煤炭是我国的战略能源，在维持国际能源格局、保障我国能源安全、支撑构建能源强国等方面具有重要的地位和作用。我国富煤贫油少气的能源资源禀赋特点及生产力发展水平，决定了今后相当长一段时间内，煤炭仍将是我国的主体能源[1,2]。因此，推进煤炭工业的高质量发展，充分发挥煤炭能源的兜底保障能力，对于我国能源的稳定供应和能源强国建设至关重要[3,4]。

1、传统长壁开采方法

目前，我国煤炭井工开采主要采用长壁采煤法，属于欧美技术体系，也是各产煤国家普遍采用的采煤方法之一。该方法起源于1706年的英国，距今已有300多年。20世纪30年代，我国山东省中兴煤矿首先引入长壁开采方法[5],由于成效显著，中兴煤矿一跃成为仅次于抚顺、开滦的全国第三大煤矿。历经了近百年的发展，121工法开采体系在基础理论、关键技术和装备系统等方面均取得了长足进步，为我国煤矿工业发展做出了巨大贡献[6,7,8]。采用长壁采煤法回采1个工作面，需要配套掘进2条回采巷道，同时，还需在相邻工作面之间留设1个隔离煤柱，故可以简称为“121工法”。根据所留隔离煤柱大小，长壁开采可分为大煤柱121工法、小煤柱121工法和充填留巷111工法。

1.1大煤柱121工法

1962年，钱鸣高院士提出了“采场上覆岩层围岩运动力学关系”的思路，并于1979年在大屯矿区孔庄矿现场测试中得到了验证，1981年提出“砌体梁”平衡理论[9],并于同年8月21日在我国“第一届煤矿采场矿压理论与实践讨论会”报告后，受到普遍认同。1982年，钱鸣高院士在英国国际岩层力学大会上宣读了《长壁开采覆岩运动特征及其在岩层控制中的应用研究》(A study of the behaviour of overlying strata in longwall mining and its application to strata control)论文，得到了世界著名岩石力学专家和采矿专家的高度评价，将其称为“鸣高模型”[10],把“砌体梁”理论推向国际。

“砌体梁”理论将“大煤柱-工作面支架-采空区矸石”视为顶板压力承载体，通过留设大煤柱(一般20～50 m)平衡顶板压力(图1),将下区段平巷布置在远离采空区的原岩应力区，从而避免了采空区侧向支承压力对巷道产生影响，保证了生产安全。基于“砌体梁”理论，形成了长壁开采大煤柱121开采体系，为我国采矿科学技术发展奠定基础[11]。

图1大煤柱121工法顶板岩层结构与 受力示意图(钱鸣高，1962) 

1.2小煤柱121工法

1979年，宋振骐院士依据开滦赵各庄矿覆岩钻孔观测资料，首次论述“传递岩梁”的基本属性，1981年在美国Morgantown召开的第一届国际岩层控制大会进行大会报告，并于1981年8月21日在我国“第一届煤矿采场矿压理论与实践讨论会”上做报告，得到专家的普遍认可。1982年在《山东矿业学院学报》发表了《关于采场支承压力的显现规律及其应用》[12],标志着“传递岩梁”理论的正式形成。

传递岩梁理论(图2)认为，随着回采工作的推进，基本顶岩层进行周期性断裂，并形成一端由工作面前方煤体支承而另一端由采空区矸石支承的岩梁结构，且始终在推进方向上保持传递力的联系，即把顶板作用力传递到前方煤体或后方采空区矸石上，此结构基本顶称为“传递岩梁”;采空区侧向支承压力有内、外应力场之分，内应力场在顶板“大结构”保护下处于低应力区，通过留设窄小煤柱隔断采空区，并将下区段平巷布置在内应力场的低应力区，达到既能保证巷道稳定又可节约煤炭资源的目的。基于“传递岩梁”理论，形成了长壁开采小煤柱121开采体系，为提高煤炭回收率做出了突出贡献[13,14]。

图2小煤柱121工法顶板岩层结构与 受力示意图(宋振骐，1979)  

