0 引 言
无煤柱开采是一项先进的护巷技术，而沿空留巷技术对于提高回采率，缓解掘巷速度慢等矛盾更是一项重大改革。因此，沿空留巷就成为了煤矿开采技术的很重要的发展方向，成为矿山压力与岩层控制的一个重要的研究方向。
国内外学者对沿空留巷相关理论和技术进行了有益的前期探索。文献[1-4]对留巷上覆围岩运动过程及其变形特点进行了分析，根据顶板和充填体互相作用原理，明确了各个时期巷旁充填体支护阻力的设计原则，并建立了关于合理压缩量和支护阻力的数学模型；文献[5-7]在弹塑性力学相关理论和煤层顶板特征的基础上，把长壁采场中沿空留巷的顶板岩层简化为层间结合力可忽略的矩形"叠加层板"，得出留巷支撑荷载只与短支承边的荷载有关；文献[8-11]指出沿空留巷巷旁支护顶板控制的关键是满足顶板早期强度较高、增阻较快的特性，切断直接顶减小巷旁支护载荷，使巷道形变得到抑制。
留巷顶板断裂破坏后向采空侧方向旋转下沉是引起沿空巷道变形、沉降和破坏的主要原因[12-13]。为了适应以及缓解顶板的这种特性，那么采用合适的支护方式，合理的支护强度，以及合适切顶措施在采空侧切断直接顶乃至基本顶就显得特别重要。巷道上方的基本顶断裂的位置不同，对留巷的维护情况差别很大，因而研究沿空巷道上方基本顶断裂位置，以及通过采取措施去控制基本顶断裂的位置，来改善巷道维护状况，对井下的安全生产具重要的现实意义。本研究根据葛泉矿的无巷旁充填支护沿空留巷条件，研究巷道顶板的断裂位置以及支护问题。无巷旁充填支护沿空留巷指在巷旁空间不专门构筑人工支护物，任由顶板垮落形成巷旁支撑，巷道内侧布置组合切顶支护。
1 沿空留巷技术条件
葛泉矿1528工作面开采的是2号煤层，煤层厚度平均2.35 m，煤厚2.2～2.6 m；煤层平均倾角15°，倾角范围0°～25°。1528运输巷为沿空留巷，直接顶以泥质粉砂岩为主，基本顶是粉砂岩，直接顶可以根据标准划为Ⅲ类顶板属于中等稳定岩层。工作面煤层柱状如图1所示。
2 基本顶断裂位置分析
基本顶在巷道上方的断裂情况对巷道结构稳定影响较大。通过研究，回采后基本顶破断基本上在煤体内部的弹塑性交汇处，并且基本顶侧向破断后就在巷道上方形成悬臂梁，在沿空巷道上方该梁在煤壁内向采空区方向悬顶，并且向采空区方向回转下沉。
研究葛泉矿留巷煤体塑性区应力分布规律，建立煤体的力学模型如图2所示。图中abcd是极限平衡区；
是在x=x0处煤层上水平应力平均值，h是巷道高度。K为应力集中系数，取2.5；Px为巷道煤帮支护阻力，取0.2 MPa；γ为覆岩平均容重，kN/m3；H为巷道所在埋深，m。
图1 工作面煤层柱状图
Fig.1 Column map of rock about the working face
图2 煤层界面应力计算简图
Fig.2 Calculation diagram of the seam interface stress
极限平衡区的宽度也就是基本顶断裂距上个区段煤壁距离X0为[13-14]
(3)
其中：m为煤层采高，取2.35 m；A为侧压系数，取0.56；φ0为煤层的内摩擦角，取29°；C0为煤层黏聚力，取2 MPa；γH取8.3 MPa。因此得出基本顶断裂位置X0=2.15 m。
3 基本顶断裂数值分析
1528工作面运输巷是上区段回风巷留巷而来，模拟研究的内容是开采后边缘煤体覆岩基本顶断裂位置以及煤体内的剪应力状况。计算模型采用二维模型模拟，考虑煤层倾角，建立如图3所示。
梯形模型，共有2 800个网格，5 858个节点。采用应力边界条件，模型上表面施加均匀的垂直压应力，模型下表面垂直位移固定。计算时采用摩尔-库仑准则作为破坏准则，巷道围岩特征和力学参数见表1。
图3 数值模型
Fig.3 The numerical model
表1 巷道围岩特征和力学参数
Table 1 Characteristics and parameters of roadway surrounding rock
上个采面回采结束后，煤帮剪应力分布如图4所示，距煤帮2～3 m有应力集中出现，最大应力在约2.4 m处，应力值约25 MPa。通过模拟结果，基本顶断裂位置X0=2.0～3.0 m，与前面理论计算相差不大。
图4 煤帮剪应力分布
