Research on deep hole convergence energy blasting for increasing permeability in deep wells with high gas and low permeability coal seams
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摘要:
随着煤炭逐渐往深部区域开采，将面临着高地应力问题。针对深井高瓦斯低渗煤层在深部地应力作用下聚能爆破增透煤体内部损伤及裂隙演化规律不清楚，建立了聚能爆破射流理论模型，研究了聚能射流形成的临界压垮速度，验证了射流形成的可行性，分析了聚能爆破载荷侵蚀煤体的作用机制；随后通过在实验室开展了不同埋深下聚能爆破和普通爆破的相似模拟对比试验，从宏观裂纹、应变情况以及超声波数据3个方面分析不同埋深下聚能爆破和普通爆破对煤层裂纹扩展的影响；其次通过数值模拟软件研究不同埋深下聚能爆炸载荷对煤体损伤分布特征情况；最后通过现场试验研究普通爆破和不同埋深下聚能爆破对瓦斯浓度和瓦斯抽采纯量的影响。爆破相似模拟试验结果表明：深部地应力会抑制爆破载荷对煤体的致裂范围，并且普通爆破受地应力的影响比聚能爆破更大；相对比于普通爆破，聚能药包在深部煤体爆破增透时致裂范围更广，在聚能方向上1号测点最大压应变峰值是普通爆破的1.35倍，而非聚能方向上3号测点最大压应变峰值为普通爆破的86%，这也导致裂纹优先向聚能方向扩展，在非聚能方向扩展较少，爆破定向效果更佳。数值模拟结果表明：随着埋深的增加，聚能爆破侵彻煤体的范围会变小；拟合了埋深与聚能爆破致裂煤体范围关系式，能在一定程度上为深部矿井聚能爆破致裂煤体范围作为判断依据。现场试验结果表明：深孔聚能爆破比普通深孔爆破能够更大程度增加瓦斯抽采。而埋深对深孔聚能爆破致裂范围有一定的影响，因此在深部矿井中采用聚能爆破时应考虑地应力的影响。研究成果对深部高瓦斯低渗煤层爆破增透有一定的参考意义。
Abstract:With the gradual deepening of coal mining, the issue of high ground stress will be faced. In response to the unclear understanding of the internal damage and fracture evolution of deep wells with high gas and low permeability coal seams under the influence of deep ground stress, a theoretical model of convergence energy blasting jet formation was established. The critical collapse velocity of the convergence jet formation was studied, verifying the feasibility of jet formation, and analyzing the mechanism of convergence energy blasting load erosion on coal seams. Subsequently, through laboratory experiments, comparative simulations of convergence energy blasting and conventional blasting at different burial depths were conducted, analyzing the effects of convergence energy blasting and conventional blasting on coal seam crack propagation from three aspects: macroscopic cracks, strain conditions, and ultrasonic data. Then, numerical simulation software was used to study the distribution characteristics of coal damage under convergence energy blasting loads at different burial depths. Finally, the effects of normal blasting and convergence energy blasting under different buried depths on gas concentration and gas extraction purity are studied through field tests. The results of blasting similarity simulation experiments show that deep ground stress can inhibit the fracturing range of blasting loads on coal bodies, and conventional blasting is more affected by ground stress than convergence energy blasting. Relative to conventional blasting, the fracturing range of convergence energy explosives in deep coal bodies is wider during permeability enhancement blasting. The maximum pressure strain peak at measurement point 1# in the convergence direction is 1.35 times that of conventional blasting, while at measurement point 3# in the non-convergence direction, it is 86% of conventional blasting. This also results in cracks preferentially propagating in the convergence direction, with less expansion in the non-convergence direction, leading to better directional blasting effects. Numerical simulation results indicate that with increasing burial depth, the range of coal penetration by convergence energy blasting decreases. A relationship formula between different burial depths and the fracturing range of convergence energy blasting was fitted, which can serve as a basis for determining the fracturing range of deep mine convergence energy blasting to some extent. Field test results show that deep hole convergence energy blasting can increase gas extraction to a greater extent than common deep hole blasting. The buried depth has a certain influence on the crack range of deep hole convergence energy blasting, so the influence of ground stress should be considered when using shaped charge blasting in deep mine. The research findings have certain reference significance for the blasting permeability enhancement of deep high gas and low permeability coal seams.
