倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷围岩控制技术研究

刘华博 ，花少震 ，王 浩

（1.河南工学院，河南 新乡 453003；2.河南理工大学 能源科学与工程学院，河南 焦作 454000）

切顶卸压留巷技术对于充分利用煤炭资源、解决因煤柱留设导致的地质灾害具有重大意义。

目前，针对切顶卸压留巷问题，我国学者做出了大量的研究。何满潮等[1-3]提出切顶卸压沿空留巷新技术，改进了新型可缩U型钢挡矸结构用来抵御巷旁载荷，有效控制了围岩变形；郭金刚等[4]采用UDEC 数值模拟及理论计算等方法，通过对厚硬基本顶切顶角度及高度研究，针对性提出留巷强支护技术；孙广建等[5]建立了厚泥岩顶板软岩巷道力学变形机制，并对沿空巷道进行分区划定及提出对应的补强分区支护方案；王炯等[6-8]探究了留巷覆岩运移规律，并对沿空巷道切顶参数及留巷后合理支护开展研究；陈上元等[9]提出消除“应力尖角”的围岩协同控制体系来维持深井切顶留巷围岩稳定；马新根等[10-11]对围岩结构进行分区划分并创建对应的力学模型，并针对性地做出支护设计；石振文等[12]结合现场矿压监测数据，对留巷段围岩应力进行分析，确定了沿空巷道的安保控制距离；袁超峰等[13]建立了留巷顶板力学模型，并确定了未贯穿面的拉应力与切顶角度与切顶高度之间的关系；张俊文等[14]根据厚泥岩复合顶板煤巷围岩控制难题，提出“预应力锚杆+锚索承载结构，配合原生裂隙区域注浆加固”的加强支护方案；张农等[15]模拟研究了顶板在软弱夹层不同层位的情况下的采动失稳特征以及破坏形式；赵社会等[16-17]结合留巷覆岩力学传递特征及围岩结构运动规律，提出了适用于薄基岩沿空巷道的协同控制技术；李柱和等[18]采用数值模拟、力学计算等手段，提出利用水力压裂技术对端氏煤矿大采高工作面沿空巷道进行切顶卸压；郭靖等[19]采用理论分析等方法对坚硬顶板孤岛工作面矿压显现规律进行探究，并基于关键层理论及简支梁模型计算得到顶板垮落参数；吕维赟等[20]通过理论分析和数值模拟相结合的方法，对新型切顶留巷位移、塑性区进行研究，揭示了切顶高度对围岩变形影响规律，验证了工程留巷中变形量有效控制。

上述学者极大程度上丰富了切顶留巷技术的研究和应用，但对于倾斜软硬交互岩层条件下的切顶留巷问题研究较少。为此，通过分析倾斜煤层、软硬交互岩层、双基本顶条件下的切顶留巷联动破坏围岩控制难点，探究倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷控制对策，提出合理切顶爆破方案及对应的巷道围岩综合控制手段，并在井下进行了工程实践，取得了良好的效果。

1 工程概况

某矿1215 工作面位于12 采区，主采2 号煤。根据相关钻孔资料及巷道实测资料分析，所采2号煤层赋存稳定，煤质松软。煤层总厚度为2.1～3.4 m，平均厚度为2.6 m。煤层倾角为8°～16°，平均倾角为12°。根据矿方地质资料显示，煤层直接顶由泥岩、砂质泥岩构成，基本顶为粉砂岩，中间夹有1 层煤线与泥岩，煤层上覆形成软硬交互双基本顶结构，其中低位基本顶为第1 关键层，高位基本顶为第2 关键层。煤岩层分布情况见表1。

表1 煤岩层分布情况Table 1 Distribution of coal strata

对1215 工作面运输巷进行沿空留巷，对其顶板采用预裂爆破切顶技术，其工作面位置示意图如图1。

图1 工作面位置图Fig.1 Position diagram of working face

2 倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷难点

切顶留巷变形破坏特征图如图2。

图2 切顶留巷变形破坏特征图Fig.2 Deformation and failure characteristics of cut roof and retaining roadway

