新达煤矿采空区下复合顶板切顶留巷技术研究

李治国

（山西沁新煤业有限公司，山西 长治 100083）

0 引 言

目前我国沿空留巷技术已经在矿区得到了大量试验推广和应用，在进行沿空留巷过程中，巷旁充填墙、挡矸支护结构等，在采空区侧向悬顶压力作用下，出现了变形破坏等压力显现。为降低采空区侧向悬顶对沿空巷道围岩及支护体的作用，在实际工程处理中，采用人工干预措施，通过爆破、水力切顶等手段，将沿空巷道顶板与采空区顶板之间人为预置一个断裂结构面，切断沿空巷道顶板与采场顶板之间的联系，促使其迅速垮落，降低对沿空巷道产生的附加荷载作用。采取切顶技术使得沿空巷道压力大幅下降，保证了沿空留巷的效果。当沿空留巷顶底板为软弱泥岩、复合岩层时，在沿空巷道稳定之前，由于受到侧向支撑压力的作用，巷道顶底板会出现一定变形，如果支护方式不对症，则容易导致顶板下沉、底板鼓起，最终导致一次沿空留巷断面出现较大幅度收缩，影响巷道二次复用。本文通过在新达煤矿采空区下的11 号煤层复合顶板切顶卸压沿空留巷工程实践，研究了采空区下软岩复合顶底板沿空留巷变形控制技术原理和支护方法，取得了显著成效，可为软岩复合顶板条件的沿空留巷技术提供有益参考。

1 概 况

沿空留巷试验巷道选在新达煤矿3102 工作面皮带顺槽三联络巷开始往北，对应位置为距开口57～257 m 段约200 m 长地段，作为11 号煤层切顶留巷试验段。11 号煤层走向为北东向，倾向为东南向，地面标高+1 250—+1 412 m，工作面标高为+1 130～+1 155 m，顺槽长556 m，工作面切眼长190 m，净煤层厚度为1.58～1.65 m，设计采高1.56 m，埋深为95～282 m，11 号煤层倾角平均5°～7°，直接顶为泥岩，厚度2.01 m，硬度f=1.8～2.0，老顶为砂岩、泥岩交替出现的复合岩层，厚度6.69 m，距离上覆9+10 采空区约13～14 m，直接底为遇水膨胀崩解性的松软泥岩，厚度1.52 m，硬度f=1.8～2.18，老底为中硬粉砂岩，厚6.2 m。3102 皮带顺槽掘进长度约590 m（含三联络巷），在57～257 m 段巷道净宽为4.0 m（毛宽4.2 m）、净高为2.2 m（毛高2.4 m）。

2 切顶卸压沿空留巷关键技术

2.1 小直径全长预裂切缝技术

原有的聚能预裂切缝技术均采用打孔管，内径36.5 mm，外径42 mm，配套使用35 mm 炸药，当顶板软弱或为复合顶时，若采用连续装药则会出现药量过大，造成顶板出现冲孔，并且爆破震动会加剧软岩顶板下沉，对顶板控制十分不利。因此需要采用集中装药的方式，减小装药量，减小爆破震动对顶板的损伤，即每根1.5 m 管子中，装2～3 节250 mm×φ35 mm 三级乳化炸药，每根管子中存在0.75～1 m 长空气柱，由于岩层多变的复合岩层中存在较多结构面和层里面，会对集中装药的爆破聚能切缝的扩展起到阻断作用，空气柱部位对应的岩层无法有效预裂，预裂切缝长度严重下降，降低了切顶卸压效果。

为解决这一难题，设计采用了小直径全长预裂聚能技术。装药结构如图1 所示。

图1 装药结构示意Fig.1 Instruction of charge structure

该技术通过专利产品BOV-1500 型双聚能爆破管实现聚能爆破切顶，该聚能管采用管壁外径28 mm、内径25 mm 的小直径管体，将35 mm 炸药塑型成25 mm 小直径药体，管体两侧呈180°分布对称的V 型凹槽，管长1 500 mm，长度可以根据现场情况而调整。往管体内注入的炸药使用煤矿许用三级乳化炸药，炸药直径35 mm，长300 mm，重300 g，使用针管式推进器将乳化炸药均匀挤入聚能管凹槽内。装药长度4 500 mm，每个炮孔使用3 根1.5 m 长小直径双聚能爆破管，3根1 500 mm，装药量按0.40 kg/m 计算，加上孔底一卷加强药0.3 kg，每孔装药量为2.3 kg。炮孔未装药段全部使用黄泥填塞封堵，该方法封孔速度快、效率高、强度低、效果好。

经过现场对孔内裂缝的观测，统计数据显示，83%以上的钻孔孔内裂缝率稳定在84.1%～92.8%，实现了顶板切缝的良好贯通。

2.2 巷内高强高预应力主动支护技术

由于顶板为软岩复合岩层组成的结构，在掘进、一次采动、二次采动等多次压力作用下，软岩复合岩层极易发生离层和裂隙化，导致顶板发生较大变形。因此，提出采用高强、高刚、高预紧力锚杆索主动支护技术。

