《Results in Engineering》：Study on Collaborative Control of “roof-rib” Dual Pressure Relief in Gob-Side Entry Driving under Superimposed Strong Mining-Induced Stresses
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摘要：针对厚煤层迎采掘进沿空掘巷在采掘对向强采动叠加应力影响下，实体煤帮与煤柱帮呈现不同机理驱动的大变形控制难题，研究人员采用理论分析、数值模拟、物理相似模拟与现场工业试验相结合的综合研究方法。主要研究结论如下：①揭示了“采动应力叠加驱动型”实体煤帮与“覆岩结
摘要：针对厚煤层迎采掘进沿空掘巷在采掘对向强采动叠加应力影响下，实体煤帮与煤柱帮呈现不同机理驱动的大变形控制难题，研究人员采用理论分析、数值模拟、物理相似模拟与现场工业试验相结合的综合研究方法。主要研究结论如下：①揭示了“采动应力叠加驱动型”实体煤帮与“覆岩结构旋转驱动型”煤柱帮的异因驱动大变形机理，据此提出了“顶-帮”双卸压协同控制技术。②制定了切顶卸压、实体煤帮内部卸压与锚固协同、煤柱帮钢棚-锚索耦合的综合控制方案。具体切顶参数为高度10m、仰角90°、切顶孔间距0.6m；大直径卸压钻孔起始深度6m、长度4m、间距3m、直径1m。③协同控制方案须在采掘工作面对向交汇前30m实施，强叠加区内总实施长度80m。④数值模拟表明，采用该技术后两帮应力集中程度显著降低44.1%。现场矿压监测表明，巷道顶底板移近量和两帮移近量较原方案分别减少约74%和77%。研究成果可为其他强采动应力巷道的围岩控制提供重要参考。
一、引言
随着煤炭开采深度增加与开采速度加快，高地应力与复杂采动应力场已成为深部巷道围岩（surrounding rock，SR）稳定性的重大挑战。同时，采掘衔接紧张亦成为制约矿井高效生产的瓶颈。为提高资源回收率并缓解采掘矛盾，沿空留小煤柱掘巷技术已在单翼采区得到广泛应用。其中，“迎采掘进”的布巷方式使当前工作面掘进与上一工作面回采同步进行，显著缩短了采掘循环周期。然而，该布巷方式使巷道在整个服务期间承受“邻侧回采”与“本面掘进”的双重叠加强采动影响。在厚煤层大采高条件下，基本顶覆岩破断与回转剧烈，极易诱发巷道严重非对称大变形，甚至整体失稳破坏。
然而，针对强采动叠加与复杂应力场，现有研究多集中于单一回采或常规动压影响下的巷道变形规律，对于“迎采掘进”特殊工况下巷道两帮因致灾力源不同而产生的“异因驱动”大变形机理，尚未见学者深入揭示与阐述。针对“迎采掘进”复杂时空演化特征，已有研究对工作面采掘接续过程中采动影响范围进行了初步划分，在界定各演化阶段距离与矿压宏观规律方面取得一定进展。学者们依据现场监测与理论分析划分了掘进影响区、超前回采影响区及采掘叠加剧烈影响区等不同阶段。但面对厚煤层“迎采掘进”特有的强采动叠加环境，现有研究仍存在明显不足：一方面，对各时空分区内围岩具体应力演化路径、高应力集中程度及由此引发的差异性变形表征缺乏细致描述；另一方面，现有围岩控制方案多采用统一设计，未能将控制方案设计与不同演化阶段的应力分布特征紧密结合，缺乏基于各分区应力状态的精细化差异化方案布设。
