切顶沿空留巷卸压机理及支护技术研究

孙利辉，纪权财，王中海，张海洋，王宗泽，何 勇，范 宇，杨江华

(1.河北工程大学 矿业与测绘工程学院，河北 邯郸 056038；2.北京科技大学 土木与资源工程学院，北京 100083；3.矿山地质灾害成灾机理与防控重点实验室，陕西 西安 710054；4.河北冀中邯峰矿业有限公司 武安云驾岭矿，河北 邯郸 056302；5.山西金地煤焦有限公司 赤峪煤矿，山西 文水 032100)

沿空留巷具有少掘巷、多采煤、有利于通风等诸多优点[1，2]，社会经济效益良好，得到了广泛应用。经过多年研究，国内外学者在沿空留巷方取得了丰富的理论成果和实践经验：康红普等[3，4]根据不同沿空留巷类型、围岩变形与破坏特征，分析沿空留巷结构力学模型中围岩与支护作用关系，总结了各类支护的作用及效果；何满潮等[5-7]按围岩结构将留巷分为煤体支撑区、动压承载区和成巷稳定区，计算了巷内支护需求，提出切顶短臂梁力学模型及平衡开采理论，明确了切顶碎胀充填卸压的力学机理；谢生荣等[8]对预裂切顶技术进行总结，阐述了每一种预裂切顶方法的流程、原理和模式；张农等[9，10]通过主动致裂减小沿空留巷顶板的附加载荷，提出“多分区耦合支护”围岩控制方法；朱卫兵、于斌等[11，12]提出了大采高工作面关键层“横O-X”型初次破断步距与“横U-Y”型周期破断之间的关系，认为“弧形三角板”的回转失稳是导致工作面端头强矿压的主要原因；焦建康[13]通过理论与工程实际结合，提出了巷旁刚-柔联合支护技术和工艺流程，有效减小巷旁支护体的变形和破坏；张磊等[14]研究了超千米埋深切顶成巷卸压效应及采场应力分布特征，结果表明越接近留巷侧卸压效应越明显，倾向压力分布具有非对称性特征，测试了切顶卸压效果及影响范围。

但在一些特殊地质条件下，沿空留巷仍存在巷道压力大、支护困难、围岩变形严重等情况，制约了该技术的推广应用，尤其是在厚硬覆岩条件下，需要针对其特殊性对沿空留巷技术进行研究，增强该技术的适用性。本研究以云驾岭矿19103工作面运巷为背景，研究厚硬直接顶条件下预裂切顶卸压机理，根据围岩应力分布及变形规律提出有针对性的顶板支护技术。

1 工程背景

1.1 工作面位置及地质条件

河北冀中邯峰矿业有限公司武安云驾岭矿19103工作面，位于矿井九一采区，副巷长185 m，运巷长213 m，切眼斜长69 m，东邻19105设计工作面(未采)；西邻19101工作面采空区；南部未采；北邻九一采区轨道、运输上山。沿空留巷在运巷实施，范围从切眼下端头至终采线共200 m，成功后作为19105工作面副巷。19103工作面巷道平面布置如图1所示。

图1 19103工作面巷道布置方案Fig.1 Roadway layout plan of 19103 working face

19103工作面开采9号煤，位于太原组底部，平均厚度2.81 m，局部被火成岩侵入，煤岩层倾角8°～16°，平均13°，局部与8#煤合并为一层时连8号煤同采。19103工作面地层综合柱状图(9号煤附近)如图2所示，煤岩层物理力学参数见表1。

表1 19103工作面煤岩物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of coal rock in 19103 working face

图2 19103工作面综合柱状Fig.2 Comprehensive histogram of 19103 working face

1.2 巷道支护概况

由于9号煤直接顶是以泥质为主的粉砂岩，厚度较薄且局部缺失，19103工作面两巷均沿大青灰岩掘进，巷道规格4600 mm×3000 mm(宽×高)。一般采用锚网索支护，锚杆规格∅20 mm×2400 mm，每排4根，点锚形式布置，间排距1400 mm×2000 mm，配合托盘、锁具和钢筋网支护；锚索为规格∅21.8 mm×7250 mm的钢绞线，以“二·一·二”五花点锚形式隔排布置，间排距600 mm×2400 mm。巷帮采用规格∅15.24 mm×2600 mm锚索配合托盘、梯子梁支护。副巷上帮因靠近采空区且煤壁薄(2 m)，架设U钢直梁辅助支护。

