薛定亮，张龙辉，张华翔

(霍州煤电集团 吕梁山公司店坪煤矿， 山西 吕梁 033100)

切顶卸压无煤柱自成巷110工法是一种先进的无煤柱开采技术，利用矿山压力做功与岩体碎胀特性自动形成巷道，实现了煤炭开采无巷道掘进、无煤柱留设。近年来，该技术得到迅速推广使用，多名学者对切顶方法、留巷后围岩运动规律进行了研究，王琦等[1]研发了切顶卸压无煤柱自成巷三维地质力学模型，研究无煤柱自成巷开采全过程的覆岩运动机制、矿压显现规律与自成巷变形破坏机制，得到了自成巷围岩变形控制机制，明确了自成巷关键破坏部位。谢全敏等[2]针对某矿坚硬灰岩顶板条件下薄煤层沿空留巷问题，建立了巷旁软介质接顶力学结构模型，得出了软介质的高度范围。李博[3]优化设计塔山煤矿三盘区山4煤8304沿空留巷工作面巷道支护参数、双向聚能爆破参数、周期来压期间顶板支护及超前支护参数等。赵萌烨等[4]对澄合矿区董东煤矿50107工作面无煤柱切顶沿空留巷受采动影响条件下的顶板下沉规律、帮部变形规律及单体支柱受力变化规律进行了研究。以上研究成果都较好地指导了现场设计与应用，但是针对下软上硬局部夹有煤线等较复杂型顶板条件下，切顶卸压沿空留巷支护方式的配套实用方法和矿压显现规律研究还不多。本文以店坪煤矿采用“110”工法的9-207工作面为研究对象，对下软上硬复杂型顶板地质条件下留巷的矿压变化规律进行分析，并针对留巷出现的问题提出优化改进措施，为中厚煤层复合顶板条件下留巷施工提供成套实用性方法。

1 工程概况

1.1 工作面情况

店坪煤矿9-207工作面位于+830 m水平南翼二采区，走向长度1 254 m，倾向长度246 m，煤层厚度2.7～3.2 m，均厚3.0 m，煤层倾角为0～6°，平均坡度为3°，其顶板岩性见图1.

图1 9-207工作面顶板岩性图

1.2 支护方式

9-207工作面回风顺槽为矩形，毛宽5 m，净宽4.8 m，毛高3.1 m，净高3.0 m. 原巷道顶部采用锚网梁+锚索复合支护，锚杆选用d20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆“六·六”布置，间距940 mm，排距1 000 mm. 帮部采用锚网梁支护，帮锚杆“三·三”布置，间距1 050 mm，排距1 000 mm，最上端锚杆距离顶板300 mm处施工，留巷侧帮锚杆选用d20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆，碎矸侧帮锚杆选用d16 mm×1 500 mm圆钢树脂锚杆。顶部锚索选用d18.9 mm×6 200 mm钢绞线“二·二”布置，间距1 800 mm，距帮1 600 mm，排距3 000 mm.

2 切顶留巷工艺

2.1 超前补强锚索支护

超前采用3列d21.8 mm×14 300 mm的钢绞线进行加强支护，第一列锚索距巷道轮廓线300 mm，间距1 000 mm，相邻锚索之间采用规格3 400 mm×220 mm×3 mm的W钢带连接；第二列锚索距巷道轮廓线1 000 mm，间距1 000 mm，与第一列锚索平行布置，第三列锚索沿巷道中心线布置，间距为2 000 mm.

帮锚采用两排d18.9 mm×4 200 mm的钢绞线进行加强支护，上排距顶1.2 m，与煤壁夹角为90°，锚索间采用规格为3.4 m×220 mm×4眼的W钢带进行连锁，下排帮锚索与上排锚索插花布置，距顶2.2 m，与煤壁夹角为30°。每根锚索采用1条CKb2340型锚固剂与2条z2360型锚固剂进行锚固，支护形式见图2.

