0 引 言
传统的煤炭开采方式造成的煤炭资源浪费问题比较严重，当前提高煤炭资源采出率已是煤矿开采亟须解决的突出问题之一。但是随矿井开采深度逐渐加大，煤层承受的集中应力也相应变大，导致巷道掘进后所出现的冲击地压、围岩变形及煤与瓦斯突出等问题比较突出[1-3]。沿空掘巷是沿着采空区或者留有很窄的煤柱所掘进的巷道，沿空掘巷不但可以增加煤炭资源的采出率，而且对解决煤矿突出灾害问题有一定的促进作用，将是我国煤炭资源可持续开采的重要发展方向[4-5]。近年来，诸多学者针对沿空掘巷围岩变形破坏机制及控制技术进行了大量研究[6-8]，文献[9-10]通过构建综放沿空掘巷结构力学模型，确定软及中硬煤层煤柱合理宽度为3～5 m，提出采用高强高预应力锚杆(索)支护顶板，窄煤柱帮锚杆支护间距减小和实体煤帮二次支护的非对称综合治理技术；张广超等[11]研究了不稳定覆岩的综放沿空掘巷顶煤挤压破裂力学演化机理，认为煤体自身强度低、覆岩强烈旋转活动及不合理的支护方式是围岩难支护的主因；李学华等[12]基于软弱煤层条件的沿空掘巷，采用注浆加固或“锚杆+钢绞线桁架”的支护方式确保窄煤柱稳定；何富连等[13]采用“高强高预应力长锚杆+大直径高强锚索+U型钢可缩性支架+壁后注浆”的综合措施，有效治理了高地应力巷道围岩破坏变形的难题；李术才等[14-15]基于深部沿空掘巷的背景，采用DDARF数值软件、地质力学模型试验和现场试验等手段研究了围岩裂隙变化特征，均发现巷道表面位移呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势；郑西贵等[16]对沿空掘巷围岩变形情况、锚杆支护强度、煤柱稳定性与煤柱宽度相互的关系进行了数值模拟分析，认为确定煤柱合理尺寸时也应考虑工作面超前采动影响的因素。但由于煤矿地质条件的差异性，沿空掘巷围岩变形破坏情况不尽相同，特别是对于深井高应力条件下沿空掘巷围岩变形破坏的研究较少。以焦煤集团赵固一矿为工程背景，现场调研深井高应力条件下沿空掘巷围岩变形破坏特征，分析该类巷道失稳破坏的主要影响因素和动态过程，提出相应的围岩控制技术和支护方案，并进行现场工业性试验。
1 工程概况
赵固一矿目前开采的是二1煤层，煤(岩)层赋存较稳定，煤层结构比较简单。煤层厚度为7.05～6.34 m，倾角为4°～6°，坚固性系数f为1～2，自燃倾向性为不易自燃，地压较大，瓦斯原始含量3.59 m3/t，工作面综合柱状如图1所示。
图1 工作面综合柱状
Fig.1 Comprehensive column of working face
16021工作面位于井田东北侧一水平上分层六盘区，其西部是16011采空区，东部是计划的16031工作面，北部是实体煤，南部则是矿井北翼回风大巷，如图2所示。16021工作面采用倾斜分层走向长壁综合机械化采煤方法，沿着煤层的顶板进行推进，采高为3.5 m，工作面支架后方采用人工铺设塑料网假顶。工作面进行双向割煤，其采煤工艺流程：采煤机破煤、装煤，刮板输送机、转载机、带式输送机运煤，液压支架支护顶板，辅以单体支柱配合π型梁支护工作面端头、回采巷道的超前区域，采用全部垮落法处理采空区顶板。
图2 16021工作面布置
Fig.2 Layout of No.16021 working face
赵固一矿以往是采用留设宽40 m大煤柱的方式掘进巷道，这种大尺寸区段煤柱设计，不仅浪费大量煤炭资源，降低了煤炭采出率，还容易引起冲击地压。两侧采空区形成的孤岛煤柱是造成冲击地压的主要原因。大煤柱区域容易发生自燃，并且该矿属于典型的深井高应力工作面。针对上述问题，研究赵固一矿深井高应力条件下的切顶卸压沿空掘巷技术具有重要意义。
2 切顶卸压沿空掘巷技术
2.1 切顶卸压沿空掘巷技术原理
切顶卸压是在超前切顶范围内利用预裂爆破技术在巷道上方和煤柱帮上方基本顶之间形成切缝，阻断基本顶之间的联系，消除或减弱采空区侧基本顶回转、断裂、垮落对煤柱侧的影响，使侧向支承压力峰值降低并向深部移动。预裂爆破技术即通过相邻炮眼爆破产生的应力波相互干扰作用和爆生气体高压静力作用使相邻炮眼中心连线产生裂缝，从而实现被爆破岩体预裂切缝。
切顶能缩短顶板悬臂梁长度，避免应力三角区的出现，还可以使顶板破碎后的碎胀系数变大，采空区被充填的高度变大，增加覆岩的支承能力，和实体煤侧一起形成简支梁的结构，减弱对沿空掘巷的影响。对碎胀系数起作用的是岩石破碎后排列状态及块度的大小。岩石垮落的状态若以大块破断、按一定顺序整齐排列的形式为主，则其碎胀系数小；反之岩石在垮落后其破碎程度大、成块小、排列混乱，说明碎胀系数大。切顶的关键是让岩石容易垮落，块度适中，碎胀系数增加，切顶高度合理可以让垮落的矸石填满采空区，减小上覆岩层运动对采煤工作面、沿空掘进巷道动压[17]。因此切顶的碎胀性对于掘进后巷道的顶板管理比较重要。