在强采动巷道大变形围岩控制方面，传统理念多着眼于提高锚固系统的刚度与强度。然而，在叠加强采动影响下，单一被动支护难以化解围岩的大变形。面对应力叠加与煤体力学性能劣化的并存情况，控制理念必须转向“主动卸压”。目前，人工切顶与钻孔卸压等卸压技术能够有效实现压力释放与让压，“卸压-支护”协同控制理念日趋成熟。“外部锚固–内部卸压”措施的核心逻辑在于深部卸压调控应力集中、浅部锚固构筑承载区。然而，其现有应用多针对实体煤帮侧，无法直接控制窄煤柱上方基本顶结构旋转所诱发的旋转挤压载荷。切顶卸压技术能够通过切断覆岩载荷传递路径并缩短基本顶有效悬臂长度，显著降低作用于煤柱的旋转挤压载荷。但单独使用该技术难以消除实体煤帮深部残留的高应力集中。总体而言，单一卸压措施面对两帮“异因驱动”的变形时极有可能引发二次载荷转移。迄今，尚未有学者针对“对向掘进迎采”条件下两侧异因驱动的大变形问题提出一体化协同控制方案。
基于上述工程难题与研究局限，本文以某矿N2309工作面沿空掘巷为工程背景，针对“迎采掘进”强采动叠加条件下巷道两帮大变形的挑战，综合运用理论分析、数值计算、物理相似模拟与现场试验，对巷道围岩卸压协同控制开展系统研究。从围岩应力演化分析入手，揭示实体煤帮（采动应力叠加驱动）与煤柱帮（覆岩结构旋转叠加驱动）的大变形机理以及采动影响时空分区规律，据此提出由煤柱采空区侧人工切顶与实体煤帮大直径卸压构成的“顶-帮”双卸压协同控制技术。依托正交试验量化其核心卸压参数与时空实施边界，形成综合控制方案后，通过现场工业试验验证其控制效果与可靠性。
二、工程背景
N2309回风巷因“迎采掘进”强采动影响，已形成近100m的严重变形段，两帮变形量普遍超过2m，严重影响矿井安全生产。现场面临的关键难题包括：①煤体破碎导致锚固支护失效，高强度锚索缺乏稳定连续的锚固承载介质，无法有效形成锚固结构；②强采动叠加条件下巷道加强支护异常困难，单一支护技术难以维持稳定性；③长时间服务周期加剧巷道收敛，岩体流变特性突出，为后期矿压管理与加固维护带来重大挑战。
通过现场观测与理论分析，巷道两帮呈现异因驱动的差异性大变形特征。实体煤帮侧为“采动应力叠加驱动型”大变形：在采空区侧向残余应力与本工作面掘进超前动压叠加影响下，距实体煤帮8m处两应力强烈叠加，局部峰值应力达原岩应力的4~6倍。长期高应力集中导致煤体内裂隙逐渐发育，单轴抗压强度下降40%~60%。煤柱帮侧为“覆岩结构旋转叠加驱动型”大变形：N2305工作面采出后，破断的基本顶在采空区边缘形成“弧三角块”铰接结构，该块体绕采空区侧铰点向采空区方向旋转下沉，对窄煤柱施加强烈持续的侧向压力，导致煤柱失稳破坏。
针对以上特征，本文提出“人工切顶控结构、内部卸压释应力、协同防载荷转移、支护固围岩”的协同控制原则。在煤柱采空区侧实施超前定向预裂切顶，切断关键块回转过程中的侧向推力传递路径，显著缩短悬臂长度。在实体煤帮深部高应力区应用大直径卸压钻孔技术，利用内部卸压孔在高压应力作用下破裂闭合的特性，在实体煤帮深部形成连续弱化变形让压区。通过“顶-帮”双卸压协同治理，重塑围岩应力源，防止单一卸压方式常导致的载荷二次非对称转移。浅部采用高预紧力锚杆锚索与棚-索-喷复合结构进行支护约束，控制浅部围岩张拉剪切破坏引起的膨胀变形。
三、人工切顶与大直径卸压参数分析
为模拟现场特定地质力学环境，建立了138m×180m×50m的3D数值计算模型，模型顶部施加12.75MPa等效垂直载荷，侧压系数1.2。采用莫尔-库仑屈服准则控制岩体弹塑性力学行为。
关于切顶参数的确定，基于关键块滑落失稳临界条件，推导出切顶角度计算公式。将关键块C的沉降量与最大切顶角度计算得出为0.45°至4.45°，所需倾角极小，为便于现场施工最终确定切顶角度为0°（沿垂直方向）。根据预裂爆破钻孔间距经验公式B=(7~12)d，钻孔直径d=52mm，确定钻孔间距为600mm。依据关键层理论，以中粒砂岩作为人工切顶目标基本顶位，当切顶深度10m时该层位几乎被完全切断，确定最优切顶深度10m。
