0.   引言

目前，煤炭持续扮演着能源经济安全稳定供应的“压舱石”角色，而煤矿的安全高效生产则是确保能源有效利用的关键^[1-3]。厚煤层大采高坚硬顶板由于开采空间大，开采强度高，波及范围广^[4-5]，传统留煤柱的巷道布置方式使煤柱处于应力增高区，会引起巷道强矿压显现，导致巷道围岩大变形、冲击地压等破坏性问题^[6-10]。

针对厚煤层大采高坚硬顶板的围岩控制问题，我国学者进行了大量研究^[11-15]。在理论方面，何满潮^[16]提出了平衡开采理论，形成了无煤柱自成巷110/N00工法开采体系，并在全国多个工程现场进行了成功应用。潘俊锋等^[17]提出了顶板“人工解放层”卸压防控工程力学模型，对于区域性煤层顶部的岩石结构和负载，能够调整岩石底部的静态负载集中。杨胜利^[18]基于中厚板理论构建了采场覆岩破断与运移的力学模型，揭示了坚硬厚顶板破断失稳致灾机理，提出了坚硬厚顶板切落式破坏动载荷计算方法。在控制手段方面，崔佐军等^[19]提出了特厚煤层坚硬顶板沿空巷道支−卸协同控制技术，其核心包括高强复合支护、小煤柱侧帮喷浆、水力压裂等，并在现场进行了成功应用。于斌等^[20]构建了针对大空间采场远近场坚硬顶板的井上下一体化控制理论及技术体系，并创新性地提出了坚硬顶板地面压裂+X技术的协同控制策略，实现了对远近场坚硬顶板的高效多点协同调控。马宏源等^[21]采用基于卸压和联合支护的防冲技术，有效控制了围岩大变形和能量积聚问题。上述研究取得了一定成果，但未从不同角度融合分析厚煤层大采高坚硬顶板的控制机理和技术。针对上述问题，本文介绍了一种适用于厚煤层大采高坚硬顶板巷道围岩大变形的支护理论——开挖补偿理论，形成了切顶卸压+高预应力吸能耦合支护体系，研发了适用于厚煤层坚硬顶板防控的核心材料——NPR高预应力锚索，并提出了厚煤层大采高坚硬顶板切顶卸压无煤柱开采技术。

1.   开挖补偿理论与卸压吸能控制理论

1.1   开挖补偿理论

工作面开采是导致巷道围岩大变形的根本原因。随着开采的进行，开挖理论可分为开挖第一效应和开挖第二效应，如图1所示。工作面开采后，围岩在临空一侧围岩径向应力σ₃接近于0，此为开挖第一效应。随着工作面的扰动，围岩出现滑移错动和开裂现象，引发岩块旋转变形，导致浅部围岩发生显著的碎胀变形。在此过程中，切向应力σ₁显著增大，几乎达到原先的2倍，这被称为开挖第二效应。浅部岩体的表现形式为发生断裂变形，而深部岩体由于围岩的限制和约束，其运动受限，当切向应力σ₁峰值接近或达到深部岩体的强度阈值时，深部围岩将出现裂隙损伤。

图  1  开挖理论

Figure  1.  Excavation theory

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基于开挖理论，介绍了与之对应的开挖补偿理论，以保证工作面围岩稳定，如图2所示。其思路如下：① 针对浅部围岩，受工作面开采动压影响而产生碎胀及损伤的岩体，施加高强高预应力支护，有效补偿围岩开挖导致的径向应力σ₃损失，并使σ₃尽可能恢复到原岩应力。限制浅部围岩产生断裂破坏，防止其节理裂隙扩展贯通。② 针对深部围岩，降低受矿压影响下的采动应力，削弱围岩应力集中，减少工作面回采对巷道围岩的应力扰动。

