預(yù)掘底板巖巷卸壓增透方法?

王中華（1.瓦斯災(zāi)害監(jiān)控與應(yīng)急技術(shù)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，重慶市沙坪壩區(qū)，400037；2.中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司，重慶市沙坪壩區(qū)，400037）

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預(yù)掘底板巖巷卸壓增透方法?

王中華1，2
（1.瓦斯災(zāi)害監(jiān)控與應(yīng)急技術(shù)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，重慶市沙坪壩區(qū)，400037；2.中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司，重慶市沙坪壩區(qū)，400037）

摘 要針對(duì)難抽采煤層，提出了預(yù)掘底板巖巷卸壓增透方法，理論分析了底板巖巷卸壓影響范圍一般為巷道半徑r的2～6倍?，F(xiàn)場(chǎng)考察了曲江煤礦702底板巖巷圍巖位移量最大為38 mm，鉆孔瓦斯流量、煤層透氣性系數(shù)分別為原始煤層的11.1倍、43.2倍，實(shí)踐表明曲江煤礦702底板巖巷布置在待掘煤巷正下方8～10 m處增透效果顯著。

關(guān)鍵詞預(yù)掘底板巖巷 卸壓增透 卸壓影響范圍 增透效果

國(guó)內(nèi)外煤巷區(qū)域防突措施主要有開(kāi)采保護(hù)層、順層鉆孔或底（頂）板巖巷穿層鉆孔預(yù)抽煤巷條帶瓦斯。隨著開(kāi)采深度增加，瓦斯抽采難度加大，為增加抽采效果，我國(guó)一些突出礦井已采取水力壓裂、水力擴(kuò)孔、控制預(yù)裂爆破等增透技術(shù)。但這些技術(shù)存在一定的局限性，一些礦井采用后發(fā)生了誘發(fā)突出、巷道垮塌等事故，因此尚未大量推廣應(yīng)用，甚至一些礦區(qū)禁止使用?；诖颂岢鲆环N簡(jiǎn)單高效的卸壓增透方法，即將底板巖巷布置在待掘煤巷正下方的卸壓區(qū)域內(nèi)，進(jìn)行卸壓增透。

1　卸壓影響范圍理論分析

以彈塑性應(yīng)力場(chǎng)為例，求解彈塑性交界處的應(yīng)力分布狀態(tài)，研究靜水壓力下的平面應(yīng)變問(wèn)題，從而確定巷道圍巖卸壓范圍。假設(shè)巷道半徑為r，巷道圍巖彈塑性模型如圖1所示。

經(jīng)計(jì)算后彈性區(qū)的等效應(yīng)力:

式中:σi——彈性區(qū)的等效應(yīng)力；

p0——無(wú)支護(hù)時(shí)，無(wú)窮遠(yuǎn)處的初始應(yīng)力；

r——巷道半徑；

b——塑性區(qū)半徑；

ν——圍巖介質(zhì)的泊松比；

σr——塑性區(qū)的等效應(yīng)力。

圖1　巷道圍巖彈塑性模型

根據(jù)塑性區(qū)平衡本構(gòu)方程，由邊界條件σi（a）=0解方程得塑性區(qū)的應(yīng)力方程:

式中:σc——巖石的單軸抗壓強(qiáng)度；

E——彈性模量；

λ——圍巖的降模量；

a——彈性區(qū)半徑。

在彈塑性區(qū)交界處徑向應(yīng)力連續(xù)，彈塑性區(qū)交界處σi=σc，將r=b代入式（1），并聯(lián)立式（2）求解，可得塑性區(qū)半徑b的關(guān)系式:

由式（3）可得，2倍巷道半徑處，即彈塑區(qū)交界處存在應(yīng)力峰值，此處圍巖最容易破壞?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)表明，在6倍巷道半徑處基本為原巖應(yīng)力。由此可得，巷道卸壓范圍為2～6倍巷道半徑。

2　卸壓增透方法

基于底板巷圍巖卸壓影響范圍分析，在待掘煤巷的正下方2～6倍巷道半徑處預(yù)掘底板巖巷，對(duì)煤層進(jìn)行卸壓，提前釋放煤巷條帶煤層及頂?shù)装鍙椥阅?，降低圍巖巷道的地應(yīng)力，使煤巖體產(chǎn)生位移裂隙破壞，從而增加煤層的透氣性。具體位置應(yīng)根據(jù)煤層賦存、地質(zhì)情況及煤層底板巖性適當(dāng)調(diào)整（巖性硬度較大和完整性較好時(shí)取小值，反之取大值，巖性極軟時(shí)可適當(dāng)加大），同時(shí)巖巷宜采用寬斷面強(qiáng)化卸壓效果。布置方式如圖2所示。

