趙善坤，蘇振國，侯煜坤，趙 斌，徐 陽，王宏偉，莫云龍

(1.煤炭科學研究總院 煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室,北京 100013；2.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院，北京 100013)

0 引 言

隨著我國東部地區(qū)煤炭資源開采轉入深部而新建煤礦資源開發(fā)整體向西北地區(qū)轉移。西北地區(qū)侏羅時期成煤量占我國各成煤時期煤炭總量的39.6%，主要分布在我國的晉陜蒙甘寧地區(qū)[1-2]。一方面，西北地區(qū)侏羅煤是大型河流相和湖泊相沉積體系下高位泥炭沼澤的產(chǎn)物，煤層上方多含厚硬巖層結構。據(jù)統(tǒng)計西北地區(qū)60%以上礦井，其主采煤層上方100 m范圍內(nèi)大多含有厚度在8～15 m、普氏系數(shù)在4以上且層間距離較小的厚硬巖層結構，易造成工作面后方及側向采空區(qū)懸頂長度過大，誘發(fā)工作面采場附近動壓顯現(xiàn)[3-4]。另一方面，受神府煤田淺部煤層開采經(jīng)驗的影響，陜蒙地區(qū)深部煤炭開采工作面大多沿用雙巷布置方式，相鄰工作面間留有15～45 m區(qū)段煤柱，即本工作面軌道巷做下個工作面的回風巷，巷道需要先后經(jīng)歷二次采掘擾動影響，深部復雜多變的高地應力環(huán)境和機械化集約型高強度開采引起的強采動應力使得鄰空采動巷道初始應力環(huán)境明顯高于實體煤巷道。當區(qū)段煤柱側向采空區(qū)厚硬頂板突然破斷所形成的動載與煤柱內(nèi)高靜載相疊加時，通常會造成巷道動壓顯現(xiàn)，這也是近年來西北地區(qū)沖擊地壓事故頻發(fā)且數(shù)量呈上升趨勢的原因。然而，目前國內(nèi)外對于采動巷道頂板巖層破斷特征的研究大多基于煤層上方僅存在單一厚硬巖層開展，對寬區(qū)段煤柱且上方存在多厚硬巖層情況下采動巷道的圍巖應力分布特征及其沖擊地壓防控技術研究相對較少[5-13]。

筆者以西北地區(qū)典型沖擊地壓礦井為工程背景，分析深部厚硬頂板條件下重復采動巷道沖擊地壓顯現(xiàn)特征及主控因素，采用“點-面-區(qū)”相結合的方式對深部厚硬頂板采動巷道應力分布進行了探測，提出了優(yōu)化區(qū)段煤柱側向厚硬巖層破斷結構和控制圍巖應力控制為核心的采動巷道力構協(xié)同防控技術體系，為我國西北陜蒙地區(qū)深部煤炭資源的安全高效開采提供了保障。

1 典型厚硬頂板采動巷道沖擊地壓顯現(xiàn)特征

巴彥高勒煤礦位于內(nèi)蒙古鄂爾多斯烏審旗呼吉爾特礦區(qū)南部，屬東勝煤田西南深部區(qū)，主要含煤地層為侏羅系下統(tǒng)塔里奇克組下段。11盤區(qū)為礦井首采盤區(qū)，311102工作面為該區(qū)第2個開采工作面。工作面東部為311101工作面采空區(qū)，西部緊挨311103工作面實體煤，北部為水源地保護煤柱，南部靠近3-1煤輔運大巷。工作面內(nèi)煤層平均厚度為5.42 m，平均傾角為1.5°，工作面采用雙巷布置，主運巷和輔運巷之間區(qū)段煤柱寬30 m，工作面傾向長度260 m，走向長度3 578 m，平均埋深600 m，采用走向長壁綜合機械化一次采全高采煤法，全垮落法管理頂板。首采311101工作面回采期間礦壓穩(wěn)定，未發(fā)生較明顯的礦壓動力顯現(xiàn)。311102工作面自回采以來，僅在2015-04-23—2015-11-28期間，受二次采動影響，回風巷先后發(fā)生27次動壓顯現(xiàn)，巷道圍巖變形量大，底鼓及頂板冒落現(xiàn)象頻發(fā)，發(fā)生在2015的“6·1”沖擊事故(距開切眼453 m)和“7·15”沖擊事故(距開切眼780 m)，如圖1所示。