关于大直径卸压参数：两帮应力峰值位置均距巷道帮部约8.0m，煤柱帮与实体煤帮峰值支承压力分别为36.5MPa和20.5MPa。通过正交试验分析不同卸压起始深度（Ld）、卸压段长度（L0）及人工切顶对围岩应力响应的影响。当Ld=6m时，切顶与非切顶条件下实体煤帮深部应力峰值分别为40.3MPa和43.1MPa，此时浅部新生成集中应力低于原岩应力，卸压效果良好且与锚索最大安装长度4.3m保持足够安全距离。当Ld超过7m后，浅部应力集中区范围不断扩大且集中程度显著增强，持续恶化巷道帮部围岩稳定性。综合确定最优卸压起始深度为6m。通过固定Ld=6m，比较L0为3m、4m和5m时的应力特征：随钻孔深度延伸，低应力释放区稳步扩展，支承压力峰值向深部转移趋势显著，应力峰值向深部的转移距离分别为2m、3m和4m。综合现场施工可行性，确定L0=4m为最优钻孔长度。基于上述最优参数，综合考虑围岩控制原理与工程适应性，最终确定卸压钻孔间距为3.0m。
正交试验极差分析表明，各参数对煤柱帮卸压效果的影响权重排序为：切顶状态>卸压起始深度Ld>卸压段长度L0；对实体煤帮的影响权重排序为：卸压起始深度Ld>卸压段长度L0>切顶状态。与单一钻孔卸压方式相比，切顶-钻孔卸压协同方案使巷道两帮应力集中程度平均降低44.1%，显著增强了卸压与围岩控制效果。
四、双卸压技术动态性能评估
针对N2309工作面“迎采掘进”动态条件下的强采动叠加效应，建立了大空间3D数值模拟模型，以掘进工作面与回采工作面对向交汇处为0m基准平面，将前后各100m范围设为动态核心观测区。围岩固定观测断面随时间依次经历6个演化阶段（沿实体煤掘进前期、沿实体煤掘进后期、采掘相互影响前期、采掘相互影响后期、沿空掘巷前期、沿空掘巷后期）。以0m交汇面为核心可划分为4个特征迥异的采动叠加影响区：
（1）超前弱叠加影响区：距交汇面100m至30m范围，采动影响扰动最小，采动应力增量仅2~3MPa，围岩结构相对完整，保持弹性状态。（2）超前强叠加影响区：距交汇面30m至0m范围，采掘动压强烈叠加，围岩状态由弹性向塑性转化。未受控条件下垂直应力激增至35.4~40.5MPa，巷道进入严重变形初期；协同控制条件下，超前覆岩应力被提前阻断，集中应力因卸压钻孔的让压效应分裂为双峰结构，有效遏制浅部锚固区应变破坏。（3）滞后强叠加影响区：距交汇面0m至-50m范围，侧向残余应力与本工作面超前支承压力强烈叠加，是全周期防控核心区域。未受控条件下应力集中系数达2.0~2.5，两帮峰值应力高达43.5MPa；协同控制条件下，切顶驱动下顶板断裂线向采空区侧转移，大直径钻孔让压效果显著，原始高应力单峰分裂为非对称双峰，浅部锚固区应力急剧下降（峰值仅17.5MPa），集中应力向实体煤帮深部转移（峰值47.1MPa）。（4）滞后弱叠加影响区：距交汇面-50m至-100m范围，采动扰动逐渐衰减，围岩整体应力降至21~26MPa并趋于稳定。
通过动态模拟定量分析，“顶-帮”双卸压协同控制技术的实施范围应精确布设在强采动叠加影响区，即交汇面前30m至后50m（共80m）。该边界范围是基于N2309工作面沿空掘巷工程背景及具体模拟条件（包括煤层埋深、厚度与工作面参数等）得出的。该工作面位于3号煤层，埋深450m，采高4.5m，煤柱为8m窄煤柱，沿空掘巷总长1696m。
五、技术方案
基于人工切顶和大直径钻孔卸压机理，结合强采动影响下沿空巷道围岩非对称变形特征，制定了顶板、实体煤帮和煤柱帮差异化协同控制方案。顶板支护与人工切顶：巷道顶板高强锚索向煤柱帮侧偏移布置，配置让压托盘与防断裂防弹射装置。采空区侧采用煤矿三级许用乳化炸药与PVC成型管实施超前定向预裂爆破，装药结构按“5+4+4+4+3”药卷序列配置，钻孔采用2.5m黄泥封孔。实体煤帮控制：采用大直径卸压钻孔配合高强锚杆、锚索和钢带支护，卸压钻孔距底板1.5m，起始深度6.0m，钻孔长度4.0m，单孔掏煤量≥3.0m3。煤柱帮加强支护：采用高强锚索、钢带、喷射混凝土与曲顶U型钢棚形成棚-索耦合支护系统，喷射掺入聚酯纤维的C20混凝土。辅助支护为两帮表面0.5m处安装单体液压支柱，安装间距1.0m。
