唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究

岩石力学与工程学报 Vol.35 No.7

2016年7月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering July，2016

唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究

张国锋12，许有青3，葛鹏涛3

，

(1. 中国矿业大学 力学与建筑工程学院，北京 100083；2. 中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京 100083；

3. 山西中新唐山沟煤业有限公司，山西 大同 037002)

摘要：垮落带内含有厚层坚硬岩层时，难以冒落，易在沿空巷道采空区侧形成弧形三角悬板，对沿空巷道产生较大压力。以大同唐山沟8820厚层砂岩顶板首采面无煤柱开采为背景，分析普通充填留巷和切缝沿空成巷侧向顶板断裂结构特征及围岩稳定过程，认为对垮落带内直接顶坚硬层顶板进行合理参数下的切缝，可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束，并沿切缝结构面剪切破断充分冒落接顶，降低破断冲击动载；并通过UDEC数值模拟软件，分析出切缝有利于矸石冒落并支撑上覆岩层，可将上覆基本顶岩层的触矸点前移，基本顶回转和下沉作用引起的围岩压力，明显减小巷道围岩变形量。基于理论、数值分析研究结果，确定唐山沟矿8820回风巷巷内加强巷旁密集支柱+巷旁双向聚能爆破切缝的上压下支中间切缝的联合切顶方案。通过井下爆破参数试验、矿压监测分析，评价切顶成巷的效果。井下试验表明：顶板高恒阻大变形锚索、巷内加强巷旁密集支柱、巷旁密集档矸点柱、超前聚能切缝爆破的切顶成巷综合技术，能够有效切落沿空巷道侧向顶板并形成完整巷道，各项指标均满足下一工作面回采要求。

关键词：采矿工程；沿空成巷；爆破切缝；联合支护技术；恒阻大变形锚索；无煤柱开采 中图分类号：TD 32 文献标识码：A 文章编号：1000–6915(2016)07–1397–10

Research on cut gob-side entry retaining in thin coal seam of Tangshan ditch

ZHANG Guofeng12，XU Youqing3，GE Pengtao3

，

(1. School of Civil and Architecture Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing 100083，China； 2. State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering，China University of Mining and Technology，

Beijing 100083，China；3. Shanxi New Tangshan Ditch Coal Limited Company，Datong，Shanxi 037002，China)

Abstract：The triangle hanging plate is easily formed and hard to fall if the caving zone contains the thick and hard stratum，which produces high pressure to the gob-side entry retaining. The 8820 coalface mining without pillars with the thick and hard sandstone roof at Tangshangou in Datong was studied. The difference of cracked structural feature between ordinary filling entry retaining and joint-cutting gob-side entry retaining roof was analyzed. The deformation process of surrounding rock was investigated. The joint-cutting with the reasonable parameter of hard stratum roof in the caving zone resulted in the lost of the constraint of the direct roof and basic roof at the gob-side boundary in the range of the joint-cutting height. The hanging plate was sheared enough to fall off the roof along the structural surface of joint-cutting，and the impact load was reduced. The results of the numerical analysis with

收稿日期：2015–10–07；修回日期：2015–12–05

基金项目：教育部高校博士点基金项目(20130023120011)；高校基本科研基金项目(2012800015DQ)

Supported by the Specialized Research Fund for the Doctoral Program of Higher Education of China(Grant No. 20130023120011) and the Central University Basic Research Fund Project(Grant No. 2012800015DQ)

作者简介：张国锋(1982–)，男，2004年毕业于中国矿业大学(北京)土木工程专业，现任讲师、硕士生导师，主要从事深部矿井巷道支护、无煤柱开采方面的教学与研究工作。E-mail：zhanggf1982@163.com DOI：10.13722/j.cnki.jrme.2015.1368

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the software UDEC indicated that the joint-cutting was beneficial to the waste rock fall and supported the stratum covered above. The joint-cutting moved forward the touch point of the waste rock of the stratum covered above basic roof，limited the rotation of the basic roof and the pressure of surrounding rock caused by the sink action and reduced the deformation of the surrounding rock obviously. The test under the well suggested that the complex techniques of high constant resistance and large deformation anchor rope of roof，the dense pillar reinforced on the side of tunnel，the dense block rock point pillar and the technology of advanced focused power blast of joint-cutting could cut the roof on the gob-side effect and form a complete tunnel that every index could satisfy the requirement of working surface.