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0. 前 言
煤炭是我国的支柱能源，在一次能源生产和消费结构中长期占50%以上[1]。从传统时代到现代，采煤工艺经历了手工采煤、爆破采煤、普通机械化采煤和综合机械化采煤等四大发展阶段。采煤工艺和采掘设备的不断升级改进，推动了整个煤炭工业向前发展。现阶段，煤炭井工开采主要分为柱式和壁式两大开采体系，我国形成了以井工长壁开采为主的开采体系[2]。121工法是目前应用最广泛的壁式开采体系，针对121工法国内外学者在开采理论、装备体系、技术方法等方面取得了诸多创新性成果。
在开采理论方面，形成了以钱鸣高院士“砌体梁”理论[3]和宋振骐院士“传递岩梁”理论[4]等为代表的创新开采理论。在装备体系方面，研制了世界首台8.8 m超大采高智能化采煤机和配套支架[5]，掘支运一体化“煤海蛟龙”快速掘进系统[6]，特厚煤层大采高综放自动化开采装备[7-8]等一系列创新装备，为我国煤炭工业高质量、快速发展提供了关键支撑。在技术方法方面，针对煤矿冲击地压、煤与瓦斯突出、矿井水害等形成了区域应力协调与局部应力控制综合防冲技术[9]，矿井煤与瓦斯共采及治理技术[10]，井下水害超前预报及探测技术[11]等一系列灾害防治技术[12-15]，有力保障了煤矿井下的安全开采。此外，近年来煤矿智能开采得到了快速发展，形成了数字孪生智采工作面技术[16]、透明化智能综采工作面自适应割煤技术[17]、煤矿井下机器人技术[18]等一系列智能化采运关键技术，极大地推动了我国煤炭产业发展升级。
虽然在技术、装备等方面取得了突出成就，但在矿井开拓和开采体系方面发展较慢。目前矿井常用的121工法开采体系中，回采1个工作面，需提前掘进2条回采巷道，工作面间留设1个区段煤柱[19-20]。煤柱具有隔离采空区的作用，但煤柱的留设也造成了资源浪费，采区采出率一般为75%~90%，矿井采出率不到 50%。同时，煤柱的存在会导致覆岩不均衡沉降，煤柱应力集中易造成临空巷道围岩大变形。此外，现行开采体系中工作面回采前需提前掘进2条回采巷道，造成我国每年煤巷掘进量高达13 000 km，易引发采掘接续紧张问题。因此，严峻的安全、开采成本和资源浪费问题成为制约我国煤炭工业发展的突出问题，亟需在开采体系方面转型突破。
为解决我国煤炭开采过程中存在的安全、开采成本和煤炭采出率三大瓶颈和突出问题，笔者团队于2008年提出无煤柱自成巷力学理论，继而在现场进行了应用实践，形成了无煤柱自成巷110/N00工法开采体系[21-23]。在分析煤层开采覆岩破坏损伤的基础上，提出了无煤柱自成巷平衡开采理论模型，阐述了无煤柱自成巷力学原理；在此基础上，构建了121工法、110工法、N00工法开采体系，研发了定向预裂切顶卸压、NPR锚杆/索支护等自成巷关键技术。现场工程实践表明，无煤柱自成巷110/N00工法不仅在安全方面能减弱围岩应力集中，而且在经济方面能够降低回采巷道掘进量、提高煤炭资源采出率，具有广阔的应用前景和较高的研究价值。
1. 无煤柱自成巷平衡开采力学模型
1.1 采矿损伤不变量方程的采矿工程模型
采矿活动导致顶板岩层中出现垮落带、断裂带和弯曲下沉带（部分地区无弯曲下沉带），地表一般会产生沉降，121工法的采矿工程模型如图1所示。
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图 1 121工法采矿损伤不变量方程的采矿工程模型Figure 1. Mining engineering model of damage invariant equation of 121 mining method采矿活动在“三带”中产生的损伤以k1、k2和k3表示[21]。其中，k1为采矿引起的地表沉降损伤；k2为断裂带中产生的裂隙损伤；k3为垮落带的顶板矸石碎胀程度。
采矿引起的地表沉降损伤k1可以用地表沉降量和采矿量表示：
$$k_1=\Delta V_{\mathrm{S}} / \Delta V_{\mathrm{m}}$$ (1) 式中：
$\Delta V_{\mathrm{S}} $ 为地表沉降体积；$\Delta V_{\mathrm{m}} $ 为采矿体积。断裂带中产生的裂隙损伤k2可表示为
$$k_2=\Delta V_{\mathrm{C}} / \Delta V_{\mathrm{m}} $$ (2) 式中：
$\Delta V_{\mathrm{C}} $ 为断裂带中的裂隙体积。根据岩体碎胀特性，垮落带中的顶板岩体垮落破碎后体积产生膨胀，其碎胀程度k3可表示为
$$k_3=\Delta V_{\mathrm{B}} / \Delta V_{\mathrm{m}} $$ (3) 式中：
$\Delta V_{\mathrm{B}} $ 为顶板垮落岩体的碎胀体积。对于121工法的采矿工程来说，采矿活动在“三带”中产生的损伤始终满足采矿损伤不变量方程：
$$ k_{1}+k_{2}+k_{3}=1 $$ (4) 对于121工法而言，地表沉降体积
