深部强采动大断面煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术

谢生荣，王 恩，陈冬冬，蒋再胜，李 辉，刘瑞鹏

(1.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083；2.中国矿业大学(北京) 共伴生能源精准开采北京市重点实验室，北京 100083)

随着煤矿开采深度的不断增加，深部煤岩体力学环境与组织结构及其基本力学行为使得深部巷道围岩呈现总变形量大、收敛速率快、持续变形时间长及支护系统损毁等强矿压特征，导致深部巷道常年不间断扩刷整修已成为常态。深部巷道矿压显现特征与其外部工程环境、内部岩性结构、扰动应力与位移场、支护模式等有着密切的关系。针对深部煤巷围岩控制理论与工程实践问题，国内外学者从采矿工程、工程地质、岩体力学等学科不同视角，采用调查研究、理论分析、实验研究和数值模拟等方法对深部煤巷矿压显现特征及其影响因素、大变形规律和巷道维护特点、顶帮破坏失稳及力学机制、围岩控制理论与技术等方面进行了有益的探索。在深部巷道围岩综合控制技术中卸压控制已成为实现巷道围岩长时有效控制的关键技术方向之一，目前主要有时空上避开高应力区、预裂采场上覆关键岩层、支护系统自身让压及二次支护、卸压巷道、煤层钻孔与深孔预裂爆破等卸压控制方法，并在不同深部环境下实践成功。卸压控制的本质是释放或转移部分集中应力，即通过改善巷道围岩应力状态实现稳定性控制。

试验矿井深部12采区集中泵站硐室采用强力锚杆索支护系统、注浆加固等高强综合控制技术后，仍无法避免支护系统损毁及围岩持续大变形现象，仅是将扩刷整修间隔时间延长，导致支护成本居高不下，严重制约了矿井安全高效生产；同时，试验巷道即将经历相邻大采高工作面的强采动影响。鉴于此，矿方主要有以下2种方案可供选择：① 保留现有巷道，将21215工作面留设保护煤柱尺寸加宽，但面临强采动影响下煤巷无法及时扩刷整修的问题；② 重新选址掘巷，将煤巷内供液设备搬离至新巷道；上述2种方案经济损失均比较大。针对此现状，笔者提出外锚-内卸协同控制技术抵御强采动大断面煤巷围岩大变形，煤巷浅部强化锚固提升了锚固区围岩结构力学性能，两帮应力高峰区内部造穴为深部煤体持续向巷道空间运移提供让压补偿空间，研究成果对发展完善深部巷道围岩控制体系具有重要科学价值。

1 工程概况

1.1 12采区集中泵站硐室概况

试验矿井12采区集中供液泵站硐室位于2号煤层12采区21215工作面设计终采线与12采区三条大巷之间，距离相邻21215大采高工作面设计终采线及12采区轨道巷均为75 m(图1)，主要服务于12采区各回采工作面，预计服务时间仍有7～8 a。硐室断面为宽5.0 m×高3.0 m的大断面矩形巷道，沿煤层顶板布置。煤层埋深约660 m，煤层平均厚度5.4 m，平均倾角为5°。2号煤层直接顶为2.32 m的粉砂岩，基本顶为8.90 m细砂岩，直接底为1.06 m细砂岩，基本底为1.27 m粉砂岩。

21215大采高工作面回采之前，与21215工作面设计终采线距离超过150 m的12采区3条大巷受相邻工作面回采扰动影响后多次发生大变形破坏(图2)。据统计，12采区3条大巷每半年不得不扩刷修复以满足巷道的正常使用，造成巷道维护成本明显升高。未受21215大采高回采工作面扰动影响时，试验煤巷两帮围岩常年发生持续性变形，每半年至一年时间需对其进行扩刷修复(图3(a))，以维持巷道基本运行。21215大采高工作面回采过程中，位于工作面终采线与试验煤巷之间处于同一水平的运架通道已完全闭合，工作面前方区段运输平巷围岩移近量观测结果如图3(b)所示。由图3(b)可知，21215大采高工作面回采过程中前方130 m范围内两帮移近量均超过1.0 m，由此看出，受21215大采高回采工作面的剧烈动压扰动影响，超前段巷道围岩矿压显现剧烈，且围岩受扰动影响范围远超过130 m，因此，强采动影响是现阶段煤巷的重要特征。