1.3充填留巷111工法

早在20世纪30年代，苏联莫斯科近郊、基泽尔和库兹涅茨煤田等矿井便开始了不留煤柱、砌筑充填带的无煤柱开采技术的初步探索[15]。英国、德国等是实践无煤柱开采较多的几个国家。英国早期的留巷支护主要为人工垒矸石带，后期则以研制充填材料为主，1979年试验成功的高水材料巷旁充填技术一直沿用至今。我国自20世纪50年代开始引进和推广沿空留巷技术[16,17],应用趋势是由简单地质条件向复杂地质条件，支护结构由单一型向高强度、高可靠性方向发展[18]。

充填留巷工作面开采过程中，沿采空区边缘充填人工材料，维护工作面回采巷道，供下一工作面继续使用，实现了1个工作面，1个充填岩柱，掘进1条巷道，即111工法(图3)。该工法以充填岩柱代替区段小煤柱，提高了采区回收率，减少了1条巷道掘进量，促进了采矿技术发展。但是，由于上覆岩层的传力结构仍未改变，充填岩柱易成为应力集中区，充填留巷巷道稳定性难以保证。

图3充填留巷111工法顶板岩层结构与 受力示意图(苏联，1937)  

2、无煤柱自成巷开采理论

传统长壁开采一般通过留设煤柱(岩柱)的方式来抵抗采空区煤炭采出后上覆岩层运动产生的矿山压力，存在巷道掘进率高、煤柱资源浪费严重、沿空巷道事故多发等问题。究其原因，主要是在该工法体系中，采用传统高强度支护对抗矿山压力，长臂梁结构巷道顶板岩层回转下沉易造成支护体系破断失效，同时会对留设的煤柱(岩柱)造成应力集中，是一种不平衡开采体系。为此，笔者历经二十余年的科研技术攻关与工程实践，借鉴多年针对软岩巷道大变形的控制理念，在钱鸣高院士“砌体梁”理论和宋振骐院士“传递岩梁”理论基础上，提出了基于“切顶短臂梁”理论的无煤柱自成巷开采方法(图4)。

图4无煤柱自成巷开采顶板岩层结构与 受力示意图(何满潮，2008)  

2.1切顶短臂梁理论模型

无煤柱自成巷开采技术的理论基础为“切顶短臂梁”理论[19,20],而顶板定向预裂切缝则是形成“短臂梁”的基础。利用岩体抗压不抗拉的特性，通过超前聚能切缝，形成定向切缝面，将巷道顶板“长臂”转化为“短臂”,改变了顶板岩层结构连接状态，并切断采空区顶板与巷道顶板间的应力传递，释放顶板中积聚的能量，达到改善巷道应力环境的目的，进而利用垮落矸石的碎胀及承载特性，实现留巷围岩自动平衡。切顶短臂梁结构模型(图5)下，顶板岩层压力主要由实体煤、巷内支护体和采空区矸石共同承担(图6)[21]。切顶成巷稳定的关键是保证切顶短臂结构的力学平衡。切顶短臂结构主要通过巷内加强支护将其稳固于上位稳定岩层，在采空区矸石协同承载作用下达到平衡稳定状态。

图5切顶短臂梁结构模型 

图6切顶短臂梁力学模型 

如图6所示，假设巷道宽度为b,忽略基本顶关键块对切顶短臂结构的施载作用，煤帮对切顶短臂结构的反力按三角形分布，由∑Fy=0和∑M=0可得：

Fbsinβ+∑Fi+12σpxp=Gd16σpx2p+∑Fixi+Md+Fbsinβ(xp+b)=Gdxc         (1)

式中：Fb为矸石侧向承载力，kN;β为切顶角度，(°);Fi为不同支护结构的支护力，kN;σp为煤帮对切顶短臂结构的作用反力，kN/m; xp为煤帮对切顶短臂结构的作用距离，m; xc为切顶短臂结构几何形心横坐标，m; xi为不同支护结构距煤壁的距离，m; Gd为切顶短臂结构的自重荷载，kN;Md为切顶短臂结构的残余抗弯能力，kN·m。

