沿空留巷技术是一种主要的无煤柱采煤方法，不仅提高资源回收率，还能避免因煤柱应力集中产生的地质灾害，是中国煤炭绿色开采和可持续发展的主要方向之一^[1]。中国沿空留巷技术主要采用巷旁充填留巷方式，国内专家学者已在沿空留巷巷内及巷旁支护技术、围岩应力分布规律、围岩–支护相互作用机理和覆岩运动规律^[2-3]等方面进行了大量的理论和实践研究。李化敏^[4]建立了巷旁支护阻力及充填体压缩量的力学模型。张东升等^[5]研究了沿空留巷围岩–充填体的作用机理，并对沿空留巷围岩变形影响因素进行了分析。唐建新等^[6]提出巷旁混凝土+巷内锚网索+巷旁锚索加固的沿空留巷联合支护技术，推导了顶板离层临界值。康红普等^[7]针对深部沿空留巷，提出针对性的支护设计原则。上述研究为沿空留巷无煤柱开采技术的应用和发展提供了重要的理论基础。然而，随着大规模的煤炭开采及矿井开采深度逐年增加，相继进入深部开采状态。深部沿空留巷与浅部沿空留巷的矿压显现和围岩变形有很大区别。由于深部煤岩体处在“三高一扰动”的复杂力学环境^[8]，其原岩应力与采动应力显著增加，导致留巷围岩变形的扩容性、流变性和冲击性愈加突出。深部沿空留巷围岩变形严重，且具有长持续性特点，巷道往往需多次维护和返修，严重制约了矿井的安全经济效益。深部沿空留巷技术目前仍处于探索阶段，相关技术理论的研究较少，有待进一步研究和完善。

何满潮等^[9]提出以切顶短臂梁为基础的沿空切顶成巷技术，并在中国不同地质条件下的浅﹑中部矿井中得到了成功应用^[10-12]，但在深部复杂地质条件工作面中的应用还未有先例。以城郊煤矿21304工作面为研究背景，结合力学分析、数值计算和工程应用等方法，对切顶卸压机制﹑深部沿空切顶成巷围岩控制关键对策进行深入研究，相关研究成果对深部沿空留巷具有一定的借鉴意义。

1 研究背景 1.1 工程地质条件

城郊煤矿位于河南省永城市老城东侧，矿井核定生产能力5×10⁶t/a，主采二₂煤层，立井多水平上、下山开拓方式。21304工作面为十三采区首采面，埋深H=835～915 m，已进入深部开采状态；西为21305综采工作面，东为21303综采工作面，南为F20断层保护煤柱，北为二水平南翼轨道大巷、二水平南翼胶带大巷。切眼长180 m；顺槽长1 460 m；煤层厚2.6～4.3 m，平均3.0 m；煤层倾角2°～7°，平均4°。

二₂煤层底板下方约50 m为奥陶系灰岩，是煤层底板主要含水层，富水性强，水压大，为防止底板突水事故的发生，在顺槽内需进行底板抽水和注浆等治水工作。为保证治水工作的连续性，降低底板治水成本，提高资源回收率，21304工作面采用切顶沿空成巷无煤柱开采技术，轨道顺槽为切顶巷道，沿煤层顶板掘进，设计断面为矩形，净高2.8 m，净宽4.2 m。工作面巷道布置如图1所示。

工作面煤层直接顶为1.5～5.0 m泥岩，平均2.77 m；老顶由均厚为3.76 m的细砂岩和均厚为5.23 m的粉砂岩组成。直接底为0～0.86 m砂质泥岩，平均0.43 m；老底由均厚1.63 m的粉砂岩和均厚为11.22 m的细砂岩组成，工作面综合地质柱状图见图2。