图2 支护形式图

2.2 爆破预裂切顶

切顶孔布置在巷道肩角处，孔径48 mm，深度9 m，间距500 mm，角度15°，采用外径为42 mm，内径为36.5 mm双向聚能管，单孔药量4.8 kg，封泥长度1.5 m，一次爆破切顶孔6个。切顶孔参数表见表1.

表1 切顶孔参数表

2.3 超前支护

留巷采用3组ZQL-2×3200/19/37型超前液压支架支护，支护长度21.6 m，支架的中心距2.0 m，支护宽度3.73 m，初撑力不得小于15 MPa.

留巷采用132架ZMX420/310型门式支架配合长1.1 m×宽0.9 m×厚0.11 m的方柱鞋垂直巷道进行临时支护，支护长度为180 m,门式支架间距一般为1.2～1.5 m，初撑力为24 MPa，采用搬运车进行往复搬运支设。

挡矸采用钢筋网挂风筒布配合2.0 m与2.5 m的29U型钢顶底节搭接进行挡矸支护，500 mm布置一架。

2.4 二次用巷超前支护

留巷超前采用3组ZQL-2×3200/19/37型超前液压支架支护，支护长度21.6 m，支架的中心距2.0 m，支护宽度3.73 m，初撑力不得小于15 MPa.

3 矿压监测

3.1 留巷期间的矿压监测

9-207副巷采用GYW25型锚索测力计，对锚索受力情况与巷道围岩变化进行监测，每50 m安装1组，安装在巷道中间，支架切顶线后方180 m范围每20 m布置一个人工“十”字测点。测点顶部布置在巷道第二根锚杆上，实体帮布置在5 m长的锚索上，碎石帮布置在U型钢上，底部布置在2 m长的锚杆上。

1) 锚索受力监测。

锚索受力监测是顶板压力作用到测力计上的应力直观显现。锚索应力值变化曲线见图3. 通过观测得知，留巷超前0～20 m矿压影响较小，变化量为1～10 kN.

图3 锚索应力值变化曲线图

随着工作面推进，锚索受力开始逐渐增加，在滞后工作面0～20 m，锚索应力增加较快，滞后工作面20～100 m，随着采空区顶板的垮落锚索应力逐渐增加到320 kN，滞后工作面120 m以后锚索应力基本稳定到320 kN.

2) 门式支架载荷。

滞后工作面10～20 m，门式支架载荷急剧增加，由20 MPa(2 462 kN)增加到32 MPa(1 969 kN).

滞后工作面20～100 m，门式支架载荷逐渐达到峰值38 MPa(2 338 kN)，并随着安全阀的开启，载荷值上下波动。

滞后工作面100～120 m，门式支架载荷开始逐渐稳定，载荷值上下波动变慢。

滞后工作面120～180 m，门式支架载荷稳定大体稳定在38 MPa(2 338 kN)左右。门式支架载荷变化曲线见图4.

图4 门式支架载荷变化曲线图

3) 顶、帮、底板变形情况。

滞后工作面20 m范围顶帮变化急剧增加，顶底板移近量为15～20 mm/天，底板基本没有变化。两帮移进量也变大为10～15 mm/天。

滞后工作面20～100 m顶帮变化逐渐减小，顶底板移近量为10～15 mm/天，其中顶板变化6～10 mm,底板变化45 mm，两帮回缩量为8～13 mm/天。

滞后工作面100～120 m顶帮变化逐渐趋于平稳，顶板下沉量为5～10 mm/天，两帮回缩量为5～8 mm/天。

在滞后工作面120～180 m基本稳定，顶板下沉量为3～5 mm/天，两帮回缩量为3～5 mm/天。顶板下沉量、两帮回缩量监测曲线分别见图5，6.