2 厚硬直接顶预切顶沿空留巷卸压机理

2.1 厚硬直接顶留巷的控制目标

一般的煤系地层，煤层往上依次为伪顶、直接顶、基本顶，硬度及完整性也随之上升。传统的沿空留巷主要分析起关键作用的基本顶在受力、破断与运动时的规律[15]，较少分析直接顶。根据图1及表1，运巷直接顶为厚硬灰岩，往上还存在粉砂岩，闪长岩等坚硬岩层，但直接顶厚硬特性使其成为了第一层关键层，若破裂离层会形成大块岩体直接悬露于巷道顶部，对安全不利，其运动提供的强动载容易引起巷道致灾[16]，结合前人在双坚硬岩层强矿压控制方面的研究[17]，19103工作面沿空留巷的首要目标就是控制第一层关键层，即厚硬直接顶。

2.2 厚硬直接顶预切顶留巷顶板稳定性条件分析

2.2.1 主动预裂切顶的必要性分析

工作面开采后，巷道与采空区顶板应力场较复杂。当采空区达到一定范围后呈“O-X”形破坏[18]，中部先断裂，然后向巷道方向发展，最终全部垮塌填实，两巷也随之破坏。因此沿空留巷往往需要采用切顶卸压的方式阻止“O-X”形破坏发展到留巷，降低采动压力对留巷顶板的扰动。

根据切顶方式不同，大致可以将其分为两类：一类是以密集支护或巷旁充填体提供的被动支护阻力切断采空区顶板，简称“被动切顶”；另一类是通过爆破、机械或水力压裂等方式人工主动造缝，简称“主动切顶”。“被动切顶”时留巷围岩要经历超前支承压力与采空区动压两个强烈扰动阶段，顶板断裂位置容易出现偏差，端头顶板悬露面积大，巷道围岩及充填体受力大，易变形，加之厚硬覆岩所产生的强矿压显现，上述缺点更为突出。相比之下，“主动切顶”预裂弱化了顶板的连续性，降低顶板传载能力，切顶位置靠人工精准定位，留巷顶板转变为“悬臂梁”结构，受采空区动压影响小。因此，预裂切顶是沿空留巷卸压的有效途径[19]。

2.2.2 预切顶留巷力学模型及受力分析

根据国内外学者的研究，留巷顶板悬露而采空区矸石巷帮尚未接顶承压时，留巷覆岩活动剧烈，顶板受力大，是切顶留巷围岩稳定性控制的主要阶段，需要采取支护措施控制顶板的变形下沉[20]。通过对19103工作面运巷预裂切顶后围岩结构进行简化，其力学模型如图3所示。

图3 预切顶沿空留巷力学模型Fig.3 Mechanical model diagram of pre-cut roof gob-side entry retaining

“悬臂梁”结构受力主要由五部分组成，如图3所示：①地层对“悬臂梁”起到固支作用的力矩M和煤体对“悬臂梁”支撑应力σ，σ在极限平衡区内为煤体的抗压强度σ0，在极限平衡区边缘达到最大支撑力σN；②“悬臂梁”主要部分受到的重力G1以及因切缝角度形成三角区域的重力G2；③覆岩传递给“悬臂梁”顶部的压力P；④巷旁支护阻力FZ；⑤切缝老空侧顶板垮落时对切缝面产生的拉力σ1。地层的水平应力在老空中部岩层垮落后，在留巷附近无法形成平衡力系，会在整个采场大结构的顶底部形成应力集中，而对留巷“悬臂梁”结构影响不大，不予考虑。

由图3不难看出，“悬臂梁”结构以煤壁处作为固支端、切缝侧作为简支端发生弯曲下沉，留巷顶板的平衡主要依靠“悬臂梁”结构自稳。由于厚硬直接顶刚度大，受力时会挤压下部煤体使其变形，“悬臂梁”也会发生弯曲。当巷道位置、切缝位置及角度确定时，切缝角度θ，留巷的宽度a、高度b，直接顶的厚度h、容重γ均为已知量，则P、G1、G2均可求得，“悬臂梁”结构受力从稳定—破断的极限状态为“悬臂梁”受压导致直接顶顶部拉断，断裂位置位于极限平衡区边缘[21]，即图3中线段OE所在的位置。假设极限平衡区宽度为x0，煤帮对顶板的最大支护力为σN，可根据如下公式计算其值[22]：