图  2  开挖补偿理论

Figure  2.  Excavation compensation theory

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1.2   切顶卸压−吸能控制理论

传统留煤柱沿空掘巷采煤方法中，煤柱应力集中，巷道围岩的能量积聚程度高；悬臂梁旋转变形量大，导致采空区顶部出现岩层断裂区，产生冲击能量，向巷道围岩中传递，为煤柱提供了动荷载，使其发生失稳破坏；采用普通锚索支护，材料延伸率低，受力易破断，抵抗围岩积聚能量冲击的能力较弱。

为削弱围岩应力集中，减少工作面回采对巷道围岩的应力扰动，消除煤柱内应力集中，缩小悬臂梁长度，降低煤柱应力集中与能量积聚程度，防止采空区顶板断裂产生的动载向巷道传递，使巷道支护构件吸收巷道围岩积聚能量。采用切顶卸压无煤柱自成巷与NPR高预应力锚索支护的方法，通过定向预裂切缝切断巷道顶板与采空区顶板间的应力传递，同时利用采空区矸石碎胀形成矸石巷帮，取消煤柱留设，消除该区域的应力集中，减少巷道围岩积聚的能量；利用NPR高预应力锚索支护构件对巷道围岩进行控制，当煤岩体产生的荷载超过某一阈值时，支护构件通过变形吸收冲击能，削弱煤岩体积聚的能量，形成卸压+吸能的耦合支护体系。

为明确切顶卸压巷道围岩能量释放机制，基于围岩弹性应变能计算公式，开展切顶卸压巷道围岩能量积聚情况对比数值试验研究。

1.2.1   模型建立

假定开采深度为−500 m，模型尺寸为280 m×70 m×70 m（宽×高×厚），留煤柱沿空掘巷留设的煤柱宽度为5 m，切顶卸压无煤柱自成巷切缝高度为14 m，切缝角度为15°。模型底部边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定，上方施加11.9 MPa的补偿应力，模拟上覆岩层的影响。数值模型如图3所示。

图  3  数值模型

Figure  3.  Numerical model

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1.2.2   煤岩体弹性应变能计算方法

在工作面回采过程中，数值模型中单元应力呈现动态变化特性，记录单元的弹性应变能密度，在复杂应力状态下，对于具有线性或非线性应力−应变本构关系的岩石材料，其单位体积主应力空间中的能量为

式中：$ E_0^{} $为弹性模量；σ₁—σ₃为各方向应力；v为泊松比。

利用FLAC^3D数值模拟软件的Fish内置功能，根据式（1）编制弹性应变能计算程序，模拟留煤柱沿空掘巷与切顶卸压无煤柱自成巷围岩内弹性能分布情况与积聚程度。

1.2.3   巷道围岩能量对比分析

巷道围岩弹性应变能分布如图4所示。

图  4  巷道围岩弹性应变能分布

Figure  4.  Distribution of elastic strain energy in roadway surrounding rock

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由图4可知：

1） 在煤柱应变能分布方面，留煤柱沿空掘巷煤柱处积聚能量最大值为2.1×10⁵ J/m³，距离煤柱帮2.5 m，切顶卸压无煤柱自成巷取消煤柱留设，巷道围岩中无煤柱内积聚的能量。

2） 在实体煤应变能分布方面，切顶卸压无煤柱自成巷在实体煤处积聚的最大能量为1.6×10⁵ J/m³，距离巷道实体煤帮8.3 m；沿空掘巷实体煤处积聚的能量最大值为3.9×10⁵ J/m³，距离巷道实体煤帮4.2 m。相比于后者，前者积聚的最大能量降低了2.3×10⁵ J/m³，最大能量积聚位置向巷道实体煤帮深部转移了5.8 m。

3） 在顶底板围岩应变能分布方面，切顶卸压无煤柱自成巷顶板、底板、右肩部能量积聚范围与大小均小于沿空掘巷，且积聚的位置距离巷道表面远于沿空掘巷。

上述结果表明：切顶卸压无煤柱自成巷围岩积聚的能量远小于沿空掘巷围岩，切顶卸压能够切断采空区顶板岩层的应力传递，减小巷道围岩积聚的弹性应变能，消除了煤柱中积聚的能量，从积聚能量的“载体”源头上防止灾害发生。