未切顶的巷道其围岩压力比切顶后的巷道围岩压力大，主要表现在窄煤柱和煤壁侧煤体内的垂直应力，巷道切顶前后其覆岩结构情况如图3所示。图3a为未切顶巷道覆岩结构形成情况，煤柱受到部分顶板结构重力FG和上部悬臂梁结构的压力FN的双重作用，且出现了对煤柱的推力FS，因此，未切顶的巷道其帮部变形较大、支护困难[18]。图3b为切顶后巷道覆岩结构形成情况，切顶后的巷道因其顶板被爆破预裂，切断了悬臂梁结构，巷道帮部仅受FG的影响，因此巷道变形不明显。
图3 切顶巷道与未切顶巷道顶板结构
Fig.3 Roof structure of cut-roof roadway and uncut-roof roadway
超前预裂切顶卸压沿空掘巷技术一般适用于煤矿地质条件差、高地应力、顶板坚硬、沿空巷道压力大、巷道变形严重及围岩控制困难等情况。
2.2 切顶卸压沿空掘巷力学分析
1)沿空掘巷力学结构分析。当上区段工作面从开切眼进行回采至出现初次来压后，基本顶呈现“O-X”状态，随工作面不断向前回采，基本顶周期性破断，基本顶出现半个“O-X”状态，最终出现“弧三角板”，如图4a所示。当本工作面巷道沿着采空区掘进以及本工作面回采造成基本顶失稳，岩块A受到回转力矩M′、M的影响,偏向“弧三角板”位置回转下沉，因此沿空掘巷的大结构平衡状态遭到破坏。引起沿空巷道窄煤柱失稳、片帮、底鼓及顶板下沉的关键因素是“弧三角板”岩块B失稳[19-20]。
图4 沿空掘巷与上覆岩体大结构之间的关系
Fig.4 Relation between gob-side entry driving and large structure of overlying rock mass
2)切顶卸压沿空掘巷围岩控制原理。按照定向断裂切顶卸压围岩控制原理，在16021回风巷采空区侧沿巷道走向进行预先爆破断裂成缝，基本顶可以随工作面的不断向前推进而及时顺着预裂缝垮落，把岩块A、B之间的联系切断，改善窄煤柱沿空掘巷围岩应力情况。切顶卸压的主要作用是要人为预裂成缝且确保顶板结构的整体稳定，而定向断裂技术可以使爆破能量向预先切缝的位置移动，未预先切缝的爆炸能量非常少；还要使顶板冒落后把采空区填满，上覆岩层慢慢趋向稳定。沿空掘巷切顶高度结构如图5所示。沿空掘巷切顶高度经验公式[21]：
图5 沿空掘巷切顶高度结构
Fig.5 Roof cutting height structural of gob-side entry driving
式中：Hn为切顶的高度，m；n为分层数；hi为顶板分层的厚度，m；D为采高，m；Kp为冒落矸石的碎胀系数。
2.3 切顶卸压沿空掘巷技术工艺流程
根据超前预裂切顶卸压沿空掘巷技术原理以及力学环境分析，超前预裂切顶卸压沿空掘巷的技术工艺流程如图6所示。
图6 切顶卸压沿空掘巷工艺流程
Fig.6 Technological process of cutting roof and pressure relief of gob-side entry driving
在本工作面开始回采时，沿超前工作面一定距离在回采巷道内煤柱帮侧布置爆破切顶钻孔，对工作面顶板进行超前预裂爆破，使顶板沿预定方向产生切缝，即切顶线(图6)；随工作面不断地回采，采矿顶板在自重及矿山压力作用下，沿切顶线垮落(Ⅱ—Ⅱ剖面)，减小对沿空掘巷的影响，顶板充分垮落压实一段时间后；沿着采空区或留很小的煤柱进行巷道掘进(Ⅰ—Ⅰ剖面)，沿空巷道在工作面回采时变形较小，能够满足安全生产要求，还提高了煤炭采出率。
2.4 切顶卸压沿空掘巷技术方案
在16021回风巷实施爆破切顶卸压技术，切断顶板与16031运输巷顶板之间的联系，使侧向支承压力峰值降低并向深部移动，同时应力降低区范围增加，并在应力降低区内沿空掘出16031运输巷。
1)切顶卸压技术保证。为保证将16021回风巷顶板沿走向方向切落，采用定向切缝管来控制预裂切缝面的形成，其效果好坏，取决于切缝的宽度、装药的密度和不耦合系数及炮孔填塞的程度等。根据爆破预裂切缝需要，结合赵固一矿实际情况，选择矿用三级乳化炸药，爆破预裂钻孔直径50 mm，单孔装药量5.2 kg。钻孔装药时药卷下部距离PE半管10 cm；中部位于装药段中部，药卷数量占总数的33%(图7a)；装药时药卷上部距PE半管边缘10 cm。炸药引爆采用瞬发电雷管引爆，每个钻孔5发电雷管；在钻孔内电雷管并联布置，钻孔间串联布置。装药时将雷管插入炸药中，并使用胶带将炸药固定在PE半管上，然后送入炮孔中。封孔结构如图7b所示。