整理上式可得

由式(2)可以看出：等式左边为承载部分，数值越大说明支护强度越高；等式右边为施载部分，数值越大说明载荷越大。切顶成巷过程中，一方面通过支护作用提高切顶短臂结构的稳定性，另一方面充分发挥采空区矸石的自承载作用，实现综合承载值大于施载值，从而使巷道围岩处于稳定状态。

2.2平衡开采理论模型

1)传统长壁非平衡开采

理论与工程实践表明，长壁开采工作面回采后，顶板上覆岩层自下而上会形成垮落带、裂隙带和弯曲下沉带(部分地区无弯曲下沉带),地表一般也会产生沉降，如图7所示。

图7 121工法采矿工程模型  

采矿活动在三带中产生的损伤可以用K1,K2和K3表示。其中，K1为采矿引起的地表沉降损伤变量，K2为裂隙带中产生的裂隙损伤变量，K3为垮落带顶板矸石碎胀损伤变量。对于长壁开采工作面，采矿活动在三带中产生的损伤变量虽然是千变万化的，但是始终满足采矿损伤不变量方程[22]:

对于121工法而言，地表沉降体积ΔVS是可以通过测量和计算得到的。但是，工作面开采后采空区顶板垮落，顶板岩层中的裂隙体积ΔVC和顶板垮落岩体碎胀体积ΔVB是未知的，导致损伤是无法进行测量和控制的。

2)无煤柱自成巷平衡开采

无煤柱自成巷开采将传统长壁开采121工法顶板自然垮落改变为按照设计高度垮落，为采矿损伤不变量方程找到了最优解，实现了垮落带中矸石碎胀等于采矿量，使顶板岩层中的裂隙体积和采矿引起的地表沉降体积接近于零，其采矿工程模型如图8所示。

图8无煤柱自成巷开采采矿工程模型 

无煤柱自成巷开采采矿损伤不变量方程最优解为：

为了得到上述最优解，无煤柱自成巷开采利用顶板岩体自身碎胀特性，通过合理的切顶高度HC,并根据顶板垮落岩体的碎胀控制方程和现场测量得到的碎胀函数，控制顶板垮落岩体碎胀体积，理论上可以将靠切缝侧采空区上方顶板岩层中裂隙损伤K2降至“0”,此时不再存在弯曲下沉带，地表亦无沉陷等明显变形，使其实现采矿量与碎胀量之间的平衡。因此，对于采矿损伤不变量方程而言，则是有解、可控，存在如下3个平衡方程：

无煤柱自成巷开采采用“借力打力”的思路，将对抗矿山压力转变为利用矿山压力，并将采空区顶板自然垮落转变为按照设计高度垮落，同时，利用垮落岩体碎胀特性充填地下空间，从而消减矿山压力引起的煤矿灾害，属于一种平衡开采方法。

3、无煤柱自成巷110工法

基于“切顶短臂梁”理论模型和采矿工程平衡开采控制方程，笔者于2009年提出并实践了无煤柱自成巷开采110工法，通过大量理论与实践研究，研发并形成了配套关键技术与设计体系。

3.1开采工艺

基于传统长壁开采技术工艺体系和装备系统，通过对工作面回采巷道采空区侧顶板爆破预裂切缝，使其在回采过程中沿切缝自动切落，形成下一工作面回采巷道，从而回采“1”个工作面只需掘进“1”条工作面回采巷道(另一条自动形成),无须留设煤柱(“0”煤柱),故简称“110工法”。

110工法开采布置如图9所示。工作面煤层回采前，在回采巷道沿即将形成的采空区侧定向爆破预裂切顶，同时采用恒阻大变形锚索支护回采巷道顶板围岩，待工作面回采后，在矿山压力作用下沿切缝将顶板切落形成巷帮，既隔离采空区又保证了该回采巷道的完整性，同时减弱顶板的周期性压力，从而将传统的“一面双巷”变成“一面单巷”采掘模式，实现了无煤柱开采。

