针对复合顶板条件矿山而言，常规支护材料不具备“大变形”特性，容易导致巷道变形破坏严重及采掘失衡问题[1,2,3];由于工作面间留有厚大煤柱，还会造成资源严重浪费，针对这类问题研究复合顶板下切顶卸压无煤柱自成巷回采技术是非常必要的[4,5,6]。在这方面研究中，张卫等[7]针对复合顶板切顶留巷变形严重问题，提出分段封堵炮孔方法，复合顶板顺利一次垮落，留巷效果良好；郭洪雷等[8]针对复合顶板巷道切顶卸压留巷围岩控制困难问题，提出在切顶前采用锚索+锚索梁超前支护，留巷段采用架棚、单体液压支柱、档杆支架等支护方法；贾航[9]针对赵庄煤矿深埋坚硬复合顶板难垮落的问题，提出了定向水力压裂卸压技术弱化围岩技术，降低了巷道围岩应力集中程度，卸压效果良好。综合以上分析，对于复合顶板条件，采取切顶卸压方法并实施有效的支护是解决巷道变形的有效手段。以麦地掌煤矿21206综采工作面为研究对象，研究了复合顶板无煤柱切顶卸压技术及其巷道围岩控制方法，以期为类似顶板条件矿山工作面高效回采及巷道围岩控制提供指导与借鉴。

1、工程概况

麦地掌煤矿主采2号煤层21206工作面，煤层厚度1.5～2.5 m, 平均倾角7°,自然倾向性等级鉴定为Ⅲ级，属不易自燃煤层。直接顶为2.3 m的黑灰色泥岩，硬度较低，破碎且易冒落，基本顶为5 m的细砂岩，属于典型的复合顶板条件；直接底为0.2 m的碳质泥岩，裂隙较为发育，基本底为1.5 m的细砂岩，工作面综合柱状图如图1所示。

图1 工作面综合柱状图   

21206工作面轨道巷位于矿井21盘区西翼，北部为21206工作面运输巷，南部为21206工作面轨道巷，工作面布置情况如图2所示。21206工作面运输巷长1 568 m, 轨道巷长1 710 m, 工作面切眼长186 m.

图2 21206工作面平面布置图  

目前，21206工作面轨道巷断面尺寸为宽×高=4.6 m×3.0 m, 采用锚网索+钢带+钢筋梯联合支护，常规支护材料不具备“大变形”特性，导致巷道变形严重； 21206工作面长1 710 m, 巷道掘进时间及工作面回采时间较长，导致采掘接续紧张；工作面间还留设30 m宽煤柱，造成煤柱资源损失严重，与此同时还需多掘1条巷道，导致掘巷成本增大。针对以上问题，特开展复合顶板无煤柱切顶卸压与巷道支护技术研究，实现工作面安全高效回采。

2 复合顶板切顶卸压受力特性分析

为研究切顶对复合顶板的力学影响关系，建立沿空留巷切顶卸压力学模型，如图3所示。

图3 厚硬顶板留巷切顶力学分析模型   

工作面回采过后，采空区上方顶板在采动压力影响下将发生垮冒，为满足顶板沿切顶面实现完全垮落，切顶面上部的未实施切顶的厚硬顶板所受的拉应力应满足以下关系[9]:

式中：σ为未切顶部分基本顶拉应力，MPa; σt 为基本顶抗拉强度，MPa.

其中：

式中：M为未切顶部分弯矩，N·m; W为未切顶部分抗弯系数。

未切顶部分的弯矩及抗弯系数计算式如下：

式中：q为顶板承受载荷，N/m; x4为未切顶面边缘到悬臂梁端部的间距，m; ρ为顶板岩层平均密度，kg/m3;d1为顶板厚度，m; h1为未切顶面高度，m.

x4与h1可由下式确定：

式中：x1为塑性区宽度，m; x2为巷道宽度，m; x3为切顶面水平投影宽度，m; x5为塑性区边缘到悬臂梁端部间距，m; h为切顶高度，m; α为切顶角度，°.

其中x5的确定方法如下：

式中：l为基本顶周期来压步距，m;L为工作面长度，m.

将公式(3)～(6)带入公式(2)可得：

根据该矿实际工作面赋存条件，x1=3.5 m,x2=4.6 m,x3=htanα,l=10.5 m,L=1 710 m,q=0.3 MPa,ρ=2 260 kg/m3,d1=9.9 m.将相关参数带入上式，整理后得：

由公式(8)可以看出，对于复合顶板条件，基本顶未切顶部分所受拉应力大小与切顶高度及角度密切相关，只有两个切顶参数合理匹配，才能使顶板顺利垮落，达到良好的切顶效果。

3、合理切顶参数确定

3.1 数值模型构建

通过前述理论分析，切顶卸压高度与角度对于复合顶板垮落条件具有重要影响，为得到合理切顶参数，采用FLAC3D数值软件对切顶卸压参数合理值进行分析。所构建的数值模型尺寸为长×宽×高=150 m×150 m×50 m, 模型底部及四周进行位移约束，上部施加载荷等效上覆岩层自重，岩体力学参数如表1所示。