1.2 沿空切顶成巷技术

基于切顶短臂梁理论及切顶沿空成巷技术原理^[13]，结合现场工程经验，将切顶沿空成巷工艺流程分为支﹑切﹑护﹑封4个步骤，如图3所示。

首先，基于巷道原有支护，采用恒阻大变形锚索二次补强支护顶板（图3（b）），保证回采及留巷期间顶板的稳定性；回采前，超前工作面施工爆破钻孔，并超前工作面进行预裂爆破，在巷道采空区侧顶板内形成连续结构面（图3（c））；工作面推过后，及时沿切顶线布置挡矸及巷内临时支护（图3（d））；采空区岩层迅速沿预裂结构面垮落形成巷帮，充分压实后，逐步回撤巷内临时支护，并对矸石巷帮进行喷浆密闭处理，隔离采空区（图3（e）），留巷完成，可作为下一个工作面的回采顺槽使用。

2 切顶卸压力学分析

工作面回采后，留巷基本顶将产生断裂、回转下沉，最终沿空留巷侧向基本顶岩块相互咬合成稳定的砌体结构。由于巷旁充填体支撑作用的滞后性及其强度的局限性，留巷基本顶往往在实体煤侧断裂，且在采空区侧形成长度较大的侧向悬臂，如图4所示。

对块体B进行力学分析，首先做如下假设：1）采空区矸石对岩块B、C的支撑力为0；2）基本顶上方的软弱岩层重量考虑为均布荷载；3）忽略巷内支护的影响。简化后的侧向悬臂梁力学模型如图5所示。

根据板的屈服线分析法，基本顶岩块长度L与工作面长度S和周期垮落步距 $L^\prime $ 有关，可用式（1）计算^[14]：

$L = \frac{{{\rm{2}}L^\prime }}{{17}}\left[ {\sqrt {{{\left( {10\frac{{L^\prime }}{S}} \right)}^2} + 102} - 10\frac{{L^\prime }}{S}} \right]$

(1)

实体煤帮塑性区宽度和塑性区煤体对顶板的支撑力分别为^[15]：

$\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!\!{x_0} = \frac{{MA}}{{2\tan\;\varphi }}{\rm{ln}}\left( {\frac{{k\gamma H + \dfrac{c}{{\tan\; \varphi }}}}{{\dfrac{c}{{\tan\; \varphi }} + \dfrac{{{P_x}}}{A}}}} \right)$

(2)

$\sigma = \left( {\dfrac{c}{{\tan\;\varphi }} + \frac{{{P_x}}}{A}} \right) \cdot {{\rm{e}}^{\tfrac{{2x\tan\;\varphi }}{{MA}}}} - \frac{c}{{\tan\; \varphi }}$

(3)

式中： ${x_0}$ 为侧向煤体内极限平衡区宽度，m； $\sigma $ 为塑性区煤体对顶板的支撑力，MPa；A为侧压系数； $c$ 、 $\varphi $ 分别为煤层与顶底板岩层交界面的黏聚力，MPa和内摩擦角，（°）；M为煤层厚度，m；H为开采深度，m； $k$ 为最大应力集中系数； $x$ 为距煤壁的距离，m；γ为岩层平均容重，kN/m³； ${P_x}$ 为煤帮支护强度，MPa。

岩块B受到的侧向水平推力为^[16]：

${T_{\rm{b}}} = \frac{{q{L^{\rm{2}}}}}{{2\left( {h - \Delta {S_{\rm{b}}}} \right)}}$

(4)

式中： ${T_{\rm{b}}}$ 为岩块B在B′处受到的侧向水平推力，kN； $h$ 为基本顶的厚度，m； $q$ 为基本顶重量及其上覆软弱岩层的平均载荷，kN/m；L为岩块B和C的长度，m；Δ ${S_{\rm{b}}}$ 为岩块B在B′处的下沉量，m。

根据图5，采用静力平衡法对基本顶岩块进行力学分析。

对岩块C进行力学分析：由 $\displaystyle\sum {F_x} = {\rm{ }}0$ ，得 ${T_{\rm{b}}} = {T_{\rm{c}}}$ ；由 $\displaystyle\sum {F_y} = {\rm{ }}0$ ，得 ${N_{\rm{b}}} = {N_{\rm{c}}} + qL$ ；由 $\displaystyle\sum {M_{\rm{B}}} = 0$ ，得：