2.   NPR高预应力锚索支护

2.1   NPR支护材料

为满足高预应力支护的要求，亟需寻求一种能忍受岩体大变形的新材料。普通PR锚索的可用延伸率一般为3%～5%，在围岩大变形的条件下，锚索易失效，无法提供有效支护作用。恒阻大变形锚索因具有负泊松比效应，也称其为NPR锚索。负泊松比材料相当于一种理想塑性材料，其应力应变曲线如图5所示。理想塑性材料需要满足以下条件：① 出现负泊松比效应，即泊松比显著变小。② 屈服平台消失。③ 应变值大于20%。

NPR材料在拉伸破断作用下发生大变形且无颈缩现象，而普通钢材及高强高韧钢在拉伸破断作用下，均会发生明显的颈缩现象，如图6所示。

图  5  理想塑性材料应力应变曲线

Figure  5.  Ideal plastic material stress-strain curves

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图  6  不同材料颈缩现象

Figure  6.  Necking phenomenon in different materials

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2.2   NPR高预应力锚索

基于NPR材料的优异性能，研发了NPR恒阻结构，如图7所示，形成了NPR高预应力锚索支护技术，恒阻值达350 kN，如图8所示。

图  7  NPR恒阻结构

Figure  7.  NPR constant resistance structure

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图  8  NPR高预应力锚索

Figure  8.  NPR high prestressed anchor cable

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NPR高预应力锚索支护技术通过恒阻材料实现了负泊松比效应，表现出“让中有抗，抗中有让，防断恒阻”的特性。NPR高预应力锚索在现场应用过程中要经历以下2个阶段：

1） 在围岩大变形破坏的早期，一旦围岩的变形能超出了锚索的预设恒阻力阈值，恒阻体在恒阻套管内部会发生相应的滑移现象。这一现象标志着NPR高预应力锚索随着围岩的显著变形而经历径向拉伸的大变形过程，可有效吸收并耗散变形能，从而显著减少因围岩大变形导致的结构破断与失效风险。

2） 当围岩经历大变形后，岩体内部应力会重新分布并达到新的平衡状态。此时，围岩的变形能会降至低于恒阻器所设计的恒阻力水平。因此，NPR高预应力锚索的轴力将小于恒阻体与恒阻套管之间的摩擦阻力。在这一状态下，围岩在NPR高预应力锚索的有效支护作用下，能够保持相对的稳定状态。NPR高预应力锚索在锚索轴力大于恒阻力后，仍然具有一定的抗力，不会出现突然断裂失效、围岩破坏的现象，消除了冒顶、塌方、偏帮、底鼓等安全隐患。

2.3   NPR材料有效吸收能量计算

开展普通螺纹钢材料和NPR材料拉伸试验，结果如图9所示。

图  9  拉伸试验结果

Figure  9.  Tensile test results

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煤矿一般将锚索的预紧力设计为锚索破断荷载的30%～50%。普通锚索以破断力30%来定义工作荷载（图9中A点），即实际施工中施加的锚索预紧力。NPR高预应力锚索以屈服强度作为工作荷载，即实际施工中可以施加的锚索预紧力。

有效吸收能量为

式中：F_A为锚索施加的预紧力（工作荷载）；F_B为锚索的破断力；δ_CD为CD段的延伸率。

经计算，NPR高预应力锚索的有效吸收能量为普通锚索的6倍，表明了NPR高预应力锚索支护的吸能特性更优越，可满足现场围岩大变形能量吸收的防控要求。

3.   切顶卸压无煤柱开采技术

为满足切顶卸压无煤柱开采技术需求，研发了顶板定向切缝和矸石巷帮挡矸2项关键技术。切顶卸压无煤柱开采技术通过对工作面预留巷道顶板进行超前预裂切缝、顶板锚索支护和矸石巷帮挡矸支护，将巷道保留，为下一工作面继续服务，可减少一半巷道掘进量，同时取消煤柱留设，有利于减小巷道围岩应力集中，如图10所示。

图  10  切顶卸压无煤柱自成巷技术

Figure  10.  Non-pillar roadway formation technology via roof cutting for pressure relief