2.1 倾斜煤层方面

1）采空区侧向矸石冲击。该煤层倾角为12°，在强烈的切顶爆破留巷扰动后，沿空巷道侧向垮落矸石逐渐向巷内堆积，传统的挡矸装置受强侧向挤压力产生变形失效，在倾斜煤层中适应性差，尤其在高帮矸石冲击影响下，极易造成挡杆装置倾倒、矸石涌入、支护构件失效等问题，最终会导致留巷失败。

2）高低帮侧压异同。由于煤层具有一定倾斜角度，成巷时存在高低帮，而在开挖影响下会使得低帮存在应力集中现象，且由于煤体强度低，在切顶爆破及掘巷影响下易发生片帮问题，其低帮塑性区破坏范围将进一步扩大，导致帮锚索极难锚固到稳定煤岩层内，造成锚固失效，从而降低低帮稳定性；而高帮在受到切顶扰动与留巷侧矸石滚动冲击双重扰动下，向巷内的挤压力进一步增大，影响留巷高帮侧稳定性。

2.2 软硬交互岩层方面

1）顶板承载能力小。该煤层直接顶为泥岩与炭质泥岩，其岩性不一、厚度较薄且相邻层间黏结力较弱，巷道掘进后直接顶会显著下沉，且在高低帮尖角处会发生破坏，进而降低第1 基本顶稳定性，使得其对上覆岩层承载能力降低；在第1 基本顶与第2 基本顶之间存在煤线与泥岩夹层，这将会进一步降低第2 基本顶稳定性，两层基本顶之间过渡层产生离层，使得两层基本顶之间无稳定岩层承载，此时第2 基本顶对上覆岩层承载能力大幅降低。

2）爆破切顶扰动。受爆破切顶剧烈扰动影响，加之双基本顶间存在弱强度煤线与薄岩层，其顶板岩层间易出现沿结构面的滑动破坏，且受扰动期间滑移破坏范围将随之增大；随着爆破切顶后第2 基本顶板垮落，双基本顶之间软弱夹层破坏，直接导致顶板各岩层间垂直方向位移增大，裂隙也随之扩大，受进一步扰动会发生贯穿破坏。

2.3 双基本顶方面

常规工作面顶板存在直接顶、基本顶，偶尔存在伪顶及夹矸，对以上情况下支护大多采用悬吊理论，支护设计时考虑支护构件能够锚固到稳定岩层，对下伏松软岩层起到一定悬吊作用，使得锚固贯穿区域成为统一稳定承载体。

然而，本研究巷道存在双基本顶，且其间存在泥岩与煤线组成的薄弱夹层，这对巷道支护带来进一步难题。当切顶爆破后，巷道顶板第1 基本顶首先受剧烈爆破影响垮落，从而带动上方夹层进一步垮落，第2 基本顶板产生大面积悬顶，巷道围岩浅部松动破坏程度较大，支护构件无法悬吊至稳定基本顶。

2.4 联动破坏方面

切顶扰动后巷道围岩松散破碎，完整性降低，无稳定锚固基点，且直接顶强度低、易产生离层、垮落现象，悬顶范围大、无稳定承载结构，因此采用常规支护构件支护时，锚杆索无法锚固到稳定岩层，导致预应力无法完全扩散至巷道围岩深部，无法有效控制松散破碎区，不易形成稳定承载结构。

在切顶及爆破双联合扰动影响下，采用常规锚杆索、锚网等支护手段，依旧无法增强周边围岩承载能力，无法抵御顶板及两帮变形相互恶化破坏作用，导致单体支柱产生严重变形、锚网撕裂从而产生网兜现象，以至于锚固体失效，巷道围岩产生大变形，矿压显现明显。