Key words：mining engineering；gob-side entry retaining；blasting cut；united support technology；large deformation bolt support with constant resistance；mining without pillars

1 引 言

沿空留巷是我国煤矿普遍使用的一种无煤柱开采技术，与沿空掘巷相比具有无窄煤柱、无滞后时间、无采区自燃发火等优点，与留煤柱相比则可提高资源回收率、少掘巷道、实现Y型通风系统、消除留煤柱护巷带来的应力集中灾害等，是我国煤炭安全高效开采的关键技术之一[1-2]。然而，沿空留巷是一种受采场上覆岩层移动影响强烈的困难巷道，由于煤层开采条件的不同，造成沿空留巷的变形破坏控制机理也不同，其中对于含有坚硬分层的厚层直接顶、薄层直接顶、无直接顶的坚硬顶板，在沿空留巷过程中，由于侧向坚硬顶板在冒落、破断过程一定时间内会形成大面积悬露而不垮落，使沿空留巷围岩应力集中程度增加，而当悬露顶板垮落破断时又会对沿空留巷围岩–支护体造成严重的冲击破坏，多次作用造成沿空留巷围岩变形量大，巷内支护和巷旁充填墙体破坏严重，严重影响沿空留巷后期使用效果。

针对沿空留巷围岩的变形破坏，我国学者做了大量的研究[3-19]，其中康红普等[4]提出深部沿空留巷围岩高强高预紧力的强力锚杆索支护技术；唐建新等[5]提出中厚煤层锚网索+巷旁混凝土充填支护技术；张 农等[6]提出深井沿空留巷二次扩刷修复技术；华心祝等[9]提出采用巷旁锚索加强支护控制沿空留巷围岩变形的方法；孙春东和冯光明[10]提出采用高水充填材料沿空留巷的技术，并推导了相应的支护阻力模型。

大同是我国坚硬顶板开采的矿区之一，由于顶板坚硬回采巷道压力大，变形严重。其中大同新荣

矿区唐山沟煤矿8820工作面开采时，该煤层垮落带内含有岩体强度较高、整体性好的厚层细砂岩、中粗砂岩顶板，初次来压时难以冒落，出现较大面积板状悬顶，给沿空巷道维护造成困难。沿空巷道采空区侧弧形三角板的破断结构特征及移动是造成沿空巷道围岩压力的根源，因此对沿空巷道侧向顶板破断结构及移动规律的控制成为沿空巷道围岩压力控制的关键。本文以8820工作面回风巷为研究对象，采用理论分析、离散元模拟、现场试验、矿压观测等方法对直接顶内厚层砂岩顶板的进行爆破切缝的卸压机制及关键参数的选取进行了研究，本试验为在大同厚层砂岩顶板条件下取得的研究成果，将丰富坚硬顶板无煤柱开采理论与技术。

2 工程地质条件分析

2.1 工程概况

8820工作面是唐山沟煤矿508南盘区东部首采工作面，该面北部、西部、南部为实体煤，上部为实体岩层，下部为11－2#煤层。埋深175 m，主采煤层8#煤，煤层倾角3°～5°，平均厚度1.4 m，采高1.5 m，工作面走向长417 m，倾向长115 m，普氏系数1.5～2.0。工作面采用无煤柱开采沿空留巷开采，其巷道为5807回风巷，如图1所示。 2.2 围岩特征

8820工作面沿煤层顶板掘进，煤层以上岩性为：0.7 m黏土岩；1.2 m灰白色细砂岩，坚硬致密；0.4 m煤线；2.4 m中粗砂岩，灰白色，层理较发育，性脆；9 m细砂岩，灰白色，坚硬致密，层理不发育；0.3 m厚7#煤线；4.0 m粉砂岩。底板为粉砂岩，白色，厚度15 m。顶底板岩层分布情况见图2。通

第35卷 第7期 张国锋等：唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究 • 1399 •

眼巷切1806皮带巷 风 回巷面8821切眼测风站 南轨作8工8821工作面 机05南8102回风测风站5885807回风巷 停采空区 掘进方向 8820工作面 采线1807皮带巷 进风测风站

图1 采掘及测风站点布置平面图

Fig.1 Plane layout of mining and excavation and monitoring stations about wind measuring

