中厚煤層復合頂板切頂卸壓無煤柱自成巷技術應用研究

何滿潮，馬新根,2，王 炯,2，劉雨興,2，李 釗

(1.中國礦業大學(北京)深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京，100083；2.中國礦業大學（北京）力學與建筑工程學院，北京，100083；3.大同煤礦集團有限責任公司，山西大同，037003)

0 引言

隨著國內外地下采煤機械化程度的普遍提高，煤炭開采數量逐年增加，煤炭資源浪費的現象越來越得到業內重視[1]。留設煤柱的井工礦傳統開采方法具有浪費煤炭資源、增加巷道掘進作業量的缺點，而沿空留巷無煤柱開采技術可以有效解決以上兩個問題，同時，通過減少或取消巷道的掘進作業，也可以避免一些該作業過程中存在的安全隱患[2-3]。因此，隨著當前我國煤炭資源的日益緊張，以及煤炭開采深度的不斷增加，沿空留巷無煤柱開采技術成為一種井工煤礦優先選擇的煤炭開采方式[4]。

傳統沿空留巷技術解決了煤柱資源浪費的問題，即通過一定的技術手段保留工作面下順槽服務于下一工作面開采，基本實現了無煤柱開采，提高了煤炭資源的采出率，降低了采掘比，延長礦井服務年限，在通風及瓦斯積聚等方面也有一定的優勢[3-5]。但其施工工藝復雜、留巷成本較高、充填體大多為剛性材料，不具備大變形特性，受力較為集中，易被壓垮，造成沿空巷道失穩[6]。目前國內外關于沿空留巷充填支護體的穩定性研究較多，康紅普等研究了深部留巷圍巖變形與應力分布規律[7]；布鐵勇等選用袋裝ZKD型新型高水速凝材料構筑巷旁充填體，研制了沿空留巷專用液壓支架對充填體兩側頂板進行臨時加強支護，改善了留巷效果[8]；譚云亮等提出采用柔性材料和高強材料共同作用，實現了堅硬頂板條件下的沿空留巷[9]；陳勇等采用數值模擬分析了巷內支護與圍巖變形、應力分布的關系,揭示了沿空留巷巷內支護機理[10]。上述相關研究為我國沿空留巷技術發展做出了重要貢獻，但沿空留巷本質性的問題依然沒有得到解決，究其原因，根本在于沿空巷道仍處于“傳統模式下的礦山壓力”作用下。

針對上述問題，何滿潮于2008年提出“切頂短臂梁理論”，并在白皎煤礦首次成功實現切頂卸壓自動成巷無煤柱開采[11]。切頂卸壓自動成巷無煤柱開采是一種新型的更綠色科學的沿空留巷技術，通過對采空區側頂板超前預裂切縫，使切縫深度范圍內的巖體沿切縫線垮落并利用其碎脹性充填采空區，形成新的巷幫，同時由于切縫結構面的形成，切斷了采空區頂板上覆巖層和留巷頂板之間的應力傳遞，使留巷圍巖受力集中狀態得以改善，真正意義上實現了無煤柱開采[12]。該技術不僅避免了留設煤柱造成的資源浪費，提高了資源回收率和礦井生產效率，減小了采掘比，還減小了巷道掘進及返修工作量，降低了工人勞動強度，取得了顯著的社會效益和經濟效益；此外還消除了臨近工作面煤體上方應力集中的問題，避免了瓦斯突出、沖擊地壓隱患，具有明顯的安全效益[13]。

經過近幾年的試驗推廣，切頂卸壓無煤柱自成巷技術取得了大量研究成果，如郭志飚等通過建立力學模型和利用數值分析方法對薄煤層切頂卸壓自動成巷展開研究，確定預裂切頂關鍵參數，研究成果在嘉陽煤礦3118工作面成功應用[14]；高玉兵等采用力學分析、數值模擬和工程試驗相結合的研究方法，提出了動壓放沖、緩壓讓位和恒壓穩控的多層次控制思路，解決了厚煤層切頂卸壓自動成巷碎石幫壓力控制的問題[15]；陳上元等在沿空留巷覆巖運動規律的基礎上，研究了采空側頂板預裂卸壓機制，建立了不同頂板位態下“圍巖結構—巷旁支護體”力學模型，得出了巷旁支護阻力的計算方法[16]。為進一步完善切頂卸壓無煤柱自成巷技術體系，探究不同地質條件下的頂板切縫卸壓效應，本文以塔山煤礦8304工作面中厚煤層復合頂板條件下的切頂卸壓自成巷實踐作為工程實例，對該典型條件下的留巷工藝及效果進行總結，研究成果對切頂卸壓自成巷技術的進一步推廣和優化具有一定借鑒意義。

