一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法

摘要

一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，本发明通过超前预切顶的方式，对沿空巷道坚硬顶板超前布置预裂炮孔，将双向聚能管安装于预裂炮孔内，双向聚能管内装有药包，通过双向聚能管上开设的聚能孔释放能量流定向致裂坚硬顶板，切断了坚硬顶板间的联系，使上区段工作面回采后坚硬顶板沿致裂面滑落至采空区，达到切顶卸压目的；切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面沿空巷道的压力得到释放，若原有支护方案不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数对原有的支护方案进行优化，将优化后的支护方案，在下区段工作面进行沿空巷道支护方案现场验证，巷道支护效果好，保证沿空巷道围岩的稳定性。本发明有效减少了坚硬顶板给矿井带来的灾害问题。

权利要求

1.一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，包括如下步骤：

1)在上区段工作面沿空巷道顶板中，钻孔至顶板岩层，取出岩芯，制作成标准岩样，进行顶板力学参数测试，根据力学测试结果以及基本顶赋存条件和厚度，分析顶板是否为坚硬顶板；

2)根据步骤1)的分析结果，分为以下两种情况：a.顶板不是坚硬顶板，则直接分析原有支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

b.顶板是坚硬顶板，则对采空区侧的顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，继而通过围岩观测判断该坚硬顶板是否悬顶；

3)根据步骤2)情况b中的判断结果，分为以下两种情况：a.采空区侧坚硬顶板未悬顶，则直接分析原有的支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

b.采空区侧坚硬顶板悬顶，对坚硬顶板进行超前上区段工作面的人工预裂切顶，进行爆破参数设计，利用UDEC数值模拟软件，建立岩层模型，在软件中输入模型参数，模拟不同角度的切顶方案，运行软件并计算，得出围岩变形量及应力分布规律，分析不同角度下围岩变形及应力分布规律，将结果进行优选分析，得到合理的切顶角度；

4)根据步骤3)情况b中得到的合理的切顶角度，在上区段工作面运输顺槽顶板内进行切顶卸压工业性试验，在所述顶板上方打预裂炮孔，直至打入坚硬顶板岩层上端，将双向聚能管安装于预裂炮孔内，所述双向聚能管内装有药包，通过双向聚能管上开设的聚能孔释放能量流定向致裂坚硬顶板，使上区段工作面回采后坚硬顶板沿致裂面滑落至采空区，达到切顶卸压的目的；

5)切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面沿空巷道的压力得到释放，此时对原有支护方案是否经济适用进行分析：若原有支护方案经济适用，则直接在下区段工作面进行沿空巷道支护方案现场验证；若原有支护方案不经济适用，则通过优化沿空巷道围岩支护参数对原有的支护方案进行优化，再将优化后的支护方案，在下区段工作面进行沿空巷道支护方案现场验证；

6)将经验证支护方案施工完成后，采用JSS30A型巷道收敛仪，在下区段工作面沿空巷道布置围岩变形监测点，对围岩进行变形监测；

7)重复步骤1)～6)，在上区段工作面继续进行超前切顶，直至上区段工作面中会对下区段工作面回采造成影响的坚硬顶板全部切除，结束上区段工作面的超前切顶卸压与下区段工作面沿空巷道的围岩控制。

2.根据权利要求1所述的一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，所述步骤1)中，将岩芯加工制作成直径50mm，高度分别为100mm、50mm、25mm的圆柱形标准试样；坚硬顶板的判断方法为：a.顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，在采动影响下，根据岩层移动特点，将上覆岩层分为N个岩层组，每一组均为坚硬岩层，岩层破断后，岩块之间相互咬合，产生了一种稳定结构，均包括煤壁支撑影响区、离层区、已冒落矸石的支撑区；

b.利用结构力学方法，得到步骤a中稳定结构任一岩层的侧向水平推力Ti为:式中，Li为悬露岩块的破碎长度；Qi为悬露岩块的重量，hi为第i层岩块的厚度，Si为第i层岩块的下沉量；