（1） 顶板中部为拉应力集中、两顶角为剪应力集中的不稳定区，是顶板破坏失稳的“关键部位”，巷道支护体首先布置在关键部位，控制关键部位的变形破坏。具体为利用斜向锚杆增加厚层泥岩顶板肩窝抗剪承载能力，布置锚索控制巷道中部破坏。

（2） 提高锚杆支护预紧力，顶板完整区适当增加间排距，实现高性能、低密度支护。对于局部松软破碎厚层泥岩顶采用W 钢带，配合21.8 mm锚索，实现对顶板的强力支护，抑制离层发展。

（3） 采用W 钢带、拱形大托盘、钢筋网等刚性护表构件，增加支护刚性，同时实现预应力扩散，形成预应力托盘和预应力钢带，加强护表刚度。

（4） 锚索张拉后要对锚杆进行二次紧固，预紧力力矩必须满足设计要求。为减小螺母与托盘间因摩擦产生的预紧力损失，在螺母和托盘间增加1010 尼龙减摩垫圈。提高锚杆的预紧力，有利于增加浅层锚固体的刚度，抑制浅部离层与裂隙发育。

2.3 巷旁恒阻锚索梁支护技术

在巷旁采用恒阻大变形锚索+W 钢带对切顶断臂梁实施支护，一方面可以通过爆破前补强支护起到减小爆破震动引起的顶板损伤和离层现象的作用，另一方面，当顶板进入采空区，沿切缝垮落后，可以起到对切顶断臂梁的悬吊作用。由于复合顶板沿巷旁侧会发生较大变形，因此，恒阻锚索可通过自身延伸结构实现变形让压，让压同时保持350 kN 的恒阻支护力，适应软岩复合顶板留巷变形的特点。

2.4 底板控制技术

由于11 号煤层底板为铝制泥岩底板，自身具有吸水膨胀等软化性质，沿空留巷底鼓不可避免。为有效减小底鼓量，控制围岩变形，需要在底鼓控制及防治水方面采取一定措施。

（1） 有水必治、用水必管、无水需防，防治水工作在留巷全过程中具有十分关键的作用。

（2） 沿空留巷过程中根据水源性质的不同，要求转载机冷却水、皮带机液压水等，全部采用管子截流，严禁将水排至底板上；通过管子将相应流水排放到移动水箱中，排至巷道中集水坑，定期将集水坑中水抽排至大巷水渠内。

（3） 帮侧挖毛水沟，水沟内铺设塑料油纸，形成防渗临时水沟，将施工用水沿防渗毛水沟排至集水沟内，定期抽排，防止水流任意沿巷道底板漫流，长期浸泡底板。

3 沿空留巷参数设计

3.1 切顶参数数值模拟设计

以新达矿11 号煤层工作面为例，采用FLAC3D 数值软件，建立FLAC3D 数值模型，对切顶高度和切顶角度进行模拟分析，以确定最佳切顶高度和切顶角度。分别模拟了5、6、6.5 及7.5 m的切顶高度下巷旁围岩应力集中的峰值。

如图2～图4 结果显示，当切缝高度由5、6、6.5、7.5 m 逐渐增加时，巷道侧向集中应力的最大值及应力分布均发生明显变化，最大值由5 m 时的3.03 MPa 逐渐减小为6.5 m 时的2.94 MPa，7.5 m时又增加至3.005 MPa，综合显示切缝高度为6.5 m时，围岩应力集中度降低最明显，因此，最佳切缝高度设计值取6.5 m。

3.2 切顶角度数值模拟分析

分别选取0、10°、15°、30°进行对比分析，经过数值模拟后，结果显示，切缝角度倾角为0，即垂直切缝时，沿空侧向顶板悬露范围较大，巷道煤壁帮竖向集中应力较大，采空区上方顶板垮落不充分，顶板呈现缓慢下沉变形。当倾角增加为10°和15°时，沿空侧向顶板悬露区域明显减小，巷道煤壁竖向集中应力明显降低，沿空侧向顶板垮落速度明显加快。当倾角增加到30°时，沿空侧向顶板悬露范围减小，但是超前应力集中范围明显增大。

综合数值模拟可知，切缝高度6.5 m、炮孔倾角15°时候，新达煤矿11 号煤层的卸压效应最佳，因此可确定现场试验参数。

图4 不同切高应力峰值变化Fig.4 Peak stress changes with different cutting heights

图3 不同切高围岩应力变化Fig.3 Stress variation of surrounding rock with different cutting heights

