切顶卸压沿空留巷施工方案优化研究

王玉新，陈慧明，杨月飞

(河南能源化工集团 永煤公司车集煤矿，河南 永城 476600)

随着我国煤炭开采技术的逐渐进步，沿空留巷是实现无煤柱开采的主要措施，具有可观的经济和社会效益，切顶卸压技术是目前较为先进的无煤柱护巷技术，在煤矿中已经广泛应用。国内学者也对此进行很多研究，文献[1]研究了大采高工作面复杂应力扰动下切顶卸压沿空留巷技术，该技术有效改善了留设巷道围岩应力状态，避免了巷道二次甚至多次返修，控制了留设巷道围岩变形，降低了巷道的支护难度和支护成本；文献[2]对柔模混凝土沿空留巷和切顶卸压沿空留巷进行了对比分析，采用切顶卸压沿空留巷，可以消除作业过程中的危险步骤，优化了施工步骤，降低了施工难度和成本及职工劳动强度，保证了作业安全；文献[3]研究了中厚煤层坚硬顶板切顶卸压主动留巷关键参数，采用理论分析和数值模拟相结合的方法，分析了切顶爆破中切顶高度，切缝角度对沿空留巷围岩应力分布和位移的影响，然后根据无煤柱开采技术巷道围岩变形的关键部位，设计了补强锚索支护设计参数。鉴于此，本文对2901下巷的切顶卸压沿空留巷支护进行了优化设计，研究为类似地质条线下切顶卸压沿空留巷施工方案优化提供了技术支持。

1 工程概况

研究工作面位于29采区上部南翼，工作面北为南二风井工广保护煤柱，西侧及南侧为火成岩侵蚀影响带，东为2903工作面，工作面平均煤厚2.73 m，可采储量约78.9万t；工作面标高在-380.2～-483.5 m，地表标高在+29.1～+32.9 m；工作面南北走向长879～949 m，东西倾斜长208～220 m；工作面地质构造条件中等，工作面煤层整体呈单斜构造形态，煤岩层倾向96°～152°，煤层倾角7°～13°，平均10°。运输巷共揭露4条断层，分别为F2901-1(H=2 m)、F2901-2(H=0.9 m)、F2901-3(H=1.2 m)、FD3(H=12.7 m)；运输巷中部受火成岩侵蚀影响，火成岩沿煤层中部及顶部侵入，局部煤层变薄且形成火成岩、天然焦混合体，影响长度约189 m。

从巷道掘进过程中顶板支护实钻结果分析，煤层直接顶厚约4.32 m，多为泥岩及砂质泥岩，黑色致密，多见黄铁矿膜及植物根、叶化石碎片；基本顶岩性以细粒砂岩、粉砂岩居多，厚度约9.7 m，细粒砂岩灰白—浅灰色，石英长石为主，泥铁质胶结，水平层理较发育；粉砂岩、灰白色，条带状，垂直裂隙发育，充填方解石脉，断口平坦；煤层的直接底厚度约4.28 m，以泥岩为主，灰—灰黑色，块状，节理发育，含少许植物化石、方解石、黄铁矿；基本底厚度约14.3 m，以细砂岩、砂质泥岩为主，细砂岩灰白色，条带状，微波—斜层理，含铁质，坚硬，主要成分为石英、长石，云母次之，裂隙充填方解石脉；砂质泥岩灰色、条带状，垂直裂隙发育，充填方解石脉。煤层顶底板岩性见表1。

表1 煤层顶底板岩性Tab.1 Coal roof and floor lithology

运输巷净宽4 400 mm(毛宽4 700 mm)，顶板支护采用φ22 mm×2 200 mm高强锚杆支护，每排使用1片6眼4.35 m的W钢带(眼距830 mm)，里段130 m及停采向外10 m锚杆间排距830 mm×900 mm(区段1)，其余段锚杆间排距为830 mm×800 mm(区段2)。顶板施工2排锚索，锚索迈步布置，分别布置在巷道中心线两侧0.7 m位置，里段130 m及停采向外10 m锚索间距3 600 mm，其余段锚索间距3 200 mm，锚索规格为φ21.6 mm×7 200 mm，锚索托盘采用1块长300 mm旧36U型钢压平加工的托盘(图1)。

图1 2901运输巷原支护断面Fig.1 2901 lower roadway original supporting section

2 切顶卸压沿空留巷支护优化设计

2.1 顶板补强及切顶卸压锚索加固设计方案

煤层顶板由下向上依次为砂质泥岩(厚1.51 m)、泥岩(厚2.81 m、累计4.32 m)、粉砂岩(厚4.7 m、累计9.02 m)、细粒砂岩(厚5.0 m、累计14.02 m)，在煤层顶板4.32 m以上范围内均为稳定岩层，设计加固锚索的锚固端需在此范围之内。

