Mechanism of deformation and pressure relief control of dynamic gob-side entry surroundings in fully-mechanized caving mining for extra-thick coal seam
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摘要:
受工作面采动叠加影响，特厚煤层综放开采邻空动压巷道极易发生冲击地压、巷道大变形等强矿压显现现象，是采掘过程中的重点防控区域。以榆神矿区曹家滩矿井特厚煤层综放开采为工程背景，分析了邻空动压巷道强矿压显现机理，研究了邻空巷道围岩倾向和走向支承压力分布力学机制，提出于邻空巷道进行定向张拉爆破切顶卸压巷道围岩控制，并运用数值模拟及现场试验等方法对该技术的作用效果进行了综合研究。结果表明，特厚煤层综放开采条件下，工作面开采大空间采空区长悬臂结构断裂后形成台阶岩梁块体长度较大，其滑落失稳或关键层失稳均会引发强动压，该动压作用在煤柱上并进一步传递至超前区邻空巷道围岩是造成底鼓大变形的主要原因。于邻空巷道内进行定向切顶卸压后，可减弱本工作面后方采空区顶板与煤柱间的承压，邻空巷道围岩应力向远离巷道方向转移，应力峰值降低，应力范围减小。现场开展了不同切顶方式下的现场工程试验，基于定向张拉爆破的深孔切顶卸压技术可有效减小特厚煤层工作面端头区邻空动压巷道的围岩压力，定向切顶后邻空动压巷道超前支架平均荷载降低11%，巷旁煤柱体应力峰值降低10%，巷内底鼓严重段平均变形减小65%，有效提高了巷道稳定性，为特厚煤层综放开采邻空动压巷道强矿压大变形控制提供了一种有效手段。
Abstract:Affected by the superposition of working face mining, strong rock pressure phenomena such as rock burst and large deformation easily occur in the gob-side entry when mining extra-thick coal seams. Taking the extra-thick coal seam mining of Caojiatan Coal Mine in Yushen Mining Area as the engineering background, the appearance mechanism of strong mine pressure in gob-side entry is analyzed and a surrounding rock control technology based on deep-hole directional tension blasting and pressure relief is proposed in our study. The effects of the technology are comprehensively studied by numerical simulation and field experiment. It was found that under the condition of fully-mechanized top-coal caving mining in extra-thick coal seam, the large space long cantilever structure of the gob roof breaks and forms a bench rock beam block with a large length. The instability of the long cantilever structure or the roof key layer will cause strong dynamic pressure, which acts on the coal pillar and further transmits to the surrounding rock of the gob-side entry in the advanced mining area, which is the main reason for the large deformation of the floor heave. Numerical study shows that when the directional roof cutting is performed in the gob-side entry, the surrounding rock stress is transferred away from the entry to both sides. The peak stress value is significantly reduced and the stress range is reduced. The engineering test under different roof cutting conditions was carried out in the field. It was found that the deep-hole roof cutting pressure relief technology based on directional tension blasting can effectively reduce the surrounding rock pressure of the gob-side entry at the end of the ultra-thick coal seam working face. The average load of fore support in the entry was reduced by 11% and the average deformation of floor in the serious section of the entry was reduced by 65% after roof cutting. The combined blasting is beneficial to further reduce the deformation of the entry surroundings and improves the stability of the entry. The research results provide an effective method for controlling the deformation of entry induced by strong mining pressure in ultra-thick coal seam mining.
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0. 引 言
邻空（沿空）动压巷道指靠近已回采工作面采空区掘进或维护而成的巷道，该类巷道除了掘进期间的围岩运动外，会受到上一工作面的超前采动影响和滞后采空区覆岩运动影响。本工作面开采时，会再次受到超前采动影响，重复采动叠加作用下，易引发巷道大变形、冲击地压等强矿压显现现象，是采掘过程中的重点防控区域[1-2]。
