傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷圍巖控制技術研究

劉華博 ，花少震 ，王 浩

（1.河南工學院，河南 新鄉 453003；2.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000）

切頂卸壓留巷技術對于充分利用煤炭資源、解決因煤柱留設導致的地質災害具有重大意義。

目前，針對切頂卸壓留巷問題，我國學者做出了大量的研究。何滿潮等[1-3]提出切頂卸壓沿空留巷新技術，改進了新型可縮U型鋼擋矸結構用來抵御巷旁載荷，有效控制了圍巖變形；郭金剛等[4]采用UDEC 數值模擬及理論計算等方法，通過對厚硬基本頂切頂角度及高度研究，針對性提出留巷強支護技術；孫廣建等[5]建立了厚泥巖頂板軟巖巷道力學變形機制，并對沿空巷道進行分區劃定及提出對應的補強分區支護方案；王炯等[6-8]探究了留巷覆巖運移規律，并對沿空巷道切頂參數及留巷后合理支護開展研究；陳上元等[9]提出消除“應力尖角”的圍巖協同控制體系來維持深井切頂留巷圍巖穩定；馬新根等[10-11]對圍巖結構進行分區劃分并創建對應的力學模型，并針對性地做出支護設計；石振文等[12]結合現場礦壓監測數據，對留巷段圍巖應力進行分析，確定了沿空巷道的安保控制距離；袁超峰等[13]建立了留巷頂板力學模型，并確定了未貫穿面的拉應力與切頂角度與切頂高度之間的關系；張俊文等[14]根據厚泥巖復合頂板煤巷圍巖控制難題，提出“預應力錨桿+錨索承載結構，配合原生裂隙區域注漿加固”的加強支護方案；張農等[15]模擬研究了頂板在軟弱夾層不同層位的情況下的采動失穩特征以及破壞形式；趙社會等[16-17]結合留巷覆巖力學傳遞特征及圍巖結構運動規律，提出了適用于薄基巖沿空巷道的協同控制技術；李柱和等[18]采用數值模擬、力學計算等手段，提出利用水力壓裂技術對端氏煤礦大采高工作面沿空巷道進行切頂卸壓；郭靖等[19]采用理論分析等方法對堅硬頂板孤島工作面礦壓顯現規律進行探究，并基于關鍵層理論及簡支梁模型計算得到頂板垮落參數；呂維赟等[20]通過理論分析和數值模擬相結合的方法，對新型切頂留巷位移、塑性區進行研究，揭示了切頂高度對圍巖變形影響規律，驗證了工程留巷中變形量有效控制。

上述學者極大程度上豐富了切頂留巷技術的研究和應用，但對于傾斜軟硬交互巖層條件下的切頂留巷問題研究較少。為此，通過分析傾斜煤層、軟硬交互巖層、雙基本頂條件下的切頂留巷聯動破壞圍巖控制難點，探究傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷控制對策，提出合理切頂爆破方案及對應的巷道圍巖綜合控制手段，并在井下進行了工程實踐，取得了良好的效果。

1 工程概況

某礦1215 工作面位于12 采區，主采2 號煤。根據相關鉆孔資料及巷道實測資料分析，所采2號煤層賦存穩定，煤質松軟。煤層總厚度為2.1～3.4 m，平均厚度為2.6 m。煤層傾角為8°～16°，平均傾角為12°。根據礦方地質資料顯示，煤層直接頂由泥巖、砂質泥巖構成，基本頂為粉砂巖，中間夾有1 層煤線與泥巖，煤層上覆形成軟硬交互雙基本頂結構，其中低位基本頂為第1 關鍵層，高位基本頂為第2 關鍵層。煤巖層分布情況見表1。

表1 煤巖層分布情況Table 1 Distribution of coal strata

對1215 工作面運輸巷進行沿空留巷，對其頂板采用預裂爆破切頂技術，其工作面位置示意圖如圖1。

圖1 工作面位置圖Fig.1 Position diagram of working face

2 傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷難點

切頂留巷變形破壞特征圖如圖2。

圖2 切頂留巷變形破壞特征圖Fig.2 Deformation and failure characteristics of cut roof and retaining roadway

