随着我国煤矿开采深度及强度不断增加，冲击地压已经成为威胁煤矿安全生产的重大灾害之一[1-4]。据不完全统计，全国冲击地压矿井数量已由1985年的32个增加到现在180多个，其中近50个矿井开采深度达到或超过1 000 m[5-7]，冲击地压发生频率和烈度均显著增加。统计分析表明[8-10]，各类煤层和顶板条件下都发生过冲击地压现象，构造从简单到复杂、煤层从薄到厚、煤层倾角从水平到急倾斜、顶板由软弱到坚硬，这为冲击地压灾害防治工作带来了极大挑战。煤巷以两帮破坏为主[11-15]，冲击危险区主要集中在由巷帮浅部破裂区煤体、巷帮深部完整区煤体和顶底板共同组成的煤-岩结构。冲击地压发生频次由多到少依次为回采巷道、掘进巷道、回采工作面[16-18]。由于采掘扰动强度不同，巷帮浅部煤体破裂程度具有差异性。由此可见，深部煤巷帮部失稳与冲击地压灾害密切相关。
为了揭示冲击地压发生机理，各种论点如以强度、刚度、能量、冲击倾向性等理论为基础的变形失稳、动静叠加、三因素、扰动响应失稳、荷载三带、冲击启动等理论成为近年来国内外专家关注的重点[11,19-25]，并较好地解释了坚硬顶板型、煤柱型、断层滑移型等冲击地压发生机理。“冲击地压是煤岩体内积聚大量能量释放的结果”是普遍认可的观点[26-28]，从能量角度建立冲击地压能量演化模型，是指导工程实践的重要手段之一。如通过建立煤岩体失稳能量模型，研究冲击地压过程中的能量积聚、传递规律[7,29-33];或针对某一类型冲击地压从能量角度揭示其发生机制[34-39];或直接提出评价煤岩体冲击倾向性的能量指标[3,40-42]。上述关于冲击地压孕育过程中的能量演化研究十分有意义，然而深部煤巷帮部失稳诱冲机理，尤其是煤巷帮部破坏能量释放特征是值得深入探讨的问题。
在冲击地压防治方面，局部卸压措施包括大直径钻孔、煤层爆破、煤层注水、顶板预裂、底板爆破等[12,43-48];加固支护主要是增大支护强度或改善支护方式[49-53]，以提高支护结构抵抗冲击能力。局部卸压解危措施往往会破坏巷帮完整性、降低支护体承载力，如何对煤巷帮部进行有效卸压，同时又要保证支护结构不失效，成为一对矛盾。
因此，研究“煤体”自身能量释放型和“煤体+顶底板”共同能量释放型两类煤巷帮部失稳诱冲机理，分析深部煤巷帮部不同破坏类型的能量释放特征，揭示深部煤巷帮部“卸-固”协同控制机理，研发深部煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同控制技术势在必行。
1 煤-岩组合结构体破坏失稳特征
1.1 煤-岩组合结构体试样制备及试验方案
煤巷帮部破坏程度与释放能量大小有直接关系，当巷帮浅部破裂区煤体发生冲击破坏时，释放能量不仅来自浅部破裂区，也可能来自巷帮深部完整区煤体和顶底板(图1)。因此，需研究深部巷帮完整区煤体或顶底板参与时煤巷帮部失稳诱冲机理，即“煤体”自身能量释放型和“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部冲击失稳模型。
为解答煤巷帮部失稳诱冲机理，采用红砂岩完整试样与裂隙试样的组合结构体开展试验研究。试样为50 mm×100 mm×30 mm(长×高×厚)的长方体，均从整块岩石上通过切割制备而成，再通过磨平机磨平试样端面，每个试样加工精度控制在ISRM制定范围之内。完整试样制备完毕后，根据试验方案，采用高压水射流对试样进行割缝处理后制备成裂隙试样，裂隙完全贯穿厚度为30 mm长方体试样。制备的部分试样如图2所示。
本次试验共设计了两类煤-岩结构组合体进行加载试验，结构体试样直接进行组合，不进行黏结。一种是由裂隙试样与1个完整试样组合而成的两体组合结构，有3种类型，如图3(a)所示，研究巷帮深部完整区煤体参与时帮部破坏失稳特征;另一种是由裂隙试样和2个完整试样组合而成的三体组合结构，有3种类型，如图3(b)所示，研究巷帮深部完整区煤体和顶板共同参与时帮部破坏失稳特征。考虑到顶底板对称性，顶板作用于煤体与底板类似，只进行了三体组合结构加载试验。
图1 巷道围岩结构组成与煤巷帮部冲击破坏示意
Fig.1 Sketch of roadway surrounding rock combination and coal rib burst
图2 试验中采用的部分红砂岩完整及裂隙试样
Fig.2 Part of intact and layer-crack red sandstone specimens
本试验采用RLJW-2000型岩石伺服压力试验机进行加载，期间采用CCD相机监测煤-岩结构体的破坏过程，如图4所示。试验过程中，在垫块与试样接触表面之间涂抹凡士林，以减少端面效应。加载采用位移控制，加载速率为0.25 mm/min。
图3 组合结构体试样类型
Fig.3 Combination structure types
1.2 两体组合结构试验结果分析
图5为不同类型两体组合结构的应力-应变曲线。不同类型两体组合结构主要经历了压密阶段、弹性阶段、屈服阶段，随后发生较大的应力跌落现象，表现出极强的脆性破坏特征，其中裂隙数目为3时的应力跌落呈“台阶状”。
图6为不同类型两体组合结构力学参数变化曲线。两体组合结构的峰值应力及弹性模量随裂隙数目增加而缓慢减小，当裂隙数目从1增大到3时，峰值应力、弹性模量分别从127.64 MPa，15.09 GPa降至112.07 MPa，14.53 GPa，减小率分别为12.19%，3.71%，但峰值应变变化规律不明显，表明裂隙数目主要影响两体组合结构的承载能力。
图4 试验加载系统
Fig.4 Test loading system