任一岩层的平衡条件为： 式中，θ为岩块滑落角度， 为岩块的内摩擦角，Ri为岩块滑落受到的剪切应力；

c.岩块在此条件下，可达到平衡稳定，岩块无法顺利垮落，成为坚硬顶板，根据顶板上覆岩层厚度、体积力及弹性模量，通过以下计算公式得到此岩层所受荷载q大小，为人工干预切顶、破坏该平衡条件提供依据：基本顶上覆荷载计算公式：

式中，γ1为岩层1的体积力，γ2为岩层2的体积力，γn为岩层n的体积力；h1为岩层1的厚度，h2为岩层2的厚度，hn为岩层n的厚度；E1为岩层1的弹性模量，E2为岩层2的弹性模量，En为岩层n的弹性模量。

3.根据权利要求1或2所述的一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，所述步骤2)中，悬顶的判断方法为通过钻孔及窥视仪进行围岩观测，具体的过程为：

a.在上区段工作面巷道进行钻孔布置，钻孔共布置3个，分别为一号钻孔、二号钻孔和三号钻孔；其中，一号钻孔位于巷道顶板上方的中心位置，垂直于水平线，钻孔长度不小于

23m，施工节奏适当放缓，减小对直接顶的扰动；

二号钻孔位于采空区上方岩层内，位于一号钻孔一侧1.3m处，与水平线呈65°夹角，偏向且需探入实体煤侧，钻孔长度不小于25m，施工节奏可适当放缓，减小对直接顶的扰动；

三号钻孔位于下区段工作面上方的岩层内，从距底板1.7m的帮部钻进，与水平线呈45°夹角，钻孔长度25m；

b.通过窥视仪从以上各钻孔观测在采空区侧的坚硬顶板是否完整，若完整，则判断上区段工作面沿空巷道有侧向坚硬顶板悬顶。

4.根据权利要求3所述的一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，所述步骤3)中，模拟不同角度的切顶方案，模拟角度分别为105°、90°、75°、60°和

45°，经分析，得到合理的切顶角度为75°；所述模拟角度为钻孔与上区段工作面方向侧的夹角。

5.根据权利要求4所述的一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，所述步骤4)中，药包内的炸药选用直径32mm，长为300mm的煤矿许用三级乳化含水炸药。

6.根据权利要求4所述的一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，其特征在于，所述步骤6)中，多个围岩变形监测点沿下区段工作面沿空巷道长度方向均布，相邻围岩变形监测点的间距为50m。

说明书

一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，属于煤矿开采技术领域。

背景技术

[0002] 深部煤矿开采中，坚硬顶板下的沿空巷道较难控制，坚硬顶板未及时垮落，会在下一区段煤柱一侧形成较大面积的悬顶，给沿空巷道围岩的稳定性造成威胁，同时，顶板后期
若突然断裂容易产生冲击荷载，诱发冲击地压等动力灾害。

[0003] 我国坚硬顶板赋存占了岩层顶板的三分之一以上，坚硬顶板也成了煤层开采中的主要难题。坚硬顶板直接赋存在工作面上方，并且硬度和厚度都非常大，整体性也非常好。
深入研究坚硬顶板问题，减弱坚硬顶板完整性，使顶板及时冒落等已经迫不及待。

[0004] 目前，对于顶板切顶卸压通常采用人工预裂顶板的方式，该方式大多数采用了滞后切顶，即在下区段巷道打钻孔切除上区段工作面的坚硬顶板，切除的作用和意义明显下
降；人工预裂顶板对于切顶角度及切顶位置没有进行优化，切顶后坚硬顶板无法充分垮落
至采空区。

发明内容

[0005] 针对上述现有技术存在的问题，本发明提供一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，该方法能够超前切顶卸压、不影响生产，顶板能够及时垮落，最大限度的
发挥坚硬顶板切除的作用；切顶角度及切顶位置优化可控，切顶后的坚硬顶板能够充分垮
落至采空区；巷道支护效果好，能够保证沿空巷道围岩的稳定性。

[0006] 为了实现上述目的，本发明提供一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，包括如下步骤：

