKD型新型高水速凝材料构筑巷旁充填体，研制了沿空留巷专用液压支架对充填体两侧顶板进行临时加强支护，改善了留巷效果[8]；谭云亮等提出采用柔性材料和高强材料共同作用，实现了坚硬顶板条件下的沿空留巷[9]；陈勇等采用数值模拟分析了巷内支护与围岩变形、应力分布的关系,揭示了沿空留巷巷内支护机理[10]。上述相关研究为我国沿空留巷技术发展做出了重要贡献，但沿空留巷本质性的问题依然没有得到解决，究其原因，根本在于沿空巷道仍处于“传统模式下的矿山压力”作用下。

针对上述问题，何满潮于2008年提出“切顶短臂梁理论”，并在白皎煤矿首次成功实现切顶卸压自动成巷无煤柱开采[11]。切顶卸压自动成巷无煤柱开采是一种新型的更绿色科学的沿空留巷技术，通过对采空区侧顶板超前预裂切缝，使切缝深度范围内的岩体沿切缝线垮落并利用其碎胀性充填采空区，形成新的巷帮，同时由于切缝结构面的形成，切断了采空区顶板上覆岩层和留巷顶板之间的应力传递，使留巷围岩受力集中状态得以改善，真正意义上实现了无煤柱开采[12]。该技术不仅避免了留设煤柱造成的资源浪费，提高了资源回收率和矿井生产效率，减小了采掘比，还减小了巷道掘进及返修工作量，降低了工人劳动强度，取得了显著的社会效益和经济效益；此外还消除了临近工作面煤体上方应力集中的问题，避免了瓦斯突出、冲击地压隐患，具有明显的安全效益[13]。

经过近几年的试验推广，切顶卸压无煤柱自成巷技术取得了大量研究成果，如郭志飚等通过建立力学模型和利用数值分析方法对薄煤层切顶卸压自动成巷展开研究，确定预裂切顶关键参数，研究成果在嘉阳煤矿3118工作面成功应用[14]；高玉兵等采用力学分析、数值模拟和工程试验相结合的研究方法，提出了动压放冲、缓压让位和恒压稳控的多层次控制思路，解决了厚煤层切顶卸压自动成巷碎石帮压力控制的问题[15]；陈上元等在沿空留巷覆岩运动规律的基础上，研究了采空侧顶板预裂卸压机制，建立了不同顶板位态下“围岩结构—巷旁支护体”力学模型，得出了巷旁支护阻力的计算方法[16]。为进一步完善切顶卸压无煤柱自成巷技术体系，探究不同地质条件下的顶板切缝卸压效应，本文以塔山煤矿8304工作面中厚煤层复合顶板条件下的切顶卸压自成巷实践作为工程实例，对该典型条件下的留巷工艺及效果进行总结，研究成果对切顶卸压自成巷技术的进一步推广和优化具有一定借鉴意义。

1 切顶成巷机理及工艺流程

1.1 切顶成巷机理

基于“切顶短壁梁理论”提出的切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术，其原理是在对预留巷道顶板采用恒阻大变形锚索加强支护的前提下，沿采空区侧顶板进行超前预裂切缝，在采空区侧顶板上覆一定范围岩层与巷道顶板上覆岩层之间形成切缝结构面，切断两者之间的应力传递路径，使留巷顶板受力结构状态由长臂梁转变为短臂梁，在工作面回采后，采空区切缝高度范围内岩层在来压作用下沿切缝面垮落形成巷帮，从而实现无煤柱自动成巷[11]。技术原理如图1所示。

图1切顶留巷技术原理

1.2 主要工艺流程

根据切顶卸压无煤柱自成巷技术原理，结合现场试验经验，可对其实施工艺流程进行归纳总结，具体步骤如下：

（1）按设计支护参数施工恒阻大变形锚索对留巷顺槽顶板补强支护，如图2（a）所示；（2）恒阻锚索补强支护完成后，超前工作面一定距离施工切缝孔，并进行双向聚能爆破，形成顶板切缝，如图2（b）所示；（3）待工作面回采后，及时布置挡矸支护和架后临时支护，其中架后临时支护可采用切顶护帮支架或单体支柱支护，如图2（c）；（4）随工作面推进，采空区顶板在自重及矿山压力作用下，沿切缝面逐渐垮落压实形成巷帮，待巷道稳定后逐步回撤巷内临时支护，留巷完成，如图2（d）。