两体组合结构的峰值应力与其对应的裂隙试样非常接近(裂隙数目为1，2，3对应的峰值应力分别为129.6，119.88，109.76 MPa)，峰值应力变化率在2.5%以内，但低于完整试样峰值应力，证明裂隙试样首先破坏失稳进而导致两体组合结构失稳，CCD相机也捕捉到了这一现象，如图7所示，这一过程均在瞬间完成，持续时间不到1 s。对于1条裂隙两体组合结构，首先是完整试样表面岩片剥离，而后两体组合结构瞬间冲击失稳，裂隙试样发生冲击破坏、完整试样产生劈裂破坏;对于2条或3条裂隙两体组合结构，裂隙试样某一个或某几个承载体首先发生劈裂或剪切破坏后，导致两体组合结构整体破坏失稳。不同裂隙数目两体组合结构的破坏过程非常剧烈，有岩块崩出、岩片飞溅现象，但随着裂隙数目增加，完整试样破碎程度减弱、完整性增强，这是因为组合结构及裂隙试样峰值应力随裂隙数目增加而减小，而完整试样峰值应力不变，造成组合结构达到峰值应力时，裂隙试样已达到其储能极限、完整试样存储的能量反而降低。
图5 不同类型两体组合结构的应力-应变
Fig.5 Stress-strain curves of different types of two-body combination structure
图6 不同类型两体组合结构力学参数变化
Fig.6 Variation of mechanical parameters of two-body combination structures
图7 不同类型两体组合结构的破坏过程
Fig.7 Failure process of different types of two-body combination structure
两体组合结构破坏失稳特征如下:从试样破坏顺序来看，依次为裂隙试样、完整试样;从破坏剧烈程度来看，由强到弱依次为裂隙试样、完整试样;随着裂隙数目增加，完整试样的破坏剧烈程度减弱。鉴于巷帮深部完整区煤体强度远大于浅部破裂区煤体，该试验结果可佐证:当巷帮深部完整区煤体参与浅部破裂区煤体冲击失稳过程时，以巷帮浅部破裂区煤体破坏失稳为主，且破裂区煤体裂隙密度越大，破坏时释放能量越小。
1.3 三体组合结构试验结果分析
图8为不同类型三体组合结构的应力-应变曲线图。不同类型三体组合结构经历了压密阶段、弹性阶段、屈服阶段，而后发生应力跌落现象，其中裂隙数目为2或3时的应力跌落呈“台阶状”，即三体组合结构破坏是渐进式的。
图8 不同类型三体组合结构的应力-应变
Fig.8 Stress-strain curves of different types of three-body combination structure
图9为不同类型三体组合结构力学参数变化曲线。三体组合结构的峰值应力及弹性模量均随裂隙数目增加而缓慢减小，当裂隙数目从1增大到3时，峰值应力、弹性模量分别从101.80 MPa，17.75 GPa降至96.54 MPa，15.07 GPa，减小率分别为5.17%，15.09%，而峰值应变变化规律不明显。与两体组合结构相比，三体组合结构的强度及峰值应变降低、弹性模量增大，这是由于高径比由1∶1增大到1.5∶1而造成，文献[54]中的试验也证明了该问题，当岩体高径比由1∶1增大到1.5∶1时，其峰值应力由62.99 MPa降低到56.54 MPa、峰值应变由3.09×10-3降低到2.14×10-3，而弹性模量由32.27 GPa增大到44.32 GPa。鉴于本文研究重点是有无顶底板参与下的煤巷帮部破坏失稳特征，而非两体与三体组合结构试验结果对比分析，故该试验结果不影响本文研究结论。
图9 不同类型三体组合结构力学参数变化
Fig.9 Variation of mechanical parameters of three-body combination structures
图10为不同类型三体组合结构的破坏过程。对于1条裂隙三体组合结构，顶部试样首先产生裂纹，而后裂隙试样及其上方区域顶部试样产生劈裂破坏、岩片剥离，随后组合结构整体瞬间发生破坏失稳;对于2条或3条裂隙三体组合结构，仍然是顶部试样首先产生裂纹，而后裂隙试样及其上方区域顶部试样渐进式破坏，最终导致组合结构整体破坏失稳。本次试验所选顶部试样与完整试样岩性相同，所有顶部试样首先产生裂纹，但在实际工程条件下，顶板强度一般远大于煤体强度，不会首先破坏。
三体组合结构的破坏失稳具有如下特征:从试样破坏顺序来看，依次为顶部试样、裂隙试样、完整试样;从破坏剧烈程度来看，由强到弱依次为裂隙试样、顶部试样、完整试样;随着裂隙数目增加，完整试样的完整性增强。该试验结果可佐证:巷帮浅部破裂区煤体冲击失稳过程，顶底板的参与程度对于能量释放大小也密切相关，研究煤巷帮部失稳诱冲机理需考虑顶底板参与程度。
2 深部煤巷帮部失稳诱冲机理
2.1 “煤体”自身能量释放诱发失稳
当顶底板十分坚硬而煤体相对较弱时，可近似将顶底板视为刚体，分析“煤体”自身能量释放导致煤巷帮部失稳，煤巷帮部可简化为两部分，即浅部破裂区煤体和深部完整区煤体(为便于分析，后面将称之为A区和B区)，如图11(a)所示;在无支护条件下，B区承载能力远强于A区，可给出二者承载曲线，如图11(b)所示。图中B区有约束表示其处于三轴压缩状态，峰值应力为σBmax，而B区无约束表示其处于单轴或双轴压缩状态，峰值应力为σ′Bmax。当顶板作用于A区的垂直应变ε小于A区的极限应变εA0，A区和B区对应的应力分别为σA和σB，均未达到峰值强度，“煤体”自身能量释放型巷道围岩结构处于动态平衡状态。随着垂直应变增加，当A区应力达到其峰值强度时，围岩结构发生破坏，B区存在未破坏和破坏两种状态。
图10 不同类型三体组合结构的破坏过程
Fig.10 Failure process of different types of three-body combination structure
图11 “煤体”自身能量释放型巷道围岩结构及承载曲线示意
Fig.11 Sketches of “coal body” energy released structure of roadway surrounding rock and the load curve
