0.   引　　言

我国煤炭资源丰富但分布不均，且地质条件复杂，其中坚硬顶板赋存煤层占30％以上，覆盖50%以上矿区^[1]。在坚硬顶板条件下，采用传统的留煤柱和沿空留巷的开采方式使得巷道围岩的应力环境异常复杂且多变。这种环境下的巷道不仅容易受到上覆岩层的应力或动态压力的影响，导致变形和破坏，增加巷道维护的难度和灾害事故的频发，而且容易造成煤炭资源浪费。长期以来一直是巷道围岩控制领域的一大难题^[2-4]。

长期以来，相关专家与学者针对坚硬顶板回采巷道围岩稳定性控制开展了大量的研究工作，并取得了丰硕的研究成果^[5-6]，这些研究成果主要集中在变形破坏机理与控制技术2个方面，代表性的变形破坏机理主要有沿空掘巷条件下的大、小结构稳定性原理^[7]、煤柱尺寸的极限破坏原理^[8]、巷道围岩的内外应力场理论等等。这些理论主要针对煤柱尺寸的合理选择^[9-10]、坚硬顶板破断特征与方式^[11-13]、沿空留巷采应力分布规律以及煤柱变形^[9,14]等因素对巷道围岩变形破坏的影响展开研究。在控制技术方面主要有高预应力强力支护技术^[15]、切顶卸压自动成巷技术^[16]、水力压裂切顶卸压技术^[17-18]、注浆锚索^[19-20]、顶板叠加支护技术^[21]、爆破切顶卸压技术^[22]等等。然而，上述研究成果缺少对坚硬顶板回采巷道围岩应力场分区、演化过程及调控研究。

近10 a来我国煤炭资源开采强度逐步增大，巷道围岩地质条件越来越复杂，但随着技术、材料及工艺的不断进步，为解决该类问题提供了新的思路。

因此，为了从巷道围岩应力场演过程中寻找切实可行的治理途径，非常有必要深入研究此类巷道围岩应力场演化过程与围岩变形破坏之间的联系，以建立更为科学合理的坚硬顶板回采巷道围岩控制技术体系。

综上所述，笔者以寺家庄15119回风巷为研究对象，对围岩应力场进行划分，并采用数值模拟的方法分析了15119回风巷留设25 m煤柱的应力演化规律，在此基础上提出了巷道围岩远近应力场调控原理，并分析了沿1.5 m预制墙体切顶卸压后掘巷的应力演化规律，提出了对应的“预制墙体+切顶卸压+锚杆索支护”的试验方案，并在工程应用中取得了良好的控制效果。

1.   工程概况

寺家庄煤矿15117进风巷与15119回风巷布置相邻，均布置在15号煤层，工作面埋深502 m，采用一次采全高开采工艺，原设计2个工作面预留设25 m煤柱护巷，15117工作面邻近除南部有4条已掘中央盘区准备巷道外，东部、西部、北部均无采掘工作面，如图1所示。

图  1  15117与15119工作面位置

Figure  1.  Layout of 15117 and 15119 working faces

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15号煤层顶底板岩性柱状如图2所示，15号煤厚4.5～5.2 m，直接顶为3.10 m砂质泥岩，之上为粉砂岩、细粒砂岩及石灰岩，总厚度20.77 m。现场实测可知，煤体平均单轴抗压强度15.61 MPa，顶板岩体平均单轴抗压强度62.3 MPa，参照GB 50218—1994《工程岩体分级标准》中对岩体强度分类，顶板岩体属于坚硬岩体范畴。

图  2  15号煤顶底板岩性柱状

Figure  2.  Lithologic column diagram of No.15 coal roof and floor

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寺家庄煤矿类似条件下工作面采用25 m护巷煤柱时，普通锚杆索支护巷道围岩变形破坏严重，如图3所示，变形破坏呈现2个特点：一是巷道整体变形量大，以底鼓为主，底板移近量大于2.5 m，为两帮收缩量的2倍，局部地段回采期间出口断面小于4 m²。二是围岩变形速度快。回采期间底鼓量一周内超过0.5 m，两帮内挤超过0.3 m，如此快的变形速度导致坚硬顶板采动巷道控制非常困难。

