高应力综放工作面切顶卸压沿空留巷开采技术研究

郑立军，王文，张广杰

(1.河南焦煤能源有限公司 古汉山矿，河南 焦作 454000；2.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454000；3.河南理工大学 河南理工产业技术研究院，河南 焦作 454000)

0 引 言

近年来，煤炭行业处于产业结构调整期，矿井开采已向深部转移，传统的预留煤柱开采不但造成严重的资源浪费，而且煤柱上方应力集中现象时有发生，不利于巷道围岩控制和瓦斯治理，也不具备经济优势。如何增加煤炭采出率是当前煤炭开采中亟待解决的问题[1-4]，而无煤柱沿空留巷开采技术是解决这一问题的主要途径[5-6]。

学者们在煤矿沿空留巷开采方面作了大量研究，以往沿空留巷多采用将膏体、柔模混凝土等特殊材料以巷旁充填的方式实现[3]:张农等[7-8]、陈勇等[9-10]、冯国瑞等[11]基于沿空留巷充填体的结构承载性、稳定性等力学特性及其控制机理进行了研究；康红普等[12]、谢生荣等[13-14]深入研究了大埋深背景下充填式沿空留巷巷道围岩控制机理；张自政等[15-16]对沿空留巷充填区锚索锚固区内外顶板离层力学特性进行分析，提出了沿空留巷充填区直接顶分段加固的控制对策；曹树刚等[17]对多个典型沿空留巷工程实例进行总结，并列出不同充填材料和支护技术的适用性；黄万朋等[18]、陈东[19]对钢管混凝土柱沿空留巷进行了研究。传统的巷旁充填沿空留巷巷道围岩应力结构并未发生变化，充填体仍会受到较大压力而出现安全问题，因此，在沿空留巷时必须提升充填体强度，否则后期增加留巷返修工作量，进而导致留巷维修成本变高，这些都严重制约着该技术的推广应用。何满潮院士团队[20-23]在切顶短臂梁理论的基础上，提出切顶卸压无煤柱沿空留巷开采新技术，该技术解决了传统沿空留巷充填体易发生应力集中的问题；朱珍等[24]在此基础上提出“侧向动静结合、纵向伸缩让压”的采空区帮控制思想，并形成控制体系；王炯等[25]、孙晓明等[26]、蔡峰等[27]研究了薄及中厚煤层条件下切顶卸压沿空留巷的关键参数问题。

以上对巷旁充填沿空留巷、切顶卸压沿空留巷、切顶关键参数确定等研究已较为成熟，然而，对煤层大埋深、高应力、坚硬顶板等条件下的切顶卸压沿空留巷开采技术研究不多，因此，本文以河南焦煤能源有限公司古汉山矿1604综放工作面为工程背景，充分考虑该矿特殊地质条件，对切顶卸压沿空留巷开采技术进行研究。

1 工作面概况

1604工作面位于古汉山矿二水平16采区西翼，北为16021工作面采空区，南为1606工作面。煤层厚4.8～6.25 m，平均5.3 m，倾角12°～15°，平均14°，层理、节理中等发育。地面标高95.5～97.8 m，井下标高-564～-427 m，平均埋藏深度602 m。煤岩层综合柱状图见图1。该工作面走向长886 m，倾向长173 m，采用走向长壁后退式综采放顶煤开采。为了解决该矿煤炭采出率低、巷道掘进工程量大和采掘接替紧张等问题，利用切顶卸压沿空留巷开采技术将1604工作面运输巷保留下来，作为1606工作面回风巷，工作面平面布置见图2。

图1 煤岩层综合柱状图

图2 1604工作面平面布置示意

1604工作面运输巷沿煤层顶板掘进，顶板采用“锚网索带”支护，每根锚杆采用1支K2360和1支Z2360树脂锚固药卷，每根锚索采用1支K2360和3支Z2360树脂锚固药卷，采用φ16 mm钢筋梯将锚杆连成整体。两帮采用“锚网带”支护，网片采用φ6 mm，网孔70 mm×70 mm的钢筋网。