厚度/m 岩性柱状图 岩性 4.0 粉砂岩上覆 1.7 炭质泥岩岩层 0.3 7#煤 老顶 9.0 细砂岩3.2 中粗砂岩0.2 煤线 直接顶 1.4 细砂岩0.2 粘土岩采高 1.5 8#煤 底板 15.0 粉砂岩 图2 实测钻孔柱状图

Fig.2 Logging profile of a drilling hole

过对工作面煤层及顶板岩层取样试验，得到各岩层岩性特征及相关物理力学参数(见表1)。

表1 煤岩物理力学参数

Table 1 Physico-mechanical parameters of coal and rock

顶板岩性 厚度/m 密度/ 抗压强度/ 抗拉强度/

弹性模量/

(g·cm－3

) MPa MPa GPa 细砂岩 9.0 2.37 50.1 5.09 8.15 中粗砂岩 2.4 2.31 42.5 4.92 5.37 细砂岩 1.2 2.35 58.0 5.39 7.43 8#煤层 1.4

1.43

12.3

1.53 2.18 粉砂岩

15.0 2.40 56.0 4.29 6.92

2.3 顶板岩层结构

根据冒落法计算(碎胀系数K = 1.25)可得，直接

顶厚度为5 m，老顶厚度为9 m，已冒落直接顶和不冒落岩层间隙为0.25 m，直接顶垮落后，基本可以完全充填冒落空间，实现接顶。由于垮落带内的直接顶为岩体强度较高、整体性好的厚层细砂岩、中粗砂岩顶板，初次来压时难以冒落，出现较大面积板状悬顶，因此将其简化为四周固支条件板结构，根据弹性力学理论推导的板极限破坏步距公式[20]： LOZ=ξ3−2ξ/b (1)

ξ=

4σtkm1.3γcosα (2)

式中：LOZ为直接顶初次垮落步距(m)；b为工作面斜长(ｍ)；σt为岩层抗拉强度；k为岩层龟裂系数，

k = 0.25～0.75；m为运动岩层厚度(m)；γ为岩层容重；α为工作面倾角(°)。经计算，直接顶初次垮落步距26.2 m(实测22 m)，周期步距按照统计经验选取初次来压步距的1/2.45取值可得10.7 m(实测 10.5 m)，根据直接顶顶板分类标准，属于III类稳定直接顶；根据直接顶与采高比值及老顶初次来压步距，属于I类不明显来压老顶，计算分类结果均与现场实际观测结果一致。

3 爆破切缝沿空成巷卸压机制

3.1 侧向顶板切缝断裂结构分析

切顶沿空成巷与巷旁充填留巷区别在于沿空巷道侧向岩层移动作用的初始力学模型不同，并且断裂后形成不同的顶板结构。普通巷旁充填留巷回采前，沿空巷道顶板和侧向顶板是一个整体结构，回采后，沿空巷道顶板常沿巷道煤帮内部断裂，形成一端铰接的长悬臂梁结构(

见图3(a))。

(a) 普通充填留巷顶板断裂结构模型

• 1400 • 岩石力学与工程学报 2016年

hk=

hG+hDG−hm

(3)

1−K

式中：K为岩层垮落碎涨系数；hG为上覆岩层弯曲下沉量；hDG为底板卸压鼓起量；hm为采高；hk为垮落岩层厚度。hG可根据弹性地基梁理论计算[19]：

ql4⎛466⎞

+++1hG=⎜⎟ (4)

24EI⎝βlβ2l2β3l3⎠

式中：l为1/2岩梁跨度；q为岩梁荷载；EI为岩

4k梁抗弯刚度；β=，k为Winkler地基系数，

4EI(b) 切顶沿空成巷顶板断裂结构模

图3 UDEC数值模拟模型 Fig.3 Model of UDEC simulation

k=E0/h0，E0为地基压缩模量，h0为垫层厚度。hDG也可按地基岩梁计算获得。 3.3 切顶角度理论分析

假设侧向顶板厚层坚硬岩层切顶垮落前，块体间形成铰接结构时，切缝结构面与垂直面成θ角，块体梁厚度h，块体梁长度L，则其咬合关系见图5。

侧向顶板形成铰接块体时，当块体B向下滑落时，由于水平挤压力T的作用，块体A沿接触面对块体B产生抗滑力，即摩擦阻力fk：

切顶沿空成巷回采前，要在紧贴采空区煤帮的巷道顶板边界实施爆破切缝(见图4)，沿空巷道顶板和采场侧向顶板间形成预裂切缝面结构，回采后，巷道顶板在巷内加强支护和巷旁密集切顶支护的作用下，形成巷旁外侧沿切缝面断裂的一端固定的短悬臂梁结构(见图3(b))；另外，切缝深度深入老顶一定深度，并且向采空区倾斜一定角度时，可使下位部分老顶沿切缝结构面断裂并滑落。 3.2 切顶高度理论分析