现阶段，针对邻空动压巷道的研究主要集中在不同地质条件和开采方式下的巷道围岩变形机理、变形规律及稳定性控制等方面[3-5]。王琦等[6]针对龙口矿区三软地层易膨胀、软化，围岩破坏范围大，拱架变形破坏严重等问题，开展了三软煤层邻空巷道破坏机制及锚注控制研究；张俊文等[7]分析了错层位开采邻空巷道围岩结构特征、影响因素及卸让压力学机理；姜福兴等[8]研究了深部矿井邻空巷道冲击地压的发生条件，推导出冲击危险性的工程判据；针对小煤柱留设沿空巷道，姜耀东等[9]对构造应力区沿空掘巷稳定性进行了研究，提出了构造应力区邻空巷道合理窄煤柱宽度留设方法；华心祝等[10]研究了孤岛工作面沿空巷道矿压特征，提出了锚网索和注浆联合加固支护措施；王德超等[11]、刘金海等[12]、ZHANG等[13]对综放开采条件下沿空巷道小煤柱合理留设尺寸进行了研究。无煤柱开采中的沿空巷道，是指采用一定的技术手段保留上区段工作面巷道而成，并作为本工作面回采巷道重复使用，文献[14-16]对巷旁充填沿空留巷围岩稳定机理及控制技术进行了研究，提出了锚杆索强力联合支护、钢管混凝土组合支架、充填体-顶板耦合支护控制措施。文献[17-20]对切顶卸压无煤柱自成巷开采中的沿空巷道围岩变形特征及控制技术进行了研究，得到了切顶卸压参数变化对围岩应力演化的影响规律。
厚煤层是我国煤炭开采的主力煤层，其储量约占煤炭总储量的45%。我国山西、陕西、内蒙古、甘肃等普遍存在厚度超过8 m的特厚煤层。特厚煤层开采后，采空区形成大空间，覆岩运动剧烈，尤其工作面端头位置超前支承压力范围内的邻空巷段极易破坏，对邻空巷道稳定性控制提出要求更高[21-22]。研究发现，邻空动压巷道的变形主要受到上一工作面开采扰动和本工作面超前采动影响两大方面。笔者前期已对减弱相邻工作面开采扰动进行了相关研究[23]，但直接于邻空巷道内进行顶板结构优化，减弱本工作面采动影响研究较少。为此，以榆神矿区曹家滩矿井特厚煤层综放开采为工程背景，研究工作面端头区域邻空动压巷道强矿压显现机理，通过减弱本工作面采动影响从而达到提高邻空动压巷道围岩稳定性的目的。研究成果对于相似条件下邻空动压巷道围岩变形控制具有一定的借鉴意义。
1. 邻空巷道变形概况
曹家滩煤矿是榆神矿区典型的现代化矿井，其采掘工程布置如图1所示，122106工作面为首采工作面，122108工作面为接续工作面。在特厚煤层开采条件下，受122106工作面开采强扰动影响，本来计划再次服务于122108工作面的122106外回风巷已严重变形，无法再次使用。为此，与122106外回风巷相距15 m，新掘进了122108工作面回风巷。然而，在122108工作面采动影响下，工作面端头超前区的邻空巷道再次出现大变形，巷道底板出现开裂、翘起等现象，严重影响正常运输和行人。
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图 1 曹家滩煤矿122108工作面布置及邻空动压巷道破坏情况Figure 1. Layout of No.22108 mining face and deformation of the gob-side entry in Caojiatan Coal Mine122108工作面开采2-2煤层，煤层平均厚度10.25 m，倾角0～5°，埋深300～363 m。工作面倾斜长度280 m，走向长度5910 m，采用综采放顶煤开采工艺，全部垮落法管理顶板，采煤高度5.8 m，放煤高度5～6 m。工作面直接顶为细砂岩，直接底为粉砂岩，其中顶板20 m左右的中粒砂岩是控制近域顶板垮落的关键岩层，对岩层运动起重要作用。
2. 巷道围岩变形机理及控制思路
2.1 巷道围岩变形机理分析
巷道围岩变形受多种因素影响，围岩的物理力学性质、遇水后特征、所处的应力环境等均是影响巷道变形的重要因素。根据现场采掘设计，曹家滩煤矿122108工作面回风巷道沿煤层底板掘进，但预留600 mm底煤至巷道设计高度，直接底为粉砂岩，含波状层理，夹细粒砂岩薄层，该岩层受水影响较小。由于底煤强度较低，其物理力学性质难以直接改变，巷道侧帮的高应力环境是造成巷道底鼓变形的最重要因素。
煤层开采后，上覆岩层运动，应力重新分布。由于未开采区域受到双采空区的影响，在双煤柱及122108工作面侧均出现应力集中现象[24]。如图2所示，将未切顶状态下的采场压力进行倾向、走向2个方向分析，采场倾向支承压力分布为4个区，I为122108煤柱应力集中区、II为122108辅运巷道应力卸载区、III为122106煤柱应力集中区、IV为122106采空区压实状态压力平稳区[25]。采场走向支承压力分布同为4个区，I区为未开采的初始应力平稳区、II为工作面超前支承压力升高区、III为122108采空区未压实状态压力上升区、IV为122108采空区压实状态压力平稳区。
由于122106工作面已经形成采空区，所以122108工作面采后顶板的边界条件为：一边简支、三边固支，根据Marcus修正解可得[26]，板在中部及固支边的弯矩为：
$$ \left|M_a\right|=\frac{\left(1-\mu^2\right)\left(1+\mu \lambda^2\right)}{12\left(1+\lambda^4\right)} q a^2 $$ (1) $$ M_b=\frac{\left(1-\mu^2\right) \lambda^2 \left(1+\mu^2\right)}{12\left(1+\lambda^4\right)} q b^2 $$ (2) 式中：Ma为板的中部弯矩；Mb为板的固支边弯矩；u为岩层泊松比；q为岩层自重及上覆荷载；λ为采空区几何系数，为a/b；a为工作面推进距离；b为工作面长度。
进而可得断裂步距
$\xi $ ：$$ \xi=\frac{h}{1-\mu^2} \sqrt{\frac{4 \sigma_{\rm{s}}\left(2+\lambda^2\right)}{4 q+3 q \mu \lambda^2}} $$ (3) 式中：h为关键层岩层厚度；σs为关键层岩层极限抗拉强度。
令：
$$ l_{{\rm{m}}}=\frac{h}{1-\mu^{2}} \sqrt{\frac{2 \sigma_{{\rm{s}}}}{q}} $$ (4) $$ \omega=\sqrt{2 \times \frac{2+\lambda^{4}}{4+3 \mu \lambda^{2}}} $$ (5) 则关键层的初次断裂步距可表示为
$$ l_{\rm{a}}=l_{{\rm{m}}}-\omega $$ (6) 式中：lm为顶板的步距准数；
$\omega $ 为边界系数。在三边固支、一边简支条件下，关键层悬顶面积与工作面长度、断裂步距之间关系为