受切顶爆破及采动影响，将会导致留巷围岩进一步松动破坏，塑性区范围增大，稳定实体煤帮随之发生剥落破坏，在多重扰动作用下，留巷围岩顶板-采空侧-实体煤帮均发生破坏，即顶-帮在受扰动发生联动失稳破坏。

3 倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷控制对策

3.1 U 型钢插顶插底+高强锚索+金属网挡矸护帮

对巷道顶板预裂爆破后，切断了巷道顶板与采空区侧顶板的结构传递，随着工作面不断推进，采空区侧顶板垮落，为防止矸石进入巷道，需构建挡矸结构对采空区侧进行护帮处理。挡矸护帮结构平面图如图3。

图3 挡矸护帮结构平面图Fig.3 Structure plan of retaining wall

由于煤层具有一定倾斜角度，矸石在垮落过程中会对挡矸结构造成较强的瞬时冲击影响，同时随着回采及留巷工作的不断推进，采空区侧矸石逐渐积累并压实，对挡矸结构造成持续的横向挤压作用。采空区侧采用防失稳可缩U 型钢辅以金属网及高强度锚索进行挡矸护帮，可缩U 型钢插顶插底可显著增强其横向支承能力，高强度锚索配合钢筋梯子梁施打在可缩型U 型钢外侧，进一步增强了挡矸结构的稳定性，形成稳定的采空区侧巷帮挡矸支护体系。

3.2 单体柱+槽钢桁架锚索+切顶锚索撑顶

工作面直接顶为泥岩与炭质泥岩，强度较低，随工作面开采出现显著下沉现象，对第1基本顶的稳定性造成较大影响，同时两基本顶之间存在煤线与泥岩夹层，易产生离层现象。为实现软硬交互双基本顶结构的整体稳定性，采用高强度长锚索搭配槽钢形成桁架锚索结构，其锚固点位于第2 基本顶，对平行及垂直于巷道顶板方向提供挤压应力，使巷道顶板两基本顶及其之间的软弱夹层形成1 个稳定的整体锚固承载结构。槽钢桁架锚索结构亦可向巷道帮部传递锚固力，提高巷道的整体稳定性。同时，切顶锚索的悬吊作用，可有效解决爆破切顶及软弱岩层导致的顶板滑动破坏现象，单体支柱可向巷道顶板提供稳定的支撑力，与切顶锚索及槽钢桁架锚索协同作用，形成1 个整体的巷道顶板支护结构，改善巷道顶板的受力环境，有效提高其承载能力及稳定性。

3.3 槽钢桁架锚索强力锚固实体煤帮

留巷期间，实体煤帮作为巷道垂直载荷的主要承载结构之一，对巷道顶板短臂结构的稳定性具有至关重要的作用。巷道实体煤帮受切顶及工作面回采影响，巷道处于高应力环境中，且由于煤层煤质松软、裂隙发育，综合导致实体煤帮塑性破坏范围较大，常规锚杆支护锚固基础处于破碎煤体中，无法实现有效支护，故而实体煤帮侧采用槽钢桁架锚索，槽钢桁架锚索锚固区域更大，既能使帮部破碎煤体锚固在深部稳定煤体中，又能与顶板锚索形成的压应力区相互耦合，达到强帮护顶的效果。

3.4 采空侧-顶板-实体煤帮综合护巷系统

通过对巷道不同区域变形破坏特征进行分析，确定倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷围岩稳定性控制对策采用：采空区侧“U 型钢插顶插底+高强锚索+金属网挡矸护帮”、留巷顶板“槽钢桁架锚索+切顶锚索+单体柱撑顶”、实体煤帮“槽钢桁架锚索强力锚固”的综合控制技术，通过对不同区域支护结构的针对设计及相互耦合，在巷道周围构成了1 个全方位综合支护系统，使巷道围岩形成1 个整体，显著增强了其支承能力，确保了巷道在留设过程中的围岩稳定。切顶留巷综合控制系统如图4。