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3.1   顶板定向切缝技术

为了控制采空区顶板垮落高度，使其定向垮落，需要实现巷道顶板有效切顶。在深入研究岩体抗压性强而抗拉性弱这一物理特性的基础上，提出了以双向聚能张拉成型为核心技术的爆破顶板定向预裂切缝方法，旨在通过精确控制爆破能量，实现顶板的有效预裂和切缝。

采用双向聚能张拉装置进行顶板定向切缝。爆破时双向聚能张拉装置开口对应的孔壁产生初始裂隙，炮孔围岩整体均匀受压，在垂直初始裂隙方向（设定方向）产生拉张作用力，致使岩体沿预裂方向失稳、断裂，从而促进裂隙的进一步扩展、延伸，如图11所示。

图  11  顶板定向切缝技术

Figure  11.  Directional roof cutting technology

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3.2   矸石巷帮挡矸支护技术

采空区顶板垮落前，顶板回转下沉，对巷道产生较大竖向应力；顶板垮落形成矸石的过程中，矸石对巷道帮部产生较大水平推力，导致矸石巷帮挡矸支护易发生弯曲失稳型和滑移失稳型破坏。为此，需要一种既能抵抗较大作用力、又能控制围岩变形并形成稳定矸石巷帮的支护技术。针对上述问题，提出了矸石巷帮挡矸支护技术，该技术主要通过护帮支架、挡矸钢筋网和可伸缩U型钢进行联合支护，如图12所示。

图  12  矸石巷帮挡矸支护技术

Figure  12.  Gangue roadway side support technology

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护帮支架在覆岩运动时可以提供较大支撑力来抵抗顶板变形，又能保持一定的让压功能。可伸缩U型钢在顶板岩层下沉挤压作用下会主动进行让压，产生相对位移，有效避免挡矸支护结构在受到较大挤压力时发生弯曲失稳。垮落矸石在挡矸支护构件的共同配合下堆积形成墙面，在压实稳定后形成矸石巷帮。

4.   现场应用

4.1   工作面概况

在山西和顺天池能源有限责任公司603工作面进行现场应用。可采煤层为15号煤，煤层结构复杂，埋深为482.5 m， 煤层厚度为4.9 m。工作面走向长度为1 629 m，倾向长度为180 m。工作面布置及煤层柱状图如图13所示。

图  13  工作面布置及煤层柱状图

Figure  13.  Working face layout and coal seam bar chart

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4.2   控制方案设计

603工作面进风巷切顶留巷采用以“切顶卸压+NPR高预应力锚索+矸石巷帮挡矸支护”为核心的设计方案。通过切顶卸压，切断采空区顶板与巷道顶板间应力传递路径；利用NPR高预应力锚索对巷道顶板进行补强加固，使巷道围岩充分发挥围岩自承能力；结合矸石巷帮挡矸支护减少来自采空区矸石的应力，保证留巷效果。

4.2.1   切顶参数及顶板支护参数设计

根据顶板岩性，碎胀系数定为1.3。在煤厚变化不大及不考虑底鼓及顶板下沉的情况下，结合钻孔柱状图岩层状况，工作面采高取均值4.8 m时，预裂切缝孔深度设计为14 m，切缝角度为15°，具体可根据顶板岩性变化进行修正。为切断基本顶K₂石灰岩，减弱周期来压强度，每隔10 m设置1个切缝孔深度为27 m、与铅垂线夹角为30°的钻孔进行深孔预裂。

为达到良好的切缝效果，孔间的损伤裂隙应贯通，其判据为2个聚能爆破孔产生的损伤深度之和大于孔距，即

式中：d为切缝钻孔中心距；r_b为切缝钻孔半径；λ为侧压系数；P_b为炮孔壁冲击波峰值压力；D₀为岩体初始损伤参数；σ_t为岩石抗拉强度；P为原岩应力；δ为爆炸应力波衰减系数，δ = 2−μ/（1−μ），μ为顶板岩体泊松比。