2.1 傾斜煤層方面

1）采空區側向矸石沖擊。該煤層傾角為12°，在強烈的切頂爆破留巷擾動后，沿空巷道側向垮落矸石逐漸向巷內堆積，傳統的擋矸裝置受強側向擠壓力產生變形失效，在傾斜煤層中適應性差，尤其在高幫矸石沖擊影響下，極易造成擋桿裝置傾倒、矸石涌入、支護構件失效等問題，最終會導致留巷失敗。

2）高低幫側壓異同。由于煤層具有一定傾斜角度，成巷時存在高低幫，而在開挖影響下會使得低幫存在應力集中現象，且由于煤體強度低，在切頂爆破及掘巷影響下易發生片幫問題，其低幫塑性區破壞范圍將進一步擴大，導致幫錨索極難錨固到穩定煤巖層內，造成錨固失效，從而降低低幫穩定性；而高幫在受到切頂擾動與留巷側矸石滾動沖擊雙重擾動下，向巷內的擠壓力進一步增大，影響留巷高幫側穩定性。

2.2 軟硬交互巖層方面

1）頂板承載能力小。該煤層直接頂為泥巖與炭質泥巖，其巖性不一、厚度較薄且相鄰層間黏結力較弱，巷道掘進后直接頂會顯著下沉，且在高低幫尖角處會發生破壞，進而降低第1 基本頂穩定性，使得其對上覆巖層承載能力降低；在第1 基本頂與第2 基本頂之間存在煤線與泥巖夾層，這將會進一步降低第2 基本頂穩定性，兩層基本頂之間過渡層產生離層，使得兩層基本頂之間無穩定巖層承載，此時第2 基本頂對上覆巖層承載能力大幅降低。

2）爆破切頂擾動。受爆破切頂劇烈擾動影響，加之雙基本頂間存在弱強度煤線與薄巖層，其頂板巖層間易出現沿結構面的滑動破壞，且受擾動期間滑移破壞范圍將隨之增大；隨著爆破切頂后第2 基本頂板垮落，雙基本頂之間軟弱夾層破壞，直接導致頂板各巖層間垂直方向位移增大，裂隙也隨之擴大，受進一步擾動會發生貫穿破壞。

2.3 雙基本頂方面

常規工作面頂板存在直接頂、基本頂，偶爾存在偽頂及夾矸，對以上情況下支護大多采用懸吊理論，支護設計時考慮支護構件能夠錨固到穩定巖層，對下伏松軟巖層起到一定懸吊作用，使得錨固貫穿區域成為統一穩定承載體。

然而，本研究巷道存在雙基本頂，且其間存在泥巖與煤線組成的薄弱夾層，這對巷道支護帶來進一步難題。當切頂爆破后，巷道頂板第1 基本頂首先受劇烈爆破影響垮落，從而帶動上方夾層進一步垮落，第2 基本頂板產生大面積懸頂，巷道圍巖淺部松動破壞程度較大，支護構件無法懸吊至穩定基本頂。

2.4 聯動破壞方面

切頂擾動后巷道圍巖松散破碎，完整性降低，無穩定錨固基點，且直接頂強度低、易產生離層、垮落現象，懸頂范圍大、無穩定承載結構，因此采用常規支護構件支護時，錨桿索無法錨固到穩定巖層，導致預應力無法完全擴散至巷道圍巖深部，無法有效控制松散破碎區，不易形成穩定承載結構。

在切頂及爆破雙聯合擾動影響下，采用常規錨桿索、錨網等支護手段，依舊無法增強周邊圍巖承載能力，無法抵御頂板及兩幫變形相互惡化破壞作用，導致單體支柱產生嚴重變形、錨網撕裂從而產生網兜現象，以至于錨固體失效，巷道圍巖產生大變形，礦壓顯現明顯。

