0 引言
传统的单一走向长壁采煤法留设的区段煤柱不仅浪费了煤炭资源，而且往往容易导致巷道围岩变形大，顶板管理困难，此外，在留设煤柱的高应力区进行掘进作业时还容易引发冲击地压及煤与瓦斯突出事故[1-2]。沿空留巷无煤柱开采技术是解决上述问题的一个有效途径[3-4]。然而，传统的沿空留巷技术多是采用靠采空区一侧巷旁充填等方法进行护巷，存在成本较高、施工工艺复杂、施工进度较慢等问题[5]。切顶卸压无煤柱自成巷技术是在何满潮院士提出的“切顶短壁梁”理论基础上，经过不断的理论和实践完善最终形成的一套无煤柱开采技术[6-8]，其核心为在回采巷道采空区一侧采用定向爆破技术，进而利用矿山压力切断采空区顶板和巷道顶板，从而阻止采空区的压力传递，并且采空区顶板切落后自然形成巷帮，从而实现沿空留巷，该技术不仅减弱了采空区周期压力，同时也极大地缓解了采掘紧张，降低了生产成本。本文以西山煤电集团公司杜儿坪煤矿高瓦斯煤层62711工作面为工程实践背景，重点介绍切顶卸压无煤柱自成巷技术在该矿的研究和应用成果。
1 工程概况
杜儿坪煤矿62711工作面所采2号煤层为二叠系下统山西组煤层，该工作面为北七2号煤盘区首采工作面，埋深为435～687 m，煤层厚度为1.00～2.40 m，平均厚度为1.90 m。煤层倾角为1～7°，平均倾角为2°，回采走向长度为1 610 m，开切眼长度为216 m，工作面绝对瓦斯涌出量为10.83 m3/min。62711工作面煤层顶底板岩性特征见表1。
表1 62711工作面煤层顶底板岩性特征
Table 1 Lithology of roof and floor of coal seam on 62711 working face
62711工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，全部垮落法管理顶板。试验巷道为62711轨道运输巷，该巷道为矩形断面，巷道宽度为4 m，高度为2.8 m，采用锚网索联合支护。工作面布置及留巷位置如图1所示。
图1 62711工作面布置及留巷位置
Fig.1 Layout of 62711 working face and location of entry retaining
2 切顶成巷工艺
62711工作面轨道运输巷切顶卸压自成巷技术实施工艺：① 按照所设计的支护参数进行巷道加强支护，施工NPR恒阻大变形锚索提前加固；② 超前工作面一段距离(不少于50 m)施工聚能爆破钻孔，具体爆破施工参数应符合设计要求，根据现场条件，可与恒阻锚索施工平行作业；③ 沿工作面推进方向采用专用设备依次进行预裂爆破，形成预裂切缝线，爆破施工结束后需要对爆破效果进行统计整理，确保切缝效果；④ 工作面架后及时进行临时加强支护，保证能有效安全地控制顶板，并进行临时密集挡矸支护，其中包括钢筋网、挡矸U型钢可伸缩支架及挡矸单体的架设；⑤ 随着工作面开采，顶板垮落并稳定后，回撤临时单体支柱，整理巷道并喷射混凝土，防止采空区瓦斯溢出，满足使用要求。
3 工程施工流程
3.1 定向预裂切缝关键参数设计
预裂切缝关键参数对于切顶卸压效果有着重要的影响[9]。根据切顶卸压无煤柱自成巷技术原理，结合理论分析及工程实践，本工程关键参数包括切顶高度、切缝角度、孔间距和装药方式。
3.1.1 切顶高度
定向爆破切割轨道运输巷顶板是切顶卸压沿空留巷技术的核心环节，足够的切顶高度能够保证切落的矸石支撑起采空区上覆岩层的基本顶岩梁的运动。切顶高度可根据预裂切缝深度临界设计公式计算得出：
Hf=(Hm-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
(1)
式中：Hm为采高,m；ΔH1为顶板下沉量，m；ΔH2为底鼓量，m；K为碎胀系数，一般取1.3～1.5，根据62711工作面顶板岩性，K取1.4。
根据补打钻孔资料显示，工作面煤厚变化不大，在不考虑底鼓及顶板下沉的情况下，取工作面最大采高为2.4 m时，最终确定的设计切顶高度为6.0 m。
3.1.2 切缝角度
巷道顶板进行切顶后，采空区上方岩体在上覆岩层自重应力的作用下产生下沉，下沉过程中会与巷道顶板发生不同程度的相互作用，从而导致巷道顶板变形较大。若切缝孔向采空区侧偏转角度太小，不利于巷道顶板的稳定，会给巷道支护带来困难，若角度太大，又不利于采空区顶板垮落，适宜的切缝偏转角有利于采空区顶板垮落，有助于使采场应力分布更加合理。为了施工方便，切缝角度通常取5的整数倍，本文采用FLAC3D软件结合实际岩石特性建立数值计算模型，如图2所示，分别模拟切缝角度为10、15、20°时的围岩特征。从图2可看出，切缝存在明显角度效应，不但会影响采空区顶板垮落，而且会影响应力集中区分布；切缝角度为15°时，采空区顶板垂直位移较大，同时实体煤帮内部垂直应力最大值最小，因而最终确定本工程最佳切缝角度为15°。
图2 数值计算模型
Fig.2 Numerical computation model
3.1.3 孔间距和装药方式
根据前期顶板窥视结果进行单孔试验，确定单孔最佳装药量，随后进行连孔试验，确定两相邻孔的最佳间距，最后进行单次起爆个数试验，确定一次最佳起爆爆破孔的个数。根据现场试验结果，确定了孔间距统一为500 mm，每孔3根聚能管，聚能管长度分别为1.5、1.5、1 m，炸药装药量分别为3、3、1卷，封泥长度为2 m。最佳爆破方式为4孔连爆，间隔一个窥视孔。最佳装药方式如图3所示，最佳爆破方式如图4所示。
3.2 顶板恒阻大变形锚索补强加固支护
