深部煤層底板抽采巷道空間位置關(guān)系及圍巖穩(wěn)定性研究

楊黨委，劉永恒，齊曉菲，姬圓圓

(1.平煤股份 十礦，河南 平頂山 467000； 2.煉焦煤資源開發(fā)及綜合利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，河南 平頂山 467000；3.平頂山學(xué)院 機(jī)械與電氣工程學(xué)院，河南 平頂山 467000； 4.平煤股份 四礦，河南 平頂山 467000)

近年來，“底板巷道掩護(hù)煤巷掘進(jìn)，回采工作面煤層穿層鉆孔全覆蓋”區(qū)域瓦斯治理技術(shù)路線對治理平頂山礦區(qū)高瓦斯突出煤層起到了良好的效果[1-2]。由于瓦斯超前抽采治理的需要，位于開采煤層底板的巖石巷道在時間上先于回采巷道的掘進(jìn)，在成巷后為掩護(hù)煤巷掘進(jìn)鉆孔、工作面煤層穿層全覆蓋瓦斯抽采鉆孔的打設(shè)及工作面回采期間的區(qū)域瓦斯抽采提供空間。因此，底板巖石巷道圍巖穩(wěn)定控制成為影響瓦斯治理效果和采掘接替的關(guān)鍵因素之一[3-5]。底板巖石巷道需要經(jīng)歷瓦斯抽放鉆孔打設(shè)和巷道采掘的擾動影響，加之煤層開采深度逐漸增加，圍巖收縮變形及底鼓明顯，頂板破碎，穩(wěn)定性難以控制[6]。因此，底板瓦斯治理巖石巷道的穩(wěn)定性控制，確保礦井區(qū)域瓦斯治理的順利推進(jìn)已經(jīng)成為礦井亟待解決的問題。國內(nèi)外專家和現(xiàn)場技術(shù)人員對底板巷道的圍巖變形特征和穩(wěn)定性控制方面做了很多研究，朱云術(shù)、孟祥瑞等人基于現(xiàn)場礦山壓力分析，采用理論分析、試驗(yàn)臺相似模擬等手段研究了系統(tǒng)分析了底板巖層在上部煤層采動影響下的破壞深度及底板應(yīng)力分布規(guī)律；在受動壓影響巷道圍巖控制方面，王連國等[7-9]通過分析深部動壓軟巖巷道的破壞特征，提出了以注漿錨桿為核心的支護(hù)體系，提高了施工效率，有效保護(hù)了巷道的穩(wěn)定性[10]，婁培杰針對淮北礦區(qū)蘆嶺煤礦二水平底板巷道受采動影響翻修次數(shù)多、維護(hù)困難的難題，分析了動壓影響底板巷道圍巖大變形力學(xué)機(jī)理及不同支護(hù)方式下動壓影響底板巷道圍巖穩(wěn)定性時空演化規(guī)律，提出“棚索耦合+底板錨網(wǎng)索+注漿”和“二次錨網(wǎng)索結(jié)構(gòu)補(bǔ)強(qiáng)+底板錨網(wǎng)索+注漿”2種支護(hù)方式，在現(xiàn)場應(yīng)用中均取得了良好的支護(hù)效果[11]。目前的研究主要集中在上部煤層對底板巖層的影響深度及其圍巖變形特征、支護(hù)方式，但對于上部煤層工作面與底板巷道的空間位置關(guān)系研究較少，同時，鮮有開采擾動與底板巷道圍巖失穩(wěn)之間演化過程方面的研究。

本文以平煤股份十礦己15-16-33190工作面為工程背景，從底板巖石瓦斯抽采巷道空間位置關(guān)系、開采擾動對底板巷道影響的演化過程及圍巖支護(hù)方式等進(jìn)行分析研究，提出對應(yīng)的優(yōu)化改進(jìn)方案及巷道圍巖支護(hù)方案，并在現(xiàn)場工業(yè)性試驗(yàn)中取得了較好的效果，為類似條件下瓦斯抽采巷道的穩(wěn)定性控制具有較高的指導(dǎo)和借鑒意義。