[0007] 1)在上区段工作面沿空巷道顶板中，钻孔至坚硬顶板岩层，取出岩芯，制作成标准岩样，进行顶板力学参数测试，根据力学测试结果以及基本顶赋存条件和厚度，分析顶板是
否为坚硬顶板；

[0008] 2)根据步骤1)的分析结果，分为以下两种情况：

[0009] a.顶板不是坚硬顶板，则直接分析原有支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

[0010] b.顶板是坚硬顶板，则对采空区侧的顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，继而通过围岩观测判断该坚硬顶板是否悬顶；

[0011] 3)根据步骤2)情况b中的判断结果，分为以下两种情况：

[0012] a.采空区侧坚硬顶板未悬顶，则直接分析原有的支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

[0013] b.采空区侧坚硬顶板悬顶，对坚硬顶板进行超前上区段工作面的人工预裂切顶，进行爆破参数设计，利用UDEC数值模拟软件，建立岩层模型，在软件中输入模型参数，模拟
不同角度的切顶方案，运行软件并计算，得出围岩变形量及应力分布规律，分析不同角度下
围岩变形及应力分布规律，将结果进行优选分析，得到合理的切顶角度；

[0014] 4)根据步骤3)情况b中得到的合理的切顶角度，在上区段工作面运输顺槽顶板内进行切顶卸压工业性试验，在所述顶板上方打预裂炮孔，直至打入坚硬顶板岩层上端，将双
向聚能管安装于预裂炮孔内，所述双向聚能管内装有药包，通过双向聚能管上开设的聚能
孔释放能量流定向致裂坚硬顶板，使上区段工作面回采后坚硬顶板沿致裂面滑落至采空
区，达到切顶卸压的目的；

[0015] 5)切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面沿空巷道的压力得到释放，此时对原有支护方案是否经济适用进行分析：若原有支护方案经济适用，则直接在下区段工作面进行
沿空巷道支护方案现场验证；若原有支护方案不经济适用，则通过优化沿空巷道围岩支护
参数对原有的支护方案进行优化，再将优化后的支护方案，在下区段工作面进行沿空巷道
支护方案现场验证；

[0016] 6)将经验证支护方案施工完成后，采用JSS30A型巷道收敛仪，在下区段工作面沿空巷道布置围岩变形监测点，对围岩进行变形监测；

[0017] 7)重复步骤1)～6)，在上区段工作面继续进行超前切顶，直至上区段工作面中会对下区段工作面回采造成影响的坚硬顶板全部切除，结束上区段工作面的超前切顶卸压与
下区段工作面沿空巷道的围岩控制。

[0018] 进一步地，所述步骤1)中，将岩芯加工制作成直径50mm，高度分别为100mm、50mm、25mm的圆柱形标准试样；坚硬顶板的判断方法为：

[0019] a.顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，在采动影响下，根据岩层移动特点，将上覆岩层分为N个岩层组，每一组均为坚硬岩层，岩层破断后，岩块之间相互咬合，产生了一
种稳定结构，均包括煤壁支撑影响区、离层区、已冒落矸石的支撑区；

[0020] b.利用结构力学方法，得到步骤a中稳定结构任一岩层的侧向水平推力Ti为:

[0021] 式中，Li为悬露岩块的破碎长度；Qi为悬露岩块的重量，hi为第i层岩块的厚度，Si为第i层岩块的下沉量；

[0022] 任一岩层的平衡条件为： 式中，θ为岩块滑落角度， 为岩块的内摩擦角，Ri为岩块滑落受到的剪切应力；

[0023] c.岩块在此条件下，可达到平衡稳定，岩块无法顺利垮落，成为坚硬顶板，根据顶板上覆岩层厚度、体积力及弹性模量，通过以下计算公式得到此岩层所受荷载q大小，为人
工干预切顶、破坏该平衡条件提供依据：

[0024] 基本顶上覆荷载计算公式：

[0025]

[0026] 式中，γ1为岩层1的体积力，γ2为岩层2的体积力，γn为岩层n的体积力；h1为岩层1的厚度，h2为岩层2的厚度，hn为岩层n的厚度；E1为岩层1的弹性模量，E2为岩层2的弹性模
量，En为岩层n的弹性模量。