为保证沿空巷道的稳定性，在62711轨道运输巷顶板采用恒阻大变形锚索支护+W钢带进行补强支护。设计支护方式如图5所示，恒阻大变形锚索直径为21.6 mm，长度为8 300 mm;恒阻器直径为65 mm，恒阻值为330±20 kN，恒阻器长度为500 mm。其中，补强恒阻锚索沿顶板铅垂方向共布置3列，靠近切缝侧恒阻锚索排距为1 000 mm，与切缝孔间距为500 mm，实体煤侧的恒阻锚索排距为4 000 mm，中间的恒阻锚索排距为2 000 mm，与原锚索间隔布置，恒阻锚索预紧力不小于280 kN。靠近切缝侧恒阻大变形锚索用W钢带连接，恒阻大变形锚索预制托盘大小为250 mm×250 mm×16 mm。
图3 最佳装药方式
Fig.3 The best explosive loading mode
图4 最佳爆破方式
Fig.4 The best blasting mode
图5 恒阻锚索补强加固支护
Fig.5 Reinforcement and support with constant resistance anchor cable
3.3 采空区挡矸支护
工作面回采过后，切缝侧巷旁支护采用可缩性29号U型钢支护，U型钢间距为500 mm，要求U型钢架设成一条直线以保证巷帮的直线性。单体支柱间距为500 mm，均匀间隔布置，并保证U型钢与顶板岩面贴实，防止U型钢倾倒，底端插入巷道顶板200 mm处。钢筋网与U型钢用铁丝捆扎，钢筋网尺寸为2 000 mm×2 400 mm，搭接长度不小于200 mm。挡矸布置如图6所示。
图6 挡矸布置
Fig.6 Layout of gangue retaining
3.4 工作面矿压监测
62711工作面共布置143架液压支架、15个支架压力监测站，靠近切缝侧第1架支架为监测主站，中间每隔10架布置1个监测点。根据支架压力变化情况分别统计采场内110工法切顶影响区、中部未影响区和未切顶影响区支架的最大压力值、平均压力值以及周期来压步距，具体见表2。
表2 切顶卸压对采场矿压规律的影响
Table 2 Influence of roof-cutting pressure release on
law of stope pressure
由表2可知，与中部未受影响区相比，110工法切顶影响区液压支架最大压力减少7.3 MPa，降低了19.8%；平均压力减少6.8 MPa，降低了22.5%；周期来压步距增大了8.3 m。与未切顶影响区相比，110工法切顶影响区液压支架最大压力减少8 MPa，降低了21.3%；平均压力减少7.9 MPa，降低了25.2%；周期来压步距增大了7.1 m。未切顶影响区与中部未影响区液压支架工作阻力及周期来压步距相差不大。数据分析表明：采用切顶卸压无煤柱自成巷技术在工作面推进后，采空区顶板将会沿着切缝线垮落，相较于自然垮落法，切顶卸压能够使基本顶触矸时间提前，改善了支架上覆岩层的受力情况;此外，由于切顶卸压切断了顶板的应力传递途径，应力将会向远离支架的实体煤深处转移，因此，支架的受力情况将会得到缓解。同时，切顶卸压的影响也是有一定范围的，影响范围外的支架压力与自然垮落法管理顶板的情况并无区别。
3.5 瓦斯安全管理
杜儿坪煤矿为高瓦斯矿井，62711工作面绝对瓦斯涌出量为10.83 m3/min，为避免采空区漏风，采取了挡矸墙挂帘及密闭喷浆的措施，同时62711工作面还综合采用了本煤层顺层抽采及采空区埋管抽采进行瓦斯抽采。通风方法采用“两进一回”的“Y”型通风方式：胶带运输巷和轨道运输巷进风，沿空留巷回风。随着工作面不断向前推进，采空区的瓦斯不断积聚，并向沿空留巷扩散，导致回风巷的瓦斯浓度逐渐增大，为此，在保证工作面风量充足的情况下，采用“均压法”[10]对工作面通风系统进行调整：开采初期，胶带运输巷进风量为1 105 m3/min，轨道运输巷进风量为325 m3/min；调整风量后胶带运输巷进风量为780 m3/min，轨道运输巷进风量为482 m3/min。此外，通过对沿空留巷挡矸墙的喷涂，降低了采空区的漏风量，从而达到降低回风巷瓦斯浓度的目的。
现场应用情况表明：高瓦斯煤层应用切顶卸压无煤柱自成巷技术时，“Y”型通风方式解决了工作面上隅角瓦斯积聚的问题，为上隅角的瓦斯抽采节省了一趟抽采管路，工作面轨道运输巷和胶带运输巷都处于进风流中，所涉及到的运输、管路、线路等均处于新鲜风流中，大大提高了工作面的安全性。而且在合理的通风系统及通风量条件下，采空区并未出现瓦斯积聚的问题，瓦斯浓度保持在合理范围以内，为110工法在高瓦斯矿井的推广提供了经验。
4 应用效果及经济效益分析
杜儿坪煤矿62711工作面已经成功留设巷道1 570 m，现场实际留巷效果良好，满足二次使用要求。通过沿空留巷无煤柱开采技术的应用，可明显提高煤炭回收率，延长矿井服务年限，并且由于减少了一条巷道的掘进，明显地缓解了矿井采掘衔接紧张。经济效益主要包括如下2个方面：
(1) 少掘巷道减少成本：与留煤柱护巷开采相比，采用切顶卸压沿空成巷新技术可以少掘一条巷道，掘进及维护巷道的成本约为6 100元/m，少掘1 570 m巷道，节约掘巷成本约为958万元。
(2) 回收煤柱增加收益：与留煤柱护巷相比，按照区段煤柱宽度为25 m，平均采高为1.9 m，可回采煤柱长1 570 m，则可多回采煤炭约10.4万t，按煤价格410元/t计算，可增加收益约4 264万元，经济效益显著。
5 结论
(1) 杜儿坪煤矿62711工作面采用切顶卸压无煤柱开采技术后，留巷效果良好，提高了煤炭资源回收率，明显缓解了矿井采掘衔接紧张，经济效益显著。