${N_{\rm{c}}} = \frac{{{M_{\rm{b}}} + {T_{\rm{b}}}\left( {h - \Delta {S_{\rm{c}}}} \right) - q{L^2}/2}}{L}$

(5)

对岩块B进行力学分析，由 $\displaystyle\sum {M_{\rm{A}}} = 0$ ，得：

$\begin{aligned}[b] {M_{\rm{a}}} + {M_{\rm{0}}} + P\left( {{x_0} + a + b/2} \right) +\quad\;\;\;\;\\ \int_0^{{x_0}} {\sigma \left( {{x_0} - x} \right)} {\rm{d}}x + {T_{\rm{b}}}\left( {h - \Delta {S_{\rm{b}}}} \right) -\quad\;\\ {M_{\rm{b}}} - {q_0}{\left( {{x_0} + a + b} \right)^2}/2 - q{L^2}/2 - {N_{\rm{b}}}L = 0 \end{aligned}$

(6)

联立解得：

$\begin{aligned}[b] P =&\left[ {\rm{2}}{M_{\rm{b}}} + {q_0}{{\left( {{x_0} + a + b} \right)}^2}/2 +\right.\\ &\left. q{{\left( {{x_0} + a + b + l} \right)}^2}+ \right.\\ &\left. {T_{\rm{b}}}\left( {\Delta {S_{\rm{b}}} - \Delta {S_{\rm{c}}}} \right) - {M_{\rm{0}}} - {M_{\rm{a}}}-\right.\\ &\left. \displaystyle\int_0^{{x_0}} {\sigma \left( {{x_0} - x} \right)} {\rm{d}}x \right]\cdot({{x_0} + a + b/2})^{-1} \end{aligned}$

(7)

式中： ${T_{\rm{c}}}$ 为岩块C在C′处受到的侧向水平推力，kN； ${N_{\rm{b}}}$ 、 ${N_{\rm{c}}}$ 分别为岩块B、C受到的剪切力，kN； ${M_0}$ 为直接顶对基本顶的抗弯弯矩，kN·m； ${M_{\rm{a}}}$ 、 ${M_{\rm{b}}}$ 分别为岩梁在A、B处的残余弯矩，kN·m； ${q_0}$ 为直接顶的平均载荷，kN/m；Δ ${S_{\rm{c}}}$ 为岩块C在C′处的下沉量，m； $P$ 为巷旁支护提供的支护阻力，kN； $l$ 为基本顶侧向悬臂长度，m； $a$ 为留巷宽度，m； $b$ 为巷旁支护体宽度，m。

由式（7）可知，基本顶侧向悬臂长度越大，所需的巷旁支护阻力越大。通过减小基本顶侧向悬臂长度，可使巷旁支护体所受压力降低。

超前工作面一定距离对顶板实施定向预裂爆破，在特定方向产生贯通裂隙。工作面回采后，基本顶在预裂面发生剪切破断，采空区顶板能够沿预裂面及时垮落，减小了侧向悬臂长度，从而降低了巷旁支护体的附加载荷；切顶范围内岩层垮落后碎胀充填采空区，可限制上位岩层旋转下沉，缓解留巷区域的应力集中；侧向块体旋转下沉对留巷顶板的扰动作用得到了减弱，有利于沿空留巷围岩结构的快速稳定^[17]。

3 深部沿空切顶成巷数值模拟 3.1 数值模型的建立

根据21304工作面工程地质条件，采用离散元软件3DEC 建立数值模型，由于计算主要研究切缝对上覆岩层垮落规律和围岩变形的影响，考虑为2维平面问题进行分析，且不考虑锚杆索支护作用，计算模型及加载方式如图6所示。各岩层物理力学参数根据矿井勘探资料和实验室试验得到，如表1所示。切缝考虑为空模型，计算时直接开挖，数值计算过程为生成原岩应力场→巷道开挖平衡→切缝开挖平衡→回采。