圖1 311102工作面巷道沖擊破壞示意Fig.1 Roadway dynamic pressure failure diagram of No. 311102 working face

通過對27次回風巷二次采動影響巷道礦壓顯現(xiàn)事故統(tǒng)計分析發(fā)現(xiàn)：

1)煤層埋藏深度較大，工作面每天15 m的推采速度較高，煤層及其頂?shù)装寰哂腥鯖_擊傾向性，煤層上方100 m范圍內(nèi)存在6層平均厚度在10 m以上的厚硬巖層且距離煤層較近，首采面后方地表最大沉降系數(shù)僅為1.9%，這些因素為回采巷道沖擊地壓的發(fā)生物性條件和高靜載應力條件。

2)相鄰2次動壓顯現(xiàn)的間距一般為10～240 m，其中有12次相鄰沖擊地壓顯現(xiàn)的間距在10～50 m，有9次動壓顯現(xiàn)間距分布在50～100 m。每次破壞長度平均15 m左右，合計占總數(shù)的78%，如此規(guī)律性的動壓顯現(xiàn)推斷其一定與回風巷采場應力狀態(tài)相關。

3)工作面動壓顯現(xiàn)都發(fā)生在回風巷且區(qū)段煤柱側受損嚴重，表現(xiàn)為鄰空側頂板整體下沉和區(qū)段煤柱側煤體整體外移，錨桿錨索拉斷失效，超前支架和單體支柱受損嚴重，而主運及輔運巷未發(fā)生過動壓顯現(xiàn)，可見回風巷動壓顯現(xiàn)強烈非單一因素所導致，推斷為區(qū)段煤柱側向覆巖結構破斷和采動應力疊加作用所導致。

2 深部厚硬頂板采動巷道應力分布規(guī)律

2.1 深部厚硬頂板采動巷道圍巖探測方案

對于深部采場而言，隨著工作面的推采，采動影響下的巷道其受力特征和圍巖穩(wěn)定性不僅取決于近場圍巖結構和巷道的支護強度，更與鄰空側上覆高低位巖層的破斷結構和運動特征相關，更與重復采動下的圍巖松動圈發(fā)育和采動應力分布密切相關[14-16]。為了弄清巷道在一次采動和二次采動影響下圍巖結構的損傷破壞情況及應力分布狀態(tài)，在311102工作面內(nèi)，采用“點-區(qū)-面”相結合的方式進行系統(tǒng)監(jiān)測。首先，分別在運輸巷和回風巷內(nèi)采用鉆孔窺視儀測量一次、二次采動影響下巷道圍巖松動圈的發(fā)育情況和頂?shù)装咫x層變化情況，獲取巷道局部點源數(shù)據(jù)監(jiān)測；其次，采用鉆孔應力計分別對運輸巷、回風巷以及聯(lián)絡巷內(nèi)工作面超前和側向采動應力進行實測，獲取巷道圍巖不同區(qū)域的應力分布數(shù)據(jù)監(jiān)測；最后，采用便攜式PASAT-M微震探測技術對工作面超前應力影響范圍內(nèi)及區(qū)段煤柱內(nèi)的應力進行探測，獲取采動影響下工作面附近大范圍的應力狀態(tài)。具體監(jiān)測方案如圖2所示。

圖2 311102工作面采場應力“點-區(qū)-面”測點布置示意Fig.2 Layout of "point-area-face" measuring points for stope stress in No. 311102 working face

