柠条塔煤矿大采高工作面切顶沿空留巷围岩变形机理研究

杨晓杰 张 民 王二雨(1.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)

我国煤矿井工开采由于大部分工作面之间留设煤柱留设造成大量区段煤柱损失，并且煤柱受支承压力作用极易破碎，容易形成采空区及煤柱自燃发火，造成严重安全威胁[1]。国内外学者提出了沿空留巷技术来消除煤柱留设，沿空留巷技术少掘巷道，降低了矿井掘进率；消除了煤柱应力集中影响，防止煤与瓦斯突出灾害及采空区自燃发火，是目前无煤柱开采技术的发展方向[2]。

目前国内外沿空留巷技术方法以巷旁充填体护巷的方式为主[3-5]。该沿空留巷技术虽然在薄及中厚煤层中取得了工业技术试验成功，但在大面积推广时，存在工艺复杂、成本高、工人劳动强度大、采空区作业、施工进度慢、影响工作面回采进度、控顶宽度大、充填体应力集中容易失稳等诸多缺点，并且该项技术鲜少在厚煤层大采高条件下进行工业性试验及推广应用。

柠条塔井田位于陕西省神木县西北部，为神府东胜矿区的一部分，长壁开采是该矿区普遍采用的采煤方法，随着工作面走向长度的增加，由于残留煤柱的留设造成大量的资源损失。以柠条塔煤矿为例，该矿年生产能力1 800万t，综采工作面顺槽隔离煤柱宽度为20 m左右，煤层平均厚度为4 m，属于厚煤层大采高工作面，每年回采工作面推采总长度约为9 000 m左右，每年顺槽隔离煤柱损失煤量约93万t，价值约1.488亿元。在神南矿区大力发展无煤柱开采技术，对提高煤炭回收率，缓解煤炭经济下行压力及该矿区的可持续发展势必有重大意义。

何满潮院士提出切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术，改变传统沿空留巷硬顶强支的留巷手段，不与采场压力对抗，而是利用采场压力主动切落顶板充填巷帮，来减小沿空巷道顶板和煤帮压力及变形[6]。该技术施工快，不影响回采进度，成本低，在薄及中厚煤层应用效果良好[7]。本项目针对全国首个厚煤层开采切顶卸压沿空留巷技术应用试验围岩变形机理开展研究。

1 切顶卸压沿空留巷技术应用

1.1 切顶卸压沿空留巷技术原理

切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术，是在将要形成回采巷道的采空区侧顶板定向预裂爆破，切断顶板采动应力传递路径，工作面回采后，顶板沿预裂位置滑落形成巷帮，留巷巷道顶板形成短悬臂梁，减弱采空区侧煤体回采后动压的影响[8]。如图1所示，工作面回采后，切缝范围内沿空侧顶板率先垮落，并且碎胀充满采空区，形成冒落碎胀区1，支撑上覆岩层2，减弱上覆岩层2的回转下沉变形，压实后形成矸石帮，同时巷道直接顶形成切顶短臂梁3，岩梁3随上覆岩层2产生轻微的回转变形。该巷道作为下个回采工作面的运输或者回风顺槽，且其受采空区顶板作用力大大减少，能保证巷道使用期间的稳定性。

图1 切顶卸压沿空留巷结构模型Fig.1 Structural model of gob-side entry retaining by roof pre-splitting pressure releasing

图1中区域1为冒落碎胀区，区域2为旋转变形区，区域3为弹塑性变形区，

(1)

(2)

U1=U2+U3，

(3)

式中，β为预裂切缝角度，H为预裂切缝高度，α为基本顶回转角度，HC为煤层厚度，L为顶板悬臂梁长度，ET、EC分别为切缝高度范围内顶板岩层和煤层的弹性模量，U1为切落岩层的碎胀变形量，U2为基本顶回转变形量，U3为切缝高度范围内顶板岩层的回转变形量。

从式(1)～式(3)中可以看出，切缝向采空区偏转一定角度，并且增大切缝高度，有利于减小基本顶岩层的回转变形量和回转角度，碎胀效应更加明显，对切顶短臂梁和基本顶岩层的支承力增大，减少了切缝高度范围内岩层的弹塑性变形量，同时巷道宽度越大，基本顶回转变形量越大，应加强支护。