图12 “煤体”自身能量释放型煤巷帮部失稳诱冲机理(B区未破坏)
Fig.12 Sketch of burst mechanism of “coal body” energy released structure of roadway surrounding rock without coal failure in the intact zone
如图12所示，当顶底板以力的形式作用于煤巷帮部的垂直应变ε达到A区极限应变εA0时，A区达到其峰值应力σAmax，发生破坏失稳。与此同时，A区作用于B区水平方向上的约束力减小，B区受力状态由三向变为两向，即受力点从B转到B′，垂直方向受力从σB减小为σ′B，由于σ′B未达到B区(无约束)的峰值应力σ′Bmax，B区仅释放存储的部分弹性应变能UB1。待破坏完成后，B区承受垂直应力将继续增大，巷道围岩结构进入动态平衡状态。
因此，当B区未发生破坏，煤巷帮部失稳时，释放能量UI为
UI=UA+UB1-URA
(1)
式中，UA为A区存储应变能;UB1为B区释放的部分应变能;URA为A区破坏消耗能量。
如图13所示，当顶底板以力的形式作用于煤巷帮部的应变ε快速增大到B区(无约束)极限应变εB0时，A区首先破坏失稳且对B区水平方向上约束力解除，B区受力状态由三向变为两向，即受力点从B转到B′，垂直方向的应力从σB减小为σ′B，释放了存储的部分应变能UB1。但此时σ′B已达到B区(无约束)的峰值应力σ′Bmax，B区也发生破坏。因此，当B区发生破坏，煤巷帮部失稳时，释放能量UI为
UI=UA+UB1+UB2-URA-URB
(2)
式中，UB2为B区(无约束)自身存储应变能;URB为B区破坏消耗能量。
图13 “煤体”自身能量释放型煤巷帮部失稳诱冲机理
(B区破坏)
Fig.13 Sketch of burst mechanism of “coal body” energy released structure of roadway surrounding rock with coal failure in the intact zone
对比式(1),(2)发现，B区发生破坏时，煤巷帮部破坏程度强于B区未发生破坏。实际上，在巷道煤帮破坏程度较高时，其承载力会瞬间降低，顶底板将释放部分变形能作用于煤体。因此，需要对“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳诱冲机理进行研究。
2.2 “煤体+顶底板”共同能量释放诱发失稳
当顶板快速下沉时，其对A区和B区的作用不可忽视，因此需研究“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳。假设该煤帮失稳时，仅A区发生破坏，顶底板通过反弹作用释放弹性应变能[55]，由此可给出如图14所示的“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳诱冲机理。如图14所示，当顶板作用于煤巷帮部的垂直应变ε瞬间增大到A区极限应变εA0时，A区发生破坏，而B区受力从σB减小为σ′B，释放存储的部分应变能UB1。同时，由于A区破坏失稳，顶底板将由B区承载，顶底板产生反弹，其受力从σC减小为σ′B，释放存储的部分应变能(URF1+URF2)。待破坏瞬间完成后，B区承受的垂直应力继续增大，巷道围岩结构再次进入动态平衡状态。因此，当B区未发生破坏，“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳时，释放能量UI为
UI=UA+UB1+URF1+URF2-URA
(3)
同理，如果B区发生破坏，释放能量UI为
UI=UA+UB1+UB2+URF1+URF2-URA-URB
(4)
对比式(3)，(4)发现，B区发生破坏时，煤巷帮部破坏程度强于B区未发生破坏。当煤巷帮部发生严重冲击破坏时，其承载力必然瞬间降低，导致顶底板释放部分弹性应变能作用于煤体，即一般情况下采用“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳诱冲机理进行解释更为合理。
图14 “煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部失稳诱冲
机理(B区未破坏)
Fig.14 Sketch of burst mechanism of “coal body+roof-floor” energy released structure of roadway surrounding rock without coal failure in the intact zone
2.3 煤巷帮部破坏能量判据及影响因素分析
根据能量理论，处于三向应力平衡状态的巷道围岩结构失稳所释放的弹性能大于煤岩体破坏所消耗的能量时，会使破坏煤岩体获得动能而形成冲击。因此，可根据煤巷帮部冲击失稳机理得到其能量判据，即
UI=UA+UB1+UB2+URF1+URF2-URA-
URB>0
(5)
进一步可将式(5)转化为
UA+UB1+UB2+URF1+URF2>URA+URB
(6)
当URF1+URF2=0时，上式表示“煤体”自身能量释放型煤巷帮部冲击失稳判据;当URF1+URF2>0时，上式表示“煤体+顶底板”共同能量释放型煤巷帮部冲击失稳判据。进一步，当UB2=0，URB=0时，表示B区未发生破坏;当UB2>0,URB>0时，表示B区发生破坏。
假设A区、B区和顶底板的峰前加载及峰后卸载均为弹性体，则煤巷帮部冲击失稳判据中各部分能量为
(7)
(8)
当B区未破坏时，即σ′B<σ′Bmax:
(9)
(10)
当B区破坏时，即σ′B>σ′Bmax:
(11)
(12)
(13)
(14)