图9 110工法布置示意图  

110工法在开采方面变掘进巷道为采后自动形成，使每个采煤工作面少掘一条回采巷道，实现了真正的无煤柱开采，杜绝了留设煤柱造成采动应力叠加诱发大变形工程灾害的安全隐患，有效解决了深部开采工作面回采巷道的大地压、大变形、难支护问题。

3.2关键技术

研发了以高预应力NPR开挖补偿支护技术、顶板定向预裂切缝技术、防冲让压挡矸支护技术等为核心的技术体系，实现了“拉得住、切得开、下得来、护得好”的工艺目标。

1)高预应力NPR支护技术

该技术利用自主研发的能够适应围岩大变形的高强高韧1G/2G NPR锚杆/索[23,24]新材料(图10),通过对顶板岩体施加高预应力，在保护岩体强度、避免离层的同时，实现基本顶来压及顶板切落时产生的冲击能量的有控制性释放，从而有效保证成巷围岩的稳定及二次回采期间的安全复用。

图10 1G/2G NPR锚杆/索新材料 

2)顶板定向预裂切缝技术

该技术采用自主研发的顶板定向预裂切缝装置[25,26,27],利用岩体抗压怕拉的特性，实现了爆破后在2个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，从而达到在设定方向进行切缝但不损坏其他方向顶板岩石的目的(图11)。

图11顶板定向预裂切缝装置及其作用机理 

3)顶板预裂切缝参数设计

通过大量理论与实践研究[20,26,28,29,30],形成了较为系统的顶板预裂切缝参数设计方法。顶板预裂钻孔施工应在巷道通风系统形成后，安装支架时或超前工作面50 m进行。其中：

顶板定向预裂钻孔角度(β)选取时应根据采高HC的不同，考虑顶板岩石力学参数、工作面顶板垮落情况等因素综合确定。

顶板定向预裂钻孔深度(HF)与采高、顶板下沉量及底鼓量等有关，一般可通过下式确定：

HF=2.6HC (6)

顶板定向预裂钻孔直径一般为46～48 mm。当顶板为硬岩顶板时，钻孔间距可取450～550 mm;当顶板为软岩顶板时，间距可取500～600 mm;当顶板为破碎顶板时，间距可取550～650 mm;当顶板为复合顶板时，间距可取450～650 mm。

顶板定向预裂爆破装药量主要与岩性有关，根据顶板岩性不同，通过现场试验确定合理装药量和封孔长度，以钻孔裂缝率高于90%为佳。

4)防冲让压挡矸支护技术

该技术通过恒阻让压结构设计，实现挡矸支护结构的竖向让位，有效避免因顶板变形而产生弯曲失稳和破坏，另外，也可以根据现场情况，采用挡矸支架进行护帮支护[31,32,33](图12)。

图12防冲让压挡矸支护体系  

4、工程应用

无煤柱自成巷110工法自2009年在川煤集团白皎煤矿成功应用以来，以其独特的工法理念和先进的技术优势在全国范围内20余个集团公司旗下的34个矿区进行了快速的推广与应用。据粗略统计，110工法的应用已累计达500多个工作面，切顶成巷35多万米，回收煤柱资源2 000余万吨，形成了极为可观的经济和社会效益。其中，在综采放顶煤、高瓦斯煤层、冲击地压等复杂开采条件下的成功应用，更加显示出该项技术的优越性和安全性。

4.1综放开采无煤柱自成巷

我国厚煤层煤炭可采储量及产量均占总产量的45%,而开采方式以放顶煤开采为主。由于煤层较厚，传统开采方法往往造成巨量煤柱损失，而采场围岩的破坏范围大，又易导致瓦斯积聚、采空区遗煤自然发火等一系列问题[34,35,36]。因此，通过实施综放开采无煤柱自成巷可实现巨量煤柱资源回收，此外通过采空区密闭封堵技术隔离采空区，对于防漏风和防灭火等安全生产措施具有促进意义[37]。