3.2 覆岩垮落规律及围岩变形分析

建立巷旁充填和沿空切顶2种留巷方式下的计算模型用以对比分析，结果如图7﹑8所示。

由图7（a）可知，由于巷旁充填体自身强度不足，提供的支护阻力难以有效切断上覆顶板，导致沿空留巷顶板沿煤壁侧断裂，在采空区侧形成较长的侧向悬臂，且直接顶垮落后无法充满采空区，为上覆岩层运动创造了空间，上覆岩层在自重应力作用下发生较大回转下沉变形，使留巷和充填体承受了较大的附加载荷，引发严重的留巷顶板下沉和充填体鼓出变形，最终沿空留巷顶板下沉量最大达500 mm （图8（a））。

由图7（b）可知，采用切顶沿空成巷技术时，回采后巷道侧向顶板在矿山压力作用下沿切缝结构面垮落，形成短臂梁结构，减弱了采空区岩层向沿空巷道顶板的载荷传递，且使顶板断裂线整体转移至采空区侧，更有利于沿空巷道的维护；切缝范围内的岩层垮落后，碎胀的矸石能较好地充填回采空间，及时支撑上覆顶板并限制其回转下沉，大大减小了围岩变形量，平衡时顶板下沉量最大约250 mm（图8（b）），比采用充填留巷方式时降低了50%。

4 深部切顶巷道围岩综合控制对策 4.1 恒阻大变形锚索关键部位支护

深部沿空留巷需经历2次强烈动压，再加上特殊复杂应力场及岩体流变性的影响，深部围岩体变形对锚杆（索）支护技术预紧力﹑强度及延伸率等方面提出更高要求。深部锚杆（索）应具有较高延伸率，在高工作阻力下允许围岩产生一定的变形，减小支护体载荷，方可与围岩协调变形。

基于恒阻吸能﹑以柔克刚的思想，深部岩土力学与地下工程国家重点实验室（北京）提出围岩大变形控制基本理论，并成功研发了恒阻大变形锚索支护材料^[18]。恒阻大变形锚索主要由恒阻器、锚索体和托盘等组成，其中恒阻器为主要发挥作用的装置。恒阻大变形锚索工作原理如图9所示。首先，通过锚索体的弹性变形适应深部围岩的变形，锚索体在弹性变形过程中应力迅速升高，当达到恒阻锚索恒阻值时，恒阻器开始产生滑移并吸收围岩变形能量，且在运动的过程中保持恒定的支护阻力，围岩应力随之降低，从而锚索体中应力下降；当锚索体应力降低至小于恒阻值时，恒阻器停止滑移，围岩重新达到稳定状态。恒阻锚索能产生较大滑动位移以适应深部岩体变形，并在滑动过程中保持较高支护阻力，保证深部巷道围岩的稳定。

巷道一般都存在相对薄弱的关键部位，巷道的变形破坏往往也是从关键部位开始，继而引起整个巷道的失稳。当工作面煤层采出后，留巷基本顶的断裂、弯曲下沉造成直接顶同样以实体煤帮为支撑点弯曲下沉，直接顶岩层力学参数的不一致导致其极易在采空区侧产生层间错动和离层；在基本顶弯曲下沉作用下，巷道采空区侧直接顶受到较大挤压力，顶板下沉量大（图10），该区域裂隙再次扩展及产生新裂隙，造成采空区侧顶板破碎、裂隙发育，顶板极易产生离层、跨冒及向采空区漏冒等现象，引发巷道失稳。另一方面，顶板预裂爆破对巷道采空区侧顶板稳定性具有一定的扰动作用。根据上述分析，采空区侧顶板为沿空切顶成巷围岩变形破坏的关键部位，需对该部位进行加强支护，以保证整个支护系统的稳定。

通过恒阻大变形锚索加固采空区侧顶板，初期即可施加较高预紧力，有效消除了顶板离层和错动，提高了顶板岩层在实体煤侧的抗弯矩能力；限制了基本顶向采空区的旋转，减小了基本顶对采空区侧直接顶的挤压力，避免了采空区侧直接顶围岩挤压破碎，防止跨冒﹑漏冒现象的发生；抵抗预裂爆破对采空区侧顶板的爆破冲击扰动，吸收爆破能量，从而保证了顶板关键部位的完整性及稳定性，避免了承载结构的破坏，有利于沿空留巷的稳定。