[0027] 进一步地，所述步骤2)中，悬顶的判断方法为通过钻孔及窥视仪进行围岩观测，具体的过程为：

[0028] a.在上区段工作面巷道进行钻孔布置，钻孔共布置3个，分别为一号钻孔、二号钻孔和三号钻孔；其中，一号钻孔位于巷道顶板上方的中心位置，垂直于水平线，钻孔长度不
小于23m，施工节奏适当放缓，减小对直接顶的扰动；

[0029] 二号钻孔位于采空区上方岩层内，位于一号钻孔一侧1.3m处，与水平线呈65°夹角，偏向且需探入实体煤侧，钻孔长度不小于25m，施工节奏可适当放缓，减小对直接顶的扰
动；

[0030] 三号钻孔位于下区段工作面上方的岩层内，从距底板1.7m的帮部钻进，与水平线呈45°夹角，钻孔长度25m；

[0031] b.通过窥视仪从以上各钻孔观测在采空区侧的坚硬顶板是否完整，若完整，则判断上区段工作面沿空巷道有侧向坚硬顶板悬顶。

[0032] 进一步地，所述步骤3)中，模拟不同角度的切顶方案，模拟角度分别为105°、90°、75°、60°和45°，经分析，得到合理的切顶角度为75°。

[0033] 进一步地，所述步骤4)中，药包内的炸药选用直径32mm，长为300mm的煤矿许用三级乳化含水炸药。

[0034] 进一步地，所述步骤6)中，多个围岩变形监测点沿下区段工作面沿空巷道长度方向均布，相邻围岩变形监测点的间距为50m。

[0035] 本发明通过超前预切顶的方式，对沿空巷道坚硬顶板超前布置预裂炮孔，将双向聚能管安装于预裂炮孔内，所述双向聚能管内装有药包，通过双向聚能管上开设的聚能孔
释放能量流定向致裂坚硬顶板，切断了坚硬顶板间的联系，使上区段工作面回采后坚硬顶
板沿致裂面滑落至采空区，达到了切顶卸压的目的；切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面
沿空巷道的压力得到释放，若原有支护方案不经济适用，则通过优化沿空巷道围岩支护参
数对原有的支护方案进行优化，再将优化后的支护方案，在下区段工作面进行沿空巷道支
护方案现场验证，巷道支护效果好，保证了沿空巷道围岩的稳定性。本方法在控制坚硬顶板
方面，取得了良好的效果，优化了坚硬顶板的结构，减小了坚硬顶板对沿空巷道的压力，减
小了坚硬顶板在采空区侧悬顶长度，减小了坚硬顶板间的应力传递，减少了坚硬顶板给矿
井带来的灾害问题。

附图说明

[0036] 图1是本发明的流程示意图；

[0037] 图2是本发明中预裂炮孔和围岩变形监测点的布置结构示意图；

[0038] 图3是图2的A‑A向结构示意图；

[0039] 图4是本发明中的双向聚能管的结构及作业示意图；

[0040] 图5是砌体梁力学模型示意图；

[0041] 图6是切顶后岩层垮落示意图；

[0042] 图7是窥视钻孔布置示意图；

[0043] 图8是本发明的支护方案布置示意图；

[0044] 图9是围岩变形监测的表面位移测点布置示意图。

[0045] 图中：1、上区段工作面，2、沿空巷道，3、坚硬顶板，4、采空区，5、运输顺槽，6、预裂炮孔，7、双向聚能管，8、聚能孔，9、能量流，10、下区段工作面，11、围岩变形监测点，12、煤壁
支撑影响区，13、离层区，14、已冒落矸石的支撑区，15、一号钻孔，16、二号钻孔，17、三号钻
孔，18、致裂面，19、锚杆，20、锚索。

具体实施方式

[0046] 下面结合附图对本发明作进一步说明。

[0047] 如图1至图3所示，一种沿空巷道坚硬顶板超前切顶卸压与围岩控制方法，包括如下步骤：

[0048] 1)在上区段工作面1沿空巷道2顶板中，钻孔至坚硬顶板岩层，取出岩芯，制作成标准岩样，进行顶板力学参数测试，根据力学测试结果以及基本顶赋存条件和厚度，分析顶板
是否为坚硬顶板3；