图1 12采区集中泵站硐室布置Fig.1 Chamber layout of centralized pumping station in No.12 mining area

图2 12采区大巷变形破坏图Fig.2 Deformation of main roadway in No.12 mining area

图3 21215工作面周围巷道围岩变形量观测结果Fig.3 Observation results of roadway deformation around 21215 coal face

综上分析得出，当21215工作面回采至设计终采线时，试验煤巷在大采高工作面强采动影响下必将发生更大范围的破坏。鉴于此，在相邻大采高工作面推进至设计终采线前，不得不采取有效控制措施抵御煤巷围岩变形，以保障煤巷在12采区待回采工作面生产过程中的继续使用。

1.2 煤巷围岩控制难点

(1)深部复杂地质条件。试验矿井深部煤巷围岩应力场复杂、煤体蠕变及煤层表现出典型的松软、破碎等特征，易导致煤巷围岩大变形，使其总体呈现变形量大、承载能力差、整体来压快、持续变形时间长等特征，煤巷围岩控制难度增大，试验煤巷周围巷道变形破坏如图4所示。

(2)工作面强采动影响。未受相邻工作面扰动影响时，试验煤巷两帮围岩常年发生持续大变形破坏，不间断扩刷整修已是煤巷维护的必要措施；21215大采高工作面的动压扰动影响范围远超过130 m(图3)，而工作面设计终采线距离煤巷仅为75 m，因此试验煤巷必将经历相邻大采高工作面的强采动影响，强动压影响下极易引起大变形破坏，甚至发生灾害性事故。

(3)大断面引起煤巷围岩应力和变形增大。试验煤巷为宽5.0 m×高3.0 m的大断面矩形巷道，研究结果表明，巷道断面增加使顶应力和变形呈平方和立方关系增长，围岩易开裂且破碎范围显著增大，浅部锚杆索锚固力得不到保证，导致煤巷围岩控制难度大。

图4 软碎煤体巷道变形破坏示意Fig.4 Deformation of soft-broken coal roadway

2 煤巷围岩外锚-内卸协同控制原理

针对试验煤巷受相邻大采高工作面强动压扰动影响下围岩大变形现象，提出采取外锚-内卸协同控制技术抵御强采动煤巷围岩变形及破坏。

2.1 煤巷浅部围岩外锚控制

煤巷浅部围岩采取顶帮高强高预紧力长锚索配套双股钢筋梯子梁-顶帮注浆改性-巷内双排单体支柱等联合控制技术，如图5所示。

图5 煤巷浅部围岩外锚原理Fig.5 External-anchor principle in shallow coal roadway

将煤巷围岩划分为：锚杆预应力锚固圈(A区)；高强锚索梁桁架锚固圈(B区)；顶帮注浆扩散圈(C区)，3个区域共同组成锚索注强化承载结构圈。

注浆后浆液进入C区域围岩内部微小裂隙，将松散、破碎、软弱煤体充填固结密实，进而改善围岩力学参数，提高C区域围岩强度和锚索锚固力。基于强化浅部围岩结构力学性能，由顶帮倾斜锚索及钢筋梯子梁共同组成的“锚索梁桁架”结构能有效控制顶板及两帮浅部锚固区围岩，强化大断面煤巷深部围岩支护圈。巷内双排单体柱可形成顶底板双向强支撑结构，煤巷空间上方岩层重力由巷内单体支柱与两帮注浆锚索锚固煤岩体共同承担，双排单体支柱与围岩共同组成一个承载结构体系，有效抵御强采动期间大断面软碎煤体巷道围岩大变形。基于强主动支护-注浆改性形成围岩锚索注强化承载结构圈，改善巷道近表围岩的应力状态，且控制围岩裂隙产生、扩展与贯通，大幅提升了煤巷浅部锚固体结构强度，为开展内部造穴卸压创造了良好的施工环境。