图  3  井下回采巷道变形破坏现场

Figure  3.  Deformation and failure site of underground mining roadway

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15119工作面采用留设25 m煤柱情形下，对比类似工作面回采巷道将面临以下困难：① 工作面采动空间大且影响范围广。工作面采高大于4.8 m，相邻两工作面开采共同形成的采动面积大于220000 m²。② 坚硬顶板容易造成的大跨度的侧向悬顶，无疑对巷道围岩稳定性影响范围更大、时间更长。③ 以往支护采用的锚索与锚杆直径为17.8 mm与18 mm，其自身破断强度有限，应用于此类巷道挑战巨大。

综上分析，针对此类坚硬顶板条件下的15119回风巷采用传统的控制技术已无法保证巷道围岩在服务期内保持稳定，急需探索新的坚硬顶板动压巷道控制理论与技术体系。

2.   坚硬顶板回采巷道应力场演化规律

2.1   巷道围岩远近应力场

理论和实践均证实，围岩的应力状态对巷道的变形和破坏具有决定性的影响。已有矿压理论研究表明巷道开挖对围岩应力和位移有扰动影响的范围一般为巷道半径的5倍^[8]，依此作为巷道围岩远近应力场的边界。

那么，定义巷道围岩近应力场为巷道开挖和支护等工程活动影响而引起的应力，其范围为开挖巷道半径的5倍^[18]，近场应力的分布范围和大小受到巷道形状、尺寸、岩石性质、支护方式等因素的影响。巷道围岩远应力场是指大于巷道开挖半径5倍范围外部分的应力，主要指煤矿开采过程中对煤层及其邻近岩层造成的一系列地质和力学变化，这些变化主要包括岩层的移动、断裂，以及由此引发的地表沉降、瓦斯释放、水文地质条件改变等环境影响。

根据已有的研究理论^[23]，在采动影响下巷道开挖力学分析模型如图4所示。当相邻工作面采空后，原有应力平衡被打破后应力不可避免的进行二次平衡，在此过程中巷道围岩远场顶板先形成应力集中$ {{k}}\gamma {{H}} $，伴随顶板垮落顶板形成A−B−C 3块块体铰接结构应力集中转变为$ {{{{k}}}{'}}\gamma {{H}} $，巷道开挖后围岩近场形成应力集中$ {{{k}}{''}}\gamma {{H}} $，类似的。很明显，基本顶中的关键岩块B回转下沉对采空侧巷道围岩的应力分布和变形破坏具有非常大的影响，关键块B的长度计算式如下：

图  4  巷道围岩远−近应力场划分

Figure  4.  Diagram of far-near stress field of roadway surrounding rock

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式中：L为工作面周期来压步距；S为工作面长度。

关键块B的回转角$ \theta $计算式为

式中：${S_{\mathrm{d}}}$为其在采空区触矸端的下沉量。

B块的长度l与回转角度$ \theta $决定其对巷道围岩近场$ {{{k}}^{''}}\gamma {{H}} $影响大小与时间长短，由式（1）—式（2）B块的长度l与回转角度$ \theta $其与工作面长度S、来压步距L等相关。在顶板破断形成关键块B并回转下沉过程中远近应力场相互叠加共同影响巷道围岩的稳定性。根据现场实测，寺家庄煤矿15119工作面坚硬顶板影响下煤柱上方应力调整时间可达30 d以上，应力波动范围可达8 MPa以上。