[0049] 2)根据步骤1)的分析结果，分为以下两种情况：

[0050] a.顶板不是坚硬顶板3，则直接分析原有支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

[0051] b.顶板是坚硬顶板3，则对采空区4所在侧的顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，继而通过围岩观测判断该坚硬顶板是否悬顶；

[0052] 3)根据步骤2)情况b中的判断结果，分为以下两种情况：

[0053] a.采空区侧坚硬顶板未悬顶，则直接分析原有的支护方案是否经济适用，若经济适用，则对沿空巷道支护方案现场验证，若不经济适用，则优化沿空巷道围岩支护参数；

[0054] b.采空区侧坚硬顶板悬顶，对坚硬顶板3进行超前上区段工作面1的人工预裂切顶，进行爆破参数设计，利用UDEC数值模拟软件，建立岩层模型，在软件中输入模型参数，模
拟不同角度的切顶方案，运行软件并计算，得出围岩变形量及应力分布规律，分析不同角度
下围岩变形及应力分布规律，将结果进行优选分析，得到合理的切顶角度；

[0055] 4)根据步骤3)情况b中得到的合理的切顶角度，在上区段工作面运输顺槽5顶板内进行切顶卸压工业性试验，在所述顶板上方打预裂炮孔6，直至打入坚硬顶板岩层上端，将
双向聚能管7安装于预裂炮孔6内，所述双向聚能管7内装有药包，通过双向聚能管7上开设
的聚能孔8释放能量流9定向致裂坚硬顶板，使上区段工作面1回采后坚硬顶板沿致裂面18
滑落至采空区4，达到切顶卸压的目的；

[0056] 5)切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面10沿空巷道的压力得到释放，此时对原有支护方案是否经济适用进行分析：若原有支护方案经济适用，则直接在下区段工作面进
行沿空巷道支护方案现场验证；若原有支护方案不经济适用，则通过优化沿空巷道围岩支
护参数对原有的支护方案进行优化，再将优化后的支护方案，在下区段工作面10进行沿空
巷道支护方案现场验证；

[0057] 6)将经验证支护方案施工完成后，采用JSS30A型巷道收敛仪，在下区段工作面10沿空巷道布置围岩变形监测点11，对围岩进行变形监测；

[0058] 7)重复步骤1)～6)，在上区段工作面1继续进行超前切顶，直至上区段工作面1中会对下区段工作面10回采造成影响的坚硬顶板全部切除，结束上区段工作面的超前切顶卸
压与下区段工作面10沿空巷道的围岩控制。

[0059] 优选地，所述步骤1)中，将岩芯加工制作成直径50mm，高度分别为100mm、50mm、25mm的圆柱形标准试样；坚硬顶板的判断方法为：

[0060] a.顶板结构采用砌体梁力学模型进行分析，在采动影响下，根据岩层移动特点，将上覆岩层分为N个岩层组，每一组均为坚硬岩层，岩层破断后，岩块之间相互咬合，产生了一
种稳定结构，均包括煤壁支撑影响区12、离层区13、已冒落矸石的支撑区14；

[0061] b.利用结构力学方法，得到步骤a中稳定结构任一岩层的侧向水平推力Ti为:

[0062] 式中，Li为悬露岩块的破碎长度；Qi为悬露岩块的重量，hi为第i层岩块的厚度，Si为第i层岩块的下沉量；

[0063] 任一岩层的平衡条件为： 式中，θ为岩块滑落角度，为岩块的内摩擦角，Ri为岩块滑落受到的剪切应力；

[0064] c.岩块在此条件下，可达到平衡稳定，岩块无法顺利垮落，成为坚硬顶板3，根据顶板上覆岩层厚度、体积力及弹性模量，通过以下计算公式得到此岩层所受荷载q大小，为人
工干预切顶、破坏该平衡条件提供依据：

[0065] 基本顶上覆荷载计算公式：

[0066]