(2) 采用切顶卸压无煤柱开采技术后，沿空留巷处于矿山压力的卸压区，降低了高应力环境的威胁，同时通过配合使用NPR锚索让压支护，能够明显地降低矿压灾害事故的发生概率。
(3) 工作面采用“Y”型通风方法，解决了工作面上隅角瓦斯积聚的问题，而且在合理的通风系统及通风量条件下，采空区并未出现瓦斯积聚问题，瓦斯浓度保持在合理范围以内，为切顶卸压无煤柱自成巷技术在高瓦斯矿井的推广应用提供了经验。
参考文献( References)：
[1] 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.
SONG Zhenqi, CUI Zengdi, XIA Hongchun, et al.The fundemental theoretial 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.
[2] 秦永祥,许少东,杨张杰.深井沿空掘巷煤柱合理宽度确定及支护参数优化[J].煤炭科学技术,2010,38(2):15-18.
QIN Yongxiang, XU Shaodong, YANG Zhangjie.Rational coal pillar width determined and support parameter optimized for gateway driving along goaf in deep mine[J].Coal Science and Technology,2010,38(2):15-18.
[3] 杜计平,孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2009.
[4] 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.
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.
[5] 蔡峰.坚硬顶板切顶卸压无煤柱开采技术研究[J].矿业安全与环保,2017,44(5):1-5.
CAI Feng.Research on pillarless mining techenique by top-cut pressure relief of hard roof[J].Mining Safety & Environmental Protection,2017,44(5):1-5.
[6] HE Manchao, ZHU Guolong, GUO Zhibiao.Longwall mining "cutting cantilever beam theory" and 110 mining method in China—the third mining science innovation[J].Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering,2015,7(5):483-492.
[7] 何满潮,朱国龙.“十三五”矿业工程发展战略研究[J].煤炭工程,2016,48(1):1-6.
HE Manchao, ZHU Guolong.Research on development strategy of mining engineering in the Thirteenth Five-Year Plan[J].Coal Engineering,2016,48(1):1-6.
[8] 何满潮,宋振骐,王安,等.长壁开采切顶短壁梁理论及其110工法——第三次矿业科学技术变革[J].煤炭科技,2017,45(1):1-9.
HE Manchao, SONG Zhenqi, WANG An.Theory of longwall mining by using roof cuting shortwall team and 110 method—the third mining science and technology reform[J].Coal Science and Technology Magazine,2017,45(1):1-9.
[9] 郭志飚,王将,曹天培,等.薄煤层切顶卸压自动成巷关键参数研究[J].中国矿业大学学报,2016,45(5):879-885.
GUO Zhibiao, WANG Jiang, CAO Tianpei, et al.Research on key parameters of gob-side entry retaining automatically formed by roof cutting and pressure release in thin coal seam mining[J].Journal of China University of Mining & Technology,2016,45(5):879-885.
[10] 张斌.均压通风防灭火技术的应用实践[J].煤矿安全,2011,42(2):96-98.
ZHANG Bin.Application practice of pressure-balanced ventilation fire prevention and extinguishing technology[J].Safety in Coal Mines,2011,42(2):96-98.