2.2   建立数值模型

为了更直观的展现远近应力场这一动态交互影响过程，依据15119回风巷地质资料建立相应的数值模型进行研究，详细分析应力演化规律，建立的FLAC^3D数值模型如图5 所示。在 15119 回风一侧与15117工作面之间留25 m 煤柱，分析15119回风巷开挖及回采15117工作面对15119 回风巷近场应力的影响，模型开挖顺序为：15117工作面—15119回风巷。

图  5  数值模型

Figure  5.  Model of number simulation

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本次数值模拟中，模型两侧边界（X 向边界）、底部边界（Z 方向边界）及长度方向边界（Y 方方向边界）都是以固定位移方式进行边界条件约束，以此来模拟无限岩体对巷道围岩的作用，由于巷道埋深较大，模型如要建立至地表，尺寸会过大，因而将上覆岩层的自重应力以等效应力的方式施加于模型上部边界（Z 方向边界）。建立模型尺寸为 400 m×40 m×100 m，共划分网格约100万个，采用摩尔−库伦本构模型，巷道尺寸（宽×高）为 5 m×4.8 m。

根据现场实测及周边相关矿井的地质力学参数测试结果，对现场巷道围岩变形破坏进行反演得出各个岩层的相关物理力学参数见表1。模型边界条件为：现场地质力学参数实测结果显示，最大水平主应力σ_H =14.99 MPa，垂直应力σ_v = 12.07 MPa，侧压系数λ取1.24，其他界面均为固定边界。巷道开挖后为更直观显现应力演化规律，巷道不施加任何支护。

表  1  数值模拟的岩层力学参数

Table  1.  Rock mechanics parameters of numerical simulation

岩层	弹性模量/GPa	剪切模量/GPa	抗压强度/MPa	抗拉强度/MPa	黏聚力/MPa	内摩擦角/（°）	密度/（kg·m−3）
粉砂岩	19.50	8.10	52.90	1.84	2.75	38	2460
砂质泥岩	5.40	2.30	41.52	0.75	2.16	36	2510
泥岩	2.60	1.00	41.07	0.60	1.30	25	2567
15号煤	5.30	2.00	15.61	0.15	1.25	32	1380
泥质粉砂岩	100	3.80	56.80	1.60	1.70	28	2400
细砂岩	4.01	1.60	68.83	1.00	2.00	35	2540
石灰岩	11.00	4.53	86.00	3.20	11.40	38	2800

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2.3   远近场应力演化规律

图6a展示了15119工作面回风巷围岩在远近场垂直应力下的演化规律。从图6a中可以看出，巷道初开挖后（第1阶段），围岩近场垂直应力主要集中于巷道两帮，其中25 m煤柱的中部应力集中至约14 MPa。随着15117工作面的回采，顶板开始逐步垮落，远场应力呈现波动并向下方传递，导致近场两帮垂直应力逐渐增强，应力集中区域也随之扩大。随着顶板远场应力逐步变化（第2至第3阶段），左侧巷道距离帮部5 m以外区域的应力增至约18 MPa，而煤柱侧的应力则集中在5～20 m区间达到了19 MPa，随着15117工作面顶板的充分运动（第4阶段），远场应力加剧向两侧转移导致近场应力范围显著扩大，最高应力值接近20 MPa，此应力水平已远超过巷道帮部煤体的极限强度，进而威胁巷道围岩帮部的稳定性。由第1至第4阶段的垂直应力规律表明，随着相邻15117工作面的回采，远场垂直应力在围岩中的传递和重分配对巷道围岩近场两帮的垂直应力范围与应力值构成显著影响，近场应力的变化直接决定到巷道围岩的变形和稳定性风险。