2.2 采動巷道圍巖損傷特征分析

采動巷道圍巖松動圈的發(fā)育程度，是指導巷道支護設計和評估巷道圍巖損傷程度的重要參數(shù)。為此采用4D超高清全智能孔內(nèi)電視(GD3Q-GA)對311102工作面輔運/主運巷、回風巷進行了“點源”探測，分析深埋厚硬頂板寬區(qū)段煤柱巷道在一次、二次采動影響下巷道圍巖的損傷程度。由于輔運巷與主運巷之間留有寬30 m區(qū)段煤柱，工作面一次采動影響下的圍巖損傷破壞程度直接影響到未來作為下個工作面回風巷使用的穩(wěn)定性，因此筆者重點對輔運巷(開切眼540 m處頂板鉆孔)與回風巷(距開切眼500 m處頂板鉆孔)隨工作面推進的裂隙發(fā)育情況進行分析，探測結果如圖3所示。

圖3 回風巷500 m頂板裂隙發(fā)育Fig.3 Roof crack development at 500 m of tail entry

隨著工作面的回采，當距離工作面前方60～80 m位置時，輔運巷幫部裂隙開始發(fā)育。當測點位于工作面前方45 m時，測孔內(nèi)高度1.9 m的煤巖層交界面處出現(xiàn)1條斜切裂隙，此時頂板裂隙發(fā)育高度約為2 m；當測點位于工作面前方5 m時，測孔內(nèi)部出現(xiàn)環(huán)形裂隙且主要集中在深度1.9～4.7 m；當工作面推過測點35 m時，測孔內(nèi)部裂隙向上發(fā)展趨勢較小，僅在8.2 m處出現(xiàn)1條導水裂隙。這期間煤柱側松動圈為1.5～2.0 m，實體煤側松動圈位于0.5～1.0 m。同理，在回風巷內(nèi)工作面前方500 m處連續(xù)觀測得出，當距離工作面103、123、143 m巷道頂板裂隙發(fā)育的最大高度分別為3.0、4.0、3.8 m，破裂區(qū)域范圍均位于1.5～4.0 m，均位于直接頂砂質泥巖層內(nèi)(直接頂厚度4.4 m)，巷道圍巖松動圈的發(fā)育范圍集中在3.0～3.2 m。隨著工作面的推進，當巷道距離工作面75 m時，裂隙發(fā)育高度達到6.8 m；當巷道距工作面55 m時，頂板裂隙高度達到7.9 m，并且裂隙數(shù)量顯著增多；當巷道距工作面39 m時，頂板裂隙進一步發(fā)育，最大裂隙高度很有可能超過8.0 m。這期間圍巖松動圈基本穩(wěn)定在3.6 m，未向煤體深部發(fā)育，但距煤壁1.5～3.0 m次生裂隙十分發(fā)育，距煤壁0～1.5 m屬于破碎區(qū)域。同時，受二次采動影響，距工作面130～140 m時巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平块_始增大，當距工作面45 m時頂?shù)装蹇傄平窟_到0.5 m，當距工作面30 m時，兩幫移近量達到1 m，主要表現(xiàn)為區(qū)段煤柱側幫部煤體壓出，巷道頂板下沉、兩幫壓縮變形嚴重。分析原因主要是由于區(qū)段煤柱在本工作面超前支承壓力和側向厚硬頂板在其上方發(fā)生變形回轉形成的擠壓應力，二者疊加作用導致區(qū)段煤柱整體受力較高，致使巷道圍巖裂隙擴展、變形嚴重。綜合巷道圍巖變形及圍巖松動圈發(fā)育特征得出，受一次采動影響的主/輔運巷的超前影響范圍60～80 m，兩幫煤體巖松動圈的發(fā)育范圍0.5～2.0 m，而受二次采動影響的回風巷其超前應力范圍在100～130 m，頂板離層高度一般為6.8～8.0 m，兩幫煤體松動圈發(fā)育為3.0～3.6 m，且隨著與工作面距離的減小松動圈范圍內(nèi)煤體裂隙逐漸增多。