1 底板抽采巷道條件概況

平煤股份十礦位于河南省平頂山礦區(qū)東部，井田內(nèi)主要開采煤層埋深普遍在800 m以深，其中己15-16-33190工作面位于礦井三水平下部，首分層主采煤層為己15-16合層煤層，平均傾角5°，屬近水平煤層，平均厚度3.5 m，工作面可采走向長1 140 m，傾向長160 m，采用U型通風(fēng)方式，工作面瓦斯抽采巷道位于煤層底板的巖層中，工作面回風(fēng)巷道與底板瓦斯抽采巷道平面位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 己15-16-33190底板瓦斯抽采巷與工作面平面位置關(guān)系Fig.1 Plane position relation diagram of Ⅵ15-16-33190 floor gas drainage roadway and working face

平煤股份十礦己15-16-33190工作面平均埋深達(dá)到1 100 m，其煤層地質(zhì)賦存情況如圖2所示，直接頂為厚度6.0～13.0 m的深灰色砂質(zhì)泥巖含薄層細(xì)砂巖，位于直接頂上部為厚度大于18 m的厚層狀細(xì)至中粒砂巖基本頂，直接底為厚度1.0～2.8 m的砂質(zhì)泥巖及薄層細(xì)砂巖，其下部依次為平均厚度2.5 m的己17煤層和厚度5.0～6.0 m的灰色條帶細(xì)砂巖的基本底。區(qū)域瓦斯治理巷道位于工作面回采巷道下部約13 m，沿L1石灰?guī)r底板布置。

圖2 煤層綜合地質(zhì)柱狀Fig.2 Comprehensive geological histogram of coal seam

2 煤層底板巖層影響深部分析

2.1 巷道距煤層垂直位置分析

底板瓦斯抽采巷道主要受上部回采巷道掘進(jìn)和開采擾動的影響，其中掘進(jìn)期間作業(yè)斷面較小，對底板巷道擾動程度低；而工作面回采期間由于作業(yè)強(qiáng)度高，范圍大，擾動劇烈，周圍應(yīng)力將發(fā)生明顯的重新分布，距離煤層底板一定距離內(nèi)的瓦斯抽采巷道在此過程中塑性破壞范圍增大，圍巖會產(chǎn)生移動甚至造成巖體的破壞，成為威脅底板瓦斯抽采巷道穩(wěn)定性的主要原因。因此，分析開采期間煤層底板巖層的擾動機(jī)理及影響范圍對優(yōu)化底板抽采巷道布置具有重要參考意義。

煤層開采過程中工作面前方將產(chǎn)生超前高支承壓力影響區(qū)，后方采空區(qū)上覆巖層失去煤層的支撐作用由下向上依次發(fā)生彎曲下沉、回轉(zhuǎn)破斷，呈現(xiàn)出劇烈的位移擾動區(qū)，以上2個過程決定了對煤層底板的開采擾動范圍，如圖3所示[12-13]。

圖3 煤層底板破壞力學(xué)模型Fig.3 Failure mechanics model of coal seam floor

在工作面超前支承壓力作用下，前方一定距離的煤體達(dá)到極限力學(xué)平衡狀態(tài)，并處于塑性破壞，基于摩爾—庫侖準(zhǔn)則，該段煤體寬度hp為：

(1)

(2)

(3)

從圖3中可知，底板巖層受開采擾動最大的點(diǎn)與工作面之間的水平距離ls存在以下幾何關(guān)系：

ls=dmaxtanφ

(4)

式中，φ為巖石的內(nèi)摩擦角；m為煤層開采厚度；Cm為煤層內(nèi)的聚合力；n為工作面前方最大應(yīng)力集中系數(shù)；γ為巖層平均容重；H為煤層埋藏深度。

根據(jù)平煤股份十礦現(xiàn)場生產(chǎn)及相關(guān)巖石力學(xué)參數(shù)測試可知：煤層內(nèi)聚力Cm=1.0 MPa，內(nèi)摩擦角φ=25°，己15-16-33190 工作面開采厚度m=3.5 m，煤層埋藏深H=1 100 m，平均容重γ=25 000 N/m3，工作面前方最大應(yīng)力集中系數(shù)為n= 2.8，將以上參數(shù)代入式(1)—式(4)，得煤體邊緣塑性區(qū)寬度hp為4.14 m，工作面后方最大擾動距離lmax為10.7 m，采動影響對底板巖層最深擾動破壞影響最大深度dmax為10.2 m，與工作面的水平距離ls為4.75 m。 綜合以上分析，并結(jié)合煤層底板巖層分布，確定底板巷道層位為沿距開采煤層下部11 m的L1灰?guī)r底板布置。