图  6  15119回风巷远近场应力演化规律

Figure  6.  Evolution laws of near and far field stress in 15119 return airway

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如图6b展示的是15119工作面回风巷巷道围岩水平应力场的远近场演化规律。从图6b中可以看出，巷道开挖初期（第1阶段）围岩近场的水平应力主要在顶底板区域集中，这一现象与岩性条件紧密相关。随着15117工作面的开挖，形成了25 m煤柱（第2至第3阶段），由于煤柱两侧由于失去约束，水平应力显著下降至约2 MPa左右，表明煤柱主要承受垂直应力而非水平应力；同一阶段，15117工作面上方远场25 m以外位置出现了水平应力高值区，达到18 MPa，并开始对巷道围岩近场水平应力产生干扰。随着工作面顶板逐渐垮落，远场应力波动加强，进而导致近场两侧水平应力逐渐升高，应力集中区域不断扩大。在第4阶段，15119工作面回风巷的近场应力范围扩大，应力值上升至大约22 MPa的峰值，显著威胁顶底板围岩的稳定性。这与现场实测应力最大波动8 MPa基本相符。

上述现象揭示了15119回风巷围岩远近应力场存在紧密的相互作用关系，远场的应力波动能够引起近场应力范围和大小的变化，从而对巷道围岩的变形与破坏时效及范围产生影响。因此，在巷道围岩稳定性控制过程中，如果能人为干涉切断或减弱巷道围岩远近应力场之间的影响作用，可以改善围岩近场的应力环境。例如采用爆破、水力压裂、气体压裂等方式人工预制裂缝改变顶板断裂位置，减少顶板断裂尺寸与垮落时间。采用高强度强力支护方式加固围岩减少近场应力过度集中。调整巷道位置以避开高应力集中区域都是切实可行的技术手段。

3.   巷道围岩远近场调控原理

根据上述理论分析中15119回风巷远近应力场演化规律，不难发现围岩远近应力场之间存在紧密的相互作用关系，远场的应力波动能够引起近场应力范围和大小的变化，如果可以人为干涉远应力场就能够改变近应力场的大小与范围。基于此，构建巷道围岩远近应力场调控原理模型如图7所示。巷道围岩的远场与近场应力场调控原理是在通过工程干预手段有效地重新配置应力场的分布、传导途径及其相互作用的策略，以此实现围岩应力环境的优化和巷道稳定性的增强。主要可以通过以下3个方面来实现。

图  7  巷道围岩远近场应力调控原理模型

Figure  7.  Principle model of near and far field stress regulation of roadway surrounding rock

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1）控制应力场的相互作用机制主要通过技术手段减轻远场与近场之间的直接作用，在设计阶段，可选择规避高应力区的巷道布局，以调整岩体中应力的动态平衡。

2）调整应力场分布的策略主要涉及局部解除载荷和应力的重新配置，而改变应力的传导途径，这可以通过如水力压裂、爆破及气体压裂等手段实施人工预制裂缝实现。如图7所示顶板在自然断裂线A发生破裂前，应力集中区域大且应力值$ {\text{k}}\gamma {\text{H}} $高，顶板断裂后应力集中值迅速降低，但由于侧向悬顶的存在，降低的幅度和范围受限。如果能够人工预制裂缝B并使顶板沿此裂缝处断裂，实现顶板的局部卸载，将显著降低悬顶长度，并影响远场应力降低至$ {{k}}^{\text{t}}\gamma {H}（{{k}}^{\text{t}}＜{k}） $，进而促使远场应力的重新配置，降低对巷道围岩近场直接应力影响。

3）采用高性能支护系统（例如高预应力强力锚杆、锚索、钢架、喷射混凝土等）来加固近场围岩，优化近场应力在围岩中的分布，阻断或分散可能引致围岩破坏的应力集中区域和强度。

4.   远近应力场调控演化规律

4.1   调控数值模型

基于巷道围岩远近应力场调控原理，采用人工预制裂缝与调整巷道空间位置2种方法对远近应力场进行调控，为了直观显示调控效果对巷道围岩不采取支护措施。

在图5模型的基础上，调整15117回风巷距离15119工作面2 m处，中间留设2 m墙体作为15117回风巷一帮；利用interface命令在15117运输巷顶板上方模拟2条人工预制裂缝，其中一条裂缝靠近预留墙体仰角80°，另一条倾向工作面45°，模型整体如图8所示。假设两条裂缝形成后即两侧岩体可以轻松滑动，设置两条裂缝内摩擦角10°，黏聚力1000 Pa，切向刚度为0.1 MPa，法向刚度4 MPa，抗拉强度1000 Pa。