受切頂爆破及采動影響，將會導致留巷圍巖進一步松動破壞，塑性區范圍增大，穩定實體煤幫隨之發生剝落破壞，在多重擾動作用下，留巷圍巖頂板-采空側-實體煤幫均發生破壞，即頂-幫在受擾動發生聯動失穩破壞。

3 傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷控制對策

3.1 U 型鋼插頂插底+高強錨索+金屬網擋矸護幫

對巷道頂板預裂爆破后，切斷了巷道頂板與采空區側頂板的結構傳遞，隨著工作面不斷推進，采空區側頂板垮落，為防止矸石進入巷道，需構建擋矸結構對采空區側進行護幫處理。擋矸護幫結構平面圖如圖3。

圖3 擋矸護幫結構平面圖Fig.3 Structure plan of retaining wall

由于煤層具有一定傾斜角度，矸石在垮落過程中會對擋矸結構造成較強的瞬時沖擊影響，同時隨著回采及留巷工作的不斷推進，采空區側矸石逐漸積累并壓實，對擋矸結構造成持續的橫向擠壓作用。采空區側采用防失穩可縮U 型鋼輔以金屬網及高強度錨索進行擋矸護幫，可縮U 型鋼插頂插底可顯著增強其橫向支承能力，高強度錨索配合鋼筋梯子梁施打在可縮型U 型鋼外側，進一步增強了擋矸結構的穩定性，形成穩定的采空區側巷幫擋矸支護體系。

3.2 單體柱+槽鋼桁架錨索+切頂錨索撐頂

工作面直接頂為泥巖與炭質泥巖，強度較低，隨工作面開采出現顯著下沉現象，對第1基本頂的穩定性造成較大影響，同時兩基本頂之間存在煤線與泥巖夾層，易產生離層現象。為實現軟硬交互雙基本頂結構的整體穩定性，采用高強度長錨索搭配槽鋼形成桁架錨索結構，其錨固點位于第2 基本頂，對平行及垂直于巷道頂板方向提供擠壓應力，使巷道頂板兩基本頂及其之間的軟弱夾層形成1 個穩定的整體錨固承載結構。槽鋼桁架錨索結構亦可向巷道幫部傳遞錨固力，提高巷道的整體穩定性。同時，切頂錨索的懸吊作用，可有效解決爆破切頂及軟弱巖層導致的頂板滑動破壞現象，單體支柱可向巷道頂板提供穩定的支撐力，與切頂錨索及槽鋼桁架錨索協同作用，形成1 個整體的巷道頂板支護結構，改善巷道頂板的受力環境，有效提高其承載能力及穩定性。

3.3 槽鋼桁架錨索強力錨固實體煤幫

留巷期間，實體煤幫作為巷道垂直載荷的主要承載結構之一，對巷道頂板短臂結構的穩定性具有至關重要的作用。巷道實體煤幫受切頂及工作面回采影響，巷道處于高應力環境中，且由于煤層煤質松軟、裂隙發育，綜合導致實體煤幫塑性破壞范圍較大，常規錨桿支護錨固基礎處于破碎煤體中，無法實現有效支護，故而實體煤幫側采用槽鋼桁架錨索，槽鋼桁架錨索錨固區域更大，既能使幫部破碎煤體錨固在深部穩定煤體中，又能與頂板錨索形成的壓應力區相互耦合，達到強幫護頂的效果。

3.4 采空側-頂板-實體煤幫綜合護巷系統

通過對巷道不同區域變形破壞特征進行分析，確定傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷圍巖穩定性控制對策采用：采空區側“U 型鋼插頂插底+高強錨索+金屬網擋矸護幫”、留巷頂板“槽鋼桁架錨索+切頂錨索+單體柱撐頂”、實體煤幫“槽鋼桁架錨索強力錨固”的綜合控制技術，通過對不同區域支護結構的針對設計及相互耦合，在巷道周圍構成了1 個全方位綜合支護系統，使巷道圍巖形成1 個整體，顯著增強了其支承能力，確保了巷道在留設過程中的圍巖穩定。切頂留巷綜合控制系統如圖4。