式中，EA+为A区的峰前弹性模量;EA-为A区的峰后弹性模量;EB+为B区(有约束)的峰前弹性模量;EB′+为B区(无约束)的峰前弹性模量;EB′-为B区(无约束)的峰后弹性模量;EC+为顶底板的峰前弹性模量。
上述公式计算得到的能量均为单位体积能量，仅能说明冲击能量大小与破裂区煤体强度、完整区煤体强度及其受到的水平约束力大小、顶底板强度等因素有关。但在实际工程中，还与煤层厚度HM、破裂区煤体宽度a、完整区煤体宽度(b-a)和提供能量顶底板长度c及其厚度HRF有关。将巷道围岩结构积聚能量与巷道围岩结构破坏消耗能量比值定义为K，即
(15)
式(15)可表示煤巷帮部是否发生冲击失稳的能量判据，根据K的取值即可判断煤巷帮部冲击失稳是否发生，其中
(16)
以某矿10煤曾发生过冲击地压的西四工作面为例，顶底板厚度均为5 m的砂岩，采用FLAC3D模拟得到了煤巷帮部破坏区深度从0 m增大到2 m时，煤巷帮部一侧5 m范围内煤层和顶底板共同释放弹性应变能为896.5 kJ，而煤体单轴抗压强度为23.8 MPa、弹性模量为5.6 GPa，根据最小能量原理[56]，计算得到5 m范围内煤层破坏消耗能量为270.94 kJ。根据式(15)计算得到K值为2.44，达到发生冲击地压的条件，与实际情况相吻合。
3 深部煤巷帮部破坏类型及能量释放特征
3.1 深部煤巷帮部破坏类型
通过对京西矿区近40起冲击地压案例分析表明[11,16]，深部煤巷帮部破坏程度由弱到强依次为宏观裂缝、轻微帮鼓片帮、严重片帮和帮部整体抛出共4类破坏形态，其中宏观裂缝对巷道影响较弱。图15给出了后3类煤巷帮部宏观破坏图，轻微帮鼓片帮造成煤帮支护损伤较小;严重片帮造成支护整体失效;帮部整体抛出造成煤帮支护整体失效、支架损坏同时，还会造成巷道断面缩小至无法行人。
表1列出了煤巷帮部破坏特征，图16给出了相应的素描图。从煤巷帮部破坏深度来看，产生宏观裂缝无破坏深度，轻微帮鼓片帮、严重片帮和帮部整体抛出的破坏深度分别为0～0.6，0.6～1.2，1.0～2.0 m;破坏程度较小时，个别锚杆或锚索失效、破碎煤体呈薄片状及片块状，而破坏程度较大时，支护整体失效、巷道堵塞或断面收缩、破碎煤体呈块状。
图15 煤巷帮部宏观破坏[11,16]
Fig.15 Damage photos of coal rib failure[11,16]
表1 煤巷帮部破坏特征
Table 1 Damage characteristics of coal rib failure
破坏形态破坏深度/m破坏情况宏观裂缝无支护完好,破碎煤体呈薄片状轻微帮鼓片帮0～0.6支护轻微损伤或局部失效,局部锚杆或锚索失效、锚网破裂,破碎煤体呈薄片块状严重片帮0.6～1.2支护整体失效,巷道堵塞,破碎煤体以块状为主帮部整体抛出1.0～2.0支护整体失效、支柱损坏,巷道断面收缩,破碎煤体以块状为主
图16 煤巷帮部破坏特征素描
Fig.16 Drawing of damage characteristics of coal rib failure
图17 煤巷帮部破坏深度与围岩能量演化的关系
Fig.17 Relationship between the failure width of coal rib and energy evolution of roadway surrounding rock
图18 煤巷帮部破坏能量释放示意
Fig.18 Sketch of energy release during the coal rib failure
图19 煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同控制理念
Fig.19 “Stress relief-support reinforcement” synergetic control concept of coal rib burst
3.2 煤巷帮部破坏能量释放特征
通过FLAC3D数值模拟得到了煤巷帮部破坏深度增大过程中煤体及顶底板的能量演化规律，如图17所示。从图17(a)～(d)中可以看出，随着煤巷帮部破坏深度增大，高能量积聚区不断释放能量，且逐渐向煤巷帮部深处转移。结合图17(e)可以看出，当煤巷帮部破坏深度从0 m增大到0.5 m时，即煤巷帮部破坏深度较小时，以煤体释放能量为主;而煤巷帮部破坏深度从0.5 m增大到2.0 m时，即煤巷帮部破坏深度较大时，以煤体和顶底板共同释放能量为主。
结合煤巷帮部失稳诱冲机理，对不同煤巷帮部破坏类型的能量释放特征进行了分析，如图18所示。煤体积聚部分弹性变形能释放，导致煤巷帮部产生宏观裂缝，但对支护结构影响较小;煤体积聚较高弹性变形能释放，导致轻微帮鼓片帮，造成支护结构轻微或局部损伤;煤体积聚很高弹性变形能释放，以及在顶底板共同参与下，导致严重片帮或帮部整体抛出，造成支护结构整体失效。
4 深部煤巷帮部“卸-固”协同控制技术与实践
4.1 “卸-固”协同控制机理
基于深部煤巷帮部能量释放机制认识可知，煤巷帮部失稳过程经历了开挖引起围岩变形能重新分布→A区形成→A区破坏→煤巷帮部失稳4个阶段。在实际工程条件下，随着开采深度增加，A区往往随开挖卸荷过程而形成。随着围岩变形能不断积聚释放，导致煤巷帮部破坏由表及里延伸。一方面，在煤巷帮部浅层区域要强化其承载能力，即为“固”;另一方面，需要通过“卸”能方式，让能量集聚区向煤巷帮部深层区域转移，或降低顶底板岩层积聚弹性变形能的量值，如图19所示。
据此，可给出如图20所示的煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同控制机理。一方面，采用锚杆、锚索、注浆等技术，将煤巷帮部浅层区域加固成为具有一定厚度、承载力高的结构体，提升加固区的吸能抗破坏能力，即增加式(15)中巷道围岩结构破坏消耗的能量;另一方面，采用深孔爆破、大钻孔卸压、顶底板预裂等技术，对煤体或顶底板进行卸压，使支承压力高峰区或能量积聚区向帮部深处转移，使高能量积聚区远离采掘空间，即减少式(15)中巷道围岩结构积聚的能量。这样的“卸-固”协同控制，将提升深部煤巷的防冲抗冲能力。