(1)运输巷顶板打设的加固锚索(梁)分为补强加固单锚索、补强加固锚索梁以及切顶加固锚索梁3类[4-6]。具体打设要求：①补强加固单锚索。在原顶板锚索支护的基础上，补打单锚索进行补强加固，与原顶板锚索形成双排锚索；在此基础上，位于巷道中心线以下的原顶板锚索，在其下方侧距巷道中心线1 700 mm的位置补打1根单锚索。均使用φ21.6 mm×7 200 mm钢绞线，保证与原顶板锚索锚固端位于一个层位。②补强加固锚索梁。平行于顶板钢带，与顶板单锚索交叉布置，且位于相邻钢带正中间，一梁两索，锚索梁使用18号槽钢加工，长度1 800 mm(眼距1 400 mm)，锚索均匀布置巷道中心两侧(距巷道中线700 mm)，使用φ21.6 mm×9 200 mm钢绞线。③切顶加固锚索梁。在距巷道中心线1 700 mm(距切缝线300 mm，以巷道中心线定位为准)位置施工一排走向锚索梁，一梁两索，锚索梁使用18号槽钢加工，长度1 200 mm(眼距800 mm)，使用φ21.6 mm×10 200 mm钢绞线，遇顶板钢带时可缩小间距，在断层影响段，缩小锚索间排距，加密支护，局部顶板不平可改为单锚索。上述3类加固锚索(梁)，每根锚索使用4根MSZ2350树脂锚固剂，预应力为220 kN，使用MQ22-200型张拉机具时压力值为44～45 MPa。

(2)运输巷下帮侧打设竖向锚索梁进行加固，一梁两索，锚索梁使用18号槽钢加工，长度1 200 mm(眼距800 mm)，锚索均匀布置在巷帮中部，巷帮高度超过3.5 m时使用长度为1 800 mm(眼距1 400 mm)的锚索梁，使用φ21.6 mm×6 200 mm钢绞线，锚索梁排距1 600 mm，每根锚索均使用4根MSZ2350树脂锚固剂，预应力为150 kN(-0～+10 kN)，使用MQ22-200型张拉机具时压力值为30～32 MPa。加固锚索(梁)布置及帮部加固锚索梁布置如图2所示。

图2 加固锚索(梁)布置及帮部加固锚索梁布置Fig.2 Arrangement of reinforcement anchor cables (beams) and arrangement of reinforcement anchor cables and beams

2.2 巷道临时支护设计方案

工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。工作面超前段受到超前压力的影响。工作面开采后，顶板开采垮落，且从垮落到稳定需要一定的时间。因此，距工作面较近的架后区域不仅需要进行顶板支护，还需进行挡矸防护。根据巷道与工作面切眼距离矿压显现距离程度，将工作面附近划分为4个区：超前支护区(工作面前方20 m)、滞后支护区(架后0～120 m，根据以往充填留巷经验，留巷段压力显现有周期性，最明显处约为工作面长度一半的位置)、成巷待稳定区(架后120～200 m)、成巷稳定区(架后200 m以外)。不同分区根据需要采取不同的支护措施[7-10]，分区如图3所示。

图3 巷道支护分区Fig.3 Roadway supporting zone

(1)超前支护区。此段巷道位于工作面超前采动影响区，巷道顶板压力较大。因此，需要超前加强支护，根据2901工作面锚索加固替代常规超前支护方案加固及切顶卸压锚索加固后，超前支护区顶板采用锚索主动支护，不再增加其他支护。当出现特殊情况时，需使用单体柱配长4 m的Π型钢梁架倾向棚进行支护，“一梁三柱”，棚距800 mm±50 mm。超前支护范围及支护密度根据实际情况调整，特殊情况：①运输巷过F2901-1(H=2 m)、F2901-2(H=0.9 m)、F2901-3(H=1.2 m)、FD3(H=12.7 m)断层段，尤其是断层面前后位置，以及火成岩侵蚀区域，施工加固锚索期间在上述地段增加液压枕(量程80 MPa以上)，观测锚索受力变化，进入超前动压影响范围之内后，如出现顶板锚索增阻临近80 MPa、顶板锚索出现失效、顶板离层仪深基点离层量超过50 mm时。②运输巷过淋水段、顶板破碎段，顶板锚索出现失效、顶板离层仪深基点离层量超过50 mm时。③其他顶板来压异常情况。

(2)滞后支护区(架后0～120 m)。架后0～120 m区域使用单元式液压支架长4 m的Π型钢梁倾向棚一梁三柱进行支护，排距800±50 mm，梁头距运输巷下帮200 mm±100 mm，垂直于巷道中线布置，上帮侧单体柱距切缝线600 mm±100 mm，中间排单体柱位于巷道中线位置，下帮侧单体柱距下帮700～800 mm，保证风筒(直径600 mm)吊挂空间，切顶护帮支架布置在距切缝线1 100 mm±100 mm的位置，随回采推进使用单轨吊向外搬移。支护断面如图4所示。