式中，c、φ分别为煤层与顶板岩层交界面的黏聚力和内摩擦角，分别取1.56 MPa、40°；α为侧压系数，取1；k为最大应力集中系数，按相邻工作面矿压监测取3.4；H为开采深度，取340 m；px为煤帮支护强度，经计算为0.52 MPa；γ为大青灰岩容重，按表1取值，代入计算可得x0=4.36 m，σN=30.26 MPa。

令L=x0+a，假设顶板处于即将被拉断的临界状态，大青灰岩的抗拉强度为σt，σ1按切缝率70%取0.3σt。对A点求力矩，可得：

Mσ1+Mσ0=MP+Mσt+MG+M

(3)

其中：

再对O点求力矩，可得：

其中：

切缝角度θ取10°，留巷的宽度a取3.6 m、高度b取3.0 m，直接顶的厚度h取5.46 m，将式(4)—(8)代入式(3)，求出M，再将(9)—(14)式联立，得出保持“悬臂梁”的平衡条件为FZ=1046 kN，即巷旁支护阻力不小于1046 kN。

2.3 预切顶留巷卸压机理

为研究预切顶留巷的卸压机理，以现场实际地质条件为背景，采用二维离散元数值模拟软件建模，模型规格为长×高=195 m×94 m，煤岩层倾角13°，采用mohr-coulomb屈服准则，上边界为自由边界并施加7 MPa的垂直应力模拟覆岩重力，左、右边界均施加水平约束，底边界固定。通过数值模拟结果对比切顶与不切顶的情况下留巷顶板的变形、应力及塑性区的分布规律。如图4所示。

图4 数值模拟模型Fig.4 Numerical simulation model diagram

2.3.1 采空区顶板冒落特征

如图5(a)所示，未预裂切顶时巷道及采空区的顶板都比较完整，但巷道实体煤帮和底板都严重变形；而采取了预裂切顶时，采空区顶板充分冒落并对留巷顶板形成支撑，巷道形态完整，如图5(b)所示。由此可知预裂切顶对采空区顶板的冒落具有很强的诱导性，促使采空顶板沿切缝分离垮落，避免了巷道与采空区顶板整体下沉或台阶下沉，保护了留巷围岩少受破坏。不切顶时完整的顶板将工作面采动压力作用在巷道实体煤帮及底板，造成其剧烈的破坏，显然预裂切顶对留巷是极为有利的。

图5 沿空留巷围岩破坏形态对比Fig.5 Comparison diagram of surrounding rock failure modes of gob-side entry retaining

2.3.2 留巷顶板下沉特征

图6(a)对比了是否预裂切顶对留巷直接顶变形的影响，均取距离实体煤帮2 m处直接顶进行监测，通过对比明显得出：在留巷后120 d范围，未预裂时顶板下沉趋势明显，下沉量大；预裂后顶板下沉量逐渐趋于稳定，下沉量仅为未预裂巷道的28.2%，且未预裂切顶的巷道顶板仍在持续下沉，显然预裂切顶对控制留巷顶板下沉有利。

图6 顶板下沉量曲线模拟对比Fig.6 Roof subsidence curve simulation co mparison diagram

预裂切顶后留巷顶板不同位置的下沉量曲线如图6(b)所示，可见距实体煤帮越近，下沉量越小，反之越大。这与“悬臂梁”受力弯曲的特征是一致的，表明留巷顶板简化为“悬臂梁”模型成立，尤其是大青灰岩作为巷道直接顶，岩层坚硬厚实，具有一定的弹性蓄能条件，进行支护设计时应充分考虑该特性，集中支护切缝端。

2.3.3 留巷顶板受力特征

切顶与未切顶在相同计算时步下围岩的应力场如图7、图8所示。对于垂直应力场，在预裂切顶的作用下由渐变型转变为突变型，存在如下关系：

图7 未切顶时沿空留巷围岩应力场(Pa)Fig.7 Surrounding rock stress field of gob-side entry retaining without roof cutting