$\Delta V_{\rm{S}} $ 是可以通过测量和计算得到的。但是，工作面开采后采空区顶板垮落，顶板岩层中的裂隙体积$\Delta V_{\mathrm{C}} $ 和顶板垮落岩体碎胀体积$\Delta V_{\mathrm{B}} $ 是未知的。1.2 平衡开采采矿不变量方程的解
110/N00工法的重要贡献之一是为采矿损伤不变量方程找到了特解。110/N00工法实施过程中采空区矸石垮落可见，通过成巷内现场测量，可得到采空区顶板垮落岩体的碎胀函数：
$$K=K_0 {\rm{e}}^{-\alpha t} $$ (5) 式中：K为顶板垮落岩体碎胀系数；
$K_0 $ 为顶板垮落岩体初始碎胀系数；α为待定系数；t为时间。进而得到顶板垮落岩体的碎胀控制方程：
$$\Delta V_{\mathrm{B}}=(K-1) H_{\mathrm{C}} S$$ (6) 式中：HC为切顶高度；S为开采面积。
通过选择合理的切顶高度HC，可以控制顶板垮落岩体碎胀体积，使其满足切顶影响近域范围内采矿量和碎胀量之间的平衡：
$$ \Delta V_{\mathrm{B}}=\Delta V_{\mathrm{m}} $$ (7) 如此一来，理论上切顶碎胀影响范围内顶板岩层中的裂隙体积
$\Delta V_{\mathrm{C}} $ =0，无煤柱自成巷平衡开采理想化的采矿工程模型如图2所示。![]()
图 2 无煤柱自成巷平衡开采覆岩结构模型Figure 2. Overburden structure model for balanced mining of no pillar mining with automagical entry formation1.3 切顶成巷力学原理及稳定性分析
无煤柱自成巷开采体系的核心是通过一系列技术手段实现切顶成巷，并继续服务相邻工作面。未对巷道顶板处理之前，顶板是长臂悬梁结构，采空区顶板垮落会不可避免地对巷道顶板造成剧烈扰动。切顶成巷的重点是通过人为处理顶板，将长臂梁结构转换为短臂梁结构，使其具有独立的受力变形特征。切顶使巷道顶板与采空区顶板在预裂缝和矿压作用下自动分离，从而切断中低位岩梁间的应力传递。无煤柱自成巷技术的核心在于采用切顶卸压技术切断采空区顶板与巷道顶板间的应力传递，达到改善巷道应力环境的目的。
除了通过切顶卸压手段控制应力传递外，保证成巷稳定性的另一重要途径是通过合理设计切顶参数调控采空区顶板垮落，利用垮落矸石的碎胀承载性及支护结构的控制作用实现成巷围岩自平衡，即实现上文所述的巷道围岩近域平衡开采。如图3所示，切顶成巷稳定的关键是保证切顶短臂结构的力学平衡。切顶短臂结构主要通过巷内加强支护将其稳固于上位稳定岩层，在采空区矸石协同承载作用下达到平衡稳定状态。假设巷道宽度为b，忽略基本顶关键块对切顶短臂结构的施载作用，煤帮对切顶短臂结构的反力按三角形分布，由
$\sum {{F_{{y}}} = 0} $ 和$\sum {M = 0} $ 可得：![]()
图 3 切顶成巷结构和力学模型Figure 3. Structural and mechanical model for entry formation by roof cutting$$ \left\{ \begin{gathered} {F_{\text{b}}}\sin \;\beta + \sum {{F_i} + \frac{1}{2}{\sigma _{\rm{p}}}{x_{\rm{p}}} = {G_{\rm{d}}}} \\ \frac{1}{6}{\sigma _{\rm{p}}}{x_{\rm{p}}}^2 + \sum {{F_i}{x_i} + {M_{\rm{d}}} + {F_{\text{b}}}\sin\; \beta ({x_{\rm{p}}} + b) = {G_{\rm{d}}}{x_{\rm{c}}}} \\ \end{gathered} \right. $$ (8) 式中：Fb为矸石侧向承载力，kN；β为切顶角度，（°）；Fi为不同支护结构的支护力，kN；σp为煤帮对切顶短臂结构的作用反力，kN/m；xp为煤帮对切顶短臂结构的作用距离，m；xc为切顶短臂结构几何形心横坐标，m；xi为不同支护结构距煤壁的距离，m；Gd为切顶短臂结构的自重荷载，kN；Md为切顶短臂结构的残余抗弯能力，kN·m。
式(8)整理可得：
$$ \sum {{F_i}(3{x_i} - {x_{\rm{p}}}) + 3{M_{\rm{d}}} + {F_{\text{b}}}\sin \;\beta (2{x_{\rm{p}}} + 3b) = {G_{\rm{d}}}(3{x_{\rm{c}}} - {x_{\rm{p}}})} $$ (9) 由式（9）可以看出，等式左边为承载部分，数值越大说明支护强度越高；等式右边为施载部分，数值越大说明载荷越大。切顶成巷过程中，一方面通过支护作用提高切顶短臂结构的稳定性，另一方面充分发挥采空区矸石的自承载作用，实现综合承载值大于施载值，从而使巷道围岩处于稳定状态。