2.2 煤巷深部煤体内卸控制

内部卸压方法是在巷道两帮煤体内部应力高峰区进行造穴的卸压技术，主要包括：① 确定巷道两帮卸压钻孔位置及钻孔深度；② 在浅部小直径钻孔内置入钢管形成围岩内强主动支护结构；③ 在煤帮应力高峰区内形成大孔洞卸压空间。巷道两帮煤体内部造穴卸压孔布置如图6所示。内部卸压技术原理具有以下特征：① 内部大孔洞造穴卸压：在煤巷深部应力高峰区内造穴形成大直径卸压孔洞群，且卸压孔远离巷道浅部承载结构体围岩；② 不破坏浅部锚固区围岩结构稳定性：巷道浅部钻孔内全长钢管加固可保护锚固区围岩结构不被钻孔弱化，避免因浅部钻孔的卸压作用破坏巷道围岩的稳定性，同时可在浅部锚固区围岩形成强主动支撑结构，因此内部卸压后巷道浅部围岩仍可发挥良好的承载能力；③ 原支承压力峰值向深部转移：基于巷帮煤体内部应力高峰区开挖卸压孔形成弱结构卸压带并吸收围岩高应力，将巷道应力集中区围岩的塑化运移转移至内部造穴孔弱结构区域，使围岩支承压力峰值转移至造穴孔洞实体煤侧，从而实现对巷道围岩卸压。

图6 巷道两帮煤体内部卸压孔布置示意Fig.6 Layout of internal unloading holes in two sides of roadway coal body

2.3 煤巷浅部外锚与深部内卸协同控制

为了实现深部强采动大断面煤巷围岩稳定，除了转移煤巷周围高集中应力外，保障煤巷浅部锚固承载结构围岩稳定至关重要，因此提出了外锚-内卸协同控制技术，可将该技术凝练出“固结修复、桁索强锚、内卸转移、内外协同”等控制机理，巷道围岩外锚-内卸协同控制原理如图7所示。

(1)“固结修复”。注浆提高了深部软碎煤体围岩自身强度和变形模量，有助于围岩表面应力扩散，改善大断面煤巷浅部围岩应力状态，有效限制塑性区的发展，提升围岩的承载能力，有利于煤巷保持稳定。

(2)“桁索强锚”。“锚索梁桁架”系统锚固点位于煤巷两肩角深部不易被破坏的三向受压岩体内，为发挥强锚固力提供了稳固的承载基础，其施加的复向预应力迫使顶帮煤岩体处于多向压应力状态，提高了围岩强度和抗变形能力，锚索斜穿过煤帮上方最大剪应力区且与钢筋梯子梁联接作用范围大，能有效控制围岩发生剪切破坏。

(3)“内卸转移”。通过在煤帮应力高峰区布置卸压孔洞群可大幅削弱应力集中区围岩强度，使原应力高度集中区域围岩变形能部分释放，促使煤巷原支承压力峰值转移至卸压孔洞实体煤侧，即通过内部卸压使应力峰值向深部转移，实现煤巷围岩卸压。

(4)“内外协同”。巷道浅部围岩强化锚固且小直径钻孔钢管支撑加固能大幅降低煤巷锚固区煤体力学性能的劣化程度，远离锚固区的应力高峰区布置内部卸压孔洞为深部煤体持续向煤巷空间运移提供补偿空间，外锚-内卸协同控制技术实现围岩卸压的同时，保障了浅部锚固承载区围岩结构不发生破坏，减少煤巷围岩变形量。

图7 巷道围岩外锚-内卸协同控制原理Fig.7 Cooperative control principle of external anchor-internal unloading in roadway surrounding rock