2.2 巷道與煤層巷道空間位置分析

根據(jù)底板巷與位于上部煤層中回采巷道、回采工作面之間的空間位置關(guān)系，底板巷道布置方式可分為內(nèi)錯式、外錯式及重疊3種，如圖4所示，綜合考慮瓦斯鉆孔施工需要，內(nèi)錯和外錯距離均為3 m。內(nèi)錯式布置底板巷便于對上部圈定工作面煤層瓦斯的穿層鉆孔治理，且位于工作面后方應(yīng)力卸壓區(qū)內(nèi)，受到上部煤巷掘進(jìn)擾動較小，但工作面回采期間受到劇烈的采動影響，造成底板巷道在服務(wù)期限后期變形量大。重疊布置底板巷有利于打設(shè)上部煤巷掘進(jìn)穿層掩護(hù)瓦斯治理鉆孔，但將先后受到掘進(jìn)和工作面回采期間的擾動影響，煤巷掘進(jìn)期間遇到軟巖底板易發(fā)生底鼓變形，巷道施工和維護(hù)困難。外錯式布置避免底板巷受到掘進(jìn)和工作面回采期間的擾動影響，減小巷道服務(wù)期限之內(nèi)的變形量和維修量，但進(jìn)行瓦斯穿層瓦斯治理時需要適當(dāng)增加鉆孔長度，合理的外錯距離既可以盡量減少鉆孔長度，有利于提高鉆孔開孔位置的精準(zhǔn)度。

圖4 底板巷與回采巷道空間位置關(guān)系Fig.4 Spatial position relationship between floor roadway and mining roadway

3 數(shù)值模擬分析

3.1 模型建立

本文根據(jù)己15-16-33190工作面為工程背景建立離散元計算模型，如圖5所示。巖層平均容重取25 kN/m3，模型上邊界施加豎向自重應(yīng)力為，下邊界限制垂直位移，x方向和y方向限制水平位移，側(cè)壓系數(shù)取1.1。工作面回采巷道斷面尺寸為3.5 m×4.8 m，底板巷道斷面尺寸為3.3 m×4.6 m，底板巷道位于下部13 m的巖層中，根據(jù)底板巷道與上部回采巷道不同的相對位置，分別建立內(nèi)錯、垂直和外錯布置3種計算模型，內(nèi)錯和外錯距離均為3 m，如圖5所示。

圖5 3D離散元計算模型Fig.5 3D discrete element model

摩爾—庫侖屈服準(zhǔn)則能較好地反映巖石的強(qiáng)度特性，因此被廣泛應(yīng)用于地下空間工程當(dāng)中，本文中連續(xù)元模型計算采用摩爾—庫侖本構(gòu)模型屈服準(zhǔn)則：

(5)

式中，σ1和σ3分別為最大主應(yīng)力和最小主應(yīng)力；C為工作面圍巖的黏聚力；θ為圍巖的內(nèi)摩擦角。

當(dāng)fs>0時，工作面圍巖將達(dá)到屈服極限發(fā)生剪切破壞。計算模型采用的巖石物理力學(xué)特性參數(shù)見表1。

表1 巖石物理力學(xué)特性參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of rock

3.2 底板巷道圍巖應(yīng)力分布分析

導(dǎo)致巷道圍巖失穩(wěn)的變形主要分為垂直位移和水平位移，底板巷道圍巖變形主要受工作面超前和滯后的開采擾動，底板巷道與回采巷道空間位置不同，在開采擾動影響下其圍巖垂直和水平方向?qū)@現(xiàn)出不同的變形特征，在數(shù)值模擬中則呈現(xiàn)出圍巖周圍巖層垂直和水平位移云圖演化規(guī)律。