2.3 采動巷道超前應力分布特征

為了分析一次、二次采動影響下巷道超前支承壓力和側向支承壓力分布規(guī)律，確定兩幫塑性區(qū)分布進而為回風巷二次補強支護參數(shù)的優(yōu)化提供參考依據(jù)，選取311102工作面輔助運輸巷、回風巷以及區(qū)段煤柱聯(lián)絡巷3個測站，通過安裝不同深度的鉆孔應力計進行“區(qū)域”監(jiān)測，測點間距為7 m，初始壓力為5 MPa，限于篇幅筆者僅對回風巷實體煤側、煤柱側及區(qū)段煤柱內(nèi)的應力分布進行分析，部分測量結果如圖4所示。

由圖4可知，當工作面距離測點較遠時，兩幫煤體不同深度處應力變化相對穩(wěn)定，僅煤柱側5號測點的相對應力曲線呈現(xiàn)一定幅度的下降而后增高的趨勢，分析其原因是該鉆孔應力計受到鄰近硐室的影響。當工作面距離實體煤1號測點165.8 m時，鉆孔應力開始升高，當工作面距測點70 m時應力達到峰值10.02 MPa，相對應力集中系數(shù)為1.82；同理，當工作面分別距實體煤側2、3號測點分別為172.8、179.8 m時，鉆孔內(nèi)相對應力開始逐漸持續(xù)升高，但由于工作面超前支架移動時不慎將2個測點線路損壞而未能監(jiān)測到應力峰值，但破壞前2個測點的應力分別為7.99、10.17 MPa，相對應力集中系數(shù)分別為3.23、2.15。而區(qū)段煤柱側4、5號2個測點距工作面分別為186.8、181.7 m時，煤體相對應力開始增加，工作面距離測點80、40 m時2個鉆孔應力計達到峰值應力21.46、6.43 MPa，相對于初始應力，其應力集中系數(shù)分別為2.63、1.34。此外，受側向采空區(qū)上覆高低位厚硬巖層破斷運動的影響，三聯(lián)絡巷區(qū)段煤柱不同深度的煤體應力處于動態(tài)的調整變化之中。當工作面距離三聯(lián)絡巷50 m時，距輔運巷煤壁側6～8 m區(qū)段煤柱處于塑性區(qū)，8～13 m處于應力增高區(qū)，16 m處達到應力峰值；當推過三聯(lián)絡巷80 m時，區(qū)段煤柱應力發(fā)生了1次大的變化，15.86 m處應力峰值突然降低并向區(qū)段煤柱深部轉移至20.86 m處，說明區(qū)段煤柱上方低位厚硬巖層在靠近采空區(qū)側附近發(fā)生斷裂，造成煤體應力轉移升高，越靠近采空區(qū)應力增幅越明顯；當工作面推過三聯(lián)絡巷150 m時，煤柱內(nèi)部應力受上方高位厚硬巖層破斷影響又一次發(fā)生調整，距輔運巷27 m深度的應力突然降低，表明高低位巖層疊加作用造成主運巷側支護系統(tǒng)失效，側向應力集中分布在區(qū)段煤柱中部靠采空區(qū)側?；谝陨戏治觯茢嗬L制出回風巷二次采動影響下的圍巖應力分布曲線，如圖5所示。

圖4 311102工作面三聯(lián)絡巷區(qū)段煤柱采動應力監(jiān)測曲線Fig.4 Mining-induced stress monitoring curve of section coal pillar in third cross heading of No. 311102 working face

圖5 311102工作面回風巷采動應力監(jiān)測曲線Fig.5 Mining-induced stress monitoring curves of tail entry in No.311102 working face