2. 长壁开采110/N00工法
2.1 采矿工法的历史演化
在19世纪以前，采煤亦称攻煤、伐煤、凿煤等，当时的井下巷道布置非常简单，凿井见煤后，再开2条上山或下山，即完成了巷道布置的准备工作。17世纪末，英国的工业革命使人类开始步入工业文明，该时期应用最为广泛的是房柱式采煤法、高落式采煤法。18世纪初期，来自英国什罗普郡的学者开始为矿工们教授长壁式开采，长壁采煤法也是在该时期内被首次应用。20世纪30年代，长壁开采在我国山东省中兴（今枣庄）煤矿首次进行了试采。
根据回采工作面与区段煤柱、巷道掘进间的数量关系，将长壁开采体系分为121工法、111工法、110工法和N00工法。长壁开采121工法，即每回采“1”个工作面，需提前掘进“2”条工作面回采巷道，并留设“1”个区段煤柱，如图4d所示。121工法的典型特征是采用煤柱隔离采空区，煤柱的留设一方面造成资源浪费，另一方面致使覆岩不均衡沉降，造成沿空巷道围岩应力集中。为解决资源浪费问题，1937年前苏联提出采用充填材料沿采空区边缘维护原回采巷道，即回采“1”个工作面，只需掘进“1”条工作面回采巷道，留设“1”个充填体岩柱[24-25]，因此可称之为111工法，如图4c所示。111工法即充填沿空留巷开采方法，有效解决了资源浪费问题，减少了巷道掘进率，但未彻底改变顶板间的传力结构，属于“无煤有柱”的开采方式，充填体易成为应力集中区，充填作业与工作面开采间的协调是制约高效开采的重要因素。
基于无煤柱自成巷关键技术，2009年笔者研究团队提出了110工法，即回采“1”个工作面只需掘进“1”条工作面回采巷道（另一个巷道自动形成），留设“0”个煤柱。在110工法的基础上，2016年又提出了N00工法，即开采全新盘区的“N”个工作面，需掘进“0”条巷道、留设“0”个区段煤柱，实现了无需掘进巷道和无需留设煤柱的重大升级和突破。110工法把采煤与掘进2套工序初步统一起来，使每个采煤工作面少掘进1条回采巷道，实现了无煤柱开采。N00工法在110工法的基础上，把采煤与掘进2套工序彻底统一起来，由掘进1条回采巷道变为不需要掘进回采巷道。
2.2 长壁开采110工法
基于切顶短臂梁理论和自成巷关键技术，无煤柱自成巷110工法将传统“一面两巷”的采掘布置革新为“一面一巷”。无煤柱自成巷实施过程中，进行工作面超前和滞后分工作业。超前工作面，首先采用NPR锚杆/锚索对预留巷道顶板进行补强支护，之后在采空区侧顶板安装聚能成缝装置进行定向切顶。工作面回采后，在矿山压力及岩体自重作用下，采空区矸石沿切缝线垮落碎胀，在挡矸支护作用下形成矸石巷帮。架后采动影响区内安设临时支护设备控制动压，并最终成巷[26-28]。
110工法开采系统中，工作面通风方式由传统的“U”型转变为“Y”型，有效解决了工作面上隅角瓦斯积聚问题，有利于高瓦斯矿井的安全生产，其平面布置如图5所示。
2.3 长壁开采N00工法
长壁开采N00工法从巷道布置、工艺体系及配套装备等方面进一步革新了传统的长壁开采方法，实现了无煤柱留设、以采代掘的全新开采模式。N00工法的典型特征是工作面巷道无需提前掘进，而是通过采煤机在采煤过程中割出巷道空间。根据N00工法的开采特征和目前的发展现状，可将其分为1G N00工法、2G N00工法、3G N00矿井。
1）1G N00工法。1G N00工法的典型特征是针对整个采区，实现整个采区内部无巷道掘进和无煤柱开采，但开采前需提前开拓出采区边界巷道，开采过程中有一条巷道通过采煤机割出[29]，如图6所示。
工作面回采时，通过N00工法采煤“三机”配套系统协同工作，有序完成采煤、装煤、运煤、移架、推移刮板输送机等工序，其中N00工法采煤机负责割煤和额外挖出预留巷道空间，并在实体煤侧形成弧形巷帮。通过N00“四机”联动装备相互配合实现自动成巷，其中N00锚索钻机负责补强巷道顶板，N00切缝钻机负责对顶板实施切缝，N00钻机支架具有搭载锚索钻机、切缝钻机协同作业等功能，N00工法切顶护帮支架负责采空区顶板垮落碎胀后的挡矸护帮和动载支护。
2）2G N00工法。相较于1G N00工法的工作面开采单侧成巷，2G N00工法的典型特征是实现整个采区的无巷道掘进和无煤柱开采，无需提前进行采区边界巷道的掘进，如图7所示。
2G N00工法在装备系统方面进一步升级，在机头和机尾均需进行切顶成巷，进一步解决了采区边界巷道需提前掘进的问题。切顶钻机与支架实现一体化设计，采面运输系统与巷道输送带系统转弯搭接，锚杆/索钻机的钻杆装卸实现自动化，如图8所示。2G N00工法进一步提高了智能化和集中作业的水平，为N00矿井建设奠定了基础。
3）3G N00矿井。3G N00矿井将无煤柱自成巷“采−留−用”一体化思路应用到矿井设计，提出的一个全新的建井模式[30]。3G N00矿井的典型特征是无需提前掘进矿井开拓大巷，进一步减小矿井大巷保护煤柱，如图9所示。
3G N00矿井建设时，开拓大巷是通过自成巷形成的。井筒开拓至开采煤层后通过简单的井巷工程布置，直接进行采煤，从而简化井底车场工程、井下水泵房与变电所工程，缩短建井周期，实现了全矿井开拓布局新模式。3G N00矿井使井田范围内煤炭资源的采出率从不足50%提高至理论意义的全部采出，经济性、集约化得到进一步提升。