沿空巷道侧向顶板垮落后能否及时充满采空区，直接关系到侧向顶板上覆岩层移动与破断，当岩层垮落碎胀后能有效支撑上覆岩层，则上覆岩层即不发生移动和破断，对沿空巷道围岩变形和压力作用也不明显，因此理论上需切断的岩层高度等于碎涨后完全充填采空区能有效支撑上覆岩层的岩层厚度，其值可根据侧向顶板周期性断裂垮落岩层碎胀充填高度、上覆岩层弹性弯曲下沉量、底板卸压引起的底鼓量确定，即

粉砂岩，厚度10.0 mfk=(Tcosθ−Rsinθ)tanφ (5)

式中：φ为岩块间摩擦角。

而块体B在接触面产生的滑动力fh可表示为

fh=Rcosθ+Tsinθ (6)

若fh≥fk，则铰接咬合处发生滑落失稳，即

Tsin(φ−θ)≤Rcos(φ−θ)⎫

⎪

⎬ (7) R

θ≥φ−arctan⎪⎭T

当切缝倾角满足式(7)时，厚层坚硬岩层形成的砌体梁在切顶作用下必然沿切缝结构面发生滑落。

粉砂岩，厚度4.0 m 砂泥岩，厚度1.7 m 细砂岩，厚度9.0 m θ 切缝 中粗砂岩，厚度3.2 m细砂岩，厚度1.6 m 单体液压支柱 粉砂岩，厚度15 m 12#煤层，厚度1.8 m 煤线，厚度0.3 m煤线，厚度0.2 m8#煤，厚度1.6 m

图4 分析模型(单位：m)

Fig.4 Analyzed model(unit：m)

第35卷 第7期 张国锋等：唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究 • 1401 • A θ T B O R T N R θ F 图5 岩块咬合处的平衡 Fig.5 Balance of fault block occlusion

3.4 爆破切缝主动切顶卸压机制

回采引起的沿空巷道采空区侧弧形三角板的破断结构特征及移动规律是造成沿空巷道围岩压力的主要力源。对于冒落带内为强度低、裂隙较发育的岩层，直接顶三角板容易冒落，填满采空区，并及时支撑上覆岩层，垮落时产生的动载荷较小，对采空区边界产生的侧向岩层应力也较小，仅依靠巷内强力支护即可被动切顶成巷。而图2显示，唐山沟

8#煤层的冒落带内存在难以充分冒落的相对坚硬的厚层细纱–中粗砂岩直接顶三角板，一方面因为垮落不充分使得冒落矸石对上覆9 m厚细砂岩基本顶无支撑力，另一方面形成阶梯倒台阶长悬臂结构，增加了沿空巷道围岩小结构的附加荷载；且悬顶达到极限跨距垮落时易产生较大的动载荷，对采空区边界煤岩体产生较大侧向岩层应力。因此，对垮落带内直接顶坚硬层采用双向张拉聚能爆破对顶板进行切缝，则可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束，并沿切缝结构面位置受拉或剪切破断充分冒落，冒落矸石及时支撑上覆岩层，并将上覆基本顶岩层的支撑点前移，基本顶回转和下沉作用，从而可以减小沿空巷道围岩及支护体上的受力，达到卸压降载的作用。

唐山沟8#煤顶板断裂过程结构如图6所示，切缝结构面使得下分层B1块体无法形成铰接结构而发生滑落失稳，那么B1块体将完全垮落到采空区而与A1块体失去联系，因此，B1块体在破断时下沉触矸过程中产生的下沉回转变形压力就无法传递到

A1块体，即减小了A1块体的变形及压力，上覆岩坚硬砂岩分层及沿着切缝深度由B1块体逐渐发展到B2块体，当B2块体垮落碎涨后，即能基本充填采空区时，上覆岩层继续沿切缝面无法完全切落，即形成铰接结构，而此时的铰接结构则在切落的块体垫层的支撑点前移的作用下，下沉和回转变形受到抑制，在一定程度上减缓了沿空巷道顶板变形。