1)工程概况

山西省晋中市神磊煤矿150202工作面为综放开采，煤厚平均7.6 m,采放比2.4∶5.2,煤层结构简单-复杂，平均倾角8°,工作面走向长度1 180 m,倾向长度150 m,平均埋深335 m。煤层直接顶板为泥岩、基本顶为石灰岩，底板为铝质泥岩。150202工作面为运输巷留巷，供150203工作面循环使用。

2)方案设计

恒阻锚索共交错布设5列，规格Φ21.8 mm×L15 300 mm,第1列靠切缝侧550 mm,排距800 mm,用W钢带平行于巷道走向连接；第2～5列排距均为3 200 mm,其中第2列与相邻的第4列、第3列与相邻的第5列均用W钢带垂直于巷道走向连接，如图13所示。顶板切缝深度为15 m,铅垂线夹角为15°,切缝孔间距为500 mm。在架后0～300 m范围内，采用“单体液压支柱”配合铰接顶梁进行滞后支护，单体共布置5列、排距1 m,铰接顶梁长度1 m,如图14所示。为了控制底鼓、单体钻底和挡矸U型钢侧倾，在单体支柱下支设工字钢底梁，非切缝侧2列单体、切缝侧3列单体支柱分别共用2组T型工字钢底梁。矸石帮采用可伸缩36#U型钢上下2节搭接进行挡矸，排距500 mm。

图13顶板补强支护与架后临时支护展开图(mm)

图14 150202工作面巷道断面设计(mm)  

3)应用效果

通过留巷段围岩位移监测，巷道顶底板移近量平均为455 mm,其中顶板下沉量为135 mm、底鼓量为320 mm;两帮移近量平均为300 mm,其中矸石帮移近量为110 mm、实体煤帮移近量为190 mm。监测结果表明，滞后工作面200 m左右，巷道围岩基本均趋于稳定，如图15所示。

图15巷道围岩变形规律  

神磊煤矿150202工作面综放开采无煤柱自成巷实施后，约额外回收了20万吨煤炭资源，通过实施切顶卸压、补强支护及采空区密闭封堵技术等系列关键技术，解决了以往巷道围岩变形量大、采空区遗煤自燃和瓦斯积聚等问题，延长了矿井服务年限，最终成巷效果满足行人、通风等安全生产要求，如图16所示。

图16神磊煤矿150202综放工作面无煤柱自成巷留巷效果

4.2高瓦斯煤层无煤柱自成巷

对于高瓦斯煤层，瓦斯灾害是制约矿井高产高效的关键。在此类煤层中进行巷道掘进及工作面回采面临着严重的瓦斯突出问题，而超前瓦斯处理则导致生产效率低、瓦斯治理成本高，更为重要的是导致采掘接续紧张，安全生产难以保障[38,39]。无煤柱自成巷技术可以减少巷道掘进量，间接降低掘巷过程中瓦斯突出危险性，并且解决了工作面开采过程中上隅角瓦斯积聚问题，留巷段可进一步布置瓦斯抽放系统，因此它是解决高瓦斯煤层开采瓦斯治理的一种有效途径[40]。

1)工程概况

山西省吕梁市沙曲二矿属于煤与瓦斯突出矿井，矿井设计生产能力300万t/a, 110工法试验工作面为4#煤4303工作面，平均煤厚2.7 m、平均煤层倾角6°,工作面平均埋深450 m、走向长度1 172 m、倾向长度214 m。顶板为细粒砂岩、泥岩，底板为泥岩、粉砂岩。工作面采用“两进一回”的Y型通风方式，预留巷道4303工作面轨道巷与另一条回采巷道为进风巷，下一工作面胶带巷为回风巷。