4.2 实体煤帮锚索加强支护

煤层采出后，采动压力转移至实体煤帮和巷旁支护体上，实体煤帮和巷旁支护体成为沿空留巷主要的承载结构；采空区矸石压实后，留巷处于稳定状态，此时覆岩压力主要由实体煤帮和采空区矸石共同承担。因此，在整个切顶留巷过程中实体煤帮作为切顶巷道的主要承载体之一，其稳定性控制显得尤为重要。

由于深部沿空巷道所处高应力环境影响，煤帮塑性区范围较大，且工作面推过后实体煤帮作为留巷顶板岩层的重要支撑点，承受的支承压力进一步加大，导致煤帮浅部破坏严重，煤体应力向深部转移；随着侧向顶板的回转下沉，实体煤帮破坏深度逐渐增加。如果锚杆长度不够，锚杆锚固区将处于破碎煤体当中，导致帮部支护失效，不能对顶板岩层形成有效的支撑作用及限制顶板下沉。

因此，对深部切顶沿空巷道实体煤帮进行锚索补强支护，可将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体内（煤帮锚索支护机理见图11），增强煤帮侧向应力补给，减少锚固范围内围岩破碎而产生的膨胀变形，并阻止煤岩体向深部进一步扩容、松动。通过自身延伸让压保护锚固端的稳定，增强锚固体力学性能，充分调动煤体自承能力，确保留巷过程中实体煤帮的稳定，对顶板岩层形成较好的支撑作用。

4.3 巷内液压支架临时支护

切顶沿空留巷初期，顶板剧烈运动，采空区顶板未垮落充分，尚不能对上覆岩层形成有效的支撑作用，且锚杆（索）支护结构在侧向顶板断裂下沉作用下无法实现自稳。为降低顶板运动对巷道的影响及保持留巷围岩稳定，巷内尤其是采空区侧必须进行辅助加强支护，待沿空留巷覆岩运动结束，采空区矸石对上覆岩层形成有效支撑后，沿空留巷围岩趋于稳定状态，方可撤除巷内临时加强支护。

浅部切顶留巷采用单体支柱进行巷内支护并能取得较好的维控效果，而进入深部以后，深部切顶留巷来压速度快、强度大，顶板断裂瞬间冲击性强，常造成巷内单体支柱冲击破断（图12），从而导致沿空留巷初期严重变形，甚至报废。针对该问题，提出巷内采空区侧高阻力液压支架临时加强支护技术，配合有单体支柱作为辅助支护，且由于受深部岩体变形流变性影响，需适度增加临时支护长度。巷内临时加强支护如图13所示。

液压支架支撑能力强，护表面积大，能提供较大切顶阻力，较好地抵抗采动压力及顶板断裂冲击荷载，有效降低初期顶板回转下沉对留巷的影响，保证了顶板运动期间留巷的稳定。在沿空留巷围岩变形期，顶板下沉和底板鼓起往往同时发生，液压支架底座支护面积大，且具有足够的刚度，在控制顶板的同时对底鼓起到了一定的抑制作用，实现了顶底板变形的双重控制。

4.4 可缩性U型钢柔性让位挡矸

切顶沿空留巷的最终稳定是由实体煤帮和采空区矸石决定的。因此，矸石帮的稳定同样具有重要意义。浅部切顶沿空留巷常采用刚性装置进行巷旁挡矸支护，而深部巷道应力高，动压影响显著提高，刚性挡矸支护常因无法适应深部围岩大变形而产生弯曲、折断现象（图14），从而丧失挡矸支护能力，造成留巷失败。

刚性挡矸支护主要是受深部围岩竖向变形挤压而导致弯曲破坏，采空区矸石对挡矸结构的侧向水平推力并不是其破坏的主要因素。因此，深部切顶成巷挡矸结构需实现一定程度的竖向让位卸压，方可适应深部围岩变形，保持较好的抗侧压能力，维护矸石帮的稳定，使采空区矸石对上覆顶板形成有效支撑。