AC33块体 B3块体 块体A2块体B2块体 C2块体A1块体B1块体 C1块体 图6 下位岩层切落与上位岩层形成铰接结构

Fig.6 Shear sandfall of lower roof and hinged bolsters

structure of upper roof

4 爆破切缝沿空成巷数值模拟

4.1 UDEC数值模型

根据现场实际观测及理论分析，在合理的切缝角度、深度、巷内撑顶、巷旁密集支柱作用下，可以促使顶板沿巷旁外侧切缝面断裂滑落，据此建立唐山沟矿8820 UDEC模型(见图4)，其岩层物理力学参数见表1，切顶侧单体采用support单元，由于本算例重点研究切顶前后顶板结构特征对围岩变形及应力的影响，为计算时步能顺利运行，不考虑锚杆索支护作用。模型中网格大小与尺寸，根据岩梁断裂步距及围岩宏观结构不同而定，以及沿空巷道顶板结构断裂特征建立如图3所示计算模型。 4.2 围岩应力分布规律

沿空巷道围岩应力分布见图7，由图7(a)可见，在巷旁充填不切顶留巷时，巷旁充填墙体及墙体底板产生22.5～25.0 MPa的应力集中区，应力集中系数为6.4～7.1，并且巷道两底角的应力集中程度较高，引起巷道底板发生塑性流动，产生底鼓变形；巷道煤帮应力集中值19～22 MPa，距煤帮6.2～ 8.1 m。图7(b)可见，切顶沿空成巷时，则消除了墙体应力集中区，巷道顶底板及切落成巷巷帮则均处于卸压区，而巷道煤帮应力集中值为14.5～17.5 MPa，距煤帮

2.2 m，巷道煤帮应力集中降低，但集中区域

－2.550E+07－2.250E+07－1.950E+07－1.650E+07－1.350E+07－1.050E+07－7.500E+06－4.500E+06－1.500E+061.500E+06 3.000E+06 (a) 普通充填留巷垂直应力分布图

• 1402 • 岩石力学与工程学报 2016年

－2.650E+07 －2.350E+07 －2.050E+07 －1.750E+07 －1.450E+07 －1.150E+07 －8.500E+06 －4.500E+06 －2.500E+06 5.000E+05 2.500E+06 (b) 切缝沿空成巷垂直应力分布图

图7 沿空巷道垂向应力分布(单位：Pa)

Fig.7 Vertical stress distribution of gob-side entry surrounding rocks with different retaining methods(unit：Pa)

则向巷道煤帮浅层转移。 4.3 围岩变形分布规律

图8(a)中煤层回采后，在上覆岩层挤压作用下，由于充填材料强度的滞后性以及自身强度所提供的支护阻力不足难以切断坚硬顶板，导致沿空巷道直

－1.830E+00 －1.660E+00 －1.490E+00 －1.320E+00 －1.150E－00 －9.800E－01 －8.100E－6.400E01 －－01 －4.700E－01 －3.000E－01 －0.000E+00 1.300E－01 (a) 普通充填留巷垂直位移分布图

－1.870E+00 －1.690E+00 －1.510E+00 －1.330E+00 －1.150E－00 －9.700E－01 －7.900E－6.100E01 －－4.300E01 －－01 －2.500E－01 －7.000E－0.000E+00 02 (b) 切缝沿空成巷垂直位移分布图

图8 沿空巷道位移场分布(单位：mm)

Fig.8 Distribution of displacement field of gob-side entry

surrounding rocks with different retaining methods

(unit：mm)

接顶沿煤帮内部断裂，形成一端铰接的长悬臂梁，该长悬臂梁在上覆岩层挤压作用下发生较大回转和下沉变形，挤压煤帮和充填墙体，引起煤帮片帮和充填墙体向巷道内的鼓出变形；由于直接顶不能及时垮落并充填采空区，老顶触矸点距巷帮16 m，老顶回转和下沉变形存在较大空间，平衡时最终顶板下沉30 cm，煤帮片帮深度24 cm，充填墙体及其下岩层发生21 cm的鼓出变形。图8(b)煤层回采后，侧向顶板在上覆岩层挤压下及时沿切缝结构面滑