$$S=l_{\rm{a}}b= \begin{cases}b^2 \sqrt[{\mathop {}\limits_{}^4 }]{{\dfrac{{l_{\rm{m}}^2}}{{{b^2} - l_{\rm{m}}^2}}}} & \left(l_{\rm{m}}<b < \sqrt{2} l_{\rm{m}}\right) \\ \dfrac{b^2}{\sqrt{2} l_{\rm{m}}} \sqrt{b^2-\sqrt{b^4-4 l_{\rm{m}}^4}} & \left(b \geqslant \sqrt{2} l_{\rm{m}}\right)\end{cases} $$ (7) 切顶前巷道围岩倾向和走向支承压力断面分布如图3所示。由于采场关键层较厚，导致纵向悬臂结构长度较长，使得工作面超前支承压力升高（图3a）。此外，从工作面后方采场倾向方向断面应力分布可知，当长悬臂结构断裂后形成台阶岩梁块体长度较大，其滑落失稳或关键层失稳均会引起更大动压，该动压作用在煤柱上并进一步传递至超前区邻空巷道的煤柱侧（图3b），所以控制工作面开采过程中的顶板垮断长度是降低走向方向II区支承压力和煤柱上应力集中的关键。
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图 3 切顶前巷道围岩支承压力分布示意Figure 3. Distribution of the abutment pressure along mining direction before roof cutting2.2 围岩变形卸压控制思路
利用聚能爆破切顶卸压技术在保证不破坏本工作面巷道稳定性的前提下，破坏岩层的完整性，切断低位关键层的大悬臂结构，减少采空区顶板与煤柱侧顶板的联系，进而阻断应力传递，使得122108煤柱侧应力降低，如图4所示。
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图 4 切顶后采场支承压力分布Figure 4. Partition of abutment pressure around the mining face after roof cutting在切顶情况下，基本顶形成的悬顶板左、下两边均未断裂为固支状态，上边由于切顶断裂，与未断裂的岩层铰接咬合为简支状态，右边一侧与断裂的基本顶岩块咬合铰接为简支的状态，则两临边固支、两临边简支状态下板的极限断裂步距
$ \xi ' $ 为$$ \xi '{\text{ = }}\frac{h}{{1 - {\mu ^2}}}\sqrt {\frac{{4{\sigma _{\rm{s}}}\left( {1 + {\eta ^2}} \right)}}{{3q + 3q\mu {\eta ^2}}}} $$ (8) 由开采边界与板的断裂步距关系可知，板的简支数量越多，断裂步距越短，则
$ \xi ' \lt \xi $ 。由于切顶后悬顶步距缩短，导致走向II区工作面侧超前支承压力峰值减小（图5a）。此外，切顶处板结构的连接状态由固支变为简支，采空区顶板垮断时大悬臂结构迅速垮落，减小向122108煤柱侧传递弯矩，使得倾向I区122108煤柱集中应力降低（图5b），从而起到走向和倾向双向卸压的目的。![]()
图 5 切顶后巷道围岩支承压力分布Figure 5. Distribution of the abutment pressure along the mining direction after roof cutting3. 定向张拉爆破预裂切顶卸压技术
3.1 定向张拉爆破预裂切顶技术
为减小122108工作面采空区顶板与回风巷侧煤柱的应力传递，提出采用定向张拉爆破切顶技术进行卸压，技术原理如图6所示。
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图 6 定向张拉爆破预裂成缝技术原理Figure 6. Technical principle of directional pre-split cracking based on tensile blasting由于顶板预裂于巷内进行，常规爆破方式下，爆生裂纹向西周扩展，影响巷道顶板的稳定性，药量过小则不利于顶板的断裂。与其他聚能爆破技术相比，定向张拉爆破预裂切顶卸压技术并非使用聚能槽或孔内预制切槽方式，而是在孔内增加了聚能装置，聚能装置上设计有聚能孔。爆破前于炮孔内安装定向聚能装置，爆破后，在2个设定方向上形成聚能流，冲击波首先直接作用于双向聚能装置开口对应的孔壁上，使其产生初始裂隙。随后，利用岩体的耐压怕拉特性，在聚能孔的导向作用下，在垂直裂隙方向产生张拉力，同时聚能流形成强力气楔，促进定向裂隙快速扩展、延伸，多孔裂隙连通后最后形成切缝结构面，而在非聚能方向上，聚能管可以抑制爆破产物对孔壁的作用。
3.2 有效性验证
为验证所提技术的有效性，根据曹家滩矿井特厚煤层开采工程地质条件，建立FLAC3D数值计算模型，对比研究常规开采条件和切顶卸压条件下巷道围岩应力分布情况。切顶参数设计时主要考虑将顶板较为坚硬的中粒砂岩关键岩层切断，切缝孔深度为32 m，切缝角度与水平成60°，顶板预裂采用预建单元切缝开挖的方式，数值计算模型如图7所示，模型力学参数见表1。
表 1 顶底板岩性力学参数Table 1. Mechanical parameters of rock stratum岩性 弹性模量/GPa 黏聚力/MPa 抗拉强度/MPa 内摩擦角/（°） 粉砂岩 9.3 1.8 0.9 30 细粒砂岩 12.7 2.0 1.1 33 中粒砂岩 14.2 2.2 1.4 35 2-2煤层 3.8 1.4 0.8 22 粉砂岩 7.7 1.2 0.9 28 泥岩 11.8 1.7 1.0 29 细粒砂岩 12.8 2.2 1.2 32 中粒砂岩 14.4 2.6 1.5 34 选取切顶前后典型位置的竖直应力云图进行分析（图8），同时对煤柱上的应力进行监测（图9）。未进行切顶时，巷道围岩为一个整体，由于122106工作面外回风巷的存在，在2个工作面的采动影响下，122108工作面回风巷右侧煤柱存在两个应力集中区（B区和C区）。122108工作面回风巷和122106工作面外回风巷间煤柱上的应力峰值达到29.2 MPa。同时，122108工作面煤壁存在一个应力集中区（A区），该区应力峰值为27.8 MPa，峰值位置距巷道煤壁的距离约11 m。122108工作面回风巷整体处于高应力环境下，易造成巷道围岩变形。
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图 8 顶板定向预裂切顶前后巷道围岩应力分布Figure 8. Stress distribution of entry surrounding rock before and after directional pre-split roof cutting对顶板进行切顶后，122108工作面回风巷和122106工作面外回风巷间煤柱上的应力集中区范围减小，应力峰值降低至22.2 MPa，较未切顶时降低了约24%。巷旁122108工作面侧煤体处于卸压区，峰值位置距巷道煤壁的距离约41 m，明显向122108工作面中部转移。
为更直观显示切顶对邻空巷道围岩的影响，沿工作面推进方向进行切顶对比研究，开采前200 m不进行切顶，后200 m进行预裂切顶回采。图10为工作面推进至100、140、200、230、290和350 m时的三维竖直应力分布图（图中，FB与FC分别为不同开采位置工作面端头侧方B区和C区的应力峰值）。未切顶时，工作面端头邻空巷道B区煤柱应力整体偏高，邻空巷道侧煤柱应力值大于25 MPa，切顶后应力峰值降低，应力集中区向远处转移。由此分析可知，切顶卸压技术可有效降低122108工作面回风巷两侧近域煤体应力集中程度，减小应力场集中范围，且将应力峰值区向远离巷道方向转移，达到优化巷道受力环境的目的。