总之，为了维护强采动煤巷围岩稳定，① 要进行主动支护；② 由于主动支护不能改变围岩大环境，因此提出了外锚-内卸协同控制技术。其中，外锚可限制内卸后深部煤体向煤巷空间运移，内卸可为外锚提供良好的应力环境，外锚与内卸2者协同不仅转移了煤巷周围高集中应力，也保障了浅部围岩的稳定性，促使大断面煤巷长期保持稳定，解决深部强采动煤巷围岩控制难题。

2.4 外锚-内卸协同控制物理相似模拟

为了深入探究外锚-内卸协同控制技术对煤巷围岩的卸压保护机制，开展试验矿井深部软碎煤巷围岩外锚-内卸物理相似模拟试验，对比分析卸压前后煤巷围岩应力分布规律，揭示外锚-内卸协同控制技术对巷道的保护机制。

模型几何相似比为100∶1，即煤层的实际厚度为5.40 m，模拟厚度5.40 cm；模拟过程与现场开挖过程相似，要求荷载比相似、边界条件相似、时间相似，选容重相似比为1.5∶1，设定相似开挖条件为巷道与两侧煤体内部卸压空间整体分步开挖。

根据物理力学参数相似原则，设定出工程煤岩体与模型物理力学参数相似比关系，转化相似模拟材料与试验巷道周围煤岩体参数关系式，=(为模型几何相似比；为模型容重相似比；为模型物理力学参数相似比)，整理得出各煤岩层的模拟厚度、容重、抗压强度及分层数等，见表1。根据相似模拟材料与试验矿井煤岩层参数关系式，取=150。试验模型中，模拟顶板岩层高度为11.22 m，煤层为5.40 m，底板岩层10.60 m，取上覆646.08 m岩层密度均值为2 500 kg/m，荷载约16.15 MPa，配重块荷载为0.11 MPa。

表1 相似模型中部分煤岩层物理力学参数

根据实验室配比强度并结合相似材料配比表，确定出相似模型中各岩层材料及配比见表2。模型中巷道为50 mm×30 mm的矩形断面，根据试验煤巷支护布置相一致的锚杆索支护(模拟材料为铁丝(锚杆为16号铁丝，锚索为14号铁丝)，通过环氧树脂与周围其他材料相粘合)及巷内单体柱支护。为分析在未采取卸压及采取卸压措施后巷道围岩应力分布情况，模型铺设过程中在巷道两帮沿煤层顶板每隔10 mm埋设一个应变片，利用计算机对顶板横梁加载过程中的应变实时动态监测，进而分析卸压前后各测点应力值变化。巷道两侧深处初始卸压槽尺寸为25 mm×10 mm×10 mm(长×宽×高)，其体积约2 500 mm，相似模型如图8(a)所示。

表2 相似模型材料质量配比

图8 相似模型及试验结果Fig.8 Similarity model and test results

当顶板经受加载时，巷道帮部卸压槽体积随顶板下沉变化曲线如图8(b)所示。从图8(b)可以看出，卸压槽受围岩挤压后顶板发生弯曲下沉，底板出现臌起，特别是深部煤体不断向外挤出，使卸压槽持续被填充，卸压槽空间持续缩小；当顶板横梁下移至25 mm时卸压槽内剩余空间约为290 mm，其变形量达到了初始卸压槽体积的88.4%，同时保证了巷道断面完好且未发生破坏。

巷道两帮煤体内部未卸压及卸压后转化为原型值的围岩应力随顶板横梁加载过程变化曲线如图8(c)所示。由图8(c)可知，卸压前巷道两帮煤体深部应力峰值约26.70 MPa；采取卸压措施后巷道围岩应力为双峰型分布，浅部6.5 m范围内应力与原应力值近似一致，但卸压后浅部内应力峰值与原峰值相比明显减小，降低幅度约33.33%；深部外应力峰值与原峰值相比略有升高，升高幅度仅为13.30%，采取卸压措施后实现了原巷道帮部应力峰值向深部转移，且浅部锚固承载结构围岩应力不发生明显弱化，保障了巷道浅部围岩的稳定性。综合上述分析得出，在巷道两帮煤体深部开挖卸压孔洞对巷道卸压调控效果显著。