2 巷道围岩结构分析和沿空留巷技术

2.1 巷道围岩结构分析

工作面初次来压是采空区顶板在煤层采出后第一次发生“O-X”型破断产生的压力，而周期来压则是由于采空区顶板周期性“O-X”型破断引起的压力[28]。巷道未受采动影响时，其顶板为固支梁结构，如图3(a)所示。巷道基本顶受采动应力和覆岩重力叠加影响时，弯矩将变大，造成覆岩旋转下沉，煤柱内侧弯矩达到最大，顶板出现“O”型破断，出现关键块A，如图3(b)所示。采空区上覆基本岩层受采动影响范围扩大时，因无支撑而发生较大下沉，但煤柱侧顶板有支撑而下沉较小，关键块A两端受力不均从而发生旋转变形和“X”型破断，出现关键块B，如图3(c)所示。由于巷道上方关键块B不稳定，所以易出现巷道顶底板、两帮收缩等问题，不利于矿井安全生产。采空区附近的围岩结构失去稳定后，巷道将会发生较大破坏，甚至导致矿井完全不能生产。

图3 顶板结构破坏特征

2.2 沿空留巷技术原理及工艺

由巷道围岩结构特征分析可知，沿空留巷能否成功的关键因素是关键块B是否切断，能否在巷道上方形成短壁梁结构。因此，切顶卸压沿空留巷原理和主要技术环节为：

(1)工作面开采前，在前方靠近回采侧的巷道顶板施工爆破孔，炸药引爆后将在顶板内部产生定向裂缝，巷道和采空区上方的下位关键岩层中的力学联系将被减弱，避免出现“O-X”破断，工作面回采后巷道上方将会出现短壁梁结构，此时应采取加强措施提高该结构的强度、稳定性和承载能力；(2)爆破结束后，对附近的巷道进行加强支护，起到强帮固顶作用；(3)工作面开采后，沿切缝处安装可伸缩工字钢、金属网、挡风布等挡矸设备，留巷段采用单体柱抬棚或垛式支架临时支护顶板，采空区上方岩层及时垮落并形成采空区帮，防止采空区矸石进入留巷内；(4)采空区矸石垮落活动结束且被压实后，留巷段围岩结构将逐步稳定，此时可逐步取消临时支护，为阻断留巷与采空区间的空气流通，对采空区帮进行喷浆处理，完成沿空留巷，工艺流程见图4。

图4 沿空留巷工艺流程图

2.3 高应力下沿空留巷巷道变形特征分析

对古汉山矿地应力进行现场测试，最大水平主应力为31 MPa，垂直应力为18 MPa，原岩应力较大。1604工作面埋深已达600 m，根据初期沿空留巷情况，该矿沿空留巷具有如下特征：

(1)受高垂直应力影响，若留巷未作任何加固处理，顶底板变形会很大。采空区顶板充分垮落后，采空区处于应力降低区或稳压区。相邻采空区10 m内处于应力增高区，而沿空留巷巷道则处于应力降低区。

(2)受高应力和采动应力叠加影响，沿空留巷巷道4.7 m厚的砂质泥岩顶板岩层节理裂隙不断扩张[29]，距煤帮约5 m区域内较为酥软，围岩自身承载能力下降。

(3)沿空留巷巷道因高应力、构造复杂和采动应力作用，其变形速率较快，主要呈现为顶板下沉、帮鼓和底鼓。受高应力影响，沿空留巷巷道碎石帮挡矸柱易受采空区垮落矸石的剧烈冲击出现剪切破坏，挡矸体系容易失效。

由上述可知，高应力下沿空留巷巷道与采动应力影响范围、采空区顶板是否垮落充分、顶板岩性和支护体系强度密切相关，因此，实施沿空留巷时必须充分考虑这些因素。

3 定向预裂爆破技术及关键参数

与传统的充填式沿空留巷相比，切顶卸压沿空留巷的关键是如何进行定向爆破，对巷道上方岩层进行预定方向的爆破切缝，及时将巷道与采空区上覆基本岩层中的应力联系路径切断，确保工作面采后上方岩层及时垮落并填实采空区，在挡矸系统作用下自动成巷帮。因此，定向爆破方式和准确切顶深度是切顶卸压沿空留巷的关键。

3.1 定向预裂爆破技术

定向预裂爆破技术是利用特殊材质加工的聚能管改变炮孔内的装药结构，炸药爆炸冲击波在预设方向上形成聚能流，并使张拉应力集中，加速下位关键层在预设方向上发生断裂并出现预裂弱面，待工作面回采后及时垮落，以取得较好的爆破切顶效果[20,29]，如图5所示。