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图 10 邻空巷道围岩竖直应力演化过程Figure 10. Evolution process of vertical stress of the gob-side entry surrounding rock4. 巷道围岩变形卸压控制现场试验
4.1 预裂切顶试验方案
为了进一步验证定向拉张爆破切顶技术的有效性，于122108工作面回风巷开展了现场工程试验。
方案1中顶板不采取任何切顶措施，保持原方式不变；方案2中顶板采用定向拉张爆破切顶技术，采用定向切缝孔切顶，定向切缝孔深度为32 m，钻孔直径为90 mm，切缝孔与水平夹角为60°，打孔位置为顶板工作面煤帮侧，距工作面煤帮500 mm位置，孔间距为2 m，如图11a所示；由于顶板中粒砂岩关键岩层较为坚硬，现场试验中特对比开展了第三种方案，方案3中顶板除了采用定向拉张爆破切顶外，为进一步促进坚硬顶板的垮落，破坏顶板的完整性，补充实施了加强爆破孔，加强爆破孔深度33 m，与水平夹角为50°，钻孔间距4 m，如图11b所示。
定向切缝孔装药部分采用聚能管装药进行爆破，聚能管直径70 mm，管长2000 mm，装药系数0.6，单孔装药量24 kg。每个爆破孔安设2根导爆索，相邻孔之间为串联方式连接。加强爆破孔装药部分采用PVC管装药进行爆破，PVC管直径70 mm，管长2000 mm，装药长度19.8 m，封孔长度13.2 m，每个孔装药量24 kg。为提高封口质量，保证切顶效果，封口技术采用封孔器注入速凝水泥方式。
4.2 试验过程
试验过程中，为切实保障巷道安全，在巷内首先进行了临时支护，随后进行预裂切顶，最后进行矿压监测。具体步骤如下（图12）：
第1步：为保证切缝过程中巷道的稳定性和安全性，在122108工作面回风巷架设临时支护，临时支护采用单体液压支柱支护。布置在爆破区域前后各50 m范围，在切顶侧布设1列，排距为1 m，距离切顶侧1 m。
第2步：超前工作面一段距离，施工爆破钻孔，然后采用定向聚能装置进行定向爆破，形成预裂切缝线，加强爆破区采用普通装药管爆破。
第3步：待超前支架推进至切缝位置后，逐步回撤单体临时支护，采空区逐渐垮落，实施过程中对工作面端头超前支护区内的支架受力及巷道变形进行实时监测。
4.3 试验结果分析
1）邻空巷道超前支架荷载分析。现场试验过程中，采用压力传感器对122108工作面回风巷超前5 m位置进行了巷道顶板压力监测，3种方案下的支架荷载压力变化曲线如图13所示。
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图 13 不同试验方案邻空巷道超前支架荷载变化Figure 13. Loads of the fore hydraulic support of the gob-side entry in different test schemes由图13a可知，在未实施切顶卸压试验段内，工作面端头采空区后方顶板周期性垮断，垮落动载作用在煤柱上并进一步传递至超前区邻空巷道的煤柱侧帮，导致压力增大，超前支架平均压力荷载
$P_{1,{\rm{avg}}} $ 为28.1 MPa，峰值压力$P_{2,{\rm{max}}} $ 达到40.2 MPa。方案二试验段内，顶板进行定向切顶后，采空区顶板垮断对煤柱的扰动减小，由于悬顶步距的缩短，传递至工作面超前区的应力随之减小。现场监测发现，方案二试验段内超前支架的平均荷载$P_{2,{\rm{avg}}} $ 减小为25.1 MPa，较未切顶时降低约11%，最大荷载$P_{2,{\rm{max}}} $ 减小至35.1 MPa，较方案一降低了约13%，如图13b所示。方案三中顶板除了进行定向预裂外，下位岩层进行了加强爆破，此方案进一步加快顶板的垮落，超前支架压力峰值$P_{3,{\rm{max}}} $ 为33.4 MPa，平均压力$P_{3,{\rm{avg}}} $ 为22.4 MPa，较方案二压力有所减小，但变化幅度不大。由此可见，定向切顶起到关键卸压作用，邻空巷道内顶板压力有效降低。2）煤体应力监测。试验过程中，采用柔性探测单元对122108工作面邻空巷道两侧应力进行了监测，监测位置距煤壁7 m。监测时，将探测单元推入钻孔后注液膨胀，对钻孔孔壁产生挤压。当煤体中应力发生变化时，柔性注液探测单元所受压力也发生变化，通过液压测力仪可记录孔壁压力变化趋势。值得注意的是，所测应力并非真实垂直地应力，但可反映出煤体内的应力变化趋势和规律。3种方案下的典型测点煤体应力监测曲线如图14所示。
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图 14 不同试验方案邻空巷道两帮煤体应力监测Figure 14. Monitoring of the stress of the gob-side entry surroundings in different schemes对比监测结果可知，未对顶板进行处理时，工作面超前应力影响范围约58 m，煤柱侧整体应力高于工作面侧。当工作面逐渐靠近测站过程中，两帮煤体应力逐渐升高，距工作面15 m左右会有明显突变。方案二中，顶板进行定向预裂切顶后，巷道两帮煤体应力明显降低。煤柱侧应力峰值由6.25 MPa降低为5.63 MPa，下降了约10%；工作面侧应力下降幅度较小，应力峰值由4.78 MPa降低为4.16 MPa。方案三中煤柱侧应力较方案二有所下降，但工作面侧应力下降不明显，说明定向切顶在卸压过程中起到更重要的作用。现场煤体应力实测结果与数值模拟相吻合。
3）巷道变形控制效果。曹家滩煤矿超前支架采用护帮方式，现场发现122108工作面回风巷围岩变形主要以底鼓形式表现，顶板几乎无变形。因此，现场于3个试验段内工作面超前区的邻空巷道分别进行了底板变形监测。现场试验过程中，于工作面超前5 m和20 m位置分别布置测站，随着工作面推进，每20 m统计一次巷道底鼓量，结果如图15所示。
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图 15 不同试验方案邻空动压巷道底板变形监测Figure 15. Monitoring of the floor deformation of the gob-side entry in different test schemes顶板未进行处理时，工作面超前5 m位置底鼓变形量均在600 mm以上，工作面超前20 m位置平均变形为348 mm，需要提前进行起底作业。顶板进行定向预裂后，巷道变形量明显减小，工作面超前5 m位置平均变形量减小至214 mm，较未切顶时减小65%；工作面超前20 m位置平均变形量减小至56 mm，较未切顶时减小84%。当顶板进一步进行加强爆破后，工作面超前5 m和20 m位置底板平均变形分别为203 mm和49 mm，较方案二差别不大，最终控制效果如图16所示。由此可见，通过切断工作面后方采空区顶板与煤柱间的联系后，邻空巷道顶板受力和围岩变形明显减小，达到了提高巷道稳定性的目的。