1 切頂成巷機理及工藝流程

1.1 切頂成巷機理

基于“切頂短壁梁理論”提出的切頂卸壓自動成巷無煤柱開采技術，其原理是在對預留巷道頂板采用恒阻大變形錨索加強支護的前提下，沿采空區側頂板進行超前預裂切縫，在采空區側頂板上覆一定范圍巖層與巷道頂板上覆巖層之間形成切縫結構面，切斷兩者之間的應力傳遞路徑，使留巷頂板受力結構狀態由長臂梁轉變為短臂梁，在工作面回采后，采空區切縫高度范圍內巖層在來壓作用下沿切縫面垮落形成巷幫，從而實現無煤柱自動成巷[11]。技術原理如圖1所示。

圖1切頂留巷技術原理

1.2 主要工藝流程

根據切頂卸壓無煤柱自成巷技術原理，結合現場試驗經驗，可對其實施工藝流程進行歸納總結，具體步驟如下：

（1）按設計支護參數施工恒阻大變形錨索對留巷順槽頂板補強支護，如圖2（a）所示；（2）恒阻錨索補強支護完成后，超前工作面一定距離施工切縫孔，并進行雙向聚能爆破，形成頂板切縫，如圖2（b）所示；（3）待工作面回采后，及時布置擋矸支護和架后臨時支護，其中架后臨時支護可采用切頂護幫支架或單體支柱支護，如圖2（c）；（4）隨工作面推進，采空區頂板在自重及礦山壓力作用下，沿切縫面逐漸垮落壓實形成巷幫，待巷道穩定后逐步回撤巷內臨時支護，留巷完成，如圖2（d）。

圖2施工工藝流程

2 工程概況及關鍵參數設計

2.1 工程概況

圖3同煤集團塔山煤礦三盤區東翼8304工作面布置平面

試驗工作面8304工作面為塔山煤礦三盤區東翼的首采面，工作面走向長度為670 m，傾斜長度為127 m，煤層總厚度為1.80 m～3.55 m，平均厚度約為3.1 m，工作面地面標高為1 391.0 m～1 417.0 m，工作面標高為1 006.0 m～1 024.0 m，工作面埋深約367 m～411 m，工作面內煤層傾角在2°～6°之間，全工作面平均煤層傾角4°，直接頂和直接底均為泥巖，基本頂和基本底分別為細砂巖和粉砂巖，工作面基本參數見表1所示。8304工作面的切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采擬對切眼和順槽兩部分進行爆破切縫，其中：順槽切縫可切斷采空區頂板與留巷頂板的壓力傳遞，減弱留巷頂板及實體煤側的應力集中；切眼切縫可減小工作面回采的初次來壓步距，以降低回采初期的來壓壓力。

表1 8304工作面基本參數

為進一步對留巷順槽頂板巖性變化進行詳查，本次試驗分別于留巷順槽0 m、100 m、200 m、300 m、400 m、550 m進尺處進行頂板巖性勘探，根據勘探結果，繪制留巷順槽頂板巖性變化如圖4所示。

圖4留巷順槽頂板巖性變化斷面

2.2 關鍵參數設計

以上述地質條件為基礎，進行切頂卸壓關鍵參數設計，主要包含切頂高度設計及切頂角度設計兩項。

2.2.1 預裂切縫高度設計

預裂切縫高度（H縫）臨界設計公式如下[13]：

式中：ΔH1：頂板下沉量，m；ΔH2：底臌量，m；K：碎脹系數，1.3～1.5。根據頂板巖性可知，巷道直接頂為泥巖，碎脹系數為1.32，老頂為細砂巖，碎脹系數為1.47，本設計中K取二者層厚加權平均值為1.41。在不考慮底臌及頂板下沉的情況下，取工作面采高為3.1 m，設計切縫深度為7.5 m。