图5 定向预裂爆破孔内装药断面及预裂扩展示意

炸药在爆炸时将受到聚能管抑制，爆炸冲击波沿着聚能槽向外传播且作用在聚能槽A，B端部，见图5(a)，此时聚能槽上的作用力记为P1，其他方向的冲击波因聚能管的阻尼作用而发生位移变形，吸收部分能量，此时孔壁上的作用力记为P2。P2=P1-nδ，其中,n为能量衰减系数,δ为聚能管厚度。据研究，聚能槽A，B端的压力是其他方向上的3.6倍[30]，由于聚能槽处的压力突然发生变化，导致径向裂缝在预定区域的扩展优先于其他区域，形成初始导向裂纹。相邻爆破孔在轴线方向上一致时，在炮孔间连线方向上的破坏系数要比其他方向大得多；在破坏系数最大处，岩石优先断裂，随即抑制其他方向裂纹的产生和扩展，从而实现岩石的定向断裂[31]。

巷道顶板定向预裂爆破应在工作面前方一定距离实施，工作面回采后采空区上方岩层将沿切顶线及时垮落并形成采空区帮，巷道上方岩层的短臂梁结构面积进而缩小，改变了顶板的围岩结构，留巷段围岩应力环境因此得到改善，确保留巷稳定。

3.2 预裂切顶卸压高度

切顶卸压高度是否合理将直接决定沿空留巷效果，合理的切顶卸压高度可以把巷道与采空区上覆关键岩层中的应力联系切断，确保在工作面采后基本顶及时垮落，对上覆关键岩层起到支撑作用，使悬臂梁的区域面积变小，减弱了矿山压力显现，使巷道处于应力降低区，达到切顶卸压的目的。

研究表明，理想状态下切顶卸压高度H0的经验公式为

H0=(H′-ΔH1-ΔH2)/(k′-1)，

式中：H0为预裂爆破深度，m；H′为开采高度，m；ΔH1为巷道顶板下沉量，m；ΔH2为巷道底板底鼓量，m；k′为岩石的碎胀系数。

根据现场测试结果可知，二1煤层碎胀系数k′=1.45，不考虑顶底移近量，H′=5.3 m时，经理论计算，H0=11.8 m。

根据现场实际地质条件，采用数值模拟软件FLAC3D对古汉山矿1604工作面不切顶及切顶高度5 m(直接顶砂质泥岩)、12 m(基本顶细粒砂岩)、18 m(煤层上方第三层砂质泥岩)等条件下的巷道围岩应力、位移和侧向支承压力分布特征进行模拟分析。模型长400 m、高200 m，分为8层，共划分为33 200个单元，模型顶部的垂直应力为16.9 MPa。在巷道回采侧顶板位置建立较小网格，模拟切顶卸压时对该区域网格进行开挖，以模拟不同高度的预裂切缝。模拟时，首先使模型运算至初始平衡，之后对不同切顶卸压高度条件下对1604工作面进行回采，待工作面回采至稳定后，监测不同切顶卸压高度下的工作面侧向支承压力和沿空留巷巷道变形特征。煤岩层物理力学参数见表1。

表1 煤岩层物理力学参数

3.2.1 沿空留巷巷道围岩应力分布特征

切顶卸压高度不一致时，沿空留巷巷道围围岩垂直应力分布特征如图6所示。

图6 沿空留巷巷道围岩垂直应力分布特征

模拟结果显示，巷道围岩应力均随切顶卸压高度的增加而减小。其顶板煤柱侧除小部分垂直应力向上外其余均向下，最大值分别为23.3,21.6,18.3,18.2 MPa，位于顶板煤柱帮肩角处，底板垂直应力均向下，最大值分别为7.6,7.3,7.2,7.1 MPa，巷道回采帮水平应力最大值分别为3.5，2.0，0.9，0.5 MPa，巷道煤柱帮水平应力最大值分别为28.9，7.3，5.0，4.6 MPa。

3.2.2 沿空留巷巷道变形特征

切顶卸压高度不一致时，沿空留巷巷道垂直位移特征如图7所示。由图7和模拟数据综合分析可知，留巷顶板出现整体下沉现象，实体煤侧顶板变形量较小，采空区侧顶板变形量最大，切顶卸压高度为0，5，12，18 m时，顶板最大变形量分别为160，152，138，146 mm，同时留巷底板发生底鼓，底板中部靠近实体煤侧的底鼓量最大，达到415，286，188，175 mm；实体煤帮发生帮鼓，其中下部最大变形量分别为242，210，140，180 mm。

图7 沿空留巷巷道围岩垂直位移特征

3.2.3 沿空留巷巷道侧向支承压力分布特征

切顶卸压高度不一致时，沿空留巷巷道侧向支承压力分布曲线见图8。工作面侧向支承压力在采空区边缘呈现“先快速增加至最大值，后快速减小”趋势[32]，在距采空区约17 m处垂直应力才开始趋于平稳。