图8 预切顶时沿空留巷围岩应力场(Pa)Fig.8 Surrounding rock stress field of gob-side entry retaining in pre-cut roof

σ切缝留巷顶板<σ未切缝顶板<σ切缝老空顶板

(15)

对于水平应力场存在如下关系：

由式(15)可知，预裂切顶阻断了采动应力中垂直应力的传递，是切顶卸压的主要机理之一。同时切缝使留巷覆岩由“砌体梁”结构转变为“悬臂梁”结构：在老空侧形成长“悬臂梁”，在留巷侧形成短“悬臂梁”，如图9所示。长“悬臂梁”结构在采空区顶板“O-X”型破断后形成，在走向与前后岩块铰接，在倾向与侧向断裂的岩块铰接，在切缝端无支护，三面简支一端悬空，比“砌体梁”结构更容易失稳，是切顶诱导老空顶板冒落的主要机理。冒落的矸石逐渐堆积接顶支撑留巷顶板，缓解留巷顶板受力，这是切顶卸压的主要机理之二。两种悬臂梁结构切缝端的下沉均会引起岩体的拉剪破坏，造成切缝两侧的岩体的水平应力要大于未切缝时的水平应力，即式(16)中反映出切缝附近水平应力的增大现象，这是切缝后“悬臂梁”简支端受力下沉的过程中形成的，区别于地层的水平应力。

图9 长、短“悬臂”结构Fig.9 Schematic diagram of long and short “cantilever”structure

未切顶的顶板水平应力较小，完整不垮落，具有良好的传载性能，将采动压力传递到实体煤帮和巷道底板引起较大范围的塑性变形，而预裂切顶虽然会引起水平应力的增加，但阻断采动应力的效果明显，塑性区转移到留巷顶底板的深部，留巷围岩的塑性区范围较小，如图10所示。

图10 沿空留巷塑性区分布特征对比Fig.10 Comparison of distribution characteristics of plastic zone in gob-side entry retaining

3 现场工业性试验

3.1 预切顶钻孔参数

预裂切顶炮孔布置在19103工作面运巷距实体煤帮3600 mm处，沿巷道方向呈直线施工一排，炮孔间距600 mm，孔深11000 mm，炮孔与垂线呈10°向工作面方向倾斜，超前工作面30 m实施预裂爆破形成切缝面，如图11所示。

3.2 预切顶留巷支护技术

根据留巷顶板“悬臂梁”的应力分布特征和稳定性条件，支护设计主要考虑3个方面：一是下沉量大的简支端集中支护，下沉量小的固支端适当减少支护节约成本，即对切顶后留巷顶板切缝端加强支护；二是考虑顶板来压期间，支护材料能适当变形让压，避免支护材料损坏；三是为避免单层顶板受力过大，通过长、短锚索结合将锚索悬吊点分别布置在基本顶及基本顶上方的火成岩中，充分发挥基本顶及火成岩刚度大、承载强的特点，形成“组合悬臂梁”，增强顶板的承载能力。

支护设计如图11所示，顶板顺巷道方向布设3排锚索补强，距实体煤帮的距离分别为1000、2000、3000 mm，间距分别为2000 mm、2000 mm、1000 mm(含原巷道锚索)，规格分别为∅18.9 mm×7250 mm、∅21.8 mm×120000 mm、∅18.9 mm×7250 mm的钢绞线，配套使用300 mm×260 mm×10 mm的钢托盘，每根锚索配备3根MSK2360树脂药卷锚固，张拉力不小于40 MPa，靠近切缝的补强锚索采用∅16 mm圆钢三孔梯子梁连接；超前支护为顺巷道施工2排单体液压支柱，距实体煤帮分别为800 mm、1800 mm，配合1 m长金属铰接顶梁和铁鞋，一梁一柱，在留巷时保持该支护继续使用；巷旁支护为距实体煤帮3.4 m处布置一排可缩性U钢梁进行支护，间距500 mm，由2根2 m长25U矿用型钢直梁搭接，配套2副U钢卡子、螺栓、螺母固定而成，垂直底板打设，长度根据现场高度调节，底端焊接钢板防止钻底；在U钢梁采空区侧挂设钢筋网、塑料网和风筒布挡矸封闭。围岩运动减弱后逐步撤除单体液压支柱，对老空帮进行喷浆密闭。