3. 无煤柱自成巷关键技术
110/N00工法开采体系实现的技术支撑是无煤柱自成巷技术。110工法中无煤柱自成巷的形成主要依靠定向预裂切顶卸压技术，NPR锚杆/锚索支护核心技术。N00工法在110工法的基础上，通过改变长壁开采工艺体系及其配套装备而成，巷道空间是采煤机切割而成，因此还包括“三机”配套采煤技术和“四机”联动成巷技术。以上技术的实施是保证成巷稳定的关键。
3.1 定向预裂切顶卸压技术
切顶卸压是无煤柱自成巷区别于沿空留巷的最典型特征，由于切顶卸压实施区域是超前工作面，因此在保证切顶效果的同时不能破坏原巷道顶板的完整性。利用岩体抗压不抗拉的特性，研发了定向张拉聚能成缝技术[31]。通过安装聚能装置，在2个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，实现定向张拉成型。
火工品于聚能装置内爆破时，冲击波首先作用于双向抗拉伸聚能装置开口对应的孔壁上，产生初始裂隙。在聚能孔的进一步导向作用下，爆生气体形成强力气楔。由此在垂直初始裂隙方向（控制方向）产生拉张作用力，并出现应力集中。正是由于这部分集中拉张应力（X-O-Y平面拉张应力）以及对岩石耐压不抗拉特性的利用，促进裂隙（面）进一步扩展、延伸。其基本原理和成缝效果如图10和11所示。
3.2 NPR锚杆/索支护技术
自成巷过程中，采空区顶板在矿压作用下垮落，垮落过程会对“切顶短臂结构”产生动载摩擦作用。为了有效控制自成巷顶板围岩变形，抵抗摩擦动载，研发了NPR恒阻吸能支护技术，配套有宏观NPR锚杆/锚索和微观NPR锚杆/锚索2种类型。
1）宏观NPR恒阻吸能锚杆/索。2008年研发了宏观NPR锚杆/索系列支护产品，核心部件是一种NPR恒阻结构，通过恒阻结构实现让压和拉而不断[32]。对宏观NPR锚杆/索与传统锚杆/索进行静力拉伸测试发现，宏观NPR锚杆/索具有显著的恒阻特性，NPR恒阻结构最大伸缩量可达1 000~2 000 mm，实现拉而不断，在支护力和最大变形量方面远高于传统锚杆/索（图12），有效保证成巷的稳定性。
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图 12 宏观NPR锚杆/索拉伸力学性能曲线Figure 12. Mechanical property curves of macroscopic NPR support bolt/cable2）微观NPR锚杆/索支护技术。2014年，在宏观NPR锚杆/索研究的基础上，从杆体及钢绞线材料创新角度，提出了微观NPR支护材料概念[33]，该材料为准理想塑性材料，具有以下特点：①具有负泊松比效应，即泊松比显著减小，泊松比实现10−3量级；②屈服平台消失；③应变大于0.2。2018年，成功研制出了具有微观负泊松比效应拉伸时无明显颈缩的微观NPR钢材料。
对微观NPR钢材进行霍普金森冲击可以发现，微观NPR钢材料破断时无明显变细。此外，微观NPR支护材料的延伸率可达35%~70%，抗拉强度为900~1 100 MPa，具有更好的延伸和强度特性，拉断后断口处基本无颈缩现象，如图13所示。
3.3 N00工法成巷关键技术
N00工法中的巷道空间需采煤机滚筒割出，因此N00采煤机、N00刮板输送机和N00支架系统之间的配套至关重要。N00采煤机具有摇臂加长、可超越刮板输送机切割弧形巷道空间等特点；N00刮板输送机配备有超低位可调机尾、可伸缩式挡煤/铲煤装置；N00支架系统包括N00端头支架、N00钻机支架以及N00过渡支架，使得NPR锚索钻机、切缝装备、移动泵站等系列装备，实现协同作业。当N00采煤机割煤并运行至工作面端头（预留巷道位置）时，利用采煤机的加长摇臂将前滚筒伸至N00刮板输送机尾部并上下摆动，割成弧形巷帮，如图14所示。
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图 14 N00工法“三机”配套示意Figure 14. Schematic of “three equipment” matching of N00 mining method巷道空间形成后，N00工法还需要“四机”联动技术最终成巷。N00采煤机割出预留空间后，在N00钻机支架搭载作用下，N00锚索钻机对顶板进行NPR锚索支护，N00切缝钻机对顶板实施定向切缝。随着工作面推进，采空区顶板垮落碎胀并填充采空区。N00切顶护帮支架则起到临时支护和挡矸支护的作用，“四机”联动配套如图15所示。
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图 15 N00工法“四机”联动成巷装备示意Figure 15. Schematic of “four machine” linkage entry forming equipment for N00 mining method4. 现场工程应用
4.1 110工法现场应用