图7 钻孔装药及封孔结构
Fig.7 Drilling charge and sealing structure
2)沿空掘巷技术保证。采用沿空掘巷技术布置巷道，需要等待采空区围岩稳定后才能实施。一般情况下，采空区围岩运动稳定的时间最少为2年；而采用切顶卸压技术，切断采空区上方顶板与煤柱侧顶板之间的联系，侧向支承压力峰值降低并往深部移动，能够形成适合沿空掘巷的围岩分布状态，并且没有时间限制。在16021回风巷切顶卸压后，实施16031运输巷沿空掘巷。
结合赵固一矿实际生产情况，16031运输巷设计为矩形断面，并且实施超前预裂切顶卸压沿空掘巷技术，巷道具体设计参数如图8所示。为保证巷道在掘进及回采期间的安全，必须提高巷道支护强度。巷道支护方案为:锚杆、JW型高强度钢带、W型钢带、组合锚索、金属网联合支护。
图8 沿空掘巷支护示意
Fig.8 Support diagram of gob-side entry driving
初期是为了抑制16021工作面采空区的气体泄露，对巷道进行喷浆加固，后期是为了加固巷道围岩，抑制顶板在采动作用下下沉，再次对巷道进行喷浆加固。在16021工作面回采之前需要对16021回风巷煤柱侧硐室砌双密闭墙密闭处理，结合16021回风巷工程地质情况，小煤柱可以阻挡采空区矸石,防止采空区积水进入巷道。因此留宽4.5 m煤柱沿空掘巷。锚杆支护巷道质量的好坏主要与锚杆支护设计参数有关，因此只有锚杆支护方式、参数设计合理，才可使巷道符合安全高效生产、稳定可靠、合理经济的要求。
巷道顶板支护：顶板采用锚网索带支护，采用规格ø20 mm×2 400 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆，间排距800 mm×800 mm。锚索吊JW型高强度钢带及金属网护表，每2排锚杆中间布置1排组合锚索(规格ø21.6 mm×8 300 mm，间排距800 mm×1 600 mm)，组合锚索采用400 mm×400 mm×16 mm高强度托盘及配套锁具，垂直顶板布置。顶板肩角处分别布置规格ø21.6 mm×8 300 mm和ø21.6 mm×4 300 mm锚索，倾角50°，锚索吊600 mm短节工字钢，锚索托盘为200 mm×200 mm×12 mm高强球型托盘，顶板支护如图8b所示。
巷道两帮支护：煤柱帮采用锚网支护，选用规格ø20 mm×2 400 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆，顶角锚杆距顶板200 mm，与水平夹角15°向上(并加导向垫圈)；底角锚杆距巷道底板200 mm，与水平夹角15°向下(并加导向垫圈)，其他锚杆垂直于煤壁施工。选用150 mm×150 mm×10 mm高强度拱形锚杆托盘、W型钢护板(560 mm×280 mm×6 mm)及金属网护表，煤柱帮支护如图8c所示。回采帮采用锚网索支护，锚杆布置方式与煤柱帮相同，布置W型钢带(3 600 mm×280 mm×3.75 mm)及金属网护表。选用规格ø21.6 mm×4 300mm短锚索，与锚杆并排施工。选用200 mm×200 mm×16 mm钢垫板为锚索托盘，回采帮支护如图8d所示。
3 现场应用效果
为了解16031运输巷在掘进时、掘进后围岩变形状况，并掌握巷道控制效果，评价切顶卸压沿空掘巷的合理性，观测未切顶段和切顶段巷道在掘巷期间两帮、顶底板移近量。
通过对未切顶段和切顶段沿空掘巷在掘进期间和掘后观测结果进行对比分析得知，巷道破坏区域及变形量均会随巷道支护时间的延长而增加，未切顶段巷道顶底板移近量达到800 mm，两帮移近量达到700 mm，巷道变形破坏比较明显；切顶段巷道顶底板移近量为60～180 mm，两帮移近量为25～80 mm，巷道变形不明显；锚索的应力变化不明显，其初始值约19 MPa，最大为24 MPa，且随时间的延长趋于稳定。因此采用超前预裂爆破卸压技术后，沿空掘巷围岩变形明显得到改善，整体支护效果良好。
现场施工和巷道围岩变形量数据表明，在16031运输巷采用留宽4.5 m煤柱沿空掘进时基本不在高应力范围，且受矿压影响较小，煤体裂隙发育不完全；掘巷完成后其破坏率小于5%，巷道表面收缩率为5.3%，满足安全生产需要。超前预裂切顶卸压沿空掘巷技术解决了沿空巷道控制难、支护效果差的问题，提高了沿空掘巷施工安全性及生产效率。