基于上述围岩变形特征，提出柔性让位卸压挡矸结构，见图15。该结构主要由两段U型钢组合而成，通过卡缆将两段U型钢连接用于巷旁挡矸支护。当留巷顶板来压时，U型钢承受的竖向应力逐渐增大；当竖向压力达到其滑动摩擦力时，两段U型钢产生相对滑动而让位卸压，避免其在竖向受压弯曲破坏，同时保持较好的护帮能力，实现与顶底板协调变形。

5 现场工业性试验 5.1 深部沿空切顶成巷参数设计

1）顶板

锚杆采用 $\varPhi $ 20 mm×2 500 mm高强锚杆，间排距750 mm×700 mm，设计预紧力120 kN，选用4 200 mm长M钢带，配合150 mm×100 mm×12 mm规格的M型托盘，平行布置；锚索采用 $\varPhi $ 21.8 mm×8 000 mm钢绞线，“3+1”布置方式，托盘规格为400 mm×400 mm×20 mm，3锚索间排距1 200 mm×1 400 mm，另一锚索布置在巷道中间，排距1 400 mm，预紧力不小于150 kN；回采前采用直径为21.8 m，长10 000 mm的恒阻大变形锚索进行二次补强，共布置两排，间排距为400 mm×700（1 400） mm，靠近回采侧恒阻锚索距切缝300 mm，并沿巷道走向添加18^#槽钢作为托梁，另一排锚索采用规格400 mm×400 mm×20 mm的托盘，预紧力不小于280 kN；网片采用尺寸为2 000 mm×900 mm钢筋网， $\varPhi $ 6.5 mm钢筋，网格尺寸70 mm×70 mm。

2）煤帮

采用 $\varPhi $ 20 mm×2 500 mm高强锚杆，间排距800 mm×700 mm，设计预紧力100 kN，选用M型钢带连接，配合150 mm×100 mm×12 mm规格的M型托盘，平行布置；每排钢带第2或3根锚杆替换为锚索，锚索呈W型布置，规格为 $\varPhi $ 18.9 mm×4 800 mm，预紧力不小于120 kN；网片规格同顶网。

3）聚能爆破

聚能切缝高度应等于碎胀后能完全充填采空区的岩层厚度，忽略顶板下沉量和底鼓量可得：

${H_{\rm{Q}}} = M/\left( {{K_{\rm{p}}} - {\rm{1}}} \right)$

(8)

式中： ${H_{\rm{Q}}}$ 为切顶高度，m； $M$ 为煤层厚度，m； ${K_{\rm{p}}}$ 为岩层平均碎胀系数，取1.4。将煤层厚度M=3 m代入式（8）可得 ${H_{\rm{Q}}}$ =7.5 m，考虑到一定的安全系数和施工便利，切缝高度 ${H_{\rm{Q}}}$ 确定为8 m。

聚能切缝角度的设置应以采空区基本顶关键块能顺利垮落为依据，根据砌体梁S–R稳定原理^[19]，切顶角度 $\theta $ 应满足^[20]：

$\theta = \varphi ' - {\rm{arctan}}\frac{{2\left( {h - \Delta S} \right)}}{L}$

(9)

式中：T为岩块所受的水平推力，kN； $L$ 为基本顶岩块的长度，m；Δ $S$ 为关键块的下沉量，m； $\varphi '$ 为岩块间的摩擦角，（°）； $\theta $ 为切顶角度，（°）。由城郊煤矿21304工作面工程地质条件可得： $\varphi '$ =27°，L=17 m，Δ $S$ =1.86 m， $h$ =3.76 m；代入式（9）得 $\theta $ ≥14.6°。考虑到施工的便利性，切顶角度取15°。

切缝钻孔距回采侧煤壁200 mm，直径48 mm，间距500 mm，采用专用切缝钻机钻制而成；聚能管内径36.5 mm，外径42 mm，长度1 500 mm；炸药采用矿用二级水胶炸药，规格为（ $\varPhi $ 32 mm×200 mm）/卷；爆破方式采用联孔连续爆破，正向装药，不耦合系数1.5，单孔安装4个聚能管，装药结构“4+3+2+0”，封泥长度2 000 mm。