4.2 “卸-固”协同控制设计方法
4.2.1 “卸-固”协同控制参数确定
进行“卸-固”协同的关键技术点是如何确定“卸”的深度和“固”的范围，根据本文理论分析得到的煤巷帮部冲击失稳的能量判据K，提出了如图21所示的深部煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同控制方法[57]，其实施步骤为：
(1)采用钻孔窥视技术探测深部煤巷帮部破裂程度，获得帮部浅部破裂区煤体宽度L0。
(2)在煤巷帮部浅部裂区煤体2～3 m以外的区域实施深孔爆破，炮眼装药量既达到松动煤体，又要防止崩散煤体，每眼装药量一般小于3 kg。
(3)加固浅部破裂区煤体，一般分2种情况:1是浅部破裂区煤体宽度小于3 m时，采用锚杆+锚索加固方案;2是浅部破裂区煤体宽度大于3 m时，在锚杆+锚索加固基础上，对锚杆支护范围内破裂区煤体进行注浆加固，注浆深度为3.0～3.5 m。
为进一步确定煤巷帮部锚索锚固长度，根据宋振骐院士提出的“内外应力场”理论[58]，结合钻屑法监测原理，提出了如图22所示的通过钻进钻屑量沿钻孔深度变化判断顶板超前断裂位置的方法[59-60]。该方法实施步骤为
(1)沿着煤巷帮部中部打10～15 m的钻屑量监测钻孔，每钻进1 m记录1次钻屑量，直至钻到规定深度，如图22(a)所示。
图20 深部煤巷帮部冲击地压“卸-固”协同防控机理
Fig.20 “Stress relief-support reinforcement” synergetic control mechanism of coal rib burst
图21 “卸-固”协同控制方法
Fig.21 “Stress relief-support reinforcement” synergetic control method
图22 顶板断裂结构与钻屑量监测分布示意[59]
Fig.22 Sketches of roof fracturing structure and drilling cutting monitoring[59]
(2)根据不同钻孔深度处排出的钻屑量，获得钻屑量与钻孔深度之间关系曲线，根据钻屑量与应力之间对应关系，当量绘制出支承压力分布形态，如图22(b)所示。
(3)根据顶板运动与支承压力分布间关系，顶板在断裂前产生应力集中，断裂后该区域应力下降，支承压力峰值区向深部转移，由此可判定钻屑量降低区处位置为基本顶超前断裂位置，而钻屑量最多区域为支承压力峰值区。
(4)将基本顶超前断裂位置以外的区域作为锚索锚固端，要求锚索锚固长度至少超前断裂线位置1.0～2.0 m，确定基本顶超前断裂位置L1，则锚索锚固长度L2=L1+1.0～2.0 m，考虑到锚索外露长度为0.2 m，则锚索长度为L2+0.2 m。
4.2.2 应用实例
孙村煤矿2222东回风巷位于-1 100 m水平，巷道断面为梯形，巷道高2.6 m(中线位置处)、宽3.6 m(中线位置处)。初期支护方式为:顶板采用直径φ20 mm、长度2 m高强预应力让压锚杆+金属菱形网+W锚带进行支护，间排距为850 mm×800 mm;顶板中部增加单根锚索加固支护，长度4.5 m，沿巷道走向间隔4 m;两帮采用直径φ20 mm、长度2.0 mm金属全螺纹钢等强锚杆+金属菱形网+W钢托板支护，上帮间排距为900 mm×800 mm、下帮间排距为800 mm×800 mm。煤层具有冲击倾向性，曾发生过冲击地压事故。
现场钻孔电视测试结果表明，东回风巷煤帮浅部破裂区煤体宽度为1.8 m，基于“卸-固”协同控制，将帮锚杆实际长度优化为2.2 m、顶锚杆长度优化为2.4 m，锚杆间排距优化为700 mm×700 mm;对煤帮进行爆破卸压，炮眼深度取3.5m，封孔长度3 m、装药长度0.5 m，间距取5 m;与此同时，探测得到基本顶超前断裂位置距煤帮壁面距离为3.5～4.0 m，锚固长度取1 m、外露长度取0.3 m，将锚索长度优化为5.3 m，沿巷道走向间隔4 m，优化后的支护及卸压方式如图23所示。实施该“卸-固”协同控制方法后，现场监测表明该区域内监测指标均在临界值以下，且在服务期间内未再发生冲击地压灾害。
图23 优化后的支护及卸压方案
Fig.23 Optimized support and stress relief scheme
5 结 论
(1)顶底板及煤体内赋存弹性变性能共同释放是导致深部煤巷帮部发生冲击破坏的基本力学机制，深部煤巷帮部破坏程度由弱到强依次为宏观裂缝、轻微帮鼓片帮、严重片帮和帮部整体抛出共4类破坏形态。其中，煤体产生宏观裂缝和轻微帮鼓片帮破坏驱动能量主要来自煤体本身，而严重片帮和帮部整体抛出破坏驱动能量来自煤体和顶底板共同作用。
(2)深部煤巷帮部冲击地压防控应从两方面入手:一是“固”，采用锚杆(索)支护、注浆等技术，将煤巷帮部浅层区域煤体加固，实现对强动力效应阻挡;二是“卸”，采用深孔爆破、大直径钻孔卸压等技术，使高能量积聚区向煤巷帮部深处转移，在紧邻浅层加固区形成一定宽度的缓冲吸能区。
(3)如何提升巷道锚固支护系统与围岩结构耦合吸能水平，构建冲击地压灾害“卸-固”协同控制理论与技术体系，是深部开采冲击地压防治工程中需重点研究内容之一。
[1] JIANG Yaodong,ZHAO Yixin,WANG Hongwei,et al.A review of mechanism and prevention technologies of coal bumps in China[J].Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering,2017,9:180-194.