4 结 论
1)通过切顶卸压，切断了顶板悬臂梁结构，改善了采空区侧巷道的受力状况，减小了下区段沿空掘巷期间顶板压力，有利于顶板和两帮的支护。
2)赵固一矿采用切顶卸压沿空掘巷技术，16021回风巷超前预裂切缝，16031运输巷留宽4.5 m小煤柱沿空掘巷，其支护形式为：顶板采用锚网索带支护，煤柱帮采用锚网支护，回采帮采用锚网索支护。掘巷期间巷道顶底板相对移近量为60～180 mm，两帮相对移近量为25～80 mm，巷道变形较小，整体结构稳定，达到预期效果。
3)切顶卸压沿空掘巷围岩控制技术解决了赵固一矿沿空掘巷顶板难管理、采掘接替紧张的问题，为后期沿空掘巷和爆破预裂切顶卸压技术应用提供参考。
[1] 华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术,2006,34(12):78-81.
HUA Xinzhu.Development status and improved proposals on gob-side entry retaining support technology[J].Coal Science and Technology,2006,34(12):78-81.
[2] 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.
HE Manchao,XIE Heping,PENG Suping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.
[3] 柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):145-148．
BAI Jianbiao,HOU Chaojiong.Control principle of surrounding rocks in deep roadway and its application[J].Journal of China University of Mining & Technology,2006,35(2):145-148．
[4] 王德超,王 琦,李术才,等.深井综放沿空掘巷围岩变形破坏机制及控制对策[J].采矿与安全工程学报,2014,31(5):665-673.
WANG Dechao,WANG Qi,LI Shucai,et al.Mechanism of rock deformation and failure and its controltechnology of roadway driving along next goaf in fullymechanized top coal caving face of deep mines[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(5):665-673.
[5] 冯吉成,马念杰,赵志强.深井大采高工作面沿空掘巷窄煤柱宽度研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(4):580-586.
FENG Jicheng，MA Nianjie，ZHAO Zhiqiang.Width of narrow coal pillar of roadway driving along goaf at large height mining face in deep mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(4):580-586.
[6] 孙福玉.综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术[J].煤炭科学技术,2018,46(10):149-154.
SUN Fuyu.Instability mechanism and control technology of surrounding rock of gob-side entry with narrow pillar by fully-mechanized caving mining[J].Coal Science and Technology,2018,46(10):149-154.