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图 16 现场不同试验巷段邻空动压巷道变形控制效果Figure 16. Deformation control effects of the gob-side entry in different test sections5. 结 论
1）针对曹家滩煤矿特厚煤层综放开采邻空动压巷道底鼓大变形问题，建立了巷道围岩分区受力分布模型，认为122108工作面采空区坚硬顶板悬顶结构过长是导致煤柱和邻空动压巷道围岩应力集中及大变形的主要原因。根据现场开采现状，提出通过切断本工作面后方采空区顶板与煤柱间的联系，加速顶板垮断，减小悬臂长度及传递至邻空巷道煤柱帮的覆岩荷载，从而提高巷道稳定性的控制思路。
2）提出一种于本工作面邻空巷道进行深孔定向断顶的卸压技术，该技术利用顶板岩体的耐压怕拉特性，通过爆破张拉形成定向结构面，实现顶板断裂成型。数值计算表明，122108工作面回风巷附近存在3个应力集中区，于邻空巷道进行预裂切顶且工作面开采后，巷道两侧煤体应力集中范围缩小，煤柱侧应力峰值降低24%，应力峰值位置向远离巷道方向转移，有效优化了巷道受力环境。
3）现场开展了3种不同切顶方案下的工程试验，对比研究了不切顶、定向切顶、定向切顶+加强爆破下的邻空动压巷道围岩响应规律。试验发现，基于定向张拉爆破的深孔切顶卸压技术可有效减小作用在工作面超前区邻空巷道的围岩压力，定向切顶后邻空巷道超前支架平均荷载降低10.7%，煤柱体内应力减低10%，巷内底鼓严重段平均变形减小65%，加强爆破有利于促进顶板垮落，有效提高了巷道稳定性。
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图 1 曹家滩煤矿122108工作面布置及邻空动压巷道破坏情况
Figure 1. Layout of No.22108 mining face and deformation of the gob-side entry in Caojiatan Coal Mine
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图 3 切顶前巷道围岩支承压力分布示意
Figure 3. Distribution of the abutment pressure along mining direction before roof cutting
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图 4 切顶后采场支承压力分布
Figure 4. Partition of abutment pressure around the mining face after roof cutting
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图 5 切顶后巷道围岩支承压力分布
Figure 5. Distribution of the abutment pressure along the mining direction after roof cutting
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图 6 定向张拉爆破预裂成缝技术原理
Figure 6. Technical principle of directional pre-split cracking based on tensile blasting
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图 8 顶板定向预裂切顶前后巷道围岩应力分布
Figure 8. Stress distribution of entry surrounding rock before and after directional pre-split roof cutting
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图 10 邻空巷道围岩竖直应力演化过程
Figure 10. Evolution process of vertical stress of the gob-side entry surrounding rock
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图 13 不同试验方案邻空巷道超前支架荷载变化
Figure 13. Loads of the fore hydraulic support of the gob-side entry in different test schemes
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图 14 不同试验方案邻空巷道两帮煤体应力监测
Figure 14. Monitoring of the stress of the gob-side entry surroundings in different schemes
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图 15 不同试验方案邻空动压巷道底板变形监测
Figure 15. Monitoring of the floor deformation of the gob-side entry in different test schemes
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图 16 现场不同试验巷段邻空动压巷道变形控制效果
Figure 16. Deformation control effects of the gob-side entry in different test sections
表 1 顶底板岩性力学参数
Table 1 Mechanical parameters of rock stratum
岩性 弹性模量/GPa 黏聚力/MPa 抗拉强度/MPa 内摩擦角/（°） 粉砂岩 9.3 1.8 0.9 30 细粒砂岩 12.7 2.0 1.1 33 中粒砂岩 14.2 2.2 1.4 35 2-2煤层 3.8 1.4 0.8 22 粉砂岩 7.7 1.2 0.9 28 泥岩 11.8 1.7 1.0 29 细粒砂岩 12.8 2.2 1.2 32 中粒砂岩 14.4 2.6 1.5 34 
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[1] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803−2813. doi: 10.3321/j.issn:1000-6915.2005.16.001 HE Manchao,XIE Heping,PENG Suping,et al. Study on rock mechanics in deep mining enginering[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803−2813. doi: 10.3321/j.issn:1000-6915.2005.16.001