图5 顶板下沉量监测曲线图

图6 两帮回缩量监测曲线图

3.2 二次复用期间的巷道矿压监测

在超前60 m范围每10 m布置一个人工“十”字测点。测点布置方法同上。

二次复用巷道超前40～50 m矿压开始显现，顶底板移近量为3～5 mm/天，底板基本不变，两帮回缩量为0～5 mm/天。

超前20～30 m顶帮变化量逐渐增加，顶底板移近量为5～8 mm/天，底板变化量为2～3 mm，两帮回缩量为5～10 mm/天。

超前0～20 m顶帮变化量急剧增加，顶板下沉量为10～20 mm/天，其中底鼓量为5～8 mm,两帮回缩量为15～25 mm/天，其中切缝侧U型钢变化5～8 mm，煤壁侧变化10～17 mm. 顶板下沉量、两帮移进量监测曲线分别见图7,8.

图7 顶板下沉量监测曲线图

图8 两帮移进量监测曲线图

3.3 留巷效果分析

采用切顶卸压技术后，切缝预裂爆破在竖直方向上产生了裂缝，切断了实体煤上覆岩层与巷道上覆岩层的岩梁应力联系，使围岩应力向实体煤深部延伸，减小了超前及留巷期间的矿山压力。在水平方向上对局部岩石形成了预分层作用，减小了留巷采空区顶板垮落期间的来压强度，加快了采空区顶板的垮落速度，同时留巷顶板得到稳定。

4 矿压在留巷、用巷期间的规律分析

4.1 留巷期间的矿压监测结果

根据留巷、用巷期间的矿压显现规律，留巷矿压大致分为留巷超前应力区、压力剧增区、压力峰值区、压力渐稳区和基本稳定区。

超前工作面0～20 m为超前应力区，留巷超前20 m段矿山压力比常规回采工艺小，该段的临时支护强度不需要太高。采用双排单体带帽点柱支护，柱距3～4 m，排距2～3 m就能够满足支护要求。留巷后部矿山压力相对较大，需采用高工作阻力的门式支架进行支护。

滞后工作面0～20 m为留巷压力剧增区，该段为沿空留巷重点管理区段，在留巷过程中需加强门式支架的初撑力及支设间距管理，保证支护强度，在过巷道底软区域时，需及时清理柱鞋下方的浮渣，减小立柱的钻底，过构造区域，需及时缩小门式支架的间距，降低门架工作阻力，保证顶板完整性。

滞后工作面20～100 m段为留巷压力峰值区，该段为日常管理区段，在留巷期间，需及时对工作阻力不达标的立柱进行补液，保证门架的支护强度，同时对门式支架顶梁倾斜、立柱支设角度不正的门式支架进行调整，减小顶梁、立柱的损坏，延长设备使用寿命。

滞后工作面100～120 m为留巷逐渐稳定区，滞后工作面120～180 m为留巷基本稳定区，该区段矿压变化较小，可根据留巷顶、帮变形情况，适当进行巷道维修。

基本稳定区可以作为成巷二次直接复用。

4.2 二次复用巷道期间采取的技术措施

1) 根据复用巷期间矿压观测分析，用巷期间采用超前支架支护20 m，支护强度略弱，需在切缝侧补加1排单体贴帮柱配合超前支架支护，单体柱支护长度30 m，距帮0.8 m，支柱初撑力不低于15 MPa.

2) 加强超前支架、端头支架、工作面支架初撑力管理，提高用巷期间的支护强度。

3) 局部破碎顶板受超前动压影响，形成网包。到超前支架支护区域，网包受超前支架挤压后破碎漏顶，增加了劳动强度，在破碎区域补打锚索后，W钢带加强了破碎区段的顶板控制，将破碎区域连接为一体，减少了巷道漏顶。

5 结 论

1) 店坪煤矿下软上硬型顶板的沿空留巷采用切顶深孔预裂爆破、超前补强锚索护顶、U型钢配合金属网档矸、专用循环式门式支架对留巷后部增强临时护顶的方法是实用可行的。

2) 根据9-207留巷门式支架载荷分布、锚索应力变化、顶板下沉、巷道底鼓以及巷道两帮变形等矿压监测数据分析，将留巷矿压分为：超前应力区、压力剧增区、压力峰值区、逐渐稳定区、基本稳定区5个应力变化区域，并根据开采过程中巷道变化规律提出相应的措施。