3 煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术

3.1 煤巷浅部围岩强化锚固参数

针对试验煤巷围岩持续大变形不得不定期扩刷整修的现象，矿方采取了顶板及两帮高强高预紧力长锚索配套双股钢筋梯子梁-高压注浆改性等联合控制技术。其中顶板采用21.8 mm×10 500 mm注浆锚索配套双股钢筋梯子梁支护，左右两根锚索分布与顶板夹角呈75°，间排距为2.4 m×3.2 m；两帮布置21.8 mm×6 500 mm注浆锚索配套双股钢筋梯子梁，其中上排锚索上仰15°及下排锚索下俯5°，间排距为1.2 m×1.6 m。煤巷每排布置2根单体柱并配合π型钢梁支护，单体柱分别距两帮0.2 m，排距为1.0 m。

3.2 内部卸压施工方法与参数

煤巷两帮卸压钻孔位于帮部距离底板1.3 m并垂直于巷帮布置，外部小孔直径约133 mm；考虑到锚索长度为6.5 m且内部造穴对围岩结构的弱化作用，为了不破坏浅部锚索锚固区围岩，现场施工时需使最终形成的内部造穴孔外端距巷帮约10 m，内部大直径造穴孔深5.0 m，每孔出煤量3～4 m，两帮卸压孔排距为4.0 m；受限于设备，深部造穴孔洞直径约1 m，煤巷两帮围岩卸压钻孔布置如图9所示。为了防止造穴冲孔对煤巷两帮浅部锚固体内煤体的破坏，首先对浅部10 m范围内小直径钻孔置入直径为127 mm的地质钢管并在管壁外侧注浆固结，保障了浅部围岩结构不被外侧小直径钻孔弱化，待造穴完成后及时封孔。

图9 卸压钻孔布置Fig.9 Layout of unloading hole

3.3 外锚-内卸协同控制效果分析

为了分析采取外锚-内卸协同控制技术后煤巷围岩应力分布规律及卸压效果，构建试验矿井深部煤巷围岩FLAC数值模型。卸压孔延伸方向为轴(取80 m)，煤巷轴向为轴(取100 m)，竖直方向为轴(取80 m)。顶边界应力约束，左右边界方向速度为0，前后边界方向速度为0，底边界，，方向速度均为0，侧压系数为1.2。采用Mohr-Coulomb模型作为煤巷围岩变形破坏的本构模型，岩层力学参数见表3。

基于上述内部造穴卸压参数，模拟了大断面煤巷浅部锚固后未卸压及卸压后围岩垂直应力分布云图及曲线对比，结果如图10所示。

表3 岩层力学参数

图10 煤巷卸压前后围岩应力分布Fig.10 Stress distribution before and after unloading

内部卸压后煤巷两帮围岩可划分为3个区域，分别为锚固承载区(造穴孔与巷道间的围岩，包括内应力峰值)、造穴弱结构缓冲区(5 m造穴范围内围岩)及高应力转移区(深部应力峰值区)。由图10明显可以看出：① 内部卸压后煤巷两帮原应力峰值明显向深部转移，转移后的应力峰值约30.92 MPa，其位置向深部转移了8.0 m；② 卸压后煤巷浅部6.5 m范围内锚固区围岩应力与未卸压时近似保持一致；③ 煤巷卸压后内应力峰值与原峰值相比明显降低，降幅达26%，且处于原应力高峰区内的围岩应力在卸压后明显降低，由此说明采取内部卸压措施显著改善了大断面煤巷围岩应力状态，保障了煤巷浅部锚索锚固承载结构围岩不发生破坏，验证了上述内部造穴卸压参数的合理性，揭示了大断面煤巷外锚-内卸协同控制技术对于维护围岩稳定性的重要作用。