1.2 切顶卸压沿空留巷工艺

该技术的关键步骤是采用恒阻大变形锚索加固顶板、双向聚能张拉爆破预裂顶板、沿空挡矸巷旁巷内高强密集单体支柱支护顶板[8]。柠条塔S1201工作面走向长3 010.3 m，倾斜长295 m，所采煤层为2-2煤。工作面采用一次采全高、走向长壁后退式、综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板。该工作面煤层厚度3.85～4.11 m，4.11 m，倾角0°～2°，埋深80～160 m，工作面岩性描述如表1所示，顶底板岩性以砂岩为主，坚硬致密，底板含薄层砂质泥岩。工作面布置及留巷位置如图2所示，切顶成巷长度为840 m。柠条塔S1201工作面胶运沿空留巷参数，如图3所示。

图2 S1201工作面布置及留巷位置Table 1 Lithology description of working surface

(1)切缝爆破参数。①在工作面运输巷煤壁侧距煤壁0.3 m处沿巷道走向布置1排聚能爆破孔，炮孔间距0.6 m，根据回采煤层厚度及顶板岩体的碎胀系数确定炮孔深9 m，为减小顶板沿切缝滑落时的阻力，炮孔倾向采空区10°[9]。②单孔装5根聚能管，每根聚能管长1.5 m，聚能管装药结构为“3+3+3+3+2″卷，药卷为二级乳化炸药，规炸药规格为φ32 mm×200 mm/卷。③聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm，管壁厚2.5 mm。④采用黄泥封孔，单孔封堵长度为1.5 m，正向串联起爆。⑤单孔采用锚杆钻机成孔，成孔直径50 mm。⑥装填聚能管时要求聚能方向要沿着切缝方向，保证钻孔布设和聚能方向成1条线。

表1 工作面岩性描述Fig.2 Arrangement and gob-side entry retaining position of S1201 working face

图3 切顶卸压沿空留巷参数Fig.3 Parameters of gob-side entry retaining by roof pre-splitting pressure releasing

(2)锚索加强支护参数。①锚索长10.5 m，直径21.8 mm，恒阻器长500 mm，外径72 mm，恒阻值为35 t，预紧力28 t。②靠近采空区侧布置1排恒阻锚索，排距1 m， 距煤壁700 mm[10-12]。

(3)动压加强支护参数。架后200 m全部采用单体液压支柱进行临时加强支护，单体排距0.8 m，采用“一梁五柱”式，每排单体上方架设1根π型梁，长度为4.5 m，通过巷旁高强密集支柱的切顶阻力在动压作用下沿切缝线切落采空区顶板，巷内单体支柱提供支护阻力减弱动压作用下留巷顶板的回转下沉变形。挡矸支护先用14#铁丝网将钢筋网和顶网连接，网片尺寸3.8 m×1.1 m，网格尺寸80 mm×80 mm，在钢筋网外围架设U型钢。挡矸所用U型钢型号为25U，U型钢间距为0.4 m。

2 切顶卸压自动成巷数值分析

用数值方法分析切顶卸压自动成巷矿压显现规律，使用FLAC建立计算模型，分别对无切缝和设计切缝模型工作面煤层回采后垂直应力分布规律进行数值计算，数值计算模型岩性分布及岩体物理力学参数如表1所示，得出计算结果如图4所示。

图4 应力场数值计算模型Fig.4 Numerical model of stress field

表2 岩体物理力学参数Table 2 Physical and mechanical parameters of rock mass

根据图5(a)的垂直应力分布云图，无切缝时工作面开挖后，沿空留巷实体煤帮内部产生明显的应力集中区，垂直应力最大值4.8 MPa，且应力集中区距离巷帮较近，约1 m，容易导致煤壁片帮等不利现象；巷道及工作面上方一定范围内仍存在较高的垂直应力，平均1 MPa，容易导致巷道围岩变形，不利于巷道稳定。

根据图5(b)切缝时垂直应力分布云图，工作面开挖后，沿空留巷实体煤帮内部应力集中范围较小，垂直应力最大值约4 MPa，且应力集中区距离巷帮较远，约2～3 m；巷道上方一定范围内存在明显的卸压区，垂直应力平均值约0.4 MPa，对巷道维护及围岩稳定性起到积极作用。