落，形成短悬臂梁，并且切落矸石碎胀后，能及时充填采空区支撑老顶岩梁，并将老顶触矸支撑点前移至距巷帮4.2 m，因此减小了老顶下沉与回转变形压力，同时切缝以一定角度进入老顶一定深度时，又可诱使老顶沿切缝结构面断裂并发生倒台阶滑落，可减弱采空区老顶铰接岩梁向沿空巷道围岩的荷载传递，进而减小围岩变形量，平衡时最终顶板下沉7 cm，而无明显底鼓和帮侧鼓出变形。

5 切缝爆破参数试验

5.1 切缝爆破预裂切顶原理

聚能切缝爆破是利用轴向两侧呈180°对称分布有密集聚能孔的阻燃抗静电硬质专用PVC管，将装有矿用岩石炸药的聚能管放入炮孔中，并调整使聚能切缝方向沿巷道走向形成一条切顶线。当炸药引爆时，由于聚能孔的存在，爆轰物沿巷道走向张拉预裂成切缝结构面，而在巷道倾向由于无聚能孔，爆轰产物反射并衰减了透射波而能量降低，大大降

低了沿空巷道顶板沿倾向产生裂缝的可能性。 5.2 切缝爆破参数选择

(1) 三径选择。采用特制聚能管，内径36.5 mm，外径42 mm，单根长度1 500 mm，聚能孔直径 φ4 mm，间距8 mm，双向开孔角度180°，如图9

所示；采用DCA–50超前切缝专用履带式钻车，钻孔直径48 mm，同时完成2个6 m深钻孔，仅耗时

11.3 min，钻机通过定位控制专利技术，成孔笔直，角度误差极小。炸药选用矿用三级岩石乳化炸药，药卷直径35 mm，长度200 mm，不耦合系数M取

1.88。

231

1—聚能管管体；2—定位卡槽；3—聚能孔

图9 聚能管结构图

Fig.9 Structure of energy gathering tube

第35卷 第7期 张国锋等：唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究 • 1403 •

(2) 钻孔参数。根据工程经验采用常规预裂爆破时，预裂孔孔距A= (7～12)D(D为炮孔直径(mm))。当钻孔直径D = 48 mm时，A = 336～576 mm，当岩石为软岩时取较大值，坚硬岩石取较小值，为减小聚能连孔爆破对顶板的破坏，减小工程量，尽量采用合理的装药结构和较大间距参数。现场试验了

3组单孔5–5–5–5装药结构，间距分别为0.3，0.6，0.8，1.0，1.2 m的6连孔爆破，共计18个孔的预裂缝统计分析，得出孔距为0.3～0.8 m时，孔内裂缝率为86.3%～93.7%，而孔间距大于0.8 m时，孔内裂缝率在62.5%～65.6%，为保证切顶效果，确定采用间距0.3 m。

考虑顶底板均为细砂岩，力学性能较高，为安全起见，开采后顶板下沉hG和鼓起量hDG均取0，取K = 1.35，则根据式(3)，经计算hk = 4.57 m，实

际切顶高度取6 m。根据钱鸣高等[1]连续砌体梁计 算方法，取边缘侧块体时，岩块荷载R=Qi0，Li0为老顶周期来压步距，代入公式T=Li0Qi0/[2(hi−SL)]计算水平推力，其中顶板下沉系数取0.025，顶板下沉量SL=0.025×1.6×20.5=0.82m，RT = 5.09 MPa，

h，将其代入LRi = 9 m，q = 326 kPai0=hTi3q可得

Li0=20.5m，将φ=42.6°代入式(7)计算可得：

θ≥4.1°，现场实际切缝角度取20°。

(3) 装药结构设计。预裂爆破装药线密度QL，采用经验公式：

QL=kDA0.5(g/m) (8)

式中：k为岩石影响系数，硬岩取0.6，中硬岩取 0.4～0.5，软岩取0.3～0.4。根据唐山沟顶板岩性，依据式(8)计算结果，并经现场试验最终确定装药线密度为131～163 g/m。现场在孔深6 m，间距300 mm的三连孔内分别试验了5–5–3，5–4–3，4–4–

3，4–4–2等多组装药结构，确定最佳装药结构为5–4–3时，裂缝率稳定在84.1%～92.8%。

现场试验证明，炮泥封孔长度对浅部顶板预裂及破坏具有一定影响，封孔长度过短，则爆破气体向下逸出，聚能预裂失效，不易形成切缝，并会造成顶板出现爆破漏斗，极大损伤沿空巷道顶板；封孔长度过长，则造成浅部顶板切缝不充分，残留未切顶段。现场试验了1.4，1.6，1.8，2.0 m等不同封孔长度，确定合理封孔长度为1.6～1.8 m。 5.3 爆破切缝试验效果