表1 岩体力学参数

3.2 数值结果分析

1) 切顶高度模拟结果。

由于复合顶板厚度为7.3 m, 合理的切顶高度应保证复合顶板顺利垮冒，为此选取切顶高度分别为7 m、8 m、9 m与10 m进行分析，不同切顶高度的巷道受力及变形情况如图4所示。随着切顶高度的增加，巷道煤柱内垂直应力及顶板垂直位移均呈现减小趋势。当切顶高度由7 m增加至9 m时，巷道所受应力及位移均呈现显著降低趋势，其中垂直应力由43.2 MPa降至40.5 MPa, 垂直位移由345 mm降至236 mm; 当切顶高度由9 m增加至10 m时，巷道所受应力及位移下降幅度大大减小，垂直应力降至40.2 MPa, 垂直位移降至232 mm, 说明当切顶高度为9 m时，巷道所受应力及变形基本稳定，综合施工成本角度考虑，确定合理切顶高度为9 m.

图4 不同切顶高度模拟结果  

2) 切顶角度模拟结果。

部分研究成果表明，合理的切顶角度在10°～20°范围内[1,2,3],在9 m切顶高度下选取切顶角度分别为10°、12°、15°、17°及20°进行数值模拟分析。不同切顶角度下巷道受力及变形情况如图5所示。

图5 不同切顶角度模拟结果   

随着切顶角度的增加，煤帮内垂直应力及顶板垂直位移均表现为先降低后升高的变化趋势。当切顶角度由10°增加至15°时，巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移降到最低，其中煤帮侧垂直位移由41.3 MPa降至38.6 MPa, 顶板垂直位移由276 mm降至215 mm; 当切顶角度由15°增加至20°时，巷道煤帮侧垂直应力及顶板垂直位移再次升高增加。结果表明，持续的增加切顶角度并不能有效保证巷道的稳定，当切顶角度为15°时，有利于采空区矸石的垮落，减小应力集中程度，保证沿空巷道围岩的稳定，由此确定合理切顶角度为15°.

将切顶高度9 m及切顶角度15°带入公式(8)计算得，未切顶部分顶板所受拉应力为3.05 MPa, 而复合顶板极限抗拉强度为2.4 MPa, 表明该切顶参数下复合顶板能够完全垮落，也进一步验证了数值模拟得到的切顶参数的合理性。

4、复合顶板切顶卸压方法

根据上述研究结果，提出对工作面巷道实施双向聚能预裂爆破切顶卸压与恒阻大变形锚索补强支护相结合的巷道围岩变形控制方法。通过预裂切缝爆破，减弱巷道顶板压力，保护巷道顶板完整性；利用恒阻大变形锚索进行补强加固，使所留巷道围岩能够最大限度地发挥自身承载作用，减少巷道变形，保证留巷效果。

双向聚能管长1 500 mm, 切缝钻孔距煤帮100 mm, 切缝孔间距为500 mm, 受深孔高应力及钻孔角度偏差影响，孔底难劈裂，因而炮孔底部装药量大，装药量约为3～5卷，卷炮孔口处装药量小，装药量约为1～2卷。聚能爆破采用4+3+2+1+1的装药方式，每节聚能管炸药需要1个雷管，每孔需要5个雷管，爆破孔口采用专业设备用炮泥封孔，封孔长度2 000 mm, 采用不耦合装药与正向爆破方式，切缝孔布置断面如图6所示。

图6 切缝钻孔布置剖面图(单位：mm)  

5、沿空留巷围岩控制方法

5.1 恒阻锚索补强支护方法

为了保证切顶过程和周期来压期间巷道的稳定性，巷道顶板进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强支护。为使恒阻锚索在留巷的过程中发挥较好的悬吊作用，同时有效保护锚固端，因此恒阻锚索长度一般设计为H+(1～2)m, 并确保锚固端位于较稳定岩层内。恒阻锚索设计长度11.3 m, 共布设3列。第一列恒阻锚索距回采帮650 mm, 排距800 mm; 第二列恒阻锚索距第一列恒阻锚索1 400 mm, 排距为1 600 mm; 第三列恒阻锚索距第二列恒阻锚索1 400 mm, 排距1 600 mm.恒阻锚索采用20号槽钢连接，第一列恒阻大变形锚索沿巷道走向用槽钢连接；第二、三列恒阻大变形锚索垂直于巷道走向用槽钢连接。

为了保证巷道稳定性，减弱开采时巷道片帮的情况，巷道非采帮共布置两列普通锚索，巷帮补强支护锚索直径为21.8 mm, 长度为4 500 mm, 第一列锚索垂直于巷道副帮布设，距顶板800～1 000 mm, 排距1 600 mm; 第二列锚索垂直于巷道副帮布设，距第一列锚索间距800～1 000 mm(第二列打在压风管与瓦斯管之间),排距1 600 mm; 帮部锚索施工可根据现场实际情况对位置进行调整，局部地段由于无法施工恒阻锚索位置可打点锚索，不再施工W钢带。