图4 滞后支护区支护断面Fig.4 Support section of lagging supporting area

(3)成巷待稳定区(架后120～200 m)。单元式液压支架向前搬移至滞后支护区使用，视压力情况，如压力仍有显现，则保持滞后支护区支护棚密度不变，如压力显现不明显，则对原滞后支护区支护棚隔一棚回一棚，棚距改为1 600 mm。

(4)成巷稳定区(架后200 m以外)。视压力情况，如压力仍有显现，则保持滞后支护区支护棚密度不变，如压力显现不明显，则对原滞后支护区支护棚隔一棚回一棚，如确认已稳定则支护棚全部回撤复用。

2.3 巷旁挡矸支护设计

运输巷沿空留巷巷旁挡矸支护计划采用36U型钢柱配合菱形网(贴采空区侧)+金属网支护(贴巷道侧)。

(1)挡矸U型钢钢柱间距800 mm±50 mm，打在切缝线以外50 mm的位置，每架36U型钢柱使用2节，搭接长度不低于400 mm，搭接处连接2道限位卡揽，每架钢柱3道连接板。

(2)挡矸网采用8号铁丝编织的菱形金属网制成，尺寸为3 700 mm×1 300 mm，短边沿巷道走向布置，菱形网与金属网均从顶到底全高铺设，铺设到顶底板的长度不小于200 mm，使用14号铁丝将菱形金属网、金属网与顶板网可靠连接。菱形网搭接宽度为200～300 mm，使用14号双股铁丝连接，铁丝扣间距不超过200 mm，金属网搭接宽度为200～300 mm，使用14号双股铁丝连接，铁丝扣间距不超过200 mm。

(3)沿空留巷工序衔接。使用U型钢柱挡矸时，采煤机割透机头后，上行向机尾侧正常割煤，采煤机上行至15号架以上位置时，沿空留巷人员铺设挡矸网并支设挡矸U型钢柱，作业完毕后按照采煤工序进行移架、推溜作业。

3 顶板预裂切缝设计方案

通过预裂爆破，在局部范围切断顶板的应力传递，进而减弱顶板垮落时对沿空留巷的扰动作用，且预裂爆破能够很好的保护巷道顶板完整性。

3.1 预裂切缝孔深的确定

预裂切缝深度(H缝)计算公式：

(1)

式中，ΔH1为顶板下沉量；ΔH2为底鼓量；K为碎胀系数，不同岩石的碎胀系数见表2。

表2 几种岩石的碎胀系数Tab.2 Breaking expansion coefficient of several rocks

根据工作面综合柱状图岩性情况，2901运输巷直接顶岩石主要为泥岩、砂质泥岩，厚度4.32 m，基本顶为细砂岩、粉砂岩，厚度为9.7 m，泥岩、砂质泥岩的碎胀系数K取1.22，细砂岩、粉砂岩的碎胀系数K取1.4，在不考虑底鼓、顶板下沉，仅考虑采高(2.73 m)的影响，计算出切缝深度为7.8 m，考虑到煤层顶板岩层条件和成缝率，结合本部矿井施工经验，预裂切缝孔深度设计为8.5 m。为准确掌握巷道顶板岩性情况，在巷道掘进施工顶板锚索、离层仪期间，加强对顶板岩性的收集工作，进而为顶板切缝孔深度设计提供准确数据，结合巷道不同位置顶板岩性情况，施工相应深度的切缝孔。

3.2 双向聚能爆破预裂技术实施方案

采用双向聚能爆破预裂技术，巷道掘进期间掘进方向煤层坡度-8°～+6°，迎面墙左右2°～14°，左低右高，设计钻孔沿巷道中心线方向沿铅垂线、垂直巷道中心线方向与铅垂线夹角为13°，允许偏差不得超过±0.5°，孔位落在钢带上时，可以往回调(不得超过600 mm)，间距为600 mm，孔径48 mm，孔深8 500 mm。双向聚能管采用特制聚能管，外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm。聚能爆破采用煤矿需用三级水胶炸药，规格为φ35 mm×345 mm/卷，每卷400 g。