圖4 切頂留巷綜合控制系統Fig.4 Integrated control system of cutting top and retaining rowadway

4 切頂留巷圍巖控制技術及工程實踐

4.1 爆破參數

結合傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷地質條件，確定采用三聯孔同時預裂的方式進行該特殊地質條件下的預裂爆破作業。

4.1.1 布孔間距及角度

1）由常規預裂爆破孔間距計算計算公式可知，孔間距B=(7～12)d，結合現場實際可知，炮孔直徑d約48 mm，由此可得孔間距B= 336～576 mm。現場試驗取 400 mm。

2）現場取鉆孔與巷幫距離為5 cm 左右，且鉆孔向采空區方向傾斜10°以減小切縫兩側頂板之間的摩擦阻力，利于留巷圍巖穩定性控制。

4.1.2 布孔深度

留巷的成功與否在一定程度上取決于合理的鉆孔深度。切頂高度較小將導致采空側頂板垮落不完全，采空區不能被垮落矸石全部充滿以承載上覆巖層，導致留巷頂板出現大幅度的回轉下沉，造成留巷維護困難重重。切頂高度較大時雖能使采空區矸石充分垮落，但成本較高。采用理論計算公式確定切頂深度，炮孔深度L的計算式為：

式中：H為采高；L為炮孔深度；Kp為頂板巖石碎脹系數。

該工作面頂板巖石碎脹系數Kp處于1.2～1.4之間，平均采厚H=2.6 m，由此可得炮孔深度范圍約為6.5～13 m。

為了在現場試驗巷道探究合適的炮孔深度，分別進行8、9.5、11 m 的炮孔深度進行試驗。

4.1.3 裝藥參數

裝藥參數為：①炸藥形式：煤礦許用三級乳化聚能爆破炸藥采用；②每卷炸藥規格：直徑?35 mm×300 mm；③聚能管規格：炸藥配合PVC 聚能管使用，管長1 500 mm，外徑為42 mm，內徑為36.5 mm。

不同炮孔深度下的裝藥結構如圖5。

圖5 不同炮孔深度下的爆破裝藥結構Fig.5 Structure of blasting charge at different hole depths

4.1.4 封泥長度

考慮一定安全系數，為防止吹孔，封泥長度為2 m。

在滯后工作面留巷段，將上述3 種方案各試驗50 m。據現場發現可知：方案1 中的預裂參數將導致垮落矸石無法充分填滿采空區，留巷圍巖控制難度較大，留巷效果差；方案2 與方案3 切頂效果較好，留巷整體穩定性較高，圍巖變形量處于安全可控范圍內。

兼顧到施工效率與經濟成本等因數，確定選用方案2 進行整條巷道的保留工作，即切頂深度為9.5 m，裝藥方式為：5 卷+5 卷+5 卷+4 卷，封泥長度為2 m。

4.2 切頂留巷圍巖綜合控制

切頂留巷綜合控制圖如圖6。

圖6 切頂留巷綜合控制圖Fig.6 Integrated control diagram of cutting top and retaining roadway

1）采空區側控制。防失穩可縮U 型鋼插頂插底+高強錨索+金屬網擋矸護幫：采空區側矸石幫在距幫部500 mm 處安設29 U 型鋼配合金屬網進行擋矸護幫，U 型鋼上插頂板、下扎底板，其凹面朝向巷道，間距為500 mm。U 型鋼之間用鋼筋梯子梁連接，并在兩相鄰U 型鋼中間壓鋼筋梯子梁補打高強錨索至底板較穩定巖層，使得矸石幫支護系統形成1 個整體。

2）頂板圍巖控制。單體柱+槽鋼桁架錨索+切頂錨索撐頂：頂板錨桿采用?22 mm×2 400 mm，間排距900 mm×1 000 mm。頂板采用單體支柱對頂板進行支撐保護，在單體頂部采用π 型梁與巷道頂板支緊，單體柱排距 500 mm。切頂前在采空側補打2 排切頂錨索，型號?21.8 mm×9 300 mm，錨索間距600 mm，排距2 000 mm，第1 排距巷道壁400 mm。槽鋼錨索采用?17.8 mm×8 300 mm 鋼絞線，兩連鎖間距1 800 mm，排距為2 000 mm，角度與豎直方向夾角20°，與切頂錨索同排布置。