图2施工工艺流程

2 工程概况及关键参数设计

2.1 工程概况

图3同煤集团塔山煤矿三盘区东翼8304工作面布置平面

试验工作面8304工作面为塔山煤矿三盘区东翼的首采面，工作面走向长度为670 m，倾斜长度为127 m，煤层总厚度为1.80 m～3.55 m，平均厚度约为3.1 m，工作面地面标高为1 391.0 m～1 417.0 m，工作面标高为1 006.0 m～1 024.0 m，工作面埋深约367 m～411 m，工作面内煤层倾角在2°～6°之间，全工作面平均煤层倾角4°，直接顶和直接底均为泥岩，基本顶和基本底分别为细砂岩和粉砂岩，工作面基本参数见表1所示。8304工作面的切顶卸压沿空留巷无煤柱开采拟对切眼和顺槽两部分进行爆破切缝，其中：顺槽切缝可切断采空区顶板与留巷顶板的压力传递，减弱留巷顶板及实体煤侧的应力集中；切眼切缝可减小工作面回采的初次来压步距，以降低回采初期的来压压力。

表1 8304工作面基本参数

为进一步对留巷顺槽顶板岩性变化进行详查，本次试验分别于留巷顺槽0 m、100 m、200 m、300 m、400 m、550 m进尺处进行顶板岩性勘探，根据勘探结果，绘制留巷顺槽顶板岩性变化如图4所示。

图4留巷顺槽顶板岩性变化断面

2.2 关键参数设计

以上述地质条件为基础，进行切顶卸压关键参数设计，主要包含切顶高度设计及切顶角度设计两项。

2.2.1 预裂切缝高度设计

预裂切缝高度（H缝）临界设计公式如下[13]：

式中：ΔH1：顶板下沉量，m；ΔH2：底臌量，m；K：碎胀系数，1.3～1.5。根据顶板岩性可知，巷道直接顶为泥岩，碎胀系数为1.32，老顶为细砂岩，碎胀系数为1.47，本设计中K取二者层厚加权平均值为1.41。在不考虑底臌及顶板下沉的情况下，取工作面采高为3.1 m，设计切缝深度为7.5 m。

2.2.2 预裂切缝角度设计

为减小顶板垮落时对留巷顶板的摩擦力作用，使得切缝后顶板更易垮落，设计切缝孔应与铅垂线成一定夹角。以7.5 m切缝深度为基础，分别对0°、15°和30°三种不同切缝角度进行数值模拟，结果如下图5所示：

图5不同切缝角度数值模拟结果

由数值模拟结果得出，切缝角度为0°、15°时，实体煤帮内部应力集中区距煤帮的距离比切缝角度30°时应力集中区距煤帮的距离远，说明0°、15°切缝时增大了应力集中区向实体煤深处转移的距离，有利于巷道围岩稳定；对比切缝角度0°和15°可知，采用15°切缝在实体煤帮内应力集中峰值小于0°切缝，且采空区存在较大范围的低应力区，说明一定的切缝角度有利于采空区顶板垮落。故设计切缝角度选择为15°。

2.2.3 预裂切缝区划设计

以上述理论分析结果为基础，结合8304工作面地质条件及试验需求，得到留巷顺槽顶板预裂切缝区划图如图6所示：①Ⅰ区切眼段，切顶深度11 m，切顶角度0°；②Ⅱ区顺槽进尺0 m-150 m段，切顶深度11 m，切顶角度15°；③Ⅲ区顺槽进尺150 m-200 m段，切顶深度8 m，切顶角度15°；④Ⅳ区顺槽进尺200 m～670 m段，切顶深度8.5 m，切顶角度20°。

其中，Ⅰ区与Ⅱ区切缝深度设计主要为保证初次试验的成功率，因此在理论设计值上加深到11 m，以求切断顶板中砂岩层，为方便切眼段施工，将Ⅰ区切顶角度设计为0°；Ⅲ区切缝深度设计为利用顶板的泥岩分层使得顶板更容易垮落，因此沿泥岩层位上界面进行切缝；Ⅳ区理论切缝高度处为中砂岩层，为尽可能使得顶板能够及时垮落，适当增加切顶高度至8.5 m，同时为保护巷内锚索支护，切顶角度相应增加到20°。

图6留巷顺槽顶板预裂切缝区划

3 现场应用效果

3.1 成巷施工过程

根据上述工艺分析及切缝关键参数设计，现场实施切顶卸压无煤柱自成巷试验。主要实施过程分为恒阻锚索支护、切缝预裂爆破、挡矸及临时支护三部分。

3.1.1 恒阻锚索支护

在切顶留巷开采过程中，巷道顶板会受到巷道掘进、预裂爆破切缝、工作面回采、初次来压、周期来压以及巷道复用回采等多方面动压影响。因此，为保证成巷过程和二次复用期间顶板围岩的稳定性，需采用恒阻大变形锚索对留巷顶板补强支护，其结构组成示意图如图7所示。当围岩受到扰动出现变形破坏且变形能超出锚索的恒阻力范围，恒阻体在恒阻套管内发生滑移，即恒阻大变形锚索随着围岩变形而发生径向拉伸的变形，以此吸收变形能，可避免由于围岩大变形而发生锚索断裂、失效现象[17]。