圖2　預(yù)掘底板巖巷卸壓增透方法

3　卸壓增透效果考察方法

底板巖巷上覆煤層的卸壓增透效果考察內(nèi)容為底板巖巷不同位置的圍巖位移量、鉆孔瓦斯流量及煤層透氣性系數(shù)，每項(xiàng)內(nèi)容均考察底板巖巷正上方、上下幫7.5 m處及上下幫15 m處。

（1）巷道圍巖的位移量采用DW－6型多點(diǎn)位移計(jì)進(jìn)行觀測(cè)，此儀器主要有基點(diǎn)錨固器、鋼絞線(xiàn)、套筒、游標(biāo)、導(dǎo)桿、拉緊螺絲等組成。首先使用錨桿機(jī)施工孔長(zhǎng)10 m、孔徑32 mm的鉆孔，然后使用導(dǎo)桿沿鉆孔軸心把基點(diǎn)錨固器推進(jìn)至觀測(cè)位置，最后拉緊鋼絞線(xiàn)使套筒及游標(biāo)在一定刻度，固定拉緊螺絲，并記錄此時(shí)數(shù)值。每隔1～2 d觀測(cè)一次數(shù)據(jù)，直至數(shù)據(jù)穩(wěn)定為止。

（2）鉆孔瓦斯流量采用標(biāo)準(zhǔn)容器排水法進(jìn)行測(cè)定，首先施工?75 mm鉆孔，并封孔注漿使鉆孔自然排放瓦斯，每天測(cè)定一次，連續(xù)測(cè)試一周。

（3）煤層透氣性考察采用徑向流量法，首先測(cè)定鉆孔瓦斯流量，而后代入徑向不穩(wěn)定流動(dòng)參數(shù)計(jì)算公式計(jì)算煤層透氣性系數(shù)。

4　卸壓增透效果

4.1 試驗(yàn)區(qū)概況

曲江煤礦為煤與瓦斯突出礦井，位于江西省豐城市曲江鎮(zhèn)，設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為0.9 Mt/a。開(kāi)采－850 m水平單一B4煤層，煤層透氣性系數(shù)為0.002～0.004 m2/（MPa2·d），屬于極難抽采煤層。試驗(yàn)地點(diǎn)為702卸壓底板巖巷，位于－850 m水平東三上山采區(qū)702待掘煤巷正下方8～10 m處，巷道長(zhǎng)度為470 m，埋深為682.5～744 m，凈斷面為2.8 m×2.8 m（寬×高），采用錨、網(wǎng)、梁、錨索聯(lián)合支護(hù)。巖性以細(xì)砂巖為主，灰白色，薄～中厚層狀，鈣泥質(zhì)膠結(jié)夾薄層狀泥巖，巖石較破碎。煤層厚2.6～3.0 m，傾向南西向，傾角13°。地質(zhì)構(gòu)造較復(fù)雜，掘進(jìn)過(guò)程中揭露斷層13條，其中落差8 m的斷層有1條，落差3～4.5 m的斷層有3條，落差0.5～1.5 m的斷層有9條。

4.2 巷道圍巖位移量

巷道圍巖位移共考察兩組，考察地點(diǎn)分別距掘進(jìn)頭230 m、150 m，每組布置5個(gè)鉆孔，每個(gè)鉆孔共6個(gè)觀測(cè)點(diǎn)，考察結(jié)果如圖3所示。

圖3　底板巖巷圍巖位移量

由圖3可知，底板巖巷圍巖最大位移量由大到小依次為正上方、下幫7.5 m、上幫7.5 m、下幫15 m、上幫15 m，正上方最大位移量為38 mm，表明巷道圍巖的卸壓效果較為明顯。對(duì)比分析圖3 （a）、圖3（b）可知，第一組的最大位移量大于第二組，表明巷道掘進(jìn)距離掘進(jìn)頭位置越遠(yuǎn)（即掘進(jìn)時(shí)間越長(zhǎng)）位移量越大。

4.3 鉆孔瓦斯流量

鉆孔瓦斯流量共考察三組，考察地點(diǎn)分別距掘進(jìn)頭248 m（第一組）、178 m（第二組）、50 m（第三組），每組布置5個(gè)鉆孔。由于測(cè)試鉆孔煤孔段的長(zhǎng)度不同，根據(jù)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)換算每天每米煤孔段的瓦斯流量。并結(jié)合原始煤層的鉆孔瓦斯流量繪制曲線(xiàn)如圖4所示。