4）巷内临时支护

采用额定工作阻力3 200 kN的液压支架，一梁两柱的单体支柱作为辅助支护，支护长度约250 m，留巷稳定后，可逐步撤除巷内临时加强支护。

5）巷旁挡矸支护

采用可缩性29U型钢，间距500 mm，底端插入底板200 mm用以固定；U型钢内侧布置有钢筋网和菱形网，防止采空区矸石窜入巷道。具体支护参数如图16所示。

5.2 聚能爆破裂缝效果

超前工作面约80 m实施聚能预裂爆破，爆破后采用CXK6型钻孔成像仪对爆破钻孔进行窥视，并将钻孔图像沿轴向展开，孔内裂缝发育情况如图17所示。由图17可知，采用设计的爆破参数后，爆破钻孔间裂纹已完全贯通，孔内沿设定方向产生两条明显的张拉裂缝，爆破效果良好。回采后，采空区顶板能沿切缝结构面顺利垮落，巷道顶板在侧向形成短臂梁结构，矸石碎胀充填采空区并有效支撑上覆顶板。

5.3 切顶成巷效果分析

21304工作面回采留巷期间，在轨道顺槽每隔50 m布置一组表面位移测站，两帮测点布置于巷道中部，顶底板测点偏向回采侧，其中某测站表面位移监测曲线如图18所示。

由图18可知：超前工作面约30 m时，巷道围岩开始变形；工作面后方，根据围岩变形速度可分为变形剧烈区、变形趋缓区和变形稳定区，由于受顶板垮落的影响，巷道围岩在工作面后方0～96 m变形最为剧烈，该阶段的围岩变形量能占到总变形量的70%左右；随着跨落层位的不断升高，覆岩运动对留巷的扰动程度逐渐降低，因此围岩变形在96～291 m阶段呈递减趋势，表现出深部围岩变形的长期性和持续性，该阶段临时支护的回撤对顶底板变形具有一定影响；滞后工作面约291 m时，巷道围岩才基本处于稳定状态，最终顶底板移近量为672 mm，其中，顶板下沉量281 mm，底鼓量389 mm；巷道最终两帮收缩量为343 mm，其中，实体煤帮变形量186 mm，矸石帮变形量157 mm，变形量均在允许范围内。

工作面回采后，采空区顶板岩层沿切缝预裂面迅速切落形成巷帮，滞后工作面约290 m时围岩达到稳定状态。巷宽均维持在3.7～4.0 m范围内，巷道断面收缩率为10%左右，部分地段卧底后能满足下一工作面使用要求，现场应用效果如图19所示。

21304工作面成功留巷1 220 m，采区资源回收率提高了3.2%，取得直接经济效益2 165.6万元，沿空切顶成巷技术在城郊煤矿21304工作面的成功应用，探索出了深部沿空留巷新模式，为深部矿井沿空留巷提供了重要的借鉴和指导意义。

6 结　论

1）切顶后留巷顶板在侧向形成了短臂梁结构，降低了巷旁支护体附加载荷；切缝范围内岩层垮落后碎胀充填采空区，限制了顶板旋转下沉，顶板下沉量降低了约50%。

2）在研究的基础上，提出恒阻大变形锚索关键部位支护+实体煤帮锚索补强+巷内液压支架临时支护+可缩性U型钢柔性让位挡矸的深部沿空切顶成巷综合支护技术。恒阻锚索采空区侧顶板支护，可保证留巷承载结构稳定，并吸收预裂爆破能量；实体煤帮锚索支护可将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体中，从而保证了煤帮的稳定，对顶板形成有效支撑；巷内高阻力液压支架可抵抗深部开采强动压，避免巷道冲击性变形破坏；巷旁可缩性U型钢柔性让位挡矸支护，可适应深部围岩大变形，保持较好的侧向挡矸能力。

3）在城郊煤矿深部工作面进行了现场工业性试验，滞后工作面约290 m时留巷处于稳定状态，各项指标能满足下一工作面使用要求，且经济效益显著，为深部矿井沿空留巷提供了借鉴。