为保护顶板稳定，采取先支护后切缝原则，超

前工作面30～50 m实时聚能预裂爆破时，须先进行恒阻锚索加固及局部单体加固支护，即在采空区帮侧顶板形成一条倾斜的切缝结构面，进入采空区后，在上覆岩层压力和巷内单体主动支护力下，产生上压下顶的剪切作用，使顶板沿缝切落。

图10为炮孔内及表面切缝裂缝贯通效果。图11(a)为充填巷帮含有半眼炮孔的切落块体，图11(b)为采空区侧向顶板切落后暴露出的含有半眼聚能炮孔的切缝结构面，观测显示，顶板能较好地沿切缝结构面切落，切断采空区顶板与沿空巷道顶板间的联系，使得沿空巷道顶板形成短臂梁。

(a) 孔深1.6～2.6 m裂缝 (b) 孔深2.7～3.7 m裂缝

(c) 孔深3.8～4.8 m裂缝 (d) 孔深4.9～6.1 m裂缝

(e) 相邻孔间砂岩顶板表面切缝裂纹贯通

图10 顶板双向聚能爆破切缝效果

Fig.10 Cutting roof results with cumulative energy explosion

(a) 巷旁大块体切落后完全充满巷帮

• 1404 • 岩石力学与工程学报 2016年

(b) 采空区侧沿切缝结构面大块体切落

图11 沿切缝结构面切落的侧向顶板

Fig.11 Side roof cut down along the joint-cutting structural

surface with cumulative energy explosion

6 工程应用

6.1 现场试验设计参数

试验参数见图12所示。超前50 m实施爆破切缝，炮孔φ48 mm×6 000 mm，间距300 mm，仰角70°，单孔装3根1.0 m长内径36 mm，外径42 mm的聚能管，5–4–3卷装药，三级矿用乳化炸药φ34 mm×

220 mm，封泥长度1.8 m，切顶时上部采用钻孔定位法和聚能管调向器控制切缝切成一个面，下部保证辅助切顶密集单体架设一条线，提供整齐位移等两条措施确保切落岩层平整；采用φ21.8 mm×

8 300 mm×35 t恒阻锚索加固顶板，恒阻锚索预紧力150～200 kN，爆破时先加固锚索再实施切顶；切顶排锚索距炮孔400 mm，排距1 200 mm，中间加强锚索，排距2 400 mm，呈2–2平行布置；根据工作面来压规律，超前20 m采用双排单体柱，柱距1 m，采后120 m内采用4排单体，柱距和排距均1 m，巷内2排，靠近切缝侧0.25 m位置布置密集单体，

φ21.8×8 300 35 t恒阻大变形锚索 φ18×1 700普通锚杆 6 m 70° 回 采 下 工 00工 作 200作 5 面 2面 直径6 mm钢筋网 11#工字钢 DZ25–25/100型 1 500 1 500单体支柱排距1 000 3 800

图12 切顶成巷支护设计断面(单位：mm)

Fig.12 Layout of gob-side entry support design with roof

cutting(unit：mm)

一梁二柱，铰接梁600 mm，最外侧单体内每0.3 m间隔穿插11号工字钢点柱，工字钢点柱外侧挂6

mm焊接钢筋网片，防止窜矸冲到巷道内，又对切落矸石墙进行侧向支撑。 6.2 矿压监测分析

现场进行了顶板多点位移、锚索伸长量、恒阻锚索受力等观测，2#离层监测观测结果(见图13)显

示，采后117 m后趋于稳定，其中2 m浅部位移最大76 mm，8 m深部位移最大122 mm，离层量46

mm；采后150 m回撤单体后，深部基点增加8.3 mm，浅部基点增加4.5 mm，离层量增加3.8 mm，即趋于稳定。位移测量显示顶板在老顶来压发生0～20 cm下沉量，初次来压断裂局部地段最大下沉量

40 cm。

150离层开始增 离层趋于稳 距工作面150 m加，距工作 定，距工作 回撤单体，离 125面45 m 面117 m 层陡然增加 mm量/100移位75深基点 层离浅基点 板50离层量 顶250020406080100120 140 160 180 200 220240260距工作面距离/m