3.3 爆破预裂切缝施工工艺

爆破预裂切缝施工工艺：①每个切顶孔内自孔底开始安装约长6 750 mm聚能管(约4.5根)，各个聚能管之间用连接件连接，整体聚能管内共分4处装药段(可根据岩性及现场爆破情况进行调整)。切顶孔在装药前保证孔内装药通顺(可先进行通孔)，然后在巷道内从聚能管孔底侧装药段开始连续装药并安设雷管和引线，然后将引线穿过聚能管，并在第2段装药处开始连续装药并安设雷管、引线，重复按照上述方法，依次完成全部聚能管内装药(由于切缝钻孔深度较大，雷管自身引线较短时可进行引线的续接，但必须保证连接可靠，用绝缘胶带包裹住引线接头)。要求聚能管内每段装药均采用连续装药，每段设置1个雷管，并使雷管均匀分布在聚能管内。为防止聚能管内的药卷滑落，可在每段最后一卷药下方穿炮线挡住，同时也可在聚能管上用铁丝设置倒钩，避免聚能管在切缝孔内滑落。②装药数量：自孔底开始，在前4节聚能管的孔底侧进行装药，安装药卷数量依次为2卷、2卷、1卷、1卷，具体装药数量可根据现场爆破试验情况进行调整(钻场口处切缝孔装药量应适当进行调整)。③连线方式：串联。④起爆孔数：初次试验1次起爆3个孔；正式施工阶段1次起爆10个孔(其他矿井1次起爆16个孔)。⑤封孔：聚能管以下孔口全部用硬质黄土炮泥封堵严实。⑥其他爆破注意事项、警戒设置及相关要求必须在措施中明确规定。

切顶卸压孔装药结构及爆破深度如图5所示。

图5 切顶卸压孔装药结构及爆破深度示意Fig.5 Schematic diagram of charge structure and blasting depth of cut top pressure relief hole

3.4 顶板预裂切缝施工安排

(1)顶板预裂切缝施工范围。自切眼采空区帮至停采线，位于已进行锚索加固范围内。

(2)根据生产计划安排2901工作面预计在2020年4月份正式生产，工作面生产前抽调专人在2901运输巷进行顶板预裂切缝施工。因运输巷胶带布置影响，上帮侧宽度不足布置钻机需要，顶板预裂切缝施工期间，可将施工段胶带暂时拆除，施工结束后统一进行恢复。

(3)如工作面生产前顶板预裂施工未施工至停产线，在每月底预留4 d进行集中施工，避免与生产组织相互影响。

4 监测方案设计

4.1 监测内容

以巷道顶板离层监测为例。顶板失稳往往造成冒顶事故，顶板的稳定性是各类巷道围岩稳定性判定的核心，在锚网索支护巷道中更是如此。为此，在此次支护实施过程中，要及时掌握巷道顶板在锚固范围之内与锚固范围之外的离层情况以及早发现顶板失稳征兆，避免冒顶事故发生，同时还可为完善支护参数提供依据。

4.2 测站布置

为掌握巷道围岩变形及矿压显现情况，对巷道及工作面的变形及受力情况进行监测，以便制定进一步措施。2901工作面运输巷每50 m设置1个测站，每个测站由1套顶板离层监测仪。

(1)测站布置。巷道顶板活动的主要表现为弯曲下沉、离层、冒顶，必须通过仪器才能监测和掌握他的活动状况，确保安全生产。在测站安装顶板离层仪(图6)，进行数据收集，并及时整理分析数据。

图6 顶板离层仪布置Fig.6 Layout of roof separation instrument

(2)监测仪器及方法。顶板离层指仪主要用以监测锚杆支护巷道顶板2个范围(锚固范围以内和锚固范围以外)的离层值，主要由基点锚头、测绳、套管、外测筒与内测筒等组成。安装时将深基点(10 400 mm)锚头固定在深部稳定基岩内，浅基点(2 400 mm)固定在锚杆端部位置。

(3)数据处理。测点距工作面切眼30 m以内进入超前影响范围时，每天都进行观测；30～50 m时，每3天观测1次；50 m以外或每周变形量小于5 mm时，每周观测1次。每天观测记录及分析应及时上报有关人员。

4.3 监测结果

以5号和6号顶板离层仪为例，分析了浅基点离层观测值、深基点离层观测值、锚杆锚固范围内离层量、锚杆锚固范围外离层量及顶板离层总量，结果见表3和表4。

表3 5号顶板离层仪观测记录Tab.3 Observation record of No.5 roof separation instrument mm

表4 6号顶板离层仪观测记录Tab.4 Observation record of No.6 roof separation instrument mm

由表3和表4可知，巷道顶板离层总量均在要求范围内，该技术具有良好的支护效果。

5 结语

通过对切顶卸压沿空留巷支护优化进行设计，主要为顶板补强及切顶卸压锚索加固设计、巷道临时支护设计及巷旁挡矸支护设计，分析了顶板预裂切缝设计方案，主要为预裂切缝孔深的确定、双向聚能爆破预裂技术实施方案、爆破预裂切缝施工工艺及顶板预裂切缝施工工艺，并进行了巷道顶板离层监测，研究为巷道后期支护设计提供了借鉴。