2.4 采動巷道區(qū)段煤柱分布特征

由于鉆孔應力計屬于電源性監(jiān)測，無法全面連續(xù)評估區(qū)段煤柱內(nèi)部的整體應力狀態(tài)。為進一步探測區(qū)段煤柱一次采動影響下的應力分布情況，采用PASAT-M型便攜式微震探測儀對區(qū)段煤柱進行“面域”探測。通過震動波在煤柱內(nèi)部的波速分布情況分析煤柱應力結構及應力分布，進而評估區(qū)段煤柱的穩(wěn)定性。本次探測范圍對311102工作面前方5～135 m的區(qū)段煤柱，在輔運巷內(nèi)布置激發(fā)炮27 個，炮孔間距5 m，孔深2 m，單孔裝藥0.1 kg，爆破產(chǎn)生的震動波由主運巷內(nèi)的11個探頭負責接收，接收探頭間距13 m，探測結果如圖6所示。圖6中不同顏色代表震動波縱波的傳遞速度，速度越大顏色越深，應力越高。從圖中可以看出，隨著與工作面距離的增加，區(qū)段煤柱應力整體呈下降趨勢。區(qū)段煤柱內(nèi)應力主要集中在工作面前方10 m范圍內(nèi)，工作面前方15～45 m應力峰值基本位于煤柱中部，整體應力分布向采空區(qū)側轉移；區(qū)段煤柱距工作面45～90 m時，其內(nèi)部應力呈馬鞍形分布，高應力區(qū)距離兩巷生產(chǎn)幫的深度為8～12和8～10 m；90 m以外區(qū)段煤柱應力變化較小。這與鉆孔應力所測煤柱內(nèi)應力分布趨勢基本吻合。

圖6 311102工作面主運巷和輔運巷之間區(qū)段煤柱應力場Fig.6 Section coal pillar stress field between main and auxiliary transportation roadway of No. 311102 working face

采用“點-區(qū)-面”相結合的方式分別對一次采動影響下的輔運巷與主運巷的圍巖應力分布進行實測，結合主運巷、輔運巷與回風巷的圍巖松動圈探測結果，統(tǒng)計分析得出了深部厚硬頂板條件下的采動巷道圍巖分布規(guī)律，見表1。同時采用surfer軟件繪制得出了，深部厚硬頂板條件下一次、二次采動影響下采動巷道圍巖應力分布及塑性區(qū)分布圖，為工作面的超前卸壓和巷道支護提供了技術指導，如圖7所示。

表1 采動影響下巷道圍巖結構與應力分布統(tǒng)計Table 1 Statistics of roadway surrounding rock structure and stress distribution under the mining-induced influence

圖7 311102工作面兩巷圍巖塑性區(qū)分布Fig.7 Distribution of plastic zone in surrounding rock of two district sublevel entry in No. 311102 working face

3 深部厚硬頂板采動巷道沖擊地壓力構協(xié)同防控技術

采動巷道因其先后經(jīng)歷2個工作面采掘擾動的影響，巷道圍巖應力分布及變形破壞不僅與巷道采場圍巖的應力狀態(tài)相關，更與巷道側向采空區(qū)上覆巖層的破斷結構相關。對于深部厚硬頂板寬區(qū)段煤柱采動巷道，在上覆巖層大范圍運動趨勢和高采場圍巖應力環(huán)境相對無法改變的前提下，沖擊地壓防治要從優(yōu)化采動巷道圍巖結構和調整巷道應力環(huán)境2個方面入手，通過調整采動巷道圍巖應力環(huán)境，人為干預高低位巖層破斷位態(tài)，增加高低位厚硬頂板破斷所釋放彈性能量的傳遞損耗，根據(jù)一次、二次采動影響下圍巖松動圈的變化優(yōu)化巷道圍巖支護參數(shù)，提高工作面超前應力峰值附近巷道剛性支護系統(tǒng)瞬時吸能讓壓能力，并根據(jù)采場煤層賦存條件、圍巖結構特征和應力環(huán)境不斷改變的特點，要根據(jù)各種結構優(yōu)化和應力控制措施的適用條件，動態(tài)調整各種措施的時空組合方式進而實現(xiàn)采動巷道的圍巖穩(wěn)定性控制，這就是采動巷道沖擊地壓力構協(xié)同防控技術體系，防沖技術模型如圖8所示。