2)方案设计

顶板共补强3列恒阻锚索，型号Φ21.8 mm×L11 300 mm,第1列恒阻锚索排距900 mm,用W钢带平行于巷道走向连接；第2列恒阻锚索位于巷中，排距1 800 mm,第3列恒阻锚索排距3 600 mm,用圆钢钢带平行于巷道走向连接。顶板切缝深度8 m、角度15°,切缝孔间距500 mm。在架后0～200 m范围内，采用“单体液压支柱”+π型梁进行滞后支护，“一梁四柱”排距500 mm。矸石帮采用“钢筋网+风筒布+U29型钢”进行挡矸密闭。在工作面已有高位瓦斯抽采钻孔基础上，留巷段采空区瓦斯采用“喷涂密闭+抽采”的方式进行综合治理，一方面通过封堵隔绝采空区与巷道的气体交换，另一方面通过抽采降低采空区内的瓦斯浓度。根据矿压监测结果，待顶板垮落基本稳定后，快速喷涂密闭材料对留巷侧矸石帮进行封堵。

采用“采空区埋管瓦斯抽采”+“裂隙带瓦斯钻孔抽采”的方式进行联合抽采，如图17所示。① 采空区埋管瓦斯抽采：在留巷过程中，切顶留巷起始30 m范围内，布置型号为DN219 mm的瓦斯抽采管路，埋管抽采间距为3 m。切顶留巷30 m之后瓦斯抽采钻孔为DN100 mm管路，孔间距6 m。② 裂隙带瓦斯钻孔抽采：在4303轨道巷顶板距采帮1.5 m处向4303综采工作面上部岩层位置施工切顶留巷瓦斯裂隙带治理钻孔。在距工作面切眼位置30 m内每间隔3 m布置一个钻孔，在距切眼位置30 m之后每隔6 m布置一个钻孔，钻孔孔径133 mm,封孔长度3 m。

图17 4303工作面采空区封堵及瓦斯抽采 

3)应用效果

通过对4303工作面切顶卸压成巷工作面瓦斯进行现场监测，同时根据相邻工作面121开采U型通风时工作面瓦斯监测情况，对比分析不同工法下瓦斯分布特征，切顶成巷超前段、工作面上隅角及切顶成巷巷内随着工作面回采瓦斯浓度变化曲线如图18所示。

图18 4303工作面110工法与相邻工作面121工法瓦斯监测对比曲线

沙曲二矿在4303工作面轨道巷进行无煤柱自成巷110工法开采试验，在应用无煤柱自成巷关键技术的基础上，针对矿井瓦斯治理难题，采取了采空区埋管抽采、裂隙带瓦斯抽采+矸石帮喷涂封闭联合治理措施，消除了工作面隅角瓦斯超限难题，实现了高瓦斯煤层无煤柱自成巷开采，留巷效果如图19所示。

图19 4303工作面无煤柱自成巷留巷效果  

4.3冲击地压矿井无煤柱自成巷

随着开采强度和深度的增加，井下地质条件越发复杂，冲击地压灾害给矿井的安全生产带来了严峻挑战。在全国主要冲击地压矿区煤矿事故中，沿空巷道事故约占煤巷事故的90%,同时煤柱留设区域应力集中，更易造成冲击地压灾害发生，威胁矿井安全生产[41,42]。无煤柱自成巷开采技术通过预裂切顶，使垮落矸石及时碎胀承载，减少上覆顶板旋转下沉，优化巷道围岩应力环境；不留煤柱则消除了高应力集中，进一步降低了冲击地压事故发生的概率。

1)工程概况

郭屯煤矿位于山东省郓城县，属于冲击地压矿井，其设计生产能力240万t/a。110工法试验工作面为3下煤4306工作面，平均煤厚2.7 m、平均倾角5°,可采储量约57万t。工作面走向长度1 008 m、倾向长度208 m、留巷长度788 m, 4306工作面埋深845～890 m。4306工作面顶板以细砂岩、粉砂为主，底板以泥岩、细砂岩为主，煤层和顶板均具有Ⅱ类冲击倾向性，工作面为中等冲击危险，弱冲击地压危险区4个，中等冲击地压危险区12个，强冲击地压危险区12个。本次110工法拟留巷道为4306工作面轨道巷，供接续面4307工作面回采复用，如图20所示。