[0067] 式中，γ1为岩层1的体积力，γ2为岩层2的体积力，γn为岩层n的体积力；h1为岩层1的厚度，h2为岩层2的厚度，hn为岩层n的厚度；E1为岩层1的弹性模量，E2为岩层2的弹性模
量，En为岩层n的弹性模量。

[0068] 优选地，所述步骤2)中，悬顶的判断方法为通过钻孔及窥视仪进行围岩观测，具体的过程为：

[0069] a.在上区段工作面巷道进行钻孔布置，钻孔共布置3个，分别为一号钻孔15、二号钻孔16和三号钻孔17；其中，一号钻孔15位于巷道顶板上方的中心位置，垂直于水平线，钻
孔长度不小于23m，施工节奏适当放缓，减小对直接顶的扰动；

[0070] 二号钻孔16位于采空区上方岩层内，位于一号钻孔15一侧1.3m处，与水平线呈65°夹角，偏向且需探入实体煤侧，钻孔长度不小于25m，施工节奏可适当放缓，减小对直接顶的
扰动；

[0071] 三号钻孔17位于下区段工作面10上方的岩层内，从距底板1.7m的帮部钻进，与水平线呈45°夹角，钻孔长度25m；

[0072] b.通过窥视仪从以上各钻孔观测在采空区侧的坚硬顶板是否完整，若完整，则判断上区段工作面1沿空巷道有侧向坚硬顶板悬顶。

[0073] 优选地，所述步骤3)中，模拟不同角度的切顶方案，模拟角度分别为105°、90°、75°、60°和45°，经分析，得到合理的切顶角度为75°。

[0074] 优选地，所述步骤4)中，药包内的炸药选用直径32mm，长为300mm的煤矿许用三级乳化含水炸药。

[0075] 优选地，所述步骤6)中，多个围岩变形监测点沿下区段工作面10沿空巷道2长度方向均布，相邻围岩变形监测点11的间距为50m。

[0076] 实施例：

[0077] 以东滩矿6306工作面为研究对象，在上区段6305工作面进行切顶作业，具体的步骤为：

[0078] 1)在上区段6305工作面沿空巷道顶板中，钻孔至坚硬顶板岩层，取出岩芯，制作成标准岩样，进行顶板力学参数测试，根据力学测试结果以及基本顶赋存条件和厚度，分析顶
板为坚硬顶板，力学测试结果如表一所示：

[0079] 表一 煤岩体力学测试参数汇总表

[0080]

[0081] 2)对在上区段6305工作面沿空巷道采空区侧的坚硬顶板结构特征进行分析，对于顶板结构采用砌体梁力学模型示意图进行分析，在采动影响下，根据岩层移动特点，将上覆
岩层分为若干个岩层组，每一组均为坚硬岩层，岩层破断后，岩块之间相互咬合，产生了一
种稳定结构，如图5所示，图中，A、B、C分别代表煤壁支撑影响区、离层区、已冒落矸石的支撑
区；

[0082] 利用结构力学，计算该结构的力学特征及平衡条件，任一岩层的水平推力Ti为:式中，Ti为侧向水平推力，Li为悬露岩块的破碎长度，Qi为悬露岩块的重量，hi
为第i层岩块的厚度，Si为第i层岩块的下沉量；

[0083] 任一岩层的平衡条件为： 式中，θ为岩块滑落角度，为岩块的内摩擦角，Ri为岩块滑落受到的剪切应力；

[0084] 岩块在此条件下，可达到平衡稳定，使岩块无法顺利垮落，成为坚硬顶板。为了达到破坏这种平衡条件，使坚硬顶板破断后失稳，顺利垮落至采空区，保障围岩稳定的目的，
需要采用人工干预切顶的方式，破坏此稳定结构。根据顶板上覆岩层厚度、体积力及弹性模
量，如表二所示，计算此岩层所受荷载q大小：

[0085] 表二 岩层计算参数表

[0086]