图4 切顶留巷综合控制系统Fig.4 Integrated control system of cutting top and retaining rowadway

4 切顶留巷围岩控制技术及工程实践

4.1 爆破参数

结合倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷地质条件，确定采用三联孔同时预裂的方式进行该特殊地质条件下的预裂爆破作业。

4.1.1 布孔间距及角度

1）由常规预裂爆破孔间距计算计算公式可知，孔间距B=(7～12)d，结合现场实际可知，炮孔直径d约48 mm，由此可得孔间距B= 336～576 mm。现场试验取 400 mm。

2）现场取钻孔与巷帮距离为5 cm 左右，且钻孔向采空区方向倾斜10°以减小切缝两侧顶板之间的摩擦阻力，利于留巷围岩稳定性控制。

4.1.2 布孔深度

留巷的成功与否在一定程度上取决于合理的钻孔深度。切顶高度较小将导致采空侧顶板垮落不完全，采空区不能被垮落矸石全部充满以承载上覆岩层，导致留巷顶板出现大幅度的回转下沉，造成留巷维护困难重重。切顶高度较大时虽能使采空区矸石充分垮落，但成本较高。采用理论计算公式确定切顶深度，炮孔深度L的计算式为：

式中：H为采高；L为炮孔深度；Kp为顶板岩石碎胀系数。

该工作面顶板岩石碎胀系数Kp处于1.2～1.4之间，平均采厚H=2.6 m，由此可得炮孔深度范围约为6.5～13 m。

为了在现场试验巷道探究合适的炮孔深度，分别进行8、9.5、11 m 的炮孔深度进行试验。

4.1.3 装药参数

装药参数为：①炸药形式：煤矿许用三级乳化聚能爆破炸药采用；②每卷炸药规格：直径ϕ35 mm×300 mm；③聚能管规格：炸药配合PVC 聚能管使用，管长1 500 mm，外径为42 mm，内径为36.5 mm。

不同炮孔深度下的装药结构如图5。

图5 不同炮孔深度下的爆破装药结构Fig.5 Structure of blasting charge at different hole depths

4.1.4 封泥长度

考虑一定安全系数，为防止吹孔，封泥长度为2 m。

在滞后工作面留巷段，将上述3 种方案各试验50 m。据现场发现可知：方案1 中的预裂参数将导致垮落矸石无法充分填满采空区，留巷围岩控制难度较大，留巷效果差；方案2 与方案3 切顶效果较好，留巷整体稳定性较高，围岩变形量处于安全可控范围内。

兼顾到施工效率与经济成本等因数，确定选用方案2 进行整条巷道的保留工作，即切顶深度为9.5 m，装药方式为：5 卷+5 卷+5 卷+4 卷，封泥长度为2 m。

4.2 切顶留巷围岩综合控制

切顶留巷综合控制图如图6。

图6 切顶留巷综合控制图Fig.6 Integrated control diagram of cutting top and retaining roadway

1）采空区侧控制。防失稳可缩U 型钢插顶插底+高强锚索+金属网挡矸护帮：采空区侧矸石帮在距帮部500 mm 处安设29 U 型钢配合金属网进行挡矸护帮，U 型钢上插顶板、下扎底板，其凹面朝向巷道，间距为500 mm。U 型钢之间用钢筋梯子梁连接，并在两相邻U 型钢中间压钢筋梯子梁补打高强锚索至底板较稳定岩层，使得矸石帮支护系统形成1 个整体。

2）顶板围岩控制。单体柱+槽钢桁架锚索+切顶锚索撑顶：顶板锚杆采用ϕ22 mm×2 400 mm，间排距900 mm×1 000 mm。顶板采用单体支柱对顶板进行支撑保护，在单体顶部采用π 型梁与巷道顶板支紧，单体柱排距 500 mm。切顶前在采空侧补打2 排切顶锚索，型号ϕ21.8 mm×9 300 mm，锚索间距600 mm，排距2 000 mm，第1 排距巷道壁400 mm。槽钢锚索采用ϕ17.8 mm×8 300 mm 钢绞线，两连锁间距1 800 mm，排距为2 000 mm，角度与竖直方向夹角20°，与切顶锚索同排布置。