3.4 矿压观测结果及分析

为了评估外锚-内卸协同控制技术对抵御强采动影响下煤巷两帮围岩大变形的控制效果，现场设置多个测站对煤巷两帮围岩移近量及锚索受力进行矿压观测。

两帮围岩移近量

图11 煤巷卸压前后两帮围岩移近量曲线Fig.11 Deformation curves of surrounding rock of two sidesbefore and after unloading of the coal roadway

由图11煤巷卸压前后两帮围岩移近量变化曲线(图中3条竖线表示各个测站实际造穴完成时间)可知：受邻近21215大采高工作面回采扰动影响，浅部围岩强化锚固后两帮围岩移近量仍呈一定的增加趋势；当煤巷两帮采取内部卸压措施后，煤巷两帮围岩移近速率显著降低，即造穴卸压明显改变了两帮围岩位移变化规律。当21215大采高工作面回采至设计停采线(距煤巷距离为75 m)附近时两帮围岩移近速率趋于稳定，两帮围岩移近量近似不再增长，由此得出采取外锚-内卸协同控制技术对抵御强采动煤巷两帮围岩变形效果显著。

帮部锚索受力

由图12煤巷帮部锚索受力变化曲线(锚索受力单位kN与MPa的转化比为5.1∶1)可以看出，初期煤巷浅部围岩强化锚固后帮部最上方锚索受力均小于60 kN；中间锚索受力均小于80 kN，受相邻大采高工作面剧烈动压影响下，两帮锚索受力初期增速较快。当煤巷两帮煤体内部卸压结束后锚索受力增速明显降低，说明在浅部围岩锚固基础上采取内部卸压后显著改善了煤巷围岩应力状态，此时大巷帮最上方锚索及中间锚索受力均小于200 kN，且均在锚索受力合理范围之内，煤巷围岩趋于稳定状态。

图12 煤巷卸压前后帮部锚索受力曲线Fig.12 Stress curves of anchor cable before andafter unloading of the coal roadway

试验煤巷外锚-内卸协同控制技术施工完成且围岩稳定后现场控制效果如图13所示。由图13看出：外锚-内卸协同控制技术使强采动煤巷两帮围岩变形量得到了明显控制，锚索等支护构件完好且未发生破断及失效现象，巷内单体柱稳压承载且未发生卸荷，深部强采动大断面软碎煤体巷道围岩控制效果显著。

图13 煤巷现场控制效果Fig.13 On-site control effect of the coal roadway

4 结 论

(1)针对深部软碎煤巷在经历相邻工作面强采动影响下的围岩控制难题，提出大断面煤巷外锚-内卸协同控制技术。煤巷浅部锚索注强化锚固提高了围岩整体强度，保障了锚固承载结构围岩不被劣化；两帮煤体内部应力高峰区大孔洞造穴卸压使深部煤岩变形向卸压孔洞群转移，为深部煤岩体持续向煤巷空间运移提供让压补偿空间。

(2)外锚可限制内卸后深部煤体向煤巷空间运移，内卸可为外锚提供良好的应力环境，外锚与内卸二者协同不仅转移了煤巷周围高集中应力，也保障了浅部围岩的稳定性，形成了“固结修复、桁索强锚、内卸转移、内外协同”等控制机理；外锚-内卸协同控制技术促使大断面煤巷长期保持稳定，解决深部强采动煤巷围岩控制难题。

(3)数值模拟结果表明，采取外锚-内卸协同控制技术后，煤巷浅部6.5 m范围内锚索锚固承载结构围岩应力与未卸压时近似保持一致，内应力峰值与原峰值相比降幅达26%，且处于原应力高峰区内的围岩应力在卸压后明显降低；内部卸压后煤巷围岩应力峰值与卸压前相比向深部转移了8.0 m，因此采取外锚-内卸协同控制技术显著改善了大断面煤巷围岩应力状态。

(4)通过对煤巷两帮围岩变形量及锚索受力现场观测，结果表明外锚-内卸协同控制技术有效抵御了深部强采动大断面煤巷两帮围岩持续大变形，保障了煤巷继续为12采区各待回采工作面服务，研究成果对进一步发展完善深部巷道围岩控制体系具有重要科学价值。