5.2 巷道临时加强支护方法

工作面推进过程中，不同位置巷道受采动影响不同。根据现场监测数据，将工作面附近划分为3个区：超前支护区(工作面前方25 m),滞后临时支护区(架后0～300 m)和成巷稳定区(架后300 m之后)。不同分区根据需要采取不同的支护措施，分区如图7所示。

图7 巷道不同位置临时支护   

1) 超前支护区(煤壁前方25m)。

此段巷道位于工作面超前采动影响区，需要超前加强支护。超前支护采用单体支护方式，留巷巷道超前支护至少25 m的距离。超前支护采用4根单体进行支护。单体作用于槽钢/π梁上，单体排距1 000 mm, 每排4根。第1根距采帮1 100 mm, 第2根单体柱距第1根单体柱600 mm, 第3根单体柱距第2根单体柱净宽1 500 mm, 第4根单体柱距第3根单体柱净宽为200 mm, 且第4根单体柱距非回采帮瓦斯抽放管大于100 mm; 单体采用垂直巷道走向Π型梁进行支护，由于巷道成型及瓦斯管路布置情况变化较大，单体柱间距可根据现场实际情况进行调整，棚距1.0 m, 顶板不平处用方木垫实。当顶板压力大时，采用一梁多柱支护，一梁多柱支护要保证行人与设备的安全距离，并加长超前支护距离。当顶板压力继续增大时，采用缩小棚距加密支护，如图8所示。

图8 超前临时支护断面图(单位：mm)  

2) 架后临时支护区(架后0～300m)。

此段巷道位于工作面超后影响区，采空区顶板岩石垮落会对巷道顶板产生一定的摩擦作用，巷道受动压影响明显，顶板压力较大。因此，在架后0～300 m范围内，顶板需要临时加强支护。架后临时支护主要单体梁进行支护。第1根单体距采帮500 mm, 柱为带帽点柱，与顺巷打设的恒阻锚索成一条直线；第2根单体柱距第1根单体柱600 mm; 第3根单体柱距第2根单体柱600 mm; 第4根单体柱距第3根单体柱净宽1 500 mm; 第5根单体柱距第4根单体柱净宽200 mm, 且第5根单体柱距非回采帮单体柱距瓦斯抽放管大于100 mm.二三四五列单体采用垂直巷道走向Π型梁进行支护，由于巷道成型及瓦斯管路布置情况变化较大，单体柱间距可根据现场实际情况进行调整，棚距1.0 m, 如图9所示。

图9 架后临时支护断面图(单位：mm)   

3) 成巷稳定区(超过300m)。

此段巷道受采动影响很小，根据矿压监测结果，当顶底板移近量及顶板锚索受力趋于稳定时可认为该区域顶板已趋于稳定状态，可将临时支护的单体回撤循环使用，只保留可伸缩U型钢进行挡矸支护，如图10所示。

图10 成巷稳定区支护方法(单位：mm)  

6、现场实践效果分析

为验证复合顶板切顶卸压与巷道围岩控制方法在麦地掌煤矿实践效果，对方案实施前后巷道顶板变形情况进行了现场监测，结果如图11所示。

图11 巷道变形监测结果  

方案实施前，巷道变形稳定后顶板最大下沉量为452 mm, 两帮移近量为527 mm; 方案实施后，巷道变形稳定后顶板最大下沉量为215 mm, 两帮移近量为224 mm.与卸压前相比，顶板下沉量降低了52.4%,两帮移近量降低了57.5%,沿空巷道变形得到了有效控制。

方案实施后，麦地掌煤矿21206工作面可释放长约1 710 m的30 m宽煤柱，价值9 695.7万元，经济效益显著。综合分析，研究提出的复合顶板切顶卸压与巷道围岩控制方法在麦地掌煤矿取得了良好实践效果，可为类似条件矿山提供工程指导与借鉴。

7、结语

1) 通过构建复合顶板切顶卸压受力模型，对于复合顶板条件，基本顶未切顶部分所受拉应力大小与切顶高度及角度密切相关，只有两个切顶参数合理匹配，才能达到良好的切顶效果。

2) 通过数值模拟分析，确定合理切顶高度为9 m, 合理切顶角度为15°,将切顶参数带入相关公式计算得到未切顶部分顶板所受拉应力为3.05 MPa, 而复合顶板极限抗拉强度为2.4 MPa, 表明该切顶参数下复合顶板能够完全垮落，验证了切顶参数的可靠性。

3) 研究提出巷道顶板预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强支护，以及工作面分区段临时加强支护方法。实践结果表明，顶板下沉量降低了52.4%,两帮移近量降低了57.5%,沿空巷道变形得到了有效控制，经济效益显著。

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[9]贾航.深埋坚硬复合顶板定向水力压裂卸压技术研究[J].能源技术与管理,2023,48(2):71-73.

文章来源:李文文.麦地掌煤矿复合顶板切顶卸压与巷道围岩控制方法研究[J].煤,2024,33(01):50-54.