[0087] 根据基本顶上覆荷载计算公式： 式中，γ1为岩层1的体积力，γ2为岩层2的体积力，γn为岩层n的体积力；h1为岩层1的厚度，h2为岩层2的
厚度，hn为岩层n的厚度；E1为岩层1的弹性模量，E2为岩层2的弹性模量，En为岩层n的弹性模
量；

[0088] 通过表二中的数据经计算可知，1、2岩层无法承载上覆岩层载荷，从第3层中砂岩算起，计算出第6层岩层的载荷小于上一岩层载荷，即从第6层开始，岩层具备自身承载能
力，第6层的岩层载荷由其自身承担，1～5层岩层的载荷则施加给巷道顶板，所以在巷道变
形中，只需考虑1～5层岩层施加的载荷；

[0089] 悬顶的判断方法为通过在上区段工作面巷道钻孔及窥视仪进行围岩观测。

[0090] 钻孔间排布置参数：巷道断面为原始开掘尺寸，实际中巷道有变形，现存巷道尺寸宽约3.5m，高约3.5m，已知工作面来压步距约为17m，为保证至少有一组窥视钻孔能够有效
被用于确定基本顶破断结构，预期设置一、二、三号钻孔，一号和二号钻孔间隔1.3m，三号钻
孔在煤柱上进行施工，初始设计距底板1.7m，从距停采线20m处进行钻孔施工，每组钻窥视
孔间隔15m，如图7所示，后期施工参数可根据现场实际情况做出调整。

[0091] 钻孔长度参数要求：根据地层综合柱状图可知，巷道上方有平均厚度2.6m的直接顶，以及平均厚度14.0m的基本顶，为保证钻孔的有效性，钻孔长度需尽可能穿透直接顶与
基本顶，在施工条件允许的情况下，各个钻孔位置及具体长度要求如下：

[0092] 默认一号钻孔位置为基准，位于巷道顶板上方的中心位置，与水平线垂直，长度要保证不小于23m，施工节奏可适当放缓，减小对直接顶的扰动；

[0093] 二号钻孔定于一号钻孔一侧1.3m处，与水平线呈65°夹角，偏向且需探入实体煤侧一定距离，长度要保证不小于25m，同样施工节奏可适当放缓，减小对直接顶的扰动；

[0094] 三号钻孔与一号钻孔的水平距离待测，初定从距底板1.7m的帮部钻进，与水平线呈45°夹角，偏向采空区一侧，考虑破断块本身产生倾斜及下沉情况，故理论上钻孔施工及
窥视最佳长度应该不小于35m，受施工条件以及窥视设备有效范围限制，实际施工25m即可。

[0095] 经观测在采空区侧坚硬顶板完整，则可知上区段工作面沿空巷道有侧向坚硬顶板10悬顶。

[0096] 3)为保障下区段工作面沿空巷道稳定，对坚硬顶板进行超前上区段工作面的人工预裂切顶，进行爆破参数设计，利用UDEC数值模拟软件，建立岩层模型，在软件中输入模型
参数，模拟不同角度的切顶方案，分别模拟105°、90°、75°、60°、45°五种切顶角度方案，运行
软件并计算，得出围岩变形量及应力分布规律，接着分析不同角度下围岩变形及应力分布
规律，将结果进行优选分析，最终得出合理的切顶角度为75°；

[0097] 4)在上区段工作面运输顺槽顶板进行切顶卸压工业性试验，在超前上区段工作面距离30m处，在顶板上方打预裂炮孔，直至打入坚硬顶板岩层上端，将药包装进预裂炮孔底
端；利用双向聚能管进行定向致裂，如图4所示，通过聚能孔在y轴方向释放能量流致裂坚硬
顶板，致裂面方向与聚能孔释放出的能量流在同一个平面上，使上区段工作面回采后坚硬
顶板沿着致裂面滑落至采空区，达到切顶卸压目的，切顶后的岩层垮落如图6所示；

[0098] 爆破切顶卸压参数：

[0099] 在运输顺槽内，在距开切眼30m处进行超前预裂爆破，切顶炮眼距离巷道煤柱帮1.2m处，炮孔偏向采空区方向并与水平方向的夹角为75°，炮孔眼深度为17～18m，钻孔直径
为50mm，孔间距为2m，钻杆直径为42mm。炮孔施工时必须严格按照角度施工，炮孔间形成一
条直线，至少保证同一次放炮的炮孔在同一条直线上。