4 工业试验

4.1 现场试验参数

3102 皮带顺槽斜距长556 m，巷道井下实际标高为1 132—1 148 m，巷道掘进时沿11 号煤层顶板布置。掘进宽4 m，掘进高2.2 m，净断面8.8 m2。巷道支护采用高强锚杆、高强锚索、金属网、W 钢带联合支护。其中顶板采用5 根高强HBR400级φ20 mm×2 200 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间距0.9 m，排距0.9 m，距两帮0.3 m 分别向肩 窝 倾 斜 15° 打 设 ； 顶 板 采 用BHW-250-3-4500-5 型W 钢带，钢带宽度250 mm，厚度3 mm，长度4 500 mm，单根钢带布置5个锚杆孔，孔眼直径25 mm，孔中心间距900 mm。巷道帮部使用锚杆、金属网、钢筋梯联合支护。帮部采用“三花眼”布置方式，每排每帮2 支HBR400φ18 mm×1 800 mm 级左旋无纵筋螺纹钢，排距1.2 m、间距1.2 m，距顶0.2 m 处垂直巷帮打注上排锚杆，再以间距1.2 m 打注下排锚杆，在锚杆排距间（中部） 补打1 支锚杆（易片帮处可加设钢护板）。顶板锚索采用SKP21.8-1 高强锚索，配合使用300 mm×300 mm×16 mm 打托盘，锚索长4 200 mm，1 排2 支，排距1.8 m、间距1.4 m，距两帮0.7 m 各布置1 支，均垂直顶板打注。恒阻大变形锚索直径取21.8 mm，长度取7 300 mm，异形托盘规格300 mm×300 mm×14 mm，中间孔径100 mm。顶板锚杆施加高预紧力200 N·m，高强锚索初始预拉力270 kN，并进行二次张拉不小于150 kN。顶板高强锚杆施加高预应力200 N·m，帮锚杆施加高预紧力150N·m。切顶参数：设计切顶高度6.5 m，倾角15°，炮孔间距0.6 m，炮孔直径42 mm，不耦合系数1.5，每个炮孔采用3 根1.5 m 长28 mm 的小直径BOV-1500 双聚能爆破管，封孔2 m，单孔装药2.3 kg。

图5 临时支护和挡矸支护断面Fig.5 Temporary support and gangue retaining support sections

沿空留巷进入到采空区后，由于采场顶板尚未完全垮落和充填采空区，因此会对沿空巷道围岩及支护体产生侧向支撑压力，支撑压力远超围岩静压力。为控制侧向支撑压力的作用，需对采后动压显现区采取加强支护。具体参数为：采后150 m 范围内，采用一梁四柱进行加强支护，单体柱采用DW28-250/100，梁采用3.6 m 长的π 型梁。四列单体柱距离切顶线位置分别为0.4、1.2、2.0 m，排距为0.8 m。巷旁切落矸石的护矸挡矸结构设计为U25 钢，上节长1.5 m，下节长2 m，搭接长度不小于1 m，单体柱间距0.6 m，单体柱之间布置1根单体柱，外侧挂单层钢筋网。

4.2 矿压监测分析

图6为3102 皮带顺槽留巷过程中顶底板变形量随工作面推进距离的变化规律，可以看出148 m

图6 顶底板移近量-距工作面距离关系曲线Fig.6 Curve of roof-floor convergence-distance from working face

4.3 切顶成巷效果

新达矿11 号煤层3102 工作面皮带顺槽共试验巷道200 m，通过2 a 的使用观察，结果显示：巷道顶板变形不明显，无明显底鼓现象，巷旁侧切落矸石可以充满沿空侧，巷道成型情况完全满足二次复用要求。

5 结 论

（1） 通过对试验工作面切缝高度和切缝角度关键参数进行的数值模拟分析，得出了随着切缝高度增加，卸压效应增加；随着切缝角度增加，卸压效应呈现先减弱后增强再减弱的规律，得出了11号煤层卸压效果最佳的切顶参数为切缝高度6.5 m、切缝倾角15°时，可以切断沿空巷道顶板与采场顶板联系，实现最大程度的卸压效果。

（2） 将理论计算和数值模拟研究成果在新达矿11 号煤层3102 工作面进行现场工业性试验，矿处断面留巷位置进入采后50 m 时，矿压显现剧烈，顶底板变形量高达85 mm。148 m 处断面留巷位置进入采后100 m 时，矿压显现剧烈，顶底板变形量高达80 mm。随后，二个断面均进入变形稳定期，变形量不再增加。因此，将11 号煤层沿空留巷动压显现范围划定为120 m，可满足动压变形控制的要求，即采后动压支护范围宜控制在120 m 左右。

图7为锚索应力计随综采推进长度分析变化曲线。锚索应力在工作面超前20 m 压力变化不大，当超前10 m 时压力急剧增加。在工作面后10～80 m 的时候，动压明显，80～100 m 有小幅度的变化，100 m 以后顶板不再下沉，压力基本稳定。从锚索整体受力值可以看出，切顶卸压对锚索受力带有一定的减弱作用，这也充分证明切顶卸压无煤柱留巷的工程意义。

图7 锚索应力计随综采推进长度分析变化曲线Fig.7 Analysis curve of anchor cable stress meter with fully mechanized mining advancing length

压监测数据显示：采用高强高刚高预应力巷内基本支护、巷旁恒阻锚索+W 钢带支护、小直径全长预裂切顶技术、底板控制技术等措施，可以解决软岩复合顶底板条件下切顶卸压沿空留巷技术难题。