图7恒阻锚索结构组成示意图

恒阻锚索长度计算可根据经验公式计算：

式中：L恒：恒阻锚索长度，m；H缝：切缝深度，m。即恒阻锚索长度通常比切缝高度长1.5 m～2.5 m，以理论计算切缝深度7.5 m为例，本试验中恒阻锚索长度取9.0 m。

此外，本试验中恒阻大变形锚索垂直于顶板方向布置，在原支护基础上共布设2列，第一列恒阻锚索设计距切缝侧500 mm，排距1 500 mm；第二列恒阻锚索与第一列恒阻锚索间距1 600 mm，排距3 000 mm，恒阻锚索支护如图8所示。

图7恒阻锚索支护

考虑到切缝参数及巷道原设计支护方式，设计恒阻大变形锚索直径取21.8 mm，长度取9 000 mm，恒阻器长500 mm，外径79 mm，最大允许变形量350 mm，恒阻值为30±2 t，预紧力不小于25 t。

3.1.2 切缝预裂爆破

双向聚能张拉爆破技术是顶板预裂切缝的关键。该技术通过炸药和聚能管的结合使用，爆破后可在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，进而实现顶板岩体预裂，其原理如图8所示[15]。

图8双向聚能爆破原理

顶板定向预裂爆破装药量及爆破孔间距主要与顶板岩性有关，根据顶板岩性不同，现场通过爆破试验确定最优装药结构和爆破孔间距。参考以往切顶留巷试验，选取孔间距为500 mm。爆破采用1.5 m长、外径42 mm、内径36.5 mm聚能管作为聚能装置，使用炸药规格为Φ32 mm×200 mm的三级乳化炸药，通过现场试验确定不同分区的装药结构如表2所示，典型预裂切缝效果如图9所示。

表2各分区装药结构参数

图9爆破孔窥视效果

3.1.3 挡矸及临时支护

为使巷道复用期间满足正常生产使用需求，必须保证留巷的宽度。采用切顶留巷技术切落采空区顶板后，部分矸石易蹿入留设巷道，影响成巷效果，因此，沿采空区边缘进行必要的挡矸支护，防止采空区垮落矸石蹿入留设巷道。结合现场实际情况，本次试验采用工字钢配合钢筋网作为挡矸支护，其中相邻工字钢间距按500 mm布置。挡矸支护侧视图如图10所示[14]。

图10挡矸支护侧视

3.2 成巷效果分析

通过切顶卸压无煤柱自成巷开采技术的应用，塔山煤矿8304工作面成功将本工作面辅运顺槽保留下来供相邻8305工作面回采时复用，现场留巷效果如图11所示。

图11现场留巷效果

留巷过程中采用十字测点法对巷道顶底板移近量及两帮移近量进行监测，典型监测结果如图12所示。根据监测结果可以看出：（1）前期两帮移近主要表现为挡矸侧移近，后期两帮移近主要表现为实体煤侧移近。挡矸侧最终变形移近量为63 mm，实体煤侧最终变形移近量为127 mm，两帮最终变形移近量为190 mm。（2）留巷底鼓最终变形量为88 mm，顶板下沉最终变形量为173 mm，最终顶底板移近量为261 mm。

图12留巷十字测点监测结果

4 结论

（1）论文首先对切顶卸压无煤柱自成巷技术机理进行总结，并在此基础上将该技术的主要工艺流程归纳为恒阻锚索补强支护、顶板预裂切缝、挡矸支护及临时支护、临时支护回撤四步，为后续关键参数设计及现场试验应用提供基础借鉴。

（2）以塔山煤矿8304工作面中厚煤层复合顶板条件作为工程实例，进行切顶关键参数设计。在掌握留巷顺槽顶板具体岩性变化的基础上，将切缝顶板分为四区，得到具体切缝参数如下：①Ⅰ区切眼段，切顶深度11 m，切顶角度0°；②Ⅱ区顺槽进尺0 m-150 m段，切顶深度11 m，切顶角度15°；③Ⅲ区顺槽进尺150 m-200 m段，切顶深度8 m，切顶角度15°；④Ⅳ区顺槽进尺200 m-670 m段，切顶深度8.5 m，切顶角度20°。

（3）以切顶关键参数为依据，现场试验依次进行恒阻锚索补强支护、顶板切缝预裂爆破、挡矸支护及临时支护、临时支护回撤等关键措施，最终成巷顶底板移近量为261 mm，两帮移近量为63 mm，留巷断面可满足8305工作面复采需求，该试验的成功可为切顶卸压自动成巷技术的进一步推广应用提供一定的借鉴。