2.2.2 預裂切縫角度設計

為減小頂板垮落時對留巷頂板的摩擦力作用，使得切縫后頂板更易垮落，設計切縫孔應與鉛垂線成一定夾角。以7.5 m切縫深度為基礎，分別對0°、15°和30°三種不同切縫角度進行數值模擬，結果如下圖5所示：

圖5不同切縫角度數值模擬結果

由數值模擬結果得出，切縫角度為0°、15°時，實體煤幫內部應力集中區距煤幫的距離比切縫角度30°時應力集中區距煤幫的距離遠，說明0°、15°切縫時增大了應力集中區向實體煤深處轉移的距離，有利于巷道圍巖穩定；對比切縫角度0°和15°可知，采用15°切縫在實體煤幫內應力集中峰值小于0°切縫，且采空區存在較大范圍的低應力區，說明一定的切縫角度有利于采空區頂板垮落。故設計切縫角度選擇為15°。

2.2.3 預裂切縫區劃設計

以上述理論分析結果為基礎，結合8304工作面地質條件及試驗需求，得到留巷順槽頂板預裂切縫區劃圖如圖6所示：①Ⅰ區切眼段，切頂深度11 m，切頂角度0°；②Ⅱ區順槽進尺0 m-150 m段，切頂深度11 m，切頂角度15°；③Ⅲ區順槽進尺150 m-200 m段，切頂深度8 m，切頂角度15°；④Ⅳ區順槽進尺200 m～670 m段，切頂深度8.5 m，切頂角度20°。

其中，Ⅰ區與Ⅱ區切縫深度設計主要為保證初次試驗的成功率，因此在理論設計值上加深到11 m，以求切斷頂板中砂巖層，為方便切眼段施工，將Ⅰ區切頂角度設計為0°；Ⅲ區切縫深度設計為利用頂板的泥巖分層使得頂板更容易垮落，因此沿泥巖層位上界面進行切縫；Ⅳ區理論切縫高度處為中砂巖層，為盡可能使得頂板能夠及時垮落，適當增加切頂高度至8.5 m，同時為保護巷內錨索支護，切頂角度相應增加到20°。

圖6留巷順槽頂板預裂切縫區劃

3 現場應用效果

3.1 成巷施工過程

根據上述工藝分析及切縫關鍵參數設計，現場實施切頂卸壓無煤柱自成巷試驗。主要實施過程分為恒阻錨索支護、切縫預裂爆破、擋矸及臨時支護三部分。

3.1.1 恒阻錨索支護

在切頂留巷開采過程中，巷道頂板會受到巷道掘進、預裂爆破切縫、工作面回采、初次來壓、周期來壓以及巷道復用回采等多方面動壓影響。因此，為保證成巷過程和二次復用期間頂板圍巖的穩定性，需采用恒阻大變形錨索對留巷頂板補強支護，其結構組成示意圖如圖7所示。當圍巖受到擾動出現變形破壞且變形能超出錨索的恒阻力范圍，恒阻體在恒阻套管內發生滑移，即恒阻大變形錨索隨著圍巖變形而發生徑向拉伸的變形，以此吸收變形能，可避免由于圍巖大變形而發生錨索斷裂、失效現象[17]。

圖7恒阻錨索結構組成示意圖

恒阻錨索長度計算可根據經驗公式計算：

式中：L恒：恒阻錨索長度，m；H縫：切縫深度，m。即恒阻錨索長度通常比切縫高度長1.5 m～2.5 m，以理論計算切縫深度7.5 m為例，本試驗中恒阻錨索長度取9.0 m。

此外，本試驗中恒阻大變形錨索垂直于頂板方向布置，在原支護基礎上共布設2列，第一列恒阻錨索設計距切縫側500 mm，排距1 500 mm；第二列恒阻錨索與第一列恒阻錨索間距1 600 mm，排距3 000 mm，恒阻錨索支護如圖8所示。