通过对比图2～图4可以得出如下结论：

(1)切顶卸压自动成巷技术能够有效切断巷道及采空区顶板之间应力传播途径，从而减弱实体煤帮内部应力集中现象，不仅大大降低了应力峰值，而且使得应力集中区远离巷帮，转移到实体煤帮深部位置。

(2)顶板预裂切缝能够有效降低巷道顶板一定范围内的应力，形成卸压区，有利于巷道顶板稳定。

图5 垂直应力分布Fig.5 Vertical stress distribution

(3)由于切缝的存在，巷道及采空区顶板的连续性被切断，使其具有独立的变形特征，巷道顶板形成短臂梁结构，其变形不再受采空区顶板垮落下沉影响，回转变形减小，因而使得巷道顶板变形得到有效控制。

3 井下试验监测及成巷效果分析

3.1 井下矿压监测结果分析

对顶底板移近量变化情况进行监测分析，如图6所示，发现以下规律。

图6 切缝侧和煤柱侧顶底板移近量变化Fig.6 Displacement of roof and floor along slit side and coal pillar side

顶底板移近大致可分为3个阶段：第一个阶段为架后40 m之内，此段巷段距工作面较近，受采动和顶板切落影响，老顶回转下沉，顶底板会有明显移近，说明顶板已经有一次大的来压作用；第二阶段为架后60～150 m，此阶段顶板仍没有完全稳定，仍受到矸石压实过程中的动压影响，但增长速度较第一阶段有所放缓；第三阶段为架后150 m之后，此阶段所留巷道巷旁的矸石已压实，主动支护、被动支护与顶板压力达到一个区域平衡的状态，顶板有微量下沉，下沉速度也明显减少，不同位置及地质条件可能会稍有差别。以每天下沉量不超过5 mm为巷段趋于稳定的评判标准，对巷道稳定距离进行统计发现，巷段在架后150～160 m位置顶底板移近变化已经很少，巷段在架后180 m趋于稳定，200 m之内基本达到稳定状态，因此从顶底板移近量这一因素整体考虑，初步判断柠条塔矿浅埋大采高切顶成巷架后200 m位置为保守稳定区，200 m后可回撤临时支护设备，临时支护回撤后顶底板位移量有所增加。

通过对切缝侧和煤柱侧顶底板移近量进行对比发现，前期切缝侧顶板下沉明显多于非切缝侧，说明切顶后在碎矸的摩擦下坠作用及老顶的回转下沉作用下，切顶短臂岩梁发生回转，切缝侧最终下沉在400～450 mm左右，煤柱侧下沉量在200～250 mm。

对巷段两帮移近情况进行统计，如图7所示，得到以下规律：与顶板移近变化趋势类似，距端头架尾40 m位置处有较大移近，说明受到来压影响，之后两帮移近会趋于平缓过渡状态，至140 m位置左右两帮移近趋于稳定，说明已经达到稳定状态，两帮最大移近250 mm左右，临时支护回撤后两帮移近量无明显增加。两帮稳定的时间比顶底板运动稳定时间要早，因此为了防漏风，可在回撤单体支柱之前进行喷浆或防漏风作业。

图7 两帮移近量变化Fig.7 Displacement of two sides in roadway

在巷道顶板进行离层监测，如图8所示，深基点距顶板表面7 m，浅基点距顶板表面2 m，统计发现，滞后工作面40 m左右受到顶板来压影响离层值开始明显增加；而后滞后工作面78 m左右随着老顶回转触矸离层值增长速度趋于缓慢，大约滞后工作面160 m巷帮基本充填压实，离层趋于稳定；此外单体回撤对顶板离层也有一定的影响，但影响不大，单体开始回撤时，离层值会有小幅度增加，回撤后15 m左右离层值基本不再变化，顶板最终离层量为103 mm。从离层变化趋势可以发现以下规律，不考虑撤柱对离层影响时，离层值变化大致分为4个阶段：不变段、快速增大段、增速减缓段和稳定段。