Fig.4 Shear stress of the coal rib
上区段回采结束后，煤帮塑性区分布如图5所示。
图5 煤帮塑性区分布
Fig.5 Plastic area of the coal rib
煤壁内约2.4 m基本顶开始塑性破坏，断裂线从右上开始往左下发展，分析原因：由于回采，顶板断裂在图示位置，由于采动裂隙致使岩体受力发生变化，因而出现模型的顶部塑性破坏。通过弧形三角块作为理论基础分析，基本顶断裂位置X0=2.4 m，塑性区模拟与垂直应力模拟结论差异较小，二者总体与理论结果吻合。
4 影响基本顶断裂位置主要因素
影响基本顶断裂位置因素比较多，根据式(1)可知，主要是开采深度、原岩应力状况、采高、煤层性质、直接顶和基本顶特性等。
4.1 采深
当原岩应力状况、采高，煤层性质、直接顶和基本顶特性等一定时，在稳定煤层界面、较稳定煤层界面、中等稳定煤层界面、不稳定煤层界面条件下，基本顶断裂位置根据采深增加呈对数增加，如图6所示，其中对应的1—4号条件如下：
1)φ0=15°，C0=0.5 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
2)φ0=20°，C0=1.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
3)φ0=29°，C0=2.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
4)φ0=35°，C0=5.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
图6 X0与H关系曲线
Fig.6 Curves of X0 and H
由图6可知，随开采深度增加，基本顶断裂位置增加，当开采深度在100～400 m时，基本顶断裂增加较快，基本顶断裂位置和采深成正比增加，这与回采巷道变形量统计大体吻合，因此开采深度增加，顶板断裂条件变差。
4.2 煤层界面力学性质
当原岩应力状况、采高，煤层性质、直接顶和基本顶特性等条件一定时，采深固定(H=330 m)，在稳定煤层界面、较稳定煤层界面、中等稳定煤层界面、不稳定煤层界面条件下，基本顶断裂情况如图7所示。其中对应的1—4号条件如下：
1)φ0=15°，C0=0.5 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
2)φ0=20°，C0=1.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
3)φ0=29°，C0=2.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
4)φ0=35°，C0=5.0 MPa，K=2.5，A=0.56，m=3，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa。
图7 同一采深煤层界面不同基本顶断裂位置曲线
Fig.7 Curve of main roof break postion that the same mining depth and the different coal interface
由图7可知，当煤层界面不同对基本顶断裂位置有较大影响，基本顶断裂位置距离上个区段采空侧的煤壁距离是随着煤层界面的力学性质由稳定到不稳定是增加的，也就是随着内摩擦角减小而加大、随着粘聚力降低而加大。
4.3 采高
当开采深度、原岩应力状况、煤层性质、直接顶和基本顶特性等条件一定时，采高不同对基本顶断裂距上个区段采空侧煤壁距离影响如图8所示，随采高增加，基本顶断裂距离上个区段采空侧煤壁距离成正比扩大。因此采高增加，顶板断裂条件变差。其主要参数为φ0=29°，C0=2.0 MPa，K=2.5，A=0.56，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa，H=330 m。
图8 采高不同对基本顶断裂位置曲线
Fig.8 Curve of main roof break postion in different mining height