六、试验与现场验证
（一）物理相似模拟
为验证叠加强采动影响下沿空巷道围岩应力演化规律及“切顶-大直径钻孔卸压”协同控制机理，开展了物理相似模拟试验。几何相似比Cl=100，应力相似比Cσ=150。模型以河砂为骨料，石灰和石膏为胶结材料。设置三种对比方案：方案I为未受控方案（既无人工切顶也无内部卸压），方案II为仅人工切顶不进行内部卸压，方案III为同时进行人工切顶和内部卸压的协同控制方案。同步推进N2305工作面后退式回采与N2309回风巷掘进以模拟叠加强采动扰动。试验结果表明：方案I中顶板结构连通性未被破坏，采空区上方顶板旋转悬露引发贯通性裂隙网络，高应力向窄煤柱转移，诱发严重应力集中与大变形；方案II中切顶措施有效切断顶板应力传递路径，大幅降低侧向支承压力并保护煤柱骨架完整性，但实体煤帮深部高应力区未得到处理，煤帮侧仍存在明显应力集中与局部破裂；方案III中人工切顶与内部卸压协同作用，监测数据表明预埋变径柔性管排出水量为14mL，监测系统液压为1.2kPa，定量验证了内部卸压空腔发生受控闭合收缩变形，成功实现能量释放式卸压。
（二）现场工业验证
采用十字测量法对两帮移近量与顶底板移近量进行实时动态监测。监测结果表明：超前强叠加影响区内，两帮总移近量由2736mm降至602mm，减少78%；顶底板移近量由1966mm降至475mm，减少约76%。滞后强叠加影响区内，两帮总移近量由1953mm降至469mm，减少75%；顶底板总移近量由1406mm降至337mm，减少约72%。全周期观测显示0~13天为围岩集中变形高峰段，13~30天变形速率逐渐减缓，30天后变形基本趋于稳定。
采用钻孔窥视仪对切顶前后顶板岩层结构与裂隙发育特征进行对比观测。原始支护条件下煤柱帮顶板岩层完整性好，裂隙发育弱，基本顶易在煤柱上方形成悬臂结构并旋转下沉，对煤柱施加持续侧向挤压。实施聚能预裂爆破切顶后，采空区顶板沿切缝面及时垮落，垮落矸石充填采空区并有效支撑上覆岩层，顶板岩层形成贯通定向裂隙，应力传递路径显著弱化，有效控制了基本顶旋转挤压运动。
七、结论
（1）针对厚煤层“迎采掘进”叠加强采动条件下巷道两帮异因驱动大变形的难题，揭示了实体煤帮“采动应力叠加驱动型”和煤柱帮“覆岩结构旋转叠加驱动型”两种大变形生成机理，创新性提出“顶-帮”双卸压协同控制技术。阐明了实体煤帮内部大直径卸压转移叠加采动应力同时缓解煤柱帮受压载荷、采空区侧人工切顶卸压阻断覆岩旋转挤压煤柱帮同时削弱实体煤帮受力的双卸压原理，实现巷道异因驱动大变形的协同防控。（2）通过动态数值模拟与正交试验相结合的方法，精确确定了协同卸压技术关键参数及其具体实施区间。明确了人工切顶高度10m、仰角90°、切顶钻孔间距0.6m；大直径卸压参数为起始距离6m、钻孔长度4m、钻孔间距3m、钻孔直径1m。制定了采空区侧预裂切顶+实体煤帮内部卸压与锚固协同+煤柱帮棚-索耦合支护的综合控制方案。查明了“迎采掘进”叠加影响的空间演化规律，界定该协同控制方案最迟须在采掘工作面对向交汇前30m实施，协同控制总实施长度为80m强叠加区。研究证实该协同控制技术使两帮应力集中程度降低44.1%，“顶-帮”双卸压控制效果远优于单一卸压方式。（3）物理相似模拟与现场工业试验验证了综合控制方案的可靠性。钻孔窥视结果显示现场顶板有效形成贯通定向裂隙，证明覆岩旋转运动被有效阻断和遏制。围岩变形监测表明，超前强叠加影响区内两帮总移近量减少78%，顶底板移近量减少约76%；滞后强叠加影响区内两帮总移近量减少75%，顶底板总移近量减少约72%。围岩变形在30天后基本趋于稳定。采用“顶-帮”双卸压协同控制技术可有效控制“迎采掘进”条件下沿空掘巷的围岩变形。