图8 不同切顶卸压高度侧向支承压力曲线

不切顶时，侧向压力峰值为66.25 MPa，应力集中系数为3.25，爆破深度不断增加时且在12 m前，侧压峰值、集中系数快速变小，爆破深度对两者影响较大。爆破深度为12 m时，侧向压力峰值为41.28 MPa，应力集中系数为2.01，与不切顶相比，其值减小了38%。爆破深度变大时，对两者的影响逐步减弱，爆破深度达到18 m时，侧向支承压力峰值为39.15 MPa，应力集中系数为1.92，与不切顶相比，其值减小了41%，与爆破深度12 m相比，其值减小了4.6%。所以，爆破深度与侧压峰值和集中系数成反比，当爆破深度达到一定值后，爆破深度对侧承压峰值和集中系数影响较小。

综上所述，沿空留巷巷道切顶卸压高度为0，5，12，18 m时，其围岩应力和位移均逐步缩小，但爆破高度在12 m后模拟结果变化不大。由图1可知，模拟切顶卸压高度12 m时为煤层上方的细粒砂岩层，与理论计算值相差不大，因此确定切顶卸压高度为该层位时达到卸压目的。

3.3 预裂爆破参数

钻孔开孔方向向工作面侧倾斜，为方便施工，钻孔与工作面侧的距离为300 mm。当钻孔向煤柱帮倾斜或沿竖直方向施工时，不利于采空区顶板垮落，通常应向采空区倾斜5°以上。当倾斜角度过大时，巷道上覆悬顶长度较长，会引起顶板压力增加。因此确定爆破孔开孔方向与煤壁夹角α为15°，钻孔倾角β为60°。每个爆破钻孔相关参数详见表2。

表2 单孔爆破相关参数

经理论计算和数值模拟，综合确定切顶卸压高度为12.3 m，钻孔深度H计算式为

式中：h为切顶卸压高度，取12.3 m；β为钻孔倾角，取60°；σ为煤层倾角，取14°；c为钻孔穿透细粒砂岩厚度，取0.1 m。

选择矿用三级乳化炸药，装药密度0.4 kg/m。深孔爆破时，封孔长度不低于孔深的1/3，具体参数如图9所示。选择矿用毫秒延期电雷管，每次爆破所有电雷管段别相同，孔内并联连接，孔间串联连接，每次起爆5～10个炮孔。

图9 爆炸钻孔装药及封孔示意

4 沿空留巷巷道围岩控制技术

4.1 沿空留巷巷道围岩控制对策

沿空留巷巷道围岩结构受覆岩大结构运动和空间结构影响较大[33-34]，若保证留巷达到安全生产要求，应采取以下措施对留巷围岩进行控制。

首先，对工作面前方一定距离的巷道，采用定向预裂爆破技术把巷道、采空区上覆关键岩层切断并形成裂缝，减小工作面采动对采空区顶板破断、回转、垮落的扰动作用，工作面开采后，使采空区顶板沿预裂缝及时垮落，并在巷道上方形成短悬臂梁结构。在其顶板实施爆破后，其结果是由原固支梁转变为短悬臂梁，这是保证沿空留巷巷道顶板稳定的关键，因此采用高强锚索对顶板进行加强支护，提高短悬臂梁结构的强度、稳定性和承载能力；其次，工作面开采后，采空区顶板岩石将会周期性破断垮落，垮落后的矸石可能会进入沿空留巷巷道内，使巷道断面缩小并影响使用，因此，紧跟端头支架沿切缝布置可伸缩工字钢、双层金属网和挡风布，对采空区侧进行挡矸防护并形成巷帮；最后，周期性来压时，沿空留巷巷道顶板受动压影响较大，容易出现下沉现象，需在该区域内布置单体支柱抬棚，临时支护顶板，减小来压影响，确保留巷安全使用。

4.2 沿空留巷巷道围岩控制方案

根据上述对沿空留巷巷道围岩控制的分析，结合以往工程经验，沿空留巷巷道支护如图10所示。

图10 沿空留巷巷道支护示意(长度单位：mm)

顶板补强支护：采用高强预应力锚索加强巷道顶板，锚索向回采帮偏转10°，锚索托盘采用U36钢加工制作，规格为300 mm×300 mm。锚固剂规格为φ23 mm×600 mm，锚索锚固力，预紧力分别不得低于400，200 kN。