图20 4306回采工作面冲击地压危险区划分示意图

如图21所示，顶板共布设3列恒阻锚索，型号Φ21.8 mm×L10 800 mm,第1列距回采帮500 mm,排距800 mm;第2列排距2 400 mm;第3列距实体煤帮500 mm,排距4 000 mm;第1列和第2列相邻恒阻锚索之间用W钢带平行于巷道走向连接。实体煤帮采用2排Φ21.8 mm×L6 000 mm普通锚索进行补强加固，间排距为1 600 mm×1 600 mm,相邻锚索之间用锚索梁平行于巷道走向连接。

顶板预裂切顶参数依照碎胀平衡原则，确定切缝深度8.5 m、角度15°、切缝孔间距500 mm。为降低顶板初次来压显现和回撤通道应力集中对留巷段稳定性的影响，在回撤通道及靠轨道巷侧的切眼50 m范围进行切顶卸压，切缝深度取为8.5 m。超前工作面120 m范围内采用2列ZQ4000/20.6/45型液压单元支架进行超前支护，间距2 200 mm,排距3 000 mm;滞后工作面300 m范围内采用“门式支架+U36型钢+挡矸网”进行临时支护，门式支架排距800 mm、U36型钢排距500 mm;滞后工作面300 m范围外，围岩运动基本稳定，逐步回撤门式支架，采用“一梁两柱”,排距2 m进行稳定区支护。此外，对轨道巷内联络巷、上下交叉巷道、机电硐室以及开切眼和回撤通道的影响区域进行了加强支护，避免了诱发冲击并保证了特殊区域的安全开采。

图21 4306工作面无煤柱自成巷关键技术设计(mm)  

3)应用效果

如图22所示，同等推进速度条件下，110工作面诱发的微震活跃程度均小于121工作面。当推进速度超过1.6 m/d后，微震能量降低更为明显，其中110工作面推进速度4.8 m/d,释放微震最大能量接近121工作面推进速度2.4 m/d的释放能量。由此可知，4306轨道巷通过切顶卸压，利用矸石的碎胀特性控制上覆岩层的运动，对冲击地压的防治具有积极意义。

图22不同采煤工艺回采速度与微震参数关系  

此外，由图23可见，4306工作面轨道巷最终成巷效果较好，巷道顶板整体下沉量较小，碎石巷帮无明显侧鼓现象，实体煤帮无明显片帮现象，说明巷道围岩卸压效果较好，实现了冲击地压的有效防控。

图23 4306工作面无煤柱自成巷留巷效果  

5、结论与展望

1)在钱鸣高院士的“砌体梁”理论和宋振骐院士的“传递岩梁”理论成果基础上，提出了切顶短臂梁力学模型，在切断采空区顶板与巷道顶板间的应力传递的同时，利用矿山压力切落顶板，实现自动成巷，奠定了无煤柱自成巷开采的理论基础。

2)传统长壁开采体系导致的裂隙带岩层损伤及垮落带矸石碎胀均为未知，因此采矿损伤不变量方程无解；无煤柱自成巷开采顶板自然垮落转变为按照设计高度切落，进而利用矸石的碎胀及承载特性，实现采矿损伤不变量方程有解的平衡式开采。

3)提出了无煤柱自成巷110工法，构建了配套工艺及技术体系，在全国各大矿区成功应用，取得显著的经济、安全及社会效益，特别是在综采放顶煤、高瓦斯煤层、冲击地压等复杂开采条件下的成功应用，为实现矿山灾害源头治理提供了有效途径。

4)在110工法的基础上，笔者所在课题组已于2016年提出并成功实施整个采区内部无巷道掘进和无煤柱留设的“N00”工法。该技术从根本上改变了传统长壁开采技术工艺体系和装备体系，取消了巷道掘进，是未来实现煤矿智能化、无人化开采的必然趋势。

参考文献:

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文章来源:何满潮.无煤柱自成巷开采理论与110工法[J].采矿与安全工程学报,2023,40(05):869-881.