[2] DOU Linming,MU Zonglong,LI Zhenlei,et al.Research progress of monitoring,forecasting,and prevention of rockburst in underground coal mining in China[J].International Journal of Coal Science and Technology,2014,1(3):278-288.
[3] 谭云亮,郭伟耀,辛恒奇,等.煤矿深部开采冲击地压监测解危关键技术研究[J].煤炭学报,2019,44(1):160-172.
TAN Yunliang,GUO Weiyao,XIN Hengqi,et al.Key technology of rock burst monitoring and control in deep coal mining[J].Journal of China Coal Society,2019,44(1):160-172.
[4] 齐庆新,潘一山,舒龙勇,等.煤矿深部开采煤岩动力灾害多尺度分源防控理论与技术架构[J].煤炭学报,2018,43(7):1801-1810.
QI Qingxin,PAN Yishan,SHU Longyong,et al.Theory and technical framework of prevention and control with different sources in multiscales for coal and rock dynamic disasters in deep mining of coal mines[J].Journal of China Coal Society,2018,43(7):1801-1810.
[5] 袁亮,姜耀东,何学秋,等． 煤矿典型动力灾害风险精准判识及监控预警关键技术研究进展[J].煤炭学报,2018,43(2):306-318.
YUAN Liang,JIANG Yaodong,HE Xueqiu,et al.Research progress of precise risk accurate identification and monitoring early warning on typical dynamic disasters in coal mine[J].Journal of China Coal Society,2018,43(2):306-318.
[6] 蓝航,陈东科,毛德兵.我国煤矿深部开采现状及灾害防治分析[J].煤炭科学技术,2016,44(1):39-46.
LAN Hang,CHEN Dongke,MAO Debing.Current status of deep mining and disaster prevention in China[J].Coal Science and Technology,2016,44(1):39-46.
[7] 姜耀东,潘一山,姜福兴,等.我国煤炭开采中的冲击地压机理和防治[J].煤炭学报,2014,39(2):205-213.
JIANG Yaodong,PAN Yishan,JIANG Fuxing,et al.State of the art review on mechanism and prevention of coal bumps in China[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):205-213.
[8] 李宏艳,莫云龙,孙中学,等.煤矿冲击地压灾害防控技术研究现状及展望[J].煤炭科学技术,2019,47(10):62-68.
LI Hongyan,MO Yunlong,SUN Zhongxue,et al.Research status and prospect of coal bumps prevention and control technology[J].Coal Science and Technology,2019,47(10):62-68.
[9] 谭云亮,宁建国,赵同彬,等.深部巷道围岩破坏及控制[M].北京:煤炭工业出版社,2011.
[10] MARK Christopher.Coal bursts in the deep longwall mines of the United States[J].International Journal of Coal Science & Technology,2016,3(1):1-9.
[11] ZHAO Tongbin,GUO Weiyao,TAN Yunliang,et al.Case studies of rock bursts under complicated geological conditions during multi-seam mining at a depth of 800 m[J].Rock Mechanics and Rock Engineering,2018,51:1539-1564.
[12] GUO Weiyao,ZHAO Tongbin,TAN Yunliang,et al.Progressive mitigation method of rock bursts under complicated geological conditions[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2017,96:11-22.
[13] 宋扬,谭云亮,杨永杰,等.巷道两帮破坏范围的EKKO雷达探测研究[J].实验力学,1998,13(4):477-484.
SONG Yang,TAN Yunliang,YANG Yongjie,et al.Detecting fractured width of tunnel walls with KEFO radar[J].Journal of Experimental Mechanics,1998,13(4):477-484.
[14] 王汉鹏,李术才,李为腾,等.深部厚煤层回采巷道围岩破坏机制及支护优化[J].采矿与安全工程学报,2012,29(5):631-636.
WANG Hanpeng,LI Shucai,LI Weiteng,et al.Failure mechanism of roadway surrounding rock in deep thick coal seam and its support optimization[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2012,29(5):631-636.
[15] 王兆会,杨敬虎,孟浩.大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制[J].煤炭学报,2015,40(1):42-49.
WANG Zhaohui,YANG Jinghu,MENG Hao.Mechanism and controlling technology of rib spalling in mining face with large cutting heightpassing through fault[J].Journal of China Coal Society,2015,40(1):42-49.
[16] ZHAO Tongbin,GUO Weiyao,TAN Yunliang,et al.Case histories of rock bursts under complicated geological conditions[J].Bulletin of Engineering Geology and the Environment,2018,77:1529-1545.
[17] 潘俊锋,毛德兵,蓝航,等.我国煤矿冲击地压防治技术研究现状及展望[J].煤炭科学技术,2013,42(6):21-25.
PAN Junfeng,MAO Debing,LAN Hang,et al.Study status and prospects of mine pressure bumping control technology in China[J].Coal Science and Technology,2013,42(6):21-25.
[18] 蓝航,齐庆新,潘俊锋,等.我国煤矿冲击地压特点及防治技术分析[J].煤炭科学技术,2011,39(1):11-15.
LAN Hang,QI Qingxin,PAN Junfeng,et al.Analysis on features as well as prevention and control technology of mine strata pressure bumping in China[J].Coal Science and Technology,2011,39(1):11-15.
[19] 齐庆新,史元伟,刘天泉.冲击地压粘滑失稳机理的实验研究[J].煤炭学报,1997,22(2):144-148.
QI Qingxin,SHI Yuanwei,LIU Tianquan.Mechanism of instability caused by viscous sliding in rock burst[J].Journal of China Coal Society,1997,22(2):144-148.
[20] 章梦涛,徐曾和,潘一山,等.冲击地压和突出的统一失稳理论[J].煤炭学报,1991,16(4):48-53.
ZHANG Mengtao,XU Zenghe,PAN Yishan,et al.A united instability theory on coal (rock) burst and outburst[J].Journal of China Coal Society,1991,16(4):48-53.