3）實體煤幫控制。槽鋼桁架錨索強力錨固實體煤幫：實體煤幫錨桿采用?22 mm×2 400 mm，間排距800 mm×1 000 mm。槽鋼-錨索采用17.8 mm×5 300 mm 的鋼絞線，兩連鎖間距1 500 mm，排距2 000 mm，與頂板槽鋼錨索同排布置。上位錨索距頂板900 mm，下位錨索距底板900 mm，與水平方向夾角為20°。

4.3 控制效果

4.3.1 數值模擬

為進一步探究錨桿-索聯合支護對復合頂板的控制效應，同時驗證支護結構的穩定性，通過數值模擬得出錨桿-索預應力，錨桿—索預應力分布形態圖如圖7。

圖7 錨桿—索預應力分布形態圖Fig.7 Distribution pattern of prestress between bolt and cable

由圖7 可知：以0.02 MPa 為有效壓應力邊界，錨桿-索預應力承載結構整體表現為非對稱式分布，頂板錨桿與錨索提供的預應力相互疊加耦合，既加強了巷道直接頂泥巖的承載能力，又防止了兩基本頂之間軟弱夾層產生離層現象，保證了復合頂板的穩定性，同時由于切頂錨索的存在，巷道頂板靠近采空區一側形成了0.4 MPa 的高壓應力區，有效預防了在預裂爆破后巷道頂板的失穩現象；實體煤幫側預應力場寬度約為3.5 m，顯著增強了淺部煤體的完整性，提高了其承載性能，緩解了頂板壓力；采空區側斜拉錨索提供的高強預應力，進一步增強了擋矸結構的穩定性。綜上可以得出，采用該控制方案能夠形成合理的切頂留巷圍巖錨固承載結構，有效控制復合頂板切頂留巷的圍巖變形破壞。

4.3.2 圍巖礦壓觀測

礦壓觀測結果如圖8。

圖8 礦壓觀測結果Fig.8 Mine pressure observation results

從圖8 可以看出：留巷覆巖急劇回轉失穩下沉發生在工作面后方50 m 左右，這充分說明此時的采空區上覆巖層仍在繼續垮落，產生的摩擦力迫使留巷頂板下移；當滯后工作面距離超過125 m 時，留巷頂板位移基本維持不變，這說明此時的采空區上覆巖層穩定結構已經形成，留巷穩定已經基本穩定；穩定后的留巷切縫側下沉量約為192 mm，穩定后的實體煤幫變形量約為119 mm，留巷圍巖變形處于安全可控范圍內。經現場觀測發現當下各工作面回采時，留巷圍巖變形仍在可控范圍內，保證了2 個工作面安全回采。

5 結 語

1）要維持傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂留巷圍巖穩定，需要解決3 類問題：①傾斜煤層導致矸石幫受沖擊力較大，矸石幫維穩困難；②軟硬交互巖層頂板受切頂爆破影響，留巷頂板易發生離層乃至局部垮頂；③交互巖層雙基本頂切頂導致留巷支護困難。

2）提出采用采空區側“U 型鋼插頂插底+高強錨索+金屬網擋矸護幫”、留巷頂板“槽鋼桁架錨索+切頂錨索+單體柱撐頂”、實體煤幫“槽鋼桁架錨索強力錨固實體煤幫”的綜合控制技術來實現傾斜軟硬交互巖層雙基本頂切頂條件下的留巷圍巖穩定。

3）設計了布孔形式、布孔間距及角度、布孔深度、裝藥參數及封泥長度等爆破切頂參數。現場結果表明：0.4 m 炮孔間距配合9.5 m 深度的切頂孔有利于傾斜軟硬交互巖層切頂留巷圍巖控制，切縫側頂板、實體煤幫最終變形量約為192、119 mm，保證了下工作面安全回采。