如圖6(a)所示為回采工作面后方底板巷道周圍垂直位移云圖。底板巷內(nèi)錯布置時，其圍巖處于回采工作面正下方，在超前工作面時，在開采支承壓力作用下垂直壓力明顯，在工作面后方時，底板巷上覆蓋巖層失去煤層的支撐，導(dǎo)致周圍巖體發(fā)生鼓起，巷道底板巷頂板巖層塑性損傷范圍增加，產(chǎn)生明顯的彎曲下沉；底板巷垂直和內(nèi)錯布置時，其圍巖位于回采工作面一側(cè)實(shí)體煤下方，超前工作面時，上部回采巷道對開采支承壓力具有一定的卸壓作用，在工作面后方時，由于實(shí)體煤體的支撐作用，底板巷道垂直變形不明顯，特別是外錯布置圍巖垂直變形較小。如圖6(b)所示為回采工作面后方底板巷道周圍水平位移云圖。由于底板巷在工作面超前位置時主要受到開采支承壓力影響，以垂直壓力為主，因此水平位移不明顯；在工作面后方，煤層頂板因?yàn)槭ッ簩拥闹巫饔茫瑢⒁詫?shí)體煤壁為基點(diǎn)發(fā)生回轉(zhuǎn)下沉，并且對內(nèi)錯和垂直布置底板巷道圍巖產(chǎn)生較大的水平擾動，造成巷道實(shí)體煤側(cè)一幫出現(xiàn)較大的水平變形，底板巷外錯布置距離煤層頂板回轉(zhuǎn)下沉位置之間有一定斷實(shí)體煤體保護(hù)，因此水平位移不明顯。

圖6 底板巷道周圍巖層位移云圖Fig.6 Cloud chart of strata displacement around floor roadway

在底板巷底板灰?guī)r巖層設(shè)置監(jiān)測基點(diǎn)，得到在水平距離上底板巷道超前和滯后25 m范圍內(nèi)頂板巖層垂直、水平應(yīng)力變化曲線。垂直應(yīng)力變化如圖7(a)所示，底板巷內(nèi)錯布置時垂直應(yīng)力主要受到工作面開采超前支承壓力的影響，在工作面前方6～8 m垂直應(yīng)力達(dá)到峰值，在工作面后方垂直應(yīng)力逐漸減小并趨于穩(wěn)定，底板巷垂直和內(nèi)錯布置時，超前工作面垂直應(yīng)力較小，進(jìn)入工作面后方垂直應(yīng)力急劇增加，在滯后10～15 m時，應(yīng)力達(dá)到最大值并趨于穩(wěn)定，且整體垂直布置應(yīng)力值大于內(nèi)錯布置；水平應(yīng)力變化如圖7(b)所示，底板巷3種布置方式的水平應(yīng)力變化趨勢均為超前工作面應(yīng)力值較小，當(dāng)進(jìn)入滯后工作面位置，其水平應(yīng)力開始增加，且垂直布置應(yīng)力曲線增加斜率最大，說明垂直布置時巷道受到水平應(yīng)力影響較大。

圖7 底板巷頂板應(yīng)力變化曲線Fig.7 Roof stress curve of floor roadway

綜合以上分析可知，底板巷內(nèi)錯布置主要受到工作面超前支承壓力作用，垂直應(yīng)力顯現(xiàn)明顯，垂直布置在滯后工作面位置由于受到采空區(qū)頂板回轉(zhuǎn)下沉的作用，水平應(yīng)力影響較為明顯，內(nèi)錯布置時，在一側(cè)實(shí)體煤體的保護(hù)作用下，巷道周圍垂直和水平應(yīng)力顯現(xiàn)均不明顯，有利于保持巷道圍巖的穩(wěn)定性。

4 底板巷道支護(hù)設(shè)計及效果分析

4.1 支護(hù)設(shè)計

根據(jù)上文分析，將己15-16-33190底板瓦斯治理巷道布置在距煤層底板11 m巖層中，且頂板沿L1灰?guī)r，與煤層回采巷道外錯3 m，如圖8(a)所示，矩形巷道斷面尺寸為4 600 mm×3 500 mm，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，錨索長度為7 300 mm，間排距為1 600 mm×1 600 mm，高強(qiáng)錨桿長度為2 400 mm，間排距為800 mm×800 mm。