圖8 采動巷道力構協(xié)同防控原理及技術方案Fig.8 Force-structure cooperative prevention and control principle and technical scheme in mining-induced roadway

4 深部厚硬頂板采動巷道沖擊地壓力構協(xié)同防控防沖實踐

4.1 311103工作面回風巷概況

巴彥高勒煤礦311103工作面是11盤區(qū)第3個回采工作面，工作面采用雙巷布置留巷方式，傾向長度260 m，走向長度3 578 m，段煤柱寬30 m，平均埋深600 m，煤層平均厚度為5.42 m，傾角為1.5°，采用走向長壁綜合機械化一次采全高采煤法，全垮落法管理頂板，工作面在回采過程中多次發(fā)生沖擊地壓顯現(xiàn)。其中，2017年8月26日9點42分，微震監(jiān)測到1起能量7.5×105J大能量事件，造成回風巷工作面超前400 m范圍內(nèi)巷道瞬間嚴重變形，最大底鼓量達到1.5 m，區(qū)段煤柱側幫鼓嚴重。事故原因經(jīng)分析一方面是煤層上方50 m范圍內(nèi)存在3層10 m以上厚硬頂板，經(jīng)鑒定頂板及煤層均具有弱沖擊傾向性，厚硬頂板的變形垮斷對工作面礦壓影響顯著。另一方面，由于回風巷因先后經(jīng)歷2次采掘擾動影響，在采動應力、上覆巖層自重應力和區(qū)域構造應力疊加作用下，區(qū)段煤柱形成高應力集中，當作用于煤柱上方采空區(qū)側向厚硬頂板發(fā)生突然破斷時，形成的動載與煤柱高靜載疊加，誘發(fā)煤柱沖擊。

4.2 311103回風巷初次見方—6號聯(lián)絡巷區(qū)域卸壓措施

4.2.1 采動巷道幫部煤體應力控制技術

采動巷道在上覆巖層自重應力和重復采動應力作用下，因煤體強度高使得圍巖松動圈發(fā)育范圍較小，側向應力峰值距離巷道幫部較近，造成巷道變形量大的同時，更容易在覆巖破斷動載荷疊加作用下造成煤體沖擊失穩(wěn)。圍繞沖擊地壓發(fā)生的應力條件和物性條件，采用大直徑卸壓鉆孔技術使相鄰鉆孔之間卸壓帶連接、貫通，進而形成1條煤體弱化帶，切斷深部煤體應力和能量連續(xù)向巷幫傳遞的途徑，破壞煤體承載結構的同時，使集中在巷幫附近的應力峰值σp降低并向煤巖體深部轉移，進而達到改變煤體力學屬性、降低煤體應力的消沖解危目的。

根據(jù)311103工作面回風巷高度及煤體的分層情況，采用“三花式”鉆孔布置對區(qū)段煤柱進行卸壓，孔徑150 mm，孔深18 m，間排距1.5 m×0.6 m，隨巷道底板起伏而變化，而生產(chǎn)幫側因應力集中程度較低而采用單排布置，間排距2 m，鉆孔卸壓原理及布控方案如圖9所示。

圖9 大直徑鉆孔卸壓原理及區(qū)段煤柱側鉆孔布置Fig.9 Pressure relief mechanism of large diameter boreholes and layout of boreholes at section coal pillar side

受現(xiàn)場施工環(huán)境、組織安排等因素的影響，工作面初次見方—6號聯(lián)絡巷區(qū)域僅采取大直徑卸壓一種防沖措施，通過提取工作面在此范圍內(nèi)推采期間的微震事件分布及能量釋放特征，評估大直徑卸壓鉆孔的防沖效果，如圖10所示。

圖10 311103工作面初次見方—6號聯(lián)絡巷區(qū)域微震事件分布及能量頻次變化曲線Fig.10 Distribution of microseismic events and energy frequency variation curve of No. 311103 working face first square to No. 6 crossheading