[2] 宋振骐,崔增娣,夏洪春,等. 无煤柱矸石充填绿色安全高效开采模式及其工程理论基础研究[J]. 煤炭学报,2010,35(5):705−710. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2010.05.017 SONG Zhenqi,CUI Zengdi,XIA Hongchun,et al. The fundamental theoretical and engineering research on the green safe no coal pillar mining model by mainly using coal gangue backfill[J]. Journal of China Coal Society,2010,35(5):705−710. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2010.05.017
[3] 康红普,姜鹏飞,黄炳香,等. 煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术[J]. 煤炭学报,2020,45(3):845−864. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.SJ20.0204 KANG Hongpu,JIANG Pengfei,HUANG Bingxiang,et al. Roadway strata control technology by means of bolting-modification-destressing in synergy in 1000 m deep coal mines[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(3):845−864. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.SJ20.0204
[4] 孟祥军. 基于基本顶断裂位置的综放沿空掘巷煤帮支护技术[J]. 煤炭科学技术,2020,48(1):61−68. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2020.01.008 MENG Xiangjun. Solid coal rib support technology of fully-mechanized mining along gob-side entry driving based on main roof fracture location[J]. Coal Science and Technology,2020,48(1):61−68. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2020.01.008
[5] 苏士杰. 综采过背斜构造邻空巷道冲击地压防治技术研究[J]. 煤炭科学技术,2020,48(3):120−125. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2020.03.013 SU Shijie. Research on technology of preventing mine rock burst of roadways near gob when fully-mechanized over anticlinal structure[J]. Coal Science and Technology,2020,48(3):120−125. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2020.03.013
[6] 王 琦,潘 锐,李术才,等. 三软煤层邻空巷道破坏机制及锚注控制[J]. 煤炭学报,2016,41(5):1111−1119. WANG Qi,PAN Yue,LI Shucai,et al. Gob side entry failure mechanism and control of bolt-grouting in three soft coal seam[J]. Journal of China Coal Society,2016,41(5):1111−1119.
[7] 张俊文,刘 畅,李玉琳,等. 错层位邻空巷道围岩结构及其卸让压原理[J]. 煤炭学报,2018,43(8):2133−2143. ZHANG Junwen,LIU Chang,LI Yulin,et al. Study on the surrounding rock structure of stagger layout roadway and its pressure release as well as deformation yielding mechanism[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(8):2133−2143.
[8] 姜福兴,王建超,孙广京,等. 深部开采邻空巷道冲击危险性的工程判据[J]. 煤炭学报,2015,40(8):1729−1736. JIANG Fuxing,WANG Jianchao,SUN Guangjing,et al. Engineering criterion of gob-side entry rock burst hazard in deep mining[J]. Journal of China Coal Society,2015,40(8):1729−1736.
[9] 姜耀东,宋红华,马振乾,等. 基于地应力反演的构造应力区邻空巷道窄煤柱宽度优化研究[J]. 煤炭学报,2018,43(2):319−326. JIANG Yaodong,SONG Honghua,MA Zhenqian,et al. Optimization research on the width of narrow coal pillar along goaf tunnel in tectonic stress zone[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(2):319−326.
[10] 华心祝,刘 淑,刘增辉,等. 孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J]. 岩石力学与工程学报,2011,30(8):1646−1651. HUA Xinzhu,LIU Shu,LIU Zenghui,et al. Research on strata pressure characteristic of gob-side entry driving in island mining face and its engineering application[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(8):1646−1651.