图8 顶板离层变化曲线Fig.8 Change curve of roof separation

对工作面回采后恒阻锚索受力进行监测，如图9所示，发现以下规律：恒阻锚索压力明显升高主要有2个位置，一是滞后工作满38～50 m位置，恒阻锚索出现明显的受力升高现象，说明工作面老顶岩层对恒阻锚索已产生明显作用，因此滞后工作面50 m左右应重点注意支护；二是滞后工作面100 m位置，恒阻锚索受力会出现另一波增大，推断为采空区碎涨矸石被上覆岩层压实造成顶板回转下沉变形。锚索最大拉力为锚索357 kN，预测测点锚索已达到恒阻状态。通过对恒阻锚索受力趋势分析发现，恒阻锚索受力滞后工作面一段距离突然增加，对于这种受力突变，推断为恒阻锚索刚好受到来压影响，受顶板岩层断裂影响受力瞬间增大。

图9 恒阻锚索应力计锚索应力值变化曲线Fig.9 Variation curve of stress change curve of stressmeter with constant resistance bolt

切缝侧液压支架工作阻力变化曲线如图10所示，支架在工作面开始回采阶段处于121工法区，推至205 m进尺时支架受到110工法切顶影响。与工作面121工法区相比，距切缝线5m位置，最大来压强度降低了8.7 MPa(降低31%),最大来压步距增大2 m(增加8.7%)，平均来压步距增大3.5 m(增加32.1%)；周期来压强度降低表明工作面切缝侧顶板通过预裂切顶沿切缝结构面垮落，切缝高度范围内顶板随采随冒，碎胀后支撑上覆基本顶岩层，降低了作用在支架上的上覆岩层压力。周期来压步距增加表明在切顶爆破影响下，工作面端头直接顶垮落高度大、采空区充填效果好，形成碎涨的矸石通常可以将采空区充满，基本顶发生回转的空间较小，回转角越小，因此回转变形也较小，导致基本顶不易发生断裂，即断裂步距加大。

图10 支架工作阻力变化规律Fig.10 Changing law of support working force

3.2 切顶卸压自成巷效果分析

通过对大采高工作面切顶卸压关键参数进行数值模拟及现场工业性试验，确定了适合于柠条塔矿区浅埋大采高工作面的最佳施工及设计参数，并提出了大采高切顶成巷的巷道围岩控制体系。切缝侧采空区完全充满，并且采空区矸石没有向巷道内涌出，挡矸侧向力较小，顶板沿切缝线整齐切落，形成了有效的对上覆岩层的支承结构，矸石帮成型良好，如图11所示。采取最佳施工及设计参数后的留巷效果图如图12所示，图12(a)为动压影响下加强临时支护的留巷巷道，图12(b)为单体回撤后变形稳定的巷道，单体回撤前后巷道变形在允许范围之内，巷道切缝侧巷帮密封性较好，最终留巷效果良好，从下个工作面的设备配套及使用要求发现，所留巷道尺寸完全满足断面使用尺寸及通风要求。

图11 沿切缝结构面切落顶板形成巷帮Fig.11 Roadway side formed by roof caving along the slit

4 结 论

(1)使用数值模拟方法对厚煤层切顶卸压沿空留巷工作面回采前后的应力场进行了数值模拟研究，并与不切顶沿空围岩应力场进行了对比分析，预裂切缝可以切断采空区采动应力传递路径，在留巷附近围岩附近形成卸压底应力区，使其具有独立的变形特征，不再受采空区顶板垮落下沉影响，回转变形减小，因而使得巷道顶板变形得到有效控制。

图12 S1201工作面成巷效果Fig.12 Effect of gob-side entry retained at S1201 working face

(2)通过在留巷巷道安设远程监控系统，对恒阻锚索受力、顶底板移近量、顶板离层量、液压支架受力进行实时在线监测，通过采集分析数据结果对巷道矿压显现规律进行了研究。

(3)进行了大采高工作面沿空留巷永久支护、临时支护、切缝、爆破、临时支护回撤等工艺设计，将之应用到现场，取得良好的应用效果。研究表明，所确定的浅埋、大采高切顶卸压沿空留巷各项关键技术工艺，可以实现综采面开采高产高效的目标，实现无煤柱开采，从根本上解决煤柱应力集中引起的下顺槽巷道难维护的技术难题。

[1] 杨晓杰，郭志飚,第三作者？？？，等.矿山工程地质学[M].北京：中国矿业大学出版社，2015.