由圖中10可知，工作面在此范圍內(nèi)回采期間，微震事件集中分布于工作面回風巷兩側，以能量103J級別微震事件為主。2016-01-26—2016-02-29，工作面在煤柱側未施工大直徑卸壓鉆孔區(qū)域回采，微震事件的能量、頻次明顯高于其他區(qū)域，尤其是停產(chǎn)復工后，積聚在頂板內(nèi)的較高彈性變形能集中釋放，微震的能量、頻次上升明顯并長時間處于較高水平；當工作面進入雙側大孔徑卸壓且推進速度小于4 m/d時，微震事件能量、頻次明顯較低；當推進至雙工作面“見方”區(qū)域時，微震頻次急劇上升且能量亦發(fā)生較大波動，單次最大釋放能量達到105J。由此可見，相比于單側大直徑卸壓，采動巷道雙側卸壓可有效降低微震的能量與頻次，尤其當工作面推進速度較低時，卸壓效果更為明顯。由于采場上方高位厚硬巖層并未采取優(yōu)化結構破斷措施，隨著采空區(qū)面積的增大，采場上覆高位厚硬巖層影響范圍和破斷運動更加劇烈，區(qū)段煤柱受超前采動應力和側向采空區(qū)懸露頂板回轉擠壓應力作用形成高應力集中，這也是微震事件主要集中在區(qū)段煤柱側的主要原因。

4.2.2 采動巷道高低位頂板結構破斷優(yōu)化技術

受工作面回采二次擾動、311102采空區(qū)側向高位厚硬巖層回轉擠壓等因素影響，6—5號聯(lián)絡巷間回風巷區(qū)段煤柱側巷道變形嚴重。在采取巷道兩側幫部大直徑卸壓的基礎上，在6—5號聯(lián)絡巷間采用深孔頂板預裂爆破技術對巷道兩側高低位厚硬巖層的破斷位置進行了優(yōu)化。其中生產(chǎn)幫側施工爆破鉆孔58 個，非生產(chǎn)幫施工爆破鉆孔80 個。具體施工參數(shù)見表2，如圖11所示。

表2 311103回風巷炮眼施工爆破參數(shù)Table 2 Blasting parameters for No. 311103 air return roadway

圖11 311103回風巷開切眼區(qū)域頂板深孔爆破方案示意Fig.11 Sketch map of deep hole blasting scheme for roof in open-off cut area of No. 311103 air return roadway

通過提取工作面在6—5號聯(lián)絡巷回采期間的微震監(jiān)測數(shù)據(jù)，深部厚硬頂板采動巷道采取幫部煤體大孔徑卸壓應力控制和高低位厚硬頂板破斷結構優(yōu)化后，微震事件整體向工作面中部轉移且分布較為離散，同時微震事件能量主要集中在103～104J，沒有能量超過105J的微震事件且大于104J的微震事件只有3個，說明巷道所處的采場圍巖結構處于相對穩(wěn)定，巷道圍巖應力集中程度得以緩解，如圖12所示。

1—311102主運巷；2—311103回風巷；3—311103主運巷；4—311103輔運巷圖12 6—5號聯(lián)絡巷推采期間微震事件空間分布Fig.12 Spatial distribution of microseismic events in No. 6—5 crossheading during advance of face

此外，通過對過6號聯(lián)絡巷期間工作面靠近回風巷側液壓支架工作阻力分析可知，在此期間工作面先后經(jīng)歷8次周期來壓，平均來壓步距14.5 m，平均2 d/次，較未采取斷頂爆破來壓步距減小了10 m，來壓周期較小1.5 d，來壓能量也大幅度減弱(圖13)。分析原因在于由于回風巷兩側預先施工了頂板深孔爆破措施，分別在低位、高位厚硬巖層中人為制造了斷裂弱面，當工作面進入該區(qū)域回采時，在超前支承壓力和側向支承壓力的作用下，回風巷上方頂板沿斷裂弱面垮斷，懸露于區(qū)段煤柱上的擠壓應力得以釋放，進而當工作面此間推過時，來壓周期和來壓強度明顯降低。