[11] 王德超,李术才,王 琦,等. 深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究[J]. 岩石力学与工程学报,2014,33(3):539−548. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2014.03.012 WANG Dechao,LI Shucai,WANG Qi,et al. Experimental study of reasonable coal pillar width in fully mechanized top coal caving face of deep thick coal seam[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(3):539−548. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2014.03.012
[12] 刘金海,姜福兴,王乃国,等. 深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究[J]. 岩石力学与工程学报,2012,31(5):921−927. doi: 10.3969/j.issn.1000-6915.2012.05.008 LIU Jinhai,JIANG Fuxing,WANG Naiguo,et al. Research on reasonable width of segment pillar of fully mechanized caving face in extra-thick coal seam of deep shaft[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(5):921−927. doi: 10.3969/j.issn.1000-6915.2012.05.008
[13] ZHANG G C,WEN Z J,LIANG S J,et al. Ground response of a gob-side entry in a longwall panel extracting 17m-thick coal seam: a case study[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering,2020,53(2):497−516. doi: 10.1007/s00603-019-01922-5
[14] WANG Q,JIANG Z,JIANG B,et al. Research on an automatic roadway formation method in deep mining areas by roof cutting with high-strength bolt-grouting[J]. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2020,128:104264. doi: 10.1016/j.ijrmms.2020.104264
[15] 张 农,韩昌良,阚甲广,等. 沿空留巷围岩控制理论与实践[J]. 煤炭学报,2014,39(8):1635−1641. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2014.9026 ZHANG Nong,HAN Changliang,KAN Jiaguang,et al. Theory and practice of surrounding rock control for pillarless gob-side entry retaining[J]. Journal of China Coal Society,2014,39(8):1635−1641. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2014.9026
[16] 柏建彪,周华强,侯朝炯,等. 沿空留巷巷旁支护技术的发展[J]. 中国矿业大学学报,2004,33(2):59−62. doi: 10.3321/j.issn:1000-1964.2004.02.014 BAI Jianbiao,ZHOU Huaqiang,HOU Chaojiong,et al. Development of support technology beside roadway in goaf-side entry retaining for next sublevel[J]. Journal of China University of Mining & Technology,2004,33(2):59−62. doi: 10.3321/j.issn:1000-1964.2004.02.014
[17] 何满潮,高玉兵,杨 军,等. 厚煤层快速回采切顶卸压无煤柱自成巷工程试验[J]. 岩土力学,2018,39(1):254−264. doi: 10.16285/j.rsm.2016.2329 HE Manchao,GAO Yubing,YANG Jun,et al. Engineering experimentation of gob-side entry retaining formed by roof cutting and pressure release in a thick-seam fast-extracted mining face[J]. Rock and Soil Mechanics,2018,39(1):254−264. doi: 10.16285/j.rsm.2016.2329
[18] 高玉兵,郭志飚,杨 军,等. 沿空切顶巷道围岩结构稳态分析及恒压让位协调控制[J]. 煤炭学报,2017,42(7):1672−1681. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2016.1350 GAO Yubing,GUO Zhibiao,YANG Jun,et al. Steady analysis of gob-side entry retaining formed by roof fracturing and control techniques by op-timizing mine pressure[J]. Journal of China Coal Society,2017,42(7):1672−1681. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2016.1350
[19] 高玉兵,杨 军,何满潮,等. 厚煤层无煤柱切顶成巷碎石帮变形机制及控制技术研究[J]. 岩石力学与工程学报,2017,36(10):2492−2502. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2017.0949 GAO Yubing,YANG Jun,HE Manchao,et al. Mechanism and control techniques for gangue rib deformations in gob-side entry retaining formed by roof fracturing in thick coal seams[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(10):2492−2502. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2017.0949
[20] WANG Y,HE M,YANG J,et al. Case study on pressure-relief mining technology without advance tunneling and coal pillars in longwall mining[J]. Tunnelling and Underground Space Technology,2020,97:103236. doi: 10.1016/j.tust.2019.103236
[21] 于 斌,刘长友,刘锦荣. 大同矿区特厚煤层综放回采巷道强矿压显现机制及控制技术[J]. 岩石力学与工程学报,2014,33(9):1863−1872. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2014.09.017 YU Bin,LIU Changyou,LIU Jinrong,et al. Mechanism and control technology of pressure occurence in roadway with extra thickness and mechanized caving coal seam in Datong mining area[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(9):1863−1872. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2014.09.017
[22] 王金华. 特厚煤层大采高综放开采关键技术[J]. 煤炭学报,2013,38(12):2089−2098. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2013.12.013 WANG Jinhua. Key technology for fully-mechanized top coal caving with large mining height in extra-thick coal seam[J]. Journal of China Coal Society,2013,38(12):2089−2098. doi: 10.13225/j.cnki.jccs.2013.12.013
[23] 高玉兵,杨 军,张星宇,等. 深井高应力巷道定向拉张爆破切顶卸压围岩控制技术研究[J]. 岩石力学与工程学报,2019,38(10):2045−2056. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2019.0465 GAO Yubing,YANG Jun,ZHANG Xingyu,et al. Study on surrounding rock control of roadways in deep coal mines based on roof cutting and pressure release technology by directional tensile blasting[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2019,38(10):2045−2056. doi: 10.13722/j.cnki.jrme.2019.0465
[24] 徐晓鼎. 曹家滩矿井特厚煤层沿空巷道强矿压显现机制及卸压控制研究[D]. 长春: 吉林大学, 2022. XU Xiaoding. Study on strong rockpressure behavior mechanism and pressure relief control of gob-side entry in caojiatan mine with extra thick[D]. Changchun: Jilin University, 2022.
[25] 徐晓鼎,周跃进,高玉兵,等. 基于“三铰拱-弹簧”模型的复合底板巷道非对称底鼓机制及卸压控制[J]. 岩石力学与工程学报,1-14[2022-10-31].DOI: 10.13722/j.cnki.jrme.2022.0796. XU Xiaoding,ZHOU Yuejin,GAO Yubing,et al. Asymmetric floor heave mechanism and pressure relief control in composite bottom-slab roadways based on the “three-hinged arch-spring” model[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1-14[2022-10-31].DOI: 10.13722/j.cnki.jrme.2022.0796.