[21] 姜福兴,刘懿,张益超,等.采场覆岩的“载荷三带”结构模型及其在防冲领域的应用[J].岩石力学与工程学报,2016,35(12):2398-2409.
JIANG Fuxing,LIU Yi,ZHANG Yichao,et al.A three-zone structure loading model of overlying strata and its application on rockburst prevention[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2016,35(12):2398-2409.
[22] 潘俊锋,宁宇,毛德兵,等.煤矿开采冲击地压启动理论[J].岩石力学与工程学报,2012,31(3):586-596.
PAN Junfeng,NING Yu,MAO Debing,et al.Theory of rockburst start-up during coal mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(3):586-596.
[23] 潘一山.煤矿冲击地压扰动响应失稳理论及应用[J].煤炭学报,2018,43(8):2091-2098.
PAN Yishan.Disturbance response instability theory of rockburst in coal mine[J].Journal of China Coal Society,2018,43(8):2091-2098.
[24] 李玉生,张万斌,王淑坤.冲击地压机理探讨[J].煤炭学报,1984,9(4):81-83.
LI Yusheng,ZHANG Wanbin,WANG Shukun.Study of rockburst mechanism[J].Journal of China Coal Society,1984,9(4):81-83.
[25] 窦林名,何江,曹安业,等.煤矿冲击矿压动静载叠加原理及其防治[J].煤炭学报,2015 40(7):1469-1476．
DOU Linming,HE Jiang,CAO Anye,et al.Rock burst prevention methods based on theory of dynamic and static combined load induced in coal mine[J].Journal of China Coal Society,2015,40(7):1469-1476.
[26] 华安增.地下工程周围岩体能量分析[J].岩石力学与工程学报,2003,22(7):1054-1059.
HUA Anzeng.Energy analysis of surrounding rocks in underground engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(7):1054-1059.
[27] 赵同彬,郭伟耀,韩飞,等.工作面回采速度影响下煤层顶板能量积聚释放分析[J].煤炭科学技术,2018,46(10):37-44.
ZHAO Tongbin,GUO Weiyao,HAN Fei,et al.Analysis on energy accumulation and release of roof under influence of mining speed[J].Coal Science and Technology,2018,46(10):37-44.
[28] 赵阳升,冯增朝,万志军.岩体动力破坏的最小能量原理[J].岩石力学与工程学报,2003,22(11):1781-1783.
ZHAO Yangsheng,FENG Zengchao,WAN Zhijun.Least energy principle of dynamical failure of rock mass[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(11):1781-1783.
[29] 赵毅鑫,姜耀东,田素鹏.冲击地压形成过程中能量耗散特征研究[J].煤炭学报,2010,35(12):1979-1983.
ZHAO Yixin,JIANG Yaodong,TIAN Supeng.Investigation on the characteristics of energy dissipation in the preparation process of coal bumps[J].Journal of China Coal Society,2010,35(12):1979-1983.
[30] 李建兴,张睿,黄磊,等.高地应力硬脆性围岩隧道失稳机理及处置措施[J].地下空间与工程学报,2018,14(5):1345-1351.
LI Jianxing,ZHANG Rui,HUANG Lei,et al.Study on instability mechanism and disposal measures of brittle fractured surrounding rock area in high geo-stress tunnel[J].Chinese Journal of Underground Space and Engineering,2018,14(5):1345-1351.
[31] 王桂峰,窦林名,蔡武,等.冲击地压的不稳定能量触发机制研究[J].中国矿业大学学报,2018,47(1):190-196.
WANG Guifeng,DOU Linming,CAI Wu,et al.Unstable energy triggering mechanism of rock burst[J].Journal of China University of Mining and Technology,2018,47(1):190-196.
[32] 向鹏,纪洪广,孔灵锐,等.基于两体系统动态加卸载效应的冲击地压机理[J].煤炭学报,2016,41(11):2698-2705.
XIANG Peng,JI Hongguang,KONG Lingrui,et al.Rockburst mechanism analysis based on dynamic loading and unloading effect of two-body systems[J].Journal of China Coal Society,2016,41(11):2698-2705.
[33] 王凯兴,潘一山.冲击地压矿井的围岩与支护统一吸能防冲理论[J].岩土力学,2015,36(9):2585-2590.
WANG Kaixing,PAN Yishan.An undified theory of energy absorption and anti-impact for surrounding rock and support in rock burst mine[J].Rock and Soil Mechanics,2015,36(9):2585-2590.
[34] 谭云亮,张明,徐强,等.坚硬顶板型冲击地压发生机理及监测预警研究[J].煤炭科学技术,2019,47(1):166-172.
TAN Yunliang,ZHANG Ming,XU Qiang,et al.Study on the mechanism,monitoring and early warning of rock burst induced by hard roof[J].Coal Science and Technology,2019,47(1):166-172.
[35] 赵同彬,郭伟耀,谭云亮,等.煤厚变异区开采冲击地压发生的力学机制[J].煤炭学报,2016,41(7):1659-1666.
ZHAO Tongbin,GUO Weiyao,TAN Yunliang,et al． Mechanics mechanism of rock burst caused by mining in the variable region of coal thickness[J].Journal of China Coal Society,2016,41(7):1659-1666．
[36] GUO Weiyao,GU Qingheng,TAN Yunliang,et al.Case studies of rock bursts in tectonic areas with facies change[J].Energies,2019,12,1330.
[37] 吕进国,王涛,丁维波,等.深部开采逆断层对冲击地压的诱导机制[J].煤炭学报,2018,43(2):405-416.
LÜ Jinguo,WANG Tao,DING Weibo,et al.Induction mechanisms of coal bumps caused by thrust faults during deep mining[J].Journal of China Coal Society,2018,43(2):405-416.
[38] 刘学生,谭云亮,宁建国,等.采动支承压力引起应变型冲击地压能量判据研究[J].岩土力学,2016,37(10):2929-2936.