[0100] 装药：在爆破设计中，为了保证达到预期致裂面，采用定向双向聚能管，其中聚能管外径46mm，内径42mm，长为1.5m，采用直径为32mm，长为300mm的煤矿许用三级乳化含水炸
药进行预裂爆破。在每个炮眼装药前，按照爆破装药设计参数从孔底聚能管开始连续装药
并安设毫秒延期电雷管，并将导爆索和药卷固定放入聚能爆破管内，接着一起推入爆破孔
底部，按照要求依次装药，直至完成一个钻孔装药。

[0101] 封孔：采用黄泥对爆破孔浅部进行封孔。在安装至最后一根聚能爆破管时，防止爆破管从孔内滑出，在基本顶岩层下部位置开始采用黄泥进行封孔，封孔长度为6m，爆破目的
是切断基本顶岩层，并且要保护巷道上方的锚固段，因此聚能管和药卷装至基本顶下部位
置即可。

[0102] 5)切顶卸压后，坚硬顶板对下区段工作面沿空巷道的压力得到释放，此时原有支护方案支护强度过剩，接下来需要分析原有支护方案是否经济适用；通过分析可知，原有支
护方案不经济适用，则对原有的支护方案进行优化，优化沿空巷道围岩支护参数，将优化后
的支护方案，在下区段工作面进行沿空巷道支护方案现场验证；

[0103] 现场施工步骤如下：如图8所示，在沿空巷道顶板布置锚杆19与锚索20，锚杆19采用螺纹锚杆，参数为Φ22mm×2800mm，间排距800mm×1000mm，共计施工六根长锚杆，位于顶
板两侧的第一根锚杆和第六根锚杆在竖直方向15～25°倾斜打入，其它中部锚杆竖直打入；
锚杆布置由沿空巷道中心线对称向煤柱帮偏移200mm；长锚索规格为Φ22mm×5500mm，间排
距1600mm×2000mm，顶板共计施工长锚索两根与垂直方向成15～25°；长锚索竖直打注；锚
索布置由巷道中心线对称向煤柱帮偏移200mm；

[0104] 再沿空巷道两帮部布置锚杆19与锚索20，锚杆采用螺纹钢锚杆，参数为Φ22mm×2800mm，间排距1000mm×1000mm，两帮各施工四根长锚杆；位于帮部一侧的第一根长锚杆在
距离巷道顶板450mm位置处，在水平方向倾斜向上10～15°打入；位于帮部另一侧的第四根
长锚杆在距离巷道底板450mm位置处，在水平方向倾斜向下10～15°打入，第一和第四根之
间的第二根、第三根长锚杆水平打入；在煤柱帮施工两根规格为Φ22mm×3200mm锚索，间排
距2000mm×2000mm，锚索距顶板与底板距离分别为950mm，锚索进行水平打入。

[0105] 支护方案施工完成后，在沿空巷道2内每隔50m布置一个围岩变形监测点11，采用JSS30A型巷道收敛仪，对围岩进行变形监测，一方面这在切顶后施工新的支护方案后，可以
实时观测切顶及新支护方案是否有用，另一方面对于工人在巷道施工安全，也是一个保障，
如果变形计显示变形量大，则不能继续施工。

[0106] 具体的巷道围岩变形监测方法为：采用“十字观测法”对巷道围岩进行监测，通过该方法特点，对两帮部和顶底板围岩位移变形量进行监测，将测点A、B布置在巷帮中点，C、D
位置位于顶底中心，表面位移测点布置如图9所示。

[0107] 经本发明超前切顶卸压后，巷道顶板下沉量减少83.4％，底板鼓起量减少69.2％，实体煤帮减少76.7％，沿空帮减少35.4％，可验证切顶卸压取得了良好的效果；通过优化支
护方案，新的支护方案减小了支护材料成本，并且减少了围岩变形量，现场围岩总变形量控
制在30～60mm内，保护了矿井的安全生产。