3）实体煤帮控制。槽钢桁架锚索强力锚固实体煤帮：实体煤帮锚杆采用ϕ22 mm×2 400 mm，间排距800 mm×1 000 mm。槽钢-锚索采用17.8 mm×5 300 mm 的钢绞线，两连锁间距1 500 mm，排距2 000 mm，与顶板槽钢锚索同排布置。上位锚索距顶板900 mm，下位锚索距底板900 mm，与水平方向夹角为20°。

4.3 控制效果

4.3.1 数值模拟

为进一步探究锚杆-索联合支护对复合顶板的控制效应，同时验证支护结构的稳定性，通过数值模拟得出锚杆-索预应力，锚杆—索预应力分布形态图如图7。

图7 锚杆—索预应力分布形态图Fig.7 Distribution pattern of prestress between bolt and cable

由图7 可知：以0.02 MPa 为有效压应力边界，锚杆-索预应力承载结构整体表现为非对称式分布，顶板锚杆与锚索提供的预应力相互叠加耦合，既加强了巷道直接顶泥岩的承载能力，又防止了两基本顶之间软弱夹层产生离层现象，保证了复合顶板的稳定性，同时由于切顶锚索的存在，巷道顶板靠近采空区一侧形成了0.4 MPa 的高压应力区，有效预防了在预裂爆破后巷道顶板的失稳现象；实体煤帮侧预应力场宽度约为3.5 m，显著增强了浅部煤体的完整性，提高了其承载性能，缓解了顶板压力；采空区侧斜拉锚索提供的高强预应力，进一步增强了挡矸结构的稳定性。综上可以得出，采用该控制方案能够形成合理的切顶留巷围岩锚固承载结构，有效控制复合顶板切顶留巷的围岩变形破坏。

4.3.2 围岩矿压观测

矿压观测结果如图8。

图8 矿压观测结果Fig.8 Mine pressure observation results

从图8 可以看出：留巷覆岩急剧回转失稳下沉发生在工作面后方50 m 左右，这充分说明此时的采空区上覆岩层仍在继续垮落，产生的摩擦力迫使留巷顶板下移；当滞后工作面距离超过125 m 时，留巷顶板位移基本维持不变，这说明此时的采空区上覆岩层稳定结构已经形成，留巷稳定已经基本稳定；稳定后的留巷切缝侧下沉量约为192 mm，稳定后的实体煤帮变形量约为119 mm，留巷围岩变形处于安全可控范围内。经现场观测发现当下各工作面回采时，留巷围岩变形仍在可控范围内，保证了2 个工作面安全回采。

5 结 语

1）要维持倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶留巷围岩稳定，需要解决3 类问题：①倾斜煤层导致矸石帮受冲击力较大，矸石帮维稳困难；②软硬交互岩层顶板受切顶爆破影响，留巷顶板易发生离层乃至局部垮顶；③交互岩层双基本顶切顶导致留巷支护困难。

2）提出采用采空区侧“U 型钢插顶插底+高强锚索+金属网挡矸护帮”、留巷顶板“槽钢桁架锚索+切顶锚索+单体柱撑顶”、实体煤帮“槽钢桁架锚索强力锚固实体煤帮”的综合控制技术来实现倾斜软硬交互岩层双基本顶切顶条件下的留巷围岩稳定。

3）设计了布孔形式、布孔间距及角度、布孔深度、装药参数及封泥长度等爆破切顶参数。现场结果表明：0.4 m 炮孔间距配合9.5 m 深度的切顶孔有利于倾斜软硬交互岩层切顶留巷围岩控制，切缝侧顶板、实体煤帮最终变形量约为192、119 mm，保证了下工作面安全回采。