图  8  预制裂缝数值模型

Figure  8.  Numerical simulation model of precast crack

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4.2   调控后远近应力场演化规律

图9为采用人工预制裂缝与调整巷道空间位置2种方法调控后的远近应力场演化规律。

图  9  15119回风巷远近场应力调控后演化规律

Figure  9.  Evolution laws of near and far field stress after regulation in 15119 return airway

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从图9a中可以看出，15119回风巷开挖后（第1阶段），左侧帮部3 m处聚集有20 MPa左右的高应力聚集区，2 m预留墙体垂直应力为8.5 MPa，这是由于巷道围岩开挖后打破原始应力平衡而引起的，此时开挖15117工作面，2条预制裂缝尚未充分滑动远场应力轻微波动。15117工作面回采后，预制裂缝右侧顶板开始沿着裂缝滑动（第2阶段）并快速垮落，由此远场应力开始快速衰减，由于预制裂缝的存在远场应力“绕过”裂缝向左上方转移，这一变化导致15119回风巷近场两帮垂直应力消减，左帮20 MPa左右的高应力聚集区减小为11 MPa左右，而2 m预留墙体整体处于5 MPa左右的低应力区内。随着15119工作面顶板沿着预制裂缝继续滑动并充分垮落（第3至第4阶段），预制裂缝右侧远场应力加剧降低且范围快速扩大，而高应力集中区向预制裂缝左侧上方快速转移，巷道左侧近场应力值降低为7.5 MPa以下，顶底板及2 m预留墙整体处于2.5 MPa的近场低应力区域。

从图9b中可以看出，巷道开挖初期（第1阶段）围岩近场的水平应力主要在底板3 m外区域集中约15 MPa，由于预制裂缝的存在对比25 m煤柱时顶板未形成应力集中而直接处于2.5 MPa以下的低应力区。随着15117工作面的开挖（第2至3阶段），顶板开始快速沿着预制裂缝滑落，远场水平应力值开始大幅下降且范围不断扩大，在这一过程中，15119回风巷近场水平应力值也开始大幅下降，5 MPa以下低应力区范围扩大到左侧15 m之外，底板3 m附近的15 MPa高应力区变为5 MPa以下的低应力区，高应力聚集区向右下方15 m处转移。在第4阶段，15119工作面回风巷的近场水平应力值进一步降低并且范围逐步扩大，充分改善了巷道围岩近场水平应力环境。

对比25 m煤柱时15119回风巷的应力演化可知，随着15119回风巷位置的转移较好的避开了高应力聚集区影响范围，预制裂缝的加入优化了顶板的垮落位置，减小悬顶距离并加速了顶板的快速垮落，进而改善了巷道围岩近场的应力环境，说明这2种方法可以调控远近应力场的传递与分布。

5.   远近应力场调控技术

上述研究表明15119回风巷所在采区在留设25 m煤柱时由于坚硬顶板难垮落造成远场应力集中，且在演化过程中加剧了巷道围岩近场应力环境恶化，这是致使巷道围岩变形破坏的关键。如何解决这个关键问题直接影响15119回采工作面安全经济高效开采，根据所提出的远近应力场调控原理及模拟验证的切实有效的调控方法，提出针对15119回风巷的“无煤柱留墙掘巷+切顶卸压+强力支护”远近应力场调控技术。