2009年，无煤柱自成巷110工法首次在川煤集团芙蓉矿区白皎煤矿现场试验，有效解决了该矿保护层留煤柱开采引发的采空区瓦斯积聚、瓦斯突出及应力集中对近距离煤层开采引起的灾害问题，为110工法技术体系的进一步完善和推广应用奠定了基础。
在110工法应用范围不断扩大的同时，其开采赋存条件也在不断扩展。初期110工法只限应用于薄及中厚煤层，如白皎煤矿2422工作面煤厚2.1 m、小河嘴煤矿2018工作面煤厚0.65 m、嘉阳煤矿31182工作面煤厚0.92 m、哈拉沟煤矿12202工作面煤厚1.9 m、禾草沟煤矿1105工作面煤厚0.78 m。2015年，110工法首次在城郊煤矿21304工作面应用煤层厚度突破3 m，并成功应用于柠条塔煤矿S1201工作面4.1 m厚煤层大采高工作面。与此同时，其应用煤层的埋藏深度也由浅埋至中深部（＜600 m）逐渐推广至大埋深条件，如城郊煤矿留巷面埋深915 m、郭屯煤矿留巷面埋深890 m，2020年，于千米深井安居煤矿5307工作面进行了试验，最大应用埋深达到1 235 m。顶板条件对成巷亦有重要影响，复合顶板条件下110工法应用较为成熟，随着切顶技术的进步和完善，坚硬顶板也实现了安全留巷，如唐山沟煤矿8820工作面厚层砂岩顶板、荣康煤矿11004工作面灰岩坚硬顶板等。此外，金凤煤矿大倾角煤层、沙曲煤矿高突矿井、下山峁煤矿断层条件等也均实现了110工法的成功应用。由薄煤层到厚煤层，由浅埋深到大埋深，由复合顶板到坚硬顶板，由近水平到急倾斜，110工法在不断的技术进步与理论创新中应用范围越来越广。图16为某典型矿井应用过程中工作面支架荷载变化[34]，通过切顶卸压，巷道围岩处于低应力环境，顶板压力最大荷载和平均荷载均明显降低，验证了切顶卸压的有效性。图17为不同条件典型矿井110工法的应用效果，采空区顶板垮落碎胀形成新的巷帮，实现了稳定安全留巷。
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图 16 典型矿井切顶前后支架荷载变化Pmax—最大顶板压力；Pavg—平均顶板压力Figure 16. Variation of hydraulic support loads before and after roof cutting4.2 N00工法现场应用
1）N00工法应用实践。2016年，N00工法首次于陕煤集团柠条塔煤矿S1201-II工作面进行现场工业性试验。试验工作面倾向长度280 m，走向长度2 344 m，煤层厚度3.81~4.35 m，煤层平均厚度4.11 m，埋深90~165 m，煤层赋存稳定，属近水平煤层。
现场试验过程中，通过矿压远程实时在线系统对巷道变形及矿压情况进行了监测，不同位置变形监测统计如图18所示，最终N00工法试验工作面成巷与复用效果如图19所示[35]。通过监测可知，顶底板移近量最大为149 mm，平均为102 mm。成巷期间工作面最大推进速度达到11.9 m/d，成巷复用阶段工作面最大推进速度达到15.8 m/d。现场观测表明，柠条塔煤矿试验工作面N00工法装备系统运转，成巷效果良好。
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图 18 N00工法巷道变形监测统计Figure 18. Deformation monitoring of the roadway in N00 mining method2）3G N00矿井应用实践。2020年，首个3G N00矿井于延安市延川县新泰煤矿N005101工作面进行了现场工业性试验，开采煤层为5号煤，煤层平均厚度为1.2 m，平均埋深为40 m，近水平煤层，工作面长度为240 m，开采长度为1 000 m。
3G N00矿井的核心思想是基于N00工法，进一步简化井底车场工程、大巷工程、井下水泵房与变电所工程，首采工作面所留巷道为整个矿井的大巷，矿井设计如图20所示[30]。工作面所采煤炭由输送带运转至煤仓，并经斜井运输至地面；井下高压配电室集成于地面变电所内，实现电缆远距离输电，简化生产系统。
图21为工作面两侧巷道的成巷效果，成巷轮廓完整，完全满足安全开采要求。据统计，新泰煤矿采用3G N00工法后，提高矿井采出率35%，大幅减小建井及掘巷投资，经济和安全效益明显。
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图 21 新泰煤矿3G N00矿井现场成巷效果Figure 21. Roadway formation effects of 3G N00 mine in Xintai Mine5. 结 论
1）提出了基于损伤不变量方程的采矿工程模型，分析了采动空间和采矿活动在覆岩“三带”中产生损伤的定量关系，采矿体积与地表沉降损伤、顶板裂隙损伤和岩体碎胀程度密切相关。无煤柱自成巷110/N00工法通过切顶可一定程度上控制垮落岩体的碎胀体积，在成巷近域范围内实现采矿量和碎胀量之间的平衡。