4.2.3 采動巷道吸能讓壓耦合支護技術

為進一步提高采動巷道抵抗動壓的能力，在總結巴彥高勒煤礦311103工作面回風巷先后兩側采掘擾動巷道圍巖變形以及松散區(qū)發(fā)育范圍的基礎上，繪制得出適于該巷道的不同開采階段的錨桿(索)均壓支護參數(shù)設計曲線(圖14)，并對回風巷在一次、二次采動影響下的巷道支護參數(shù)做了調整。在一次采掘擾動下，回風巷錨桿支護強度為800 kN、有效長度2.1 m；考慮到現(xiàn)場施工條件和安全系數(shù)，據(jù)此確定錨桿參數(shù)為：頂板采用直徑20 mm，Q500號錨桿6根(屈服強度大于150 kN)，即錨桿間排距為950 mm×1 000 mm，錨桿長度2 800 mm。在二次采動影響之前，錨桿與錨索支護阻力達到1 050 kN，即每米巷道要增加250 kN的支護阻力，頂板錨索長度為7 300 mm，錨索直徑為21.8 mm，錨索的主要作用是限制工作面回采期間的圍巖變形，錨索排距為2 000 mm。

圖14 311103工作面回風巷一次/二次采動影響下錨桿(索)均壓耦合支護設計曲線Fig.14 Design curves of rock bolt (cable) pressure equal-pressure coupling support under primary/secondary mining-induced influence in air return roadway of No.311103 working face

此外，為解決回風巷下出口超前應力影響范圍內(nèi)巷道底鼓嚴重，支架遷移困難的問題，在生產(chǎn)幫側超前35 m、非生產(chǎn)幫10、11號垛架之間的10 m范圍內(nèi)打設雙排單體液壓支柱，間排距為1 m，配合鉸接頂梁進行支護，有效改善了回風巷超前區(qū)段現(xiàn)場條件。其中，2017年發(fā)生在此巷道的“8·26”沖擊地壓事故造成回風巷超前100～400 m出現(xiàn)大面積巷道變形，而超前垛架支護區(qū)域僅出現(xiàn)了輕微鼓幫現(xiàn)象，未造成大的影響，進一步驗證了吸能讓壓耦合支護在指導采動巷道動壓防治的有效性。

5 結 論

1)采用“點-面-區(qū)”相結合的方式得出了深部厚硬頂板條件下一次采動影響下工作面超前應力影響范圍為60～80 m，煤柱側圍巖塑性區(qū)為6～8 m，應力增高區(qū)為8～12 m，頂板離層高度在4.0 m以下，二次采動應力影響范圍為160～180 m，煤柱側塑性區(qū)深度大于10 m，頂板離層高度一般為6.8～8.0 m，兩幫煤體松動圈發(fā)育范圍為3.0～3.6 m。

2)區(qū)段煤柱側向覆巖結構破斷和采動應力疊加作用下，回風巷動壓破壞范圍大，破壞長度平均15 m/次，多表現(xiàn)為鄰空側頂板整體下沉和區(qū)段煤柱側煤體整體外移。

3)巷道圍巖應力分布及變形破壞不僅與巷道采場圍巖的應力狀態(tài)相關，更與巷道側向采空區(qū)上覆巖層的破斷結構相關。沖擊地壓防治要從采動巷道圍巖結構和應力環(huán)境雙方面入手，通過調整采動巷道圍巖應力環(huán)境，人為干預高低位巖層破斷位態(tài)，增加高低位厚硬頂板破斷所釋放彈性能量的傳遞損耗，優(yōu)化巷道圍巖支護參數(shù)，提高工作面超前應力峰值附近巷道剛性支護系統(tǒng)瞬時吸能讓壓能力，動態(tài)調整各種措施的時空組合方式進而實現(xiàn)采動巷道的圍巖穩(wěn)定性控制。