5.1   调控技术工艺

如图10所示，“无煤柱留墙掘巷+切顶卸压+强力支护”远近应力场调控技术主要体现在以下3个方面：① 调整15119回风巷至邻近15117工作面1.5 m处的低应力区，在15117工作面开始回采前，沿着15117进风巷巷帮布置人工墙体，增强15117进风巷支护并作为15119回风巷的巷帮。② 切顶卸压调控远场应力分布与传播途径，在15117进风巷顶板进行预制裂缝，缩短悬顶并促使顶板及时垮落。③ 强化围岩支护优化近场应力环境，待15117工作面回采过后，沿着人工墙体开挖15119回风巷并加强支护。

图  10  远近应力场调控技术工艺

Figure  10.  Construction technology of technique of control of near and far stress field

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1）无煤柱留墙掘巷技术：依据数值模拟结果及现场的实用性，对预留墙体进行强化支护，因此设计在15117进风巷非工作面帮提前布置1.5 m宽的人工墙体，15119回风巷沿着人工墙体开挖，使15119回风巷处于近场应力降低区内。

2）切顶卸压技术：借助水力压裂的方法对15117进风巷顶板预制2条裂缝，消减或转移远场应力分布范围，阻断或打散远场应力传播途径。

3）强力支护技术：提高锚固范围内围岩的承载能力可以优化围岩近场应力环境，提高锚杆（索）杆体强度、提高锚杆（索）预紧力等方面开展工作。

5.2   调控技术方案

1）无煤柱留墙掘巷优化近场方案

为优化巷道近场应力环境，设计取消煤柱并沿着15117进风巷外帮提前预制人工墙体，与15119工作面留设800 mm空间构成15119风巷的临空帮，开挖底板深1.5 m、宽2.5 m作为墙体基座，采用C40三维纺织结构柔模混凝土浇筑隔离墙体，墙体宽1.5 m，高4.1 m，墙体内布置横向锚栓ø22 mm×1650 mm，两侧布置横、纵向钢筋钢带，两侧铺设钢筋网。顶板打设ø17.8 mm×7200 mm锚索补强支护，无煤柱留墙掘巷布置与控制方案如图11所示。

图  11  15117进风巷预制人工墙体控制方案

Figure  11.  Prefabricated artificial wall scheme of 15117 air inlet lane

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2）水力压裂切顶调控远场应力方案

在构筑15117进风巷外侧人工墙体的基础上，在工作面回采前开展15117进风巷顶板水力压裂卸压，以调控远场应力分布与传播途径。工作面侧顶板钻孔直径56 mm，顶板布置两排钻孔S孔和L孔，两排钻孔水平投影与巷道轴线方向呈45°与5°夹角，均偏向工作面侧，钻孔长度为41.1 m，仰角为50°，孔间距均为10 m，钻孔压裂范围11.7～41.1 m，后退式每隔3 m进行压裂，15117进风巷顶板水力压裂设计如图12所示。

图  12  15117进风巷水力压裂切顶方案

Figure  12.  Top cutting scheme of hydraulic fracturing in air inlet lane 15117

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3）强力支护改善近场应力方案

在调控远场应力与优化近场应力的基础上，进一步采用预应力全长锚固强力支护强化巷道围岩，一是15119回风巷帮锚杆采用全长预应力锚固技术，每根锚杆采用1支快K2335与3支慢速Z2360树脂锚固剂，实现全长锚固，保证破碎煤体锚固性能；二是采用强力锚杆锚索，大幅提高锚杆锚索预紧力，提高支护系统整体刚度，弥补原支护方式下承载水平不足。

顶板采用直径21.8 mm、长10.2 m和 8.2 m锚索，间排距均为1.0 m，锚索配套托盘300 mm×300 mm×12 mm，顶板和煤帮均采用W钢带护表，帮上部松软破碎区域采用长4.2 m锚索，且钢带相连，下部布置3根锚杆，间排距均为0.8 m和1.0 m，顶锚索预紧力不低于300 kN，帮锚索预紧力不低于240 kN，锚杆预紧扭矩不低于400 N·m。15119回风巷留巷支护设计如图13所示。