[7] 张 源,万志军,李付臣,等.不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形机理[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):451-458．
ZHANG Yuan,WAN Zhijun,LI Fuchen,et al.Large deformation mechanism of roadway driving along goaf under unstable overlying rock strata[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2012,29(4):451-458．
[8] 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.
[9] 柏建彪,侯朝炯,黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2004,23(20):3475-3479.
BAI Jianbiao,HOU Chaojiong,HUANG Hanfu.Numerical simulation study on stability of narrow coal pillar of roadway driving along goaf[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(20):3475-3479．
[10] 李 磊,柏建彪,王襄禹.综放沿空掘巷合理位置及控制技术[J].煤炭学报,2012,37(9):1564-1569.
LI Lei,BAI Jianbiao,WANG Xiangyu.Rational position and control technique of roadway driving along next goaf in fully mechanized top coal caving face[J].Journal of China Coal Society,2012,37(9):1564-1569.
[11] 张广超,吴 涛,吴继鲁,等.综放工作面沿空掘巷顶煤挤压破裂机理与控制技术[J].煤炭科学技术,2019,47(5):95-100.
ZHANG Guangchao，WU TAO，WU Jilu,et al．Mechanism and control technology of top coal squeezing and fracture of gob-side entry driving in fully-mechanized caving mining face[J].Coal Science and Technology,2019,47(5):95-100．
[12] 李学华,鞠明和,贾尚昆,等.沿空掘巷窄煤柱稳定性影响因素及工程应用研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(5):761-769.
LI Xuehua,JU Minghe,JIA Shangkun,et al.Study of influential factors on the stability of narrow coal pillar in gob-side entry driving and its engineering application[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2016,33(5):761-769.
[13] 何富连,张广超.深部高水平构造应力巷道围岩稳定性分析及控制[J].中国矿业大学学报,2015,44(3):466-476．
HE Fulian,ZHANG Guangchao.Stability analysis and control ofdeep underground roadways subjected to high horizontal tectonicstress[J].Journal of China University of Mining & Technology,2015,44(3):466-476.
[14] 江 贝,李术才,王 琦,等.基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究[J].岩土力学,2014,35(8):2353-2360.
JIANG Bei,LI Shucai,WANG Qi,et al.Comparative research on surrounding rock failure deformation and control mechanism in deep roadway driving along goaf based on discontinuous deformation analysis[J].Rock and Soil Mechanics,2014,35(8):2353-2360.
[15] 王德超,王洪涛,李术才,等.基于煤体强度软化特性的综放沿空掘巷巷帮受力变形分析[J].中国矿业大学学报,2019,48(2):295-304.
WANG Dechao,WANG Hongtao,LI Shucai,et al.Stress and deformation analysis of the side wall in a roadway driven along goaf incorporating the strength softening characteristics of coal mass[J].Journal of China University of Mining & Technology,2019,48(2):295-304.
[16] 郑西贵,姚志刚,张 农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):459-465．
ZHENG Xigui,YAO Zhigang,ZHANG Nong.Stress distribution of coal pillar with gob-side entry driving in the process of excavation and mining[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2012,29(4):459-465.
[17] 张 帅,张继周,李剑锋,等.大采深切顶卸压沿空掘巷技术[J].煤炭工程,2017,49(12):77-79,82.
ZHANG Shuai,ZHANG Jizhou,LI Jianfeng,et al.Gob-side roadway driving technology with roof cutting pressure relieving in deep mining[J].Coal Engineering,2017,49(12):77-79,82.
[18] 张书军,徐学锋.深孔爆破切顶卸压控制沿空掘巷围岩变形技术研究[J].煤炭工程,2018,50(3):57-59,62.
ZHANG Shujun,XU Xuefeng.Surrounding rock deformation control technology for gob-side entry driving using deep borehole blasting roof cutting[J].Coal Engineering,2018,50(3):57-59,62.
[19] 李学华.综放沿空掘巷围岩大小结构稳定性的研究[D].徐州:中国矿业大学,2000.
LI Xuehua.Study on big and small structures of rock surrounding roadway driven along goaf in fully mechanized top coal caving face[D].Xuzhou:China University of Mining & Technology,2000.
[20] 李学华,张 农,候朝炯.综采放顶煤面沿空掘巷合理位置确定[J].中国矿业大学学报,2000，29(2):186-188．
LI Xuehua,ZHANG Nong,HOU Chaojiong.Rational Position Determination of roadway driving along next goaf for fully-mechanized top-coal caving mining[J].Journal of China University of Mining & Technology,2000，29(2):186-188.