2）无煤柱自成巷的力学原理是通过定向切顶卸压切断成巷顶板和采空区顶板间的应力传递路径，利用矿山压力做功，同时利用采空区垮落岩体的碎胀承载性实现成巷围岩自平衡。在此基础上，通过NPR锚杆/索支护、N00工法“三机”配套及“四机”成巷等关键技术进一步保证成巷的稳定性。
3）在无煤柱自成巷技术的基础上，根据工作面、巷道和煤柱间的数量关系，形成了长壁开采110工法和N00工法。110/N00工法均实现了无煤柱开采，110工法把采煤与掘进2套工序初步统一起来，减少采区内50%的巷道掘进；N00工法把采煤与掘进2套工序彻底统一起来，实现了全采区无巷道掘进和无煤柱开采。
4）110工法已在不同煤层厚度、不同埋深和不同煤层倾角等地质条件下进行了大量应用，应用赋存条件由简单地质条件向复杂条件扩展。N00工法已在现场进行了工业性试验，验证了其有效性和可行性。未来，在地质透明勘探、智能开采技术等不断发展成熟的过程中，无煤柱自成巷采煤新工法将进一步革新煤炭开采体系，助力煤炭产业转型升级和煤炭安全高效开采。
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图 8 不同埋深下普通爆破模型表面裂纹扩展情况
Figure 8. Surface crack propagation of ordinary blasting models under different buried depths
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图 9 不同埋深下聚能爆破模型表面裂纹扩展情况
Figure 9. Surface crack propagation of shaped charge blasting models under different buried depths
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图 10 不同埋深下普通爆破模型应变变化曲线
Figure 10. Strain variation curves of ordinary blasting models under different buried depths
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图 11 不同埋深下聚能爆破模型应变变化曲线
Figure 11. Strain change curve of shaped charge blasting model under different buried depths
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图 13 模拟埋深0 m时超声波反演图
Figure 13. Ultrasonic inversion diagram at simulated buried depth of 0 m
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图 14 模拟埋深800 m时超声波反演图
Figure 14. Ultrasonic inversion map at simulated buried depth of 800 m
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图 17 不同埋深下聚能爆破侵彻煤体的数值模拟
Figure 17. Numerical simulation of shaped energy blasting penetration of coal under different buried depth
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图 18 不同埋深下聚能爆破侵彻煤体的裂纹长度拟合
Figure 18. Fitting of crack length of shaped charge blasting penetrating coal under different buried depths
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图 20 煤层深孔爆破前后瓦斯变化情况
Figure 20. Gas variation before and after deep hole blasting in coal seam
表 1 原煤物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of raw coal
密度/(g·cm−3) 泊松比 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 1.36 0.32 5.3 7.2 
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表 2 相似模拟试验补偿载荷