4.4 应力集中情况
当原岩应力状况、采高，煤层性质、直接顶和基本顶特性等条件一定时，沿空留巷要经历两次采动，图9为应力集中系数不同时基本顶断裂位置距上个区段采空侧煤壁距离的变化。其主要参数为φ0=29°，C0=2.0 MPa，m=3，A=0.56，γ=2.5 t/m3，Px=0.2 MPa，H=330 m。
图9 不同应力集中系数对基本顶断裂位置影响曲线
Fig.9 Curve of main roof break postion in different stress concentration factor
由图9可知，基本顶断裂位置随应力集中系数增加成正比增长，与国内外研究统计结论一致也就是巷道应力集中系数越大，巷道得变形量也会越大，煤体破坏越严重，基本顶断裂距上个区段采空侧煤壁距离也越大。
5 采空侧煤壁切顶留巷
传统的有巷旁支护沿空留巷在巷旁采用各种支护形式保护巷道的正常使用。但是从另一方面考虑这些巷旁支护使巷道顶板岩梁加长，如采用合理的切顶支架以达到在巷道外侧切断顶板，可以减少巷内支架的压力。
前面理论及数值模拟分析了顶板断裂的位置，通过分析得知对巷道的维护不利，因此我们探讨通过采空侧布置强力切顶支架，改变顶板的断裂位置。
5.1 巷内支护
为减轻上区段工作面回采影响，留巷用补打顶板锚索和梁来加强支护。煤帮的加固：煤帮补打锚索，采空侧和顶板交接处补打顶板锚杆来加固经纬网。巷道支护设计如图10所示。
图10 巷道支护设计
Fig.10 Design chart of roadway support
5.2 切顶设计
在巷道靠采空侧设置沿留巷轴向的π型钢梁和液压单体支柱。具体做法为：沿留巷轴向由切顶支架连接形成切顶线，切顶线由π型钢梁与单体支柱顶端用十字顶梁相接形成切顶支点，并且支架底部由特制的铁鞋相连，以减少支架比压。
5.3 试验结果验证
为了验证支护及切顶设计的可靠性观测留巷变形量，设5个变形测点，开切眼位置设为0号点，后面3测点间隔30 m沿工作面在巷道轴向布置，最后测点和3号相隔29 m。
5.3.1 巷道变形分析
由1号观测点结果做全变形数据曲线，以反映在两次采动影响的留巷变形全程，观测结果曲线如图11和图12所示。
图11 顶底板移近与工作面距离关系
Fig.11 Relationship of shift of roof and floor and face distance
图12 两帮移近与工作面距离关系
Fig.12 Relationship of ribs deformation and coal face distance
1)留巷顶底板移近分析。从观测结果知顶板位移都小于底鼓，底鼓是顶底板移近主要因素：顶板的下沉占总位移35%，底鼓为总位移65%，如图11所示。说明巷旁支护对巷道承压影响较大。
2)留巷两帮移近和位移分析。煤帮变形是两帮移近量大的重要因素，煤帮变形的速度都大于采空侧。煤帮变形量占61%，采空侧变形占39%，如图12所示。这归功于采空侧的切顶加强支护形式。
5.3.2 留巷切顶效果
留巷切顶效果如图13所示，巷道使用保留效果良好，没有出现影响生产的状况出现，说明采用的切顶设计合理有效。
图13 巷道支护效果
Fig.13 Effect of roadway support
在巷道通过打孔探测，巷旁强制顶板切落后，切顶的情况见表2。经顶板探测，强制切顶收到比较好效果，在留巷外侧和采空侧交界处顶板断裂，切顶效果明显达到预期。
表2 顶板断裂线探测情况
Table 2 The detection of roof fracture line
6 结 论
1)利用留巷煤体弹塑性分布规律得出基本顶破断位置表达式，计算得出葛泉矿无巷旁充填沿空留巷基本顶断裂位置位于留巷煤壁2.15 m深度。
2)数值模拟得出1528工作面距留巷煤壁2.4 m位置基本顶开始发生塑性破坏，且剪应力达到最大值。
3)葛泉矿1528工作面采用巷内强力组合支护方式强制切顶，基本顶悬长得到有效控制，巷道安全稳定性显著提高。
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