该支护可简称为“长、短锚索+单体液压支柱+可缩性U钢梁”支护技术，通过长、短锚索起到分层悬吊和加固顶板的作用；单体液压支柱和可缩性U钢梁在支护的同时还具有让压作用；距切缝600 mm范围由单体柱、锚索和可缩性U钢梁集中支护；由可缩性U钢梁和钢筋网起到挡矸作用，形成综合支护技术，可提供FZ=1394 kN的支护力，有效支护顶板。

3.3 现场实施效果

3.3.1 锚索受力监测

通过锚索受力观测可以反映顶板的受力情况，图12(a)记录了工作面从留巷前一周至留巷作为下个工作面回采巷道的锚索受力数据。不难看出，锚索在留巷前受力变化不大，在留巷后受力急速增大，仅10 d左右就上升到320 kN，随后逐渐达到峰值350 kN左右，在该值保持3个月后，随矸石巷帮的逐渐成型承载，锚索受力开始逐渐回落，再经历3个月左右降低恢复至180 kN左右。当留巷进入19105工作面超前支护范围，锚索受力不增反降，表明经过切顶平衡后的巷道顶板在下个工作面处于卸压区，锚索受力较小。

3.3.2 巷道表面位移监测

巷道表面位移量反映了巷道的变形情况，包括顶板下沉量、底鼓量、实体煤帮移近量和老空煤帮移近量，根据观测时间与工作面平均推进速度延长横坐标，如图12(b)所示。巷道顶板、底板和实体煤帮位移量变化趋势基本相同，可分为5个阶段：在采前30 m外无明显的增长，30～-30 m范围明显增长，-30～-150 m范围急速增长，-150～-350 m范围持续增长，-350 m后缓慢增长直至逐渐稳定。老空帮在采前为工作面煤帮，采后以U钢梁为帮观测，可分为3个阶段：采前30 m外无明显增长，30～0 m范围急速增长，0～-450 m范围缓慢增长，可见预裂切顶使超前支承压力转移到工作面煤帮，采前该位移量变化大于其余3个位移量。留巷围岩接近稳定时，表面位移量分别达到186 mm、251 mm、310 mm、111 mm并趋于稳定，留巷围岩得到控制。

3.3.3 留巷外观效果和使用情况

通过预切顶和综合支护措施，留巷巷道形态完整，喷浆密闭后巷道断面平均2.95 m×2.44 m(宽×高)，规格满足继续服务下个工作面的要求，外观效果如图13所示。

图13 沿空留巷外观效果Fig.13 Appearance effect of gob-side entry retaining

4 结 论

1)以云驾岭矿实际开采条件为背景，建立了厚硬直接顶预裂切顶沿空留巷的围岩力学模型，分析了维护顶板稳定的条件，得出控制厚硬直接顶稳定的巷旁支护阻力为1046 kN。

2)通过数值模拟实验，对比厚硬直接顶条件下是否预裂切顶的不同，通过分析采空顶板冒落、留巷顶板变形、应力及围岩塑性区分布特征，揭示了切顶卸压的机理为阻断工作面动压的传递，诱导采空区顶板提前冒落接顶承压。

3)实施超前工作面30 m预裂切顶卸压，巷道内采用“长、短锚索+单体液压支柱+可缩性U钢梁+挂网+喷浆”综合留巷支护技术。矿压监测表明：留巷后锚索受力增大，在10 d左右接近峰值350 kN，稳定在峰值3个月后逐渐回落，围岩稳定后留巷规格2.95 m×2.44 m(宽×高)，可继续服务其它工作面。该技术在云驾岭矿9号煤巷道获得成功应用，并在该矿同煤层及具有类似条件的矿井推广。该技术的成功应用为具有厚硬顶板条件的工作面开展沿空留巷提供了技术支持，增强了技术的适用性，拓宽了无煤柱开采的应用范围，为煤矿企业少掘巷、多采煤，缓解衔接紧张，提高矿井经济社会效益给予了有利的技术保障。