Table 2 Compensation load of similar simulation test
试块编号 爆破种类 模拟埋深/m 施加载荷 补偿载荷 1 普通爆破 0 σx =σy =0 MPa σx =σy =0 MPa 2 800 σx =σy =20 MPa σx =σy =1.0 MPa 3 聚能爆破 0 σx =σy =0 MPa σx =σy =0 MPa 4 800 σx =σy =20 MPa σx =σy =1.0 MPa
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表 3 试块爆破前后超声波波速变化情况
Table 3 Changes of ultrasonic wave velocity before and after blasting of test block
爆破类型 模拟埋深/m 检测面 爆破前波速/(m·s−1) 爆破后波速/(m·s−1) 波速减少程度/% 模型波速减小均值/% 普通爆破 0 S1 2151 1420 33.98 34.48 S2 1985 1205 39.29 S3 2132 1489 30.16 800 S1 2146 1805 15.89 15.05 S2 2012 1682 16.40 S3 2115 1843 12.86 聚能爆破 0 S1 2139 2087 2.43 16.75 S2 2007 1124 43.99 S3 2141 2059 3.83 800 S1 2138 2095 2.01 13.26 S2 1995 1301 34.79 S3 2143 2079 2.99
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表 4 不同埋深下地应力加载情况
Table 4 In-situ stress loading at different buried depths
序号 埋深/m σx/MPa σy/MPa 1 500 14.017 12.25 2 800 20.467 19.6 3 1000 24.767 24.5 4 1200 29.067 29.4 5 1500 35.517 36.75 6 2000 46.267 49.0
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表 5 空气材料参数
Table 5 Air material parameters
密度（g/cm3） C1 C2 C3 C4 C5 C6 E/(J·m−3) 1.2 0 0 0 0.4 0.4 0 2.5×105
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表 6 炸药的参数
Table 6 Parameters of explosives
密度/
(kg·m−3)爆速/
(m·s−1)A/GPa B/GPa R1 R2 w E0/GPa 1000 3600 214.4 0.182 4.2 0.9 0.15 4.192
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表 7 煤层力学参数
Table 7 Mechanical parameters of coal seam
密度/(g·cm−3) 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 失效面参数 损坏参数 1.4 0.219 28 2.44 0.76
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表 8 紫铜和PVC的材料参数及状态方程
Table 8 Material parameters and equation of state ofcopper and PVC
名称 ρ/(g·cm−3) E/GPa μ σy/MPa C P′ PVC 1300 0.03 0.33 20 251 5.96 紫铜 8940 1.17 0.35 70 306 6.13
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表 9 钻孔参数
Table 9 Drilling parameter
孔号 倾角/（°） 钻孔长度/m 位置 用途 装药/m 1 −25 27.5 距P测点15.5 m 抽采孔 — 2 −25 27.5 距P测点20 m 爆破孔 14 3 −25 27.5 距P测点23.5 m 抽采孔 — 4 −25 26.0 距P测点55.5 m 抽采孔 — 5 −25 26.0 距P测点60 m 爆破孔 14 6 −25 26.0 距P测点63.5 m 抽采孔 — 7 −10.4 32.0 — 抽采孔 — 8 −8.9 28.0 — 爆破孔 17 9 −9.7 30.0 — 抽采孔 —
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