图  13  15119回风巷留巷支护设计

Figure  13.  Support design of 15119 retaining roadway

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5.3   现场试验与效果评价

将提出的“无煤柱留墙掘巷+切顶卸压+强力支护”远近应力场调控技术方案应用于现场实践，为了检验控制效果，设计15117进风巷顶板水力压裂和非压裂2个试验段，其对应的试验巷道15119回风巷均布置了综合矿压监测站，重点对煤体受力和巷道围岩变形量监测分析，监测结果如图14、图15所示。

图  14  新方案压裂段与非压裂段15119回风巷煤体应力曲线

Figure  14.  Coal body stress curve between the test section of the new scheme and the original scheme in 15119 return airway

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图  15  新方案压裂段与非压裂段巷道围岩变形曲线

Figure  15.  Deformation curve of roadway surrounding rock in the test section of the new scheme and the original scheme

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由图14可知，15117进风巷顶板水力压裂后，其对应15119回风巷煤体应力曲线差异性明显。整个回采期间内，压裂段对应15119回风巷煤帮3～16 m范围内始终保持较高的承载能力，应力波动范围明显小于非压裂段，非压裂段对应煤帮区域出现了不同程度的应力衰减，尤其是3、9、12 m处衰减最为严重，3 m处应力从9.5 MPa衰减到1.5 MPa，波动范围最大达8 MPa，说明非压裂段对应15119回风巷煤体在高应力作用下已破碎变形不具备承载能力。由此可见，顶板水力压裂段能够有效的消弱远场采动应力影响，降低要保护巷道围岩近场应力。

由图15可知，非压裂对应15119回风巷试验段巷道在距离工作面200 m开始变形，巷道顶底板移近量最大为1170 mm，两帮收缩量最大为1130 mm，压裂对应段，在距离工作面100 m时围岩开始变形，两帮最大移近量为430 mm，顶底板最大移近量为460 mm，对比非压裂对应试验段，超前矿压显现距离缩短100 m，断面最大收缩率降低26.1%，变形后巷道断面满足工作面回采正常需求。这说明“无煤柱留墙掘巷+切顶卸压+强力支护”远近应力场调控技术能有效的调控巷道围岩远近应力场，可以较好解决坚硬顶板强采动回采巷道围岩大变形难题。

6.   结　　论

1）寺家庄煤矿坚硬顶板采动巷道围岩变形破坏的主要原因有3个方面：①工作面采动空间大且影响范围广，工作面采高大于4.8 m，相邻的2个工作面开采共同形成的采动面积大于220000 m²。②坚硬顶板容易造成的大跨度的侧向悬顶，对巷道围岩稳定性影响范围更大、时间更长。③以往支护采用的锚索与锚杆直径为17.8 mm与18 mm，其自身破断强度有限，难以控制此类巷道围岩变形。

2）明确了远近应力场演化规律，揭示了坚硬顶板条件下15119回风巷围岩远近应力场存在紧密的相互作用关系，远场的应力能够引起近场应力范围和大小的变化，从而对巷道围岩的变形与破坏时效及范围产生影响。

3）提出了巷道围岩的远场与近场应力场调控原理，即在通过工程干预手段有效地重新配置应力场的分布、传导途径及其相互作用的策略，以此实现围岩应力环境的优化和巷道稳定性的增强。减轻远场与近场之间的直接作用、局部解除载荷和应力重新配置与优化近场应力在围岩中的分布是实现远近应力场调控的具体方法。

4）提出了“无煤柱留墙掘巷+切顶卸压+强力支护”远近应力场调控技术方案，新方案工业性试验表明：调控方案能够有效减弱远场应力对近场应力的作用，水力压裂对应的15119回风巷顶底板移近量最大460 mm，两帮收缩量最大为430 mm，断面收缩率降低了26.1%，巷道围岩整体变形量较小能够满足回采的正常进行，取得了良好的控制效果。