滞后临时支护：留巷段一定范围内布置5排单体柱配π型梁抬棚临时支护顶板，π型梁长4 m，沿巷道中线方向布置，抬棚中对中，间距为0.5 m。

巷帮挡矸结构：留巷段碎石帮利用塑料网、钢筋网、可伸缩工字钢、槽钢拉杆和锚索等进行挡矸。塑料网布置两层，钢筋网布置一层，搭接长度不小于0.1 m，接顶接底，沿切缝布置，钢筋网顶部向巷道内外露0.2 m，并与顶板网搭接。分别选用长2.7，1.5 m的11号工字钢进行挡矸，相互搭接长度不小于0.5 m。上部工字钢在内，顶部紧贴切缝布置，顶板柱窝深度不小于0.1 m；下部工字钢在外，插入底板深度不低于0.4 m，挡矸柱间距0.4 m，倾角10°。

5 沿空留巷效果分析

5.1 巷道围岩变形

为了全面清楚了解沿空留巷巷道的围岩变形特征，对沿空留巷巷道的表面位移变化情况进行监测，结果如图11所示。

由图11可知，采空帮顶板平均下沉256 mm，底板最大鼓起368 mm，煤柱帮最大变形124 mm，采空区帮最大变形214 mm。因受工作面回采的影响沿空留巷巷道初期变形速度增加较快，即图11中的动压剧烈影响区A。距工作面煤壁较远，受工作面回采影响较小，工作面后方60～110 m内巷道变形速度减缓，即图11中动压缓慢影响区B。距工作面煤壁进一步增大，受采动影响更小，工作面后方110～140 m内沿空留巷巷道除底鼓外变形趋于稳定，即图11中留巷一次稳定区C，此时可取消巷内临时支护。图11中回撤影响区D为工作面后方140～160 m，顶板稳定后，逐步减小临时支护密度，应力进行再次分布，留巷围岩将发生微弱运动，引起巷道变形。图11中成巷稳定区E为工作面后方160 m之后，应力再次调整后，巷道又开始稳定，此时巷内临时支护已完全取消，围岩活动已停止，完成沿空留巷。

图11 留巷围岩变形曲线

5.2 留巷效果分析

通过现场监测与分析并结合留巷情况，工作面后方110 m内为动压缓慢影响区，变形主要在该区内，是巷道支护重点。现场留巷除个别区域因施工质量不好而出现部分挡矸柱歪斜外，没有明显的压弯压坏现象。理论上动压影响区110 m以外应取消临时支护，现场留2个平均周期来压步距区域作为对比观测区域，即工作面后方140 m内滞后临时支护不回撤，140 m以外区域开始减少临时支护。1604工作面运输巷刚开始留巷时高度为3.0 m，完成后高度为2.4 m，顶底板收缩率为20%。刚开始留巷时巷宽度为4.5 m，完成后巷道宽度为4.16 m，两帮收缩率为7.5%，留巷可以满足安全生产要求。

工作面回采期间，为了防止留巷导致的采空区遗煤自燃，通过采取常规堵漏风、向采空区内注入氮气、灌注液态CO2等措施，并在留巷侧布置观测管对采空区气体、温度进行实时监测。根据现场观测结果，采空区内温度基本在16 ℃左右，CO2体积分数稳定在0.04%左右，在工作面回采过程中，O2和CO体积分数基本保持稳定并无升高趋势，未出现异常状况。

6 结 论

(1)由巷道围岩结构特征分析可知，保证留巷效果的关键是可行的爆破技术和合理的切顶卸压高度，通过定向爆破，沿空留巷巷道顶板悬臂结构面积得以减小，将其上方关键岩层的断裂位置向采空区侧转移，切落的矸石将采空区填实，对留巷围岩应力起到改善作用，利用挡矸防护结构在采空区侧形成新的巷帮。

(2)切顶卸压沿空留巷巷道围岩控制对策是利用高强锚索加强顶板支护，采用定向预裂爆破技术切断巷道与采空区上方基本顶间的压力联系，在采空区侧利用挡矸防护系统进行挡矸，在滞后临时支护区内采用单体柱配合π型梁支护顶板，以减小动压对留巷的影响，减少留巷变形，确保留巷稳定，保障切顶卸压沿空留巷顺利实施。

(3)古汉山矿1604综放工作面采用切顶卸压沿空留巷技术后，现场试验发现，沿空留巷巷道围岩将经历动压剧烈影响、动压缓慢影响、留巷一次稳定、回撤影响和成巷稳定等5个阶段，其顶板平均下沉量为256 mm，采空区帮最大变形量为214 mm，在工作面后方110 m后沿空留巷巷道开始趋于稳定，留巷效果较好，可为相似地质条件下矿井实施切顶卸压沿空留巷提供借鉴。