Yang Xiaojie,Guo Zhibiao.Mining Engineering Geology[M].Beijing:China University of Mining and Technology Press,2015.

[2] 蒋金泉.采场围岩应力与运动[M].北京:煤炭工业版社,1993.

Jiang Jinquan.Surrounding Rock Stress and Movement of Working Face[M].Beijing:Coal Industry Press,1993.

[3] 柏建彪，周华强，侯朝炯，等.沿空留巷巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报，2004,33(2):183-186.

Bai Jianbiao,Zhou Huaqiang,Hou Chaojiong，et al.Development of support technology beside roadway in goaf-side entry retaining for next sublevel[J].Journal of China University of Mining & Technology,2004,33(2):183-186.

[4] 唐建新，胡 海，涂兴东.普通混凝土巷旁充填沿空留巷试验[J].煤炭学报，2010，35(9):1425-1429.

Tang Jianxin,Hu Hai,Tu Xingdong.Experiment on roadside packing gob-side retaining for ordinary concrete[J].Journal of China Coal Society,2010,35(9):1425-1429.

[5] 韩昌良，张 农，李桂臣.大采高沿空留巷巷旁复合承载结构的稳定性分析[J].岩土工程学报，2014，36(5):969-976.

Han Changliang,Zhang Nong,Li Guichen.Stability analysis ofcompound bearing structure of gob-side entry retaining with large mining height[J].Chinese Journal Geotechnical Engineering,2014,36(5):969-976.

[6] 张国锋,何满潮,俞学平,等.白皎矿保护层沿空切顶成巷无煤柱开采技术研究[J].采矿与安全工程学报,2011(4):511-516.

Zhang Guofeng,He Manchao,Yu Xueping,et al.Research on the technique of no-pillar mining with gob-side entry formed by advanced roof caving in the protective seam in baijiao coal mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2011(4):511-516.

[7] 孙晓明,刘 鑫,梁广峰,等.薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究[J].岩石力学与工程学报,2014(7):1449-1456.

Sun Xiaoming,Liu Xin,Liang Guangfeng.Key parameters of gob-side entry retaining formed by roof cut and pressure releasing in thin coal seams[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014(7):1449-1456.

[8] 张国锋,许有青,葛鹏涛.唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究[J].岩石力学与工程学报,2016,35(7):1397-1406.

Zhang Guofeng,Xu Youqing,Ge Pengtao.Research on cut gob-side entry retaining in thin coal seam of tangshan ditch[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2016,07(35):1397-1406.

[9] 郭志飚,王 将,曹天培,等.薄煤层切顶卸压自动成巷关键参数研究[J].中国矿业大学学报,2016(5):879-885.

Guo Zhibiao,Wang Jiang,Cao Tianpei,et al.Research on key parameters of gob-side entry retaining automatically formed by roof cutting and pressure release in thin coal seam mining.Journal of China University of Mining Science & Technology,2016(5):879-885.

[10] 康红普,林 健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J].煤炭学报,2009,34(9):1153-1159.

Kang Hongpu,Lin Jian,Wu Yongzheng.High pretensioned stress and intensive cable bolting technology set in full section and application in entry affected by dynamic pressure[J].Journal of China Coal Society,2009,34(9):1153-1159.

[11] 赵庆彪,侯朝炯，马念杰.煤巷锚杆-锚索支护互补原理及其设计方法[J].中国矿业大学学报,2005,34(4):490-493.

Zhao Qingbiao,Hou Chaojiong,Ma Nianjie.Supplementary principle and design method of bolt and cable anchor supporting technique[J].Journal of China University of Mining & Technology，2005,34(4):490-493.

[12] 杨晓杰，庞杰文，娄浩鹏.亭南煤矿强膨胀性软岩巷道底臌变形力学机制[J].煤炭学报，2015,40(8):1761-1767.

Yang Xiaojie,Pang Jiewen,Lou Haopeng.Deformation mechanical mechanism of strongly swelling floor heave in the soft rock roadway of Tingnan Coal Mine[J].Journal of China Coal Society,2015,40(8):1761-1767.