同時由于己15-16-33190底板巷道埋深達(dá)到千米，巷道圍巖處于高應(yīng)力狀態(tài)，雖然矩形巷道空間利用率高，但幫角應(yīng)力集中系數(shù)大，巷道成形效果差，而拱形斷面巷道有效降低了幫角應(yīng)力集中系數(shù)，其拱形的頂板提高了巷道上部的承載能力。因此，當(dāng)?shù)装逑锏理敯逵龅綐?gòu)造或圍巖破碎時底板巷道采用拱形斷面，如圖8(b)所示，巷道跨度為4.6 m，為了有效兼顧巷道斷面積與圍巖穩(wěn)定性兩方面的因素，矢高為0.8 m，矢跨比為0.17[14-15]，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，錨索長7 300 mm，間排距為1 600 mm×1 600 mm，高強(qiáng)錨桿長度為2 400 mm，間排距為800 mm×800 mm。

圖8 底板巷道斷面支護(hù)設(shè)計Fig.8 Section supporting design of floor roadway

4.2 工業(yè)現(xiàn)場效果分析

與己15-16-33190工作面地質(zhì)條件相似的鄰近工作面底板巷道采用垂直布置，巷道頂板破碎，兩幫變形明顯。在煤層巷道掘進(jìn)期間，頂板最大下沉量為900 mm，平均750 mm，兩幫最大移近量為650 mm，平均為500 mm；煤層回采期間，頂板最大下沉量為1 600 mm，平均1 200 mm，兩幫最大移近量為1 160 mm，平均1 050 mm，嚴(yán)重影響煤層瓦斯治理工程的實(shí)施，后期維修量大。己15-16-33190工作面底板巷道在掘進(jìn)和回采過程中圍巖完整性好，沒有發(fā)生較明顯變形，在煤層巷道掘進(jìn)期間頂板最大下沉量為200 mm，平均150 mm，兩幫最大移近量為110 mm，平均90 mm；煤層回采期間頂板最大下沉量為400 mm，平均300 mm，兩幫最大移近量為210 mm，平均155 mm，為煤層瓦斯治理工程的實(shí)施提供了足夠的空間，后期維修量極少。

5 結(jié)論

(1)針對平煤股份十礦深部煤層底板瓦斯治理巷道圍巖穩(wěn)定性差、難支護(hù)的難題，基于煤層底板破壞力學(xué)模型計算出采動影響對底板巖層最深擾動破壞影響最大深度為10.2 m，并結(jié)合煤層底板巖層分布，確定底板巷道層位為沿距開采煤層下部11 m的L1灰?guī)r底板布置；同時提出煤層回采巷道與底板巷道內(nèi)錯、外錯3 m和垂直布置3種空間位置關(guān)系。

(2)根據(jù)煤層綜合地質(zhì)柱狀圖分別建立底板巷內(nèi)錯、外錯3 m和垂直布置3種離散元計算模型，通過分析底板巷道周圍位移云圖演化規(guī)律及頂板應(yīng)力變化可知：底板巷內(nèi)錯布置時主要受到工作面超前支承壓力作用，垂直應(yīng)力顯現(xiàn)明顯，垂直布置時在滯后工作面位置由于受到采空區(qū)頂板回轉(zhuǎn)下沉的作用，水平應(yīng)力影響較為明顯，內(nèi)錯布置時，在一側(cè)實(shí)體煤體的保護(hù)作用下，巷道周圍垂直和水平應(yīng)力顯現(xiàn)均不明顯，有利于保持巷道圍巖的穩(wěn)定性。

(3)將己15-16-33190底板瓦斯治理巷道布置在距煤層底板11 m巖層中，且頂板沿L1灰?guī)r，與煤層回采巷道外錯3 m，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，巷道圍巖完整時采用矩形斷面，提高空間利用率，頂板破碎時巷道斷面采用拱形斷面，有利于保持巷道圍巖的穩(wěn)定性；通過分析現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)：在煤層巷道掘進(jìn)期間，底板巷道頂板下沉量控制在200 mm以內(nèi)，兩幫移近量控制在110 mm以內(nèi)，回采期間頂板下沉量控制在400 mm以內(nèi)，兩幫移近量控制在210 mm以內(nèi)，底板巷道圍巖變形量得到了有效的控制。