LIU Xuesheng,TAN Yunliang,NING Jianguo,et al.Energy criterion of abutment pressure induced strain-mode rockburst[J].Rock and Soil Mechanics,2016,37(10):2929-2936.
[39] GUO Weiyao,QIU Yue,ZHAO Tongbin,et al.Influence of the variable stoping speed on the occurrence mechanism of rock burst[J].Geomatics,Natural Hazards and Risk,2019,10(1):2094-2105.
[40] TAN Yunliang,LIU Xuesheng,SHEN Baotang,et al.New approaches to testing and evaluating the impact capability of coal seam with hard roof and/or floor in coal mines[J].Geomechanics and Engineering,2018,14(4):367-376.
[41] 潘一山,耿琳,李忠华.煤层冲击倾向性与危险性评价指标研究[J].煤炭学报,2010,35(12):1975-1978.
PAN Yishan,GENG Lin,LI Zhonghua.Research on evaluation indices for impact tendency and danger of coal seam[J].Journal of China Coal Society,2010,35(12):1975-1978.
[42] SAFFARI Amir,SERESHKI Farhang,ATAEI Mohammad,et al.Presenting an engineering classification system for coal spontaneous combustion potential[J].International Journal of Coal Science & Technology,2017,4(2):110-128.
[43] GUO Weiyao,TAN Yunliang,YANG Zhulong,et al.Effect of saturation time on the bursting liability indexes of coal and its application for rock burst mitigation[J].Geotechnical and Geological Engineering,2018,36(1):589-597.
[44] 刘金海,姜福兴,孙广京,等.强排煤粉防治冲击地压的机制与应用[J].岩石力学与工程学报,2014,33(4):747-754.
LIU Jinhai,JIANG Fuxing,SUN Guangjing,et al.Mechanism of intensive venting pulverized coal to prevent coal burst and its application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(4):747-754.
[45] ZHAO Tongbin,GUO Weiyao,YU Fenghai,et al.Numerical investigation of influences of drilling arrangements on the mechanical behavior and energy evolution of coal models[J].Advances in Civil Engineering,2018:1-12.
[46] 郭文斌.煤矿冲击地压区域卸压槽爆破防治技术[J].煤炭科学技术,2010,38(3):15-17.
GUO Wenbin.Blasting prevention technology of pressure released slot in pressure bumping area[J].Coal Science and Technology,2010,38(3):15-17.
[47] 赵善坤,黎立云,吴宝杨,等.底板型冲击危险巷道深孔断底爆破防冲原理及实践研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(4):636-642.
ZHAO Shankun,LI Liyun,WU Baoyang,et al.Theory and application of deep hole floor-break blasting in floor rock burst coal mine[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2016,33(4):636-642.
[48] TAN Yunliang,YIN Yanchun,GU Shitan,et al.Multi-Index monitoring and evaluation on rock burst in Yangcheng Mine[J].Shock and Vibration,2015:1-5.
[49] TAN Yunliang,ZHAO Tongbin,XIAO Yaxun.Quantitative props support estimation and the remote monitor early-warning for hard roof weighting at the Muchengjian Mine in China[J].Canadian Geotechnical Journal,2010,47(9):947-954.
[50] 于凤海,赵同彬,谭云亮,等.卸压开采影响下回采巷道支护强度量化计算方法探讨[J].采矿与安全工程学报,2016,33(3):460-466.
YU Fenghai,ZHAO Tongbin,TAN Yunliang,et al.Study on quantitative calculation method of mining roadway supporting intensity under depressurized mining[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2016,33(3):460-466.
[51] HUANG Wanpeng,YUAN Qinghe,TAN Yunliang,et al.An innovative support technology employing a concrete-filled steel tubular structure for a 1 000 m-deep roadway in a high in situ stress field[J].Tunnelling and Underground Space Technology,2018,73:26-36.
[52] 潘一山,肖永惠,李忠华,等.冲击地压矿井巷道支护理论研究及应用[J].煤炭学报,2014,39(2):222-228.
PAN Yishan,XIAO Yonghui,LI Zhonghua,et al.Study of tunnel support theory of rockburst in coal mine and its application[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):222-228.
[53] 王斌,李夕兵,马春德,等.岩爆灾害控制的动静组合支护原理及初步应用[J].岩石力学与工程学报,2014,33(6):1169-1178.
WANG Bin,LI Xibing,MA Chunde,et al.Principle and preliminary application of combined static-dynamic support to rockburst disaster controlling[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(6):1169-1178.
[54] 杨圣奇,苏承东,徐卫亚.岩石材料尺寸效应的试验和理论研究[J].工程力学,2005,22(4):112-118.
YANG Shengqi,SU Chengdong,XU Weiya.Experimental and theoretical study of size effect of rock material[J].Engineering Mechanics,2005,22(4):112-118.
[55] 谭云亮,杨永杰.反弹的机理及工程意义[J].力学与实践,1996,18(2):21-23.
[56] 赵阳升,冯增朝,常宗旭.试论岩体动力破坏的最小能量原理[J].岩石力学与工程学报,2002,21(S):1931-1933.
ZHAO Yangsheng,FENG Zengchao,CHANG Zongxu.The least energy principle of dynamical rock failure[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(S):1931-1933.
[57] 谭云亮,宁建国,赵同彬,等.深部煤巷冲击地压卸压与加固协同控制方法[P].中国专利:ZL2011101098041,2011-10-19.
[58] 谭云亮,宁建国,顾士坦,等.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社,2011.
[59] 谭云亮,孟祥军,王春秋,等.深部沿空顺槽实体煤侧巷帮锚索锚固深度确定方法[P].中国专利:ZL2012101419047,2012-09-12.
[60] 孟祥军.深部综放大断面沿空掘巷围岩控制理论及技术研究[D].青岛:山东科技大学,2013.
MENG Xiangjun.Surrounding rock control theory and technology basis of large-section entry driving along goaf in fully mechanized caving face when deep mining[D].Qingdao:Shandong University of Science and Technology,2013.