由圖4可知，702底板巖巷上覆卸壓煤層不同位置每天每米煤孔段的瓦斯流量明顯大于原始煤層，原始煤層僅有0.47 m3/（d·m），而卸壓煤層最大達(dá)5.24 m3/（d·m）；且正上方、下幫7.5 m、上幫7.5 m、下幫15 m、上幫15 m煤孔段的瓦斯流量依次為5.24 m3/（d·m）、4.07 m3/（d·m）、3.22 m3/（d·m）、1.33 m3/ （d·m）、1.13 m3/（d·m），即分別為原始煤層的11.1倍、8.7倍、6.9倍、2.8倍、2.4倍。第三組向第一組呈現(xiàn)逐漸增大的特點(diǎn)，表明隨著掘進(jìn)時(shí)間的增加（時(shí)間流變效應(yīng)），上覆煤層的卸壓效果逐漸增強(qiáng)，對(duì)應(yīng)鉆孔的瓦斯流量逐漸增大。

圖4　每天每米鉆孔瓦斯流量曲線(xiàn)

4.4 煤層透氣性系數(shù)

702底板巖巷上覆卸壓煤層及原始煤層的透氣性系數(shù)曲線(xiàn)如圖5所示。

圖5　煤層透氣性系數(shù)曲線(xiàn)

由圖5可知，702底板巖巷上覆煤層的透氣性系數(shù)明顯大于原始煤層，原始煤層為0.002 m2/ （MPa2·d），而卸壓煤層最大達(dá)0.0864 m2/ （MPa2·d）；正上方、下幫7.5 m、上幫7.5 m、下幫15 m、上幫15 m的煤層透氣性系數(shù)分別為0.0864 m2/（MPa2·d）、0.0653 m2/（MPa2· d）、0.050 m2/（MPa2·d）、0.018 m2/（MPa2· d）、0.015 m2/（MPa2·d），即依次為原始煤層的43.2倍、32.6倍、25倍、9倍、7.5倍；因巷道的時(shí)間流變效應(yīng)亦呈現(xiàn)由第三組向第一組逐漸增大的特點(diǎn)。

5　結(jié)論

（1）通過(guò)巷道圍巖彈塑性應(yīng)力場(chǎng)分析，巷道圍巖卸壓影響范圍一般為巷道半徑的2～6倍。

（2）底板巷上方不同位置圍巖位移量、鉆孔瓦斯流量、煤層透氣性系數(shù)均呈現(xiàn)由正上方向兩側(cè)逐漸減小，且因巷道的時(shí)間流變效應(yīng)呈現(xiàn)逐漸增大的特點(diǎn)。

（3）702底板巖巷上方圍巖位移量最大達(dá)38 mm，每天每米煤孔段的瓦斯流量、煤層透氣性系數(shù)最大分別為原始煤層的11.1倍、43.2倍；表明卸壓底板巖巷增透效果顯著。

（4）實(shí)踐表明:曲江煤礦預(yù)掘底板巖巷布置在待掘煤巷正下方8～10 m處卸壓增透效果顯著。

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（責(zé)任編輯 張艷華）

Methods of destressing and increasing penetration at pre-excavated rock roadway under floor

Wang Zhonghua1，2
（1.State Key Laboratory of Gas Disaster Monitoring and Emergency Technology，Shapingba，Chongqing 400037，China；2.China Coal Technology Engineering Group Chongqing Research Institute，Shapingba，Chongqing 400037，China）

AbstractProposing methods of destressing and increasing penetration at pre-excavated rock roadway under floor for coal seams which are difficult to be drained；theoretically analyzing that the influential incidence of destressing at rock roadway under floor is generally as 2 to 6 times of roadway radius r. In-situ measurements show that the maximum surrounding rock displacement of rock roadway under 702 floor of Qujiang Mine is 38 mm；gas flow rate in borehole and permeability coefficient of coal seam is 11.1 and 43.2 times of those of the original coal seam，respectively.The practice shows that rock roadway under 702 floor of Qujiang Mine could make significantly increasing penetration effect when it is placed 8－10 meters directly below coal lanes to be excavated.

Key wordspre-excavated rock roadway under floor，destressing and increasing penetration，influential incidence of destressing，increasing penetration effect

中圖分類(lèi)號(hào)TD713.3

文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼A

基金項(xiàng)目：?國(guó)家科技重大專(zhuān)項(xiàng)項(xiàng)目（2011ZX05041 －003），中煤科工集團(tuán)有限公司青年基金（2014QN002），中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司青年基金（2014QNJJ22）

作者簡(jiǎn)介：王中華（1984－），男，山東棗莊人，助理研究員，碩士，主要從事煤礦安全技術(shù)及工程研究。