图13 顶板离层位移量–距工作面距离关系曲线 Fig.13 Relation between workface stopping distance and

separation deformation of roof

恒阻锚索发生明显伸长，局部煤帮和周期来压部位处锚杆索发生伸长，伸长量4～35 mm；顶板3根恒阻锚索受力监测显示，采后6～18 m动压影响剧烈，锚索最大受力130 kN， 采后40 m顶板切落后充满巷帮，采后60 m外实现接顶；60～115 m顶板出现缓慢下沉，推测为老顶发生整体下沉变形，

引起恒阻锚索受力整体增加，115 m后下沉变形停止，恒阻锚索受力即稳定，因此确定120 m后开始回撤单体后，实际回撤距离为150 m，回撤后恒阻锚索最终受力稳定在265～350 kN，如图14所示，且图中显示恒阻锚索受力呈现明显的非对称性，采空区侧锚索受力明显较煤帮侧大。 6.3 风量及瓦斯逸出监测

8820工作面采用H型通风，分别在机巷、回风

巷、8821切眼设置3个测风站见图1所示。风量监测见图15，图中显示8821切眼回风量最大值272

m3/min，最小值247 m3/min，平均值259 m3/min，

第35卷 第7期 张国锋等：唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究 • 1405 •

采空侧锚索 煤壁侧 中间锚索 350 300 Pa250 M曲线开始上 力/200 升距工作面 曲线趋于稳 应距离47m 定距离工作 索锚面115 m 150 100 50 20 40 60 80 100120 140 160 180200距工作面距离/m

图14 恒阻大变形锚索应力–距工作面距离关系曲线

Fig.14 Relation between workface stopping distance and large deformation bolt force

650637 600机巷测风站 603 )5501－nmi500回风巷测风站 ·3450切眼测风站 m(量/400380风进350350300272250247 2000 50 100 150 200250 300 350 400450推进距离/m

图15 8820工作面风量监测统计图

Fig.15 Statistical results of monitored air quantity about

workface 8820

表明回风经采后切顶成巷段基本没有造成漏风现象，因此后期没有对巷旁进行喷浆密封处理。另外，监测显示8820工作面上隅角、工作面、回风巷瓦斯峰值浓度均为1.6%左右，上隅角、回风巷CO峰值浓度分别为22，10 ppm，均未超出安全标准。 6.4 切顶成巷效果

成巷417 m中，含半眼聚能炮孔的巷道占总长

.2%，顶板能沿切缝结构面大块体切落成巷，巷宽3.6 m，顶底板平均收敛量15 cm，仅局部周期来压处3～5 m范围内，因为上帮无支护，存在一定量煤壁片帮，局部被压弯工字钢仅占总根数的4.6%，巷道整体断面形状良好，完全满足使用要求，切顶成巷效果见图16。在8821工作面推广应用后，累计成巷1 902 m，取得直接经济效益1 2万元。

7 结 论

(1) 对于垮落带内含有厚层坚硬砂岩顶板的沿

(a) 采后140 m处巷道成巷断面

(b) 采后220 m处巷道成巷断面

图16 8820工作面切顶成巷效果图

Fig.16 Roadway support effect after workface 8820 mining

空巷道，回采后易在在沿空巷道采空区侧形成弧形三角悬板，较难冒落，难以支撑上覆岩层，使得上

覆岩层产生较大回转和下沉变形压力，并且自身破断时还会产生冲击动载，对沿空巷道产生较大的侧向压力，是引起沿空巷道围岩变形的主要力源。

(2) 对垮落带内直接顶坚硬层顶板进行合理参数下的切缝，可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束，并沿切缝结构面剪切破断充分冒落；并且切缝有利于冒落矸石及时支撑上覆岩层，并将上覆基本顶岩层的触矸点前移，基本顶回转和下沉作用，可降低沿空巷道围岩及支护体上的受力，明显减小巷道围岩变形量。

(3) 井下试验表明：对于厚层坚硬顶板条件，采用顶板恒阻锚索基本支护+巷内动压加强支护+巷旁密集支护+双向聚能爆破超前主动切缝的联合切顶技术，可使得沿空巷道侧向顶板在上压下顶的剪切作用下沿切缝结构面以大块体切落成沿空侧巷帮，隔断采空区，巷道成型良好，围岩变形小。 参考文献(References)：

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