顶板定向预裂钻孔直径为48 mm，即r_b=24 mm，μ=0.3，P=19 MPa，P_b=2 200 MPa，D₀=0.6，σ_t=1.2 MPa，代入式（3）计算得d≤624 mm。

此外，根据岩性不同设计不同的预裂钻孔间距，一般坚硬顶板设计间距为400～500 mm，复合顶板设计间距为500～600 mm。603工作面巷道顶板为复合坚硬顶板，结合计算结果，设计切缝孔间距为500 mm。

NPR高预应力锚索垂直于顶板方向共布设3列。相邻锚索之间用槽钢连接（槽钢垂直于巷道走向）。顶板预裂切缝参数及支护断面如图14所示。

图  14  顶板预裂切缝参数及支护断面

Figure  14.  Roof pre-splitting parameters and support cross-section

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4.2.2   双向聚能爆破参数设计

双向聚能管采用特制聚能管，其外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm。每个爆破孔布置8根聚能管，采用3+3+2+2+2+2+1+1的装药方式，采用专业设备对爆破孔口进行封堵，使用炮泥作为封孔材料，封孔长度为2 m。双向聚能管装药结构如图15所示。

图  15  双向聚能管装药结构

Figure  15.  Charge structure of bidirectional energy-gathering pipe

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4.2.3   挡矸支护设计

为防止采空区内垮落的矸石落入采空区，采用2层钢筋网与可伸缩U型钢进行联合挡矸支护，可伸缩U型钢排距为500 mm，滞后临时支护断面如图16所示。

图  16  滞后临时支护断面

Figure  16.  Delayed temporary support section

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4.3   现场应用效果

在603工作面开展现场试验，并对留巷过程中工作面液压支架及留巷断面变形情况进行监测。分别选取靠近切缝侧（3号支架）与未切缝侧（92号支架）液压支架工作阻力监测数据进行分析，如图17所示。603进风巷顶底板移近量曲线如图18所示。

图  17  工作面液压支架工作阻力

Figure  17.  Working resistance of hydraulic support at working face

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图  18  顶底板移近量曲线

Figure  18.  Roof-to-floor convergence curve

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分析可知：① 3号支架和92号支架压力峰值分别为39.8，45.6 MPa，表明切缝侧受切顶卸压影响效果显著，切缝侧液压支架较未切缝侧液压支架平均压力降低10%以上，最大卸压比达19.5%。② 在滞后工作面80 m范围内，受采空区覆岩运动影响，巷道顶底板移近量一直处于上升状态。工作面推进约125 m时，曲线基本趋于平稳，顶底板移近量约为52 mm，满足现场围岩稳定控制要求。

切顶卸压无煤柱自成巷开采技术取消了煤柱留设及巷道掘进，改变了采场上覆岩层结构及其运动特征和破断规律。自成巷形成后，顶板围岩受回采动压影响较小，卸压效果显著；同时由于NPR高预应力锚索及侧向挡矸支护体系的支撑作用，减小了厚煤层大采高坚硬顶板巷道围岩变形速率及变形量，控制效果显著。

5.   结论

1） 基于开挖补偿理论，总结了工作面开采过程中巷道围岩的破坏机理，提出了切顶卸压+高预应力吸能耦合支护体系，并通过数值模拟验证了切顶卸压技术能够降低围岩能量积聚。

2） 研发了适用于厚煤层坚硬顶板防控的核心材料——NPR高预应力锚索。NPR高预应力锚索支护的吸能特性优越，有效吸收能量是普通锚索的6倍，可满足现场围岩大变形能量吸收的防控要求。

3） 提出了厚煤层大采高坚硬顶板切顶卸压无煤柱开采关键技术，主要包括顶板定向切缝技术和矸石巷帮挡矸支护技术，可满足顶板有效垮落与采空区充分填充的需求，保证自成巷的稳定性。

4） 现场工程试验结果表明，该技术卸压效果显著，切缝侧卸压比最高可达19.5%，显著减小了巷道围岩变形速率及变形量，最大围岩变形量仅为52 mm，取得了较好的围岩控制效果。