[26] 钱鸣高, 石平五, 许家林. 矿山压力与岩层控制[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2010. -
期刊类型引用(27)
1. 贺淼鑫. 动压巷道围岩变形机理及其控制技术研究. 煤矿现代化. 2025(01): 58-65 . 
百度学术
2. 张旭峰. 厚煤层动压影响巷道围岩控制技术研究. 能源与节能. 2025(01): 133-135+139 . 百度学术
3. 高超，张宇. 中厚煤层切顶卸压无煤柱自成巷技术研究与应用. 煤炭技术. 2025(03): 8-12 . 百度学术
4. 朱红伟，康忠全，宋炳霖，冯攀飞. 动静载叠加条件下近直立煤层巷道围岩损伤特征及支护优化. 工矿自动化. 2025(02): 138-147 . 百度学术
5. 蒋邦友，李文帅，张宇，姜良金，任思安. 厚及特厚煤层开采煤层大巷失稳机理及控制研究. 采矿与安全工程学报. 2025(02): 333-344 . 百度学术
6. 康志鹏，罗勇，段昌瑞. 特厚煤层低位双硬顶板破断失稳规律试验研究. 矿业研究与开发. 2024(01): 48-53 . 百度学术
7. 段宝福，陈佳华，柴明星，魏玉冠，荆哲，杨云倩. 深孔聚能预裂爆破切顶卸压机理与应用. 山东科技大学学报(自然科学版). 2024(01): 1-10 . 百度学术
8. 靳苏平. 厚煤层沿空留巷“煤—支护体”组合承载结构力学特性分析. 能源与环保. 2024(02): 256-261+268 . 百度学术
9. 季飞. 临空巷道煤柱割缝爆破切顶联合卸压技术研究. 煤炭工程. 2024(03): 66-74 . 百度学术
10. 王方田，屈鸿飞，张洋，刘超，郝文华，江振鹏. 松软厚煤层区段煤柱剪切滑块运动机理及协同控制技术. 煤炭学报. 2024(03): 1332-1344 . 百度学术
11. 李点尚，张海骄，孙乐乐，马磊，姜健，漆容之. 深埋矿井切顶卸压保护底板采区大巷技术研究. 煤炭科技. 2024(02): 134-141 . 百度学术
12. 郝英豪，韩昌良，杨帆，白刚. 深部强矿压大变形巷道修复技术研究. 内蒙古煤炭经济. 2024(05): 9-12 . 百度学术
13. 彭林军，吴家遥，何满潮，宫凯旋，陈东旭，徐顺钰. 深部特厚煤层综放沿空掘巷煤柱优化及巷道支护. 西安科技大学学报. 2024(03): 563-574 . 百度学术
14. 常聚才，齐潮，殷志强，史文豹，吴博文，王拓，高翔. 爆破扰动高应力巷道围岩力学响应特征研究. 煤炭科学技术. 2024(06): 1-13 . 本站查看
15. 高晓进，张震，黄志增，蔺星宇，薛吉胜，庞立宁. 深井直覆硬厚顶板侧向破断模式及采动应力响应特征研究. 岩土力学. 2024(08): 2450-2461 . 百度学术
16. 王开伟，张华磊. 厚坚硬顶板来压规律与放顶研究. 山东煤炭科技. 2024(07): 147-151 . 百度学术
17. 任霄洋，郭俊庆，张百胜，郗泽涛，卢春生，李恒忠. 多层坚硬顶板动压巷道矿压显现规律及深浅孔组合爆破切顶控制技术研究. 矿业研究与开发. 2024(09): 48-55 . 百度学术
18. 尚文政，刘志刚，游武超，袁健博. 深部厚煤层回采巷道支护设计及围岩控制研究. 煤矿安全. 2024(09): 139-148 . 百度学术
19. 陈洋，李长青，张沿，张丽丽，苏苗苗，栾博宇. 长壁膏体充填开采覆岩运移特征及矿压显现规律研究. 矿业科学学报. 2024(05): 737-746 . 百度学术
20. 丁维波，高卫卫，肖琦，王丹影. 特厚煤层回采巷道底鼓力学特性及控制研究. 中国煤炭. 2024(10): 75-83 . 百度学术
21. 韩秉呈，张昌锁，张晨，王世宇. 厚煤层双巷布置切顶卸压作用机制. 太原理工大学学报. 2024(06): 989-999 . 百度学术
22. 肖同强，任勇辉，神文龙，贾义雪，许磊，刘发义，代晓亮. 深部高瓦斯强动压巷道切顶卸压机制及技术研究. 采矿与岩层控制工程学报. 2024(06): 130-144 . 百度学术
23. 杨洋. 综采工作面爆破切顶技术及应用效果——以王坡煤矿3307工作面为例. 科技和产业. 2024(24): 354-358 . 百度学术
24. 林榆昆，刘江伟，刘耀友，刘长友. 迎采掘进巷道水力切顶关键部位对顶板断裂行为的影响. 煤炭学报. 2024(S2): 593-605 . 百度学术
25. 于建军. 丘陵盖山极近距离煤层开采巷道变形特征与规律研究. 山西焦煤科技. 2023(06): 4-9 . 百度学术
26. 何满潮，盖秋凯，高玉兵，张星星. 坚硬顶板无煤柱自成巷碎胀平衡机理与调控研究. 中国矿业大学学报. 2023(05): 831-844+930 . 百度学术
27. 崔千里，于水，王学强，孙周月，陈朝. 松软厚煤层留顶煤动压巷道支护技术研究. 能源与环保. 2023(12): 56-61 . 百度学术
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