圖7恒阻錨索支護

考慮到切縫參數及巷道原設計支護方式，設計恒阻大變形錨索直徑取21.8 mm，長度取9 000 mm，恒阻器長500 mm，外徑79 mm，最大允許變形量350 mm，恒阻值為30±2 t，預緊力不小于25 t。

3.1.2 切縫預裂爆破

雙向聚能張拉爆破技術是頂板預裂切縫的關鍵。該技術通過炸藥和聚能管的結合使用，爆破后可在兩個設定方向上形成聚能流，并產生集中張拉應力，進而實現頂板巖體預裂，其原理如圖8所示[15]。

圖8雙向聚能爆破原理

頂板定向預裂爆破裝藥量及爆破孔間距主要與頂板巖性有關，根據頂板巖性不同，現場通過爆破試驗確定最優裝藥結構和爆破孔間距。參考以往切頂留巷試驗，選取孔間距為500 mm。爆破采用1.5 m長、外徑42 mm、內徑36.5 mm聚能管作為聚能裝置，使用炸藥規格為Φ32 mm×200 mm的三級乳化炸藥，通過現場試驗確定不同分區的裝藥結構如表2所示，典型預裂切縫效果如圖9所示。

表2各分區裝藥結構參數

圖9爆破孔窺視效果

3.1.3 擋矸及臨時支護

為使巷道復用期間滿足正常生產使用需求，必須保證留巷的寬度。采用切頂留巷技術切落采空區頂板后，部分矸石易躥入留設巷道，影響成巷效果，因此，沿采空區邊緣進行必要的擋矸支護，防止采空區垮落矸石躥入留設巷道。結合現場實際情況，本次試驗采用工字鋼配合鋼筋網作為擋矸支護，其中相鄰工字鋼間距按500 mm布置。擋矸支護側視圖如圖10所示[14]。

圖10擋矸支護側視

3.2 成巷效果分析

通過切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術的應用，塔山煤礦8304工作面成功將本工作面輔運順槽保留下來供相鄰8305工作面回采時復用，現場留巷效果如圖11所示。

圖11現場留巷效果

留巷過程中采用十字測點法對巷道頂底板移近量及兩幫移近量進行監測，典型監測結果如圖12所示。根據監測結果可以看出：（1）前期兩幫移近主要表現為擋矸側移近，后期兩幫移近主要表現為實體煤側移近。擋矸側最終變形移近量為63 mm，實體煤側最終變形移近量為127 mm，兩幫最終變形移近量為190 mm。（2）留巷底鼓最終變形量為88 mm，頂板下沉最終變形量為173 mm，最終頂底板移近量為261 mm。

圖12留巷十字測點監測結果

4 結論

（1）論文首先對切頂卸壓無煤柱自成巷技術機理進行總結，并在此基礎上將該技術的主要工藝流程歸納為恒阻錨索補強支護、頂板預裂切縫、擋矸支護及臨時支護、臨時支護回撤四步，為后續關鍵參數設計及現場試驗應用提供基礎借鑒。

（2）以塔山煤礦8304工作面中厚煤層復合頂板條件作為工程實例，進行切頂關鍵參數設計。在掌握留巷順槽頂板具體巖性變化的基礎上，將切縫頂板分為四區，得到具體切縫參數如下：①Ⅰ區切眼段，切頂深度11 m，切頂角度0°；②Ⅱ區順槽進尺0 m-150 m段，切頂深度11 m，切頂角度15°；③Ⅲ區順槽進尺150 m-200 m段，切頂深度8 m，切頂角度15°；④Ⅳ區順槽進尺200 m-670 m段，切頂深度8.5 m，切頂角度20°。

（3）以切頂關鍵參數為依據，現場試驗依次進行恒阻錨索補強支護、頂板切縫預裂爆破、擋矸支護及臨時支護、臨時支護回撤等關鍵措施，最終成巷頂底板移近量為261 mm，兩幫移近量為63 mm，留巷斷面可滿足8305工作面復采需求，該試驗的成功可為切頂卸壓自動成巷技術的進一步推廣應用提供一定的借鑒。