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.煉焦煤資源開發及綜合利用國家重點實驗室,河南 平頂山 467000;3.平頂山學院 機械與電氣工程學院,河南 平頂山 467000; 4.平煤股份 四礦,河南 平頂山 467000)
近年來,“底板巷道掩護煤巷掘進,回采工作面煤層穿層鉆孔全覆蓋”區域瓦斯治理技術路線對治理平頂山礦區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,在成巷后為掩護煤巷掘進鉆孔、工作面煤層穿層全覆蓋瓦斯抽采鉆孔的打設及工作面回采期間的區域瓦斯抽采提供空間。因此,底板巖石巷道圍巖穩定控制成為影響瓦斯治理效果和采掘接替的關鍵因素之一[3-5]。底板巖石巷道需要經歷瓦斯抽放鉆孔打設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,穩定性難以控制[6]。因此,底板瓦斯治理巖石巷道的穩定性控制,確保礦井區域瓦斯治理的順利推進已經成為礦井亟待解決的問題。國內外專家和現場技術人員對底板巷道的圍巖變形特征和穩定性控制方面做了很多研究,朱云術、孟祥瑞等人基于現場礦山壓力分析,采用理論分析、試驗臺相似模擬等手段研究了系統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力分布規律;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體系,提高了施工效率,有效保護了巷道的穩定性[10],婁培杰針對淮北礦區蘆嶺煤礦二水平底板巷道受采動影響翻修次數多、維護困難的難題,分析了動壓影響底板巷道圍巖大變形力學機理及不同支護方式下動壓影響底板巷道圍巖穩定性時空演化規律,提出“棚索耦合+底板錨網索+注漿”和“二次錨網索結構補強+底板錨網索+注漿”2種支護方式,在現場應用中均取得了良好的支護效果[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、支護方式,但對于上部煤層工作面與底板巷道的空間位置關系研究較少,同時,鮮有開采擾動與底板巷道圍巖失穩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系、開采擾動對底板巷道影響的演化過程及圍巖支護方式等進行分析研究,提出對應的優化改進方案及巷道圍巖支護方案,并在現場工業性試驗中取得了較好的效果,為類似條件下瓦斯抽采巷道的穩定性控制具有較高的指導和借鑒意義。
平煤股份十礦位于河南省平頂山礦區東部,井田內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,工作面回風巷道與底板瓦斯抽采巷道平面位置關系如圖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工作面平均埋深達到1 100 m,其煤層地質賦存情況如圖2所示,直接頂為厚度6.0~13.0 m的深灰色砂質泥巖含薄層細砂巖,位于直接頂上部為厚度大于18 m的厚層狀細至中粒砂巖基本頂,直接底為厚度1.0~2.8 m的砂質泥巖及薄層細砂巖,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的灰色條帶細砂巖的基本底。區域瓦斯治理巷道位于工作面回采巷道下部約13 m,沿L1石灰巖底板布置。

圖2 煤層綜合地質柱狀Fig.2 Comprehensive geological histogram of coal seam
底板瓦斯抽采巷道主要受上部回采巷道掘進和開采擾動的影響,其中掘進期間作業斷面較小,對底板巷道擾動程度低;而工作面回采期間由于作業強度高,范圍大,擾動劇烈,周圍應力將發生明顯的重新分布,距離煤層底板一定距離內的瓦斯抽采巷道在此過程中塑性破壞范圍增大,圍巖會產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理及影響范圍對優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生超前高支承壓力影響區,后方采空區上覆巖層失去煤層的支撐作用由下向上依次發生彎曲下沉、回轉破斷,呈現出劇烈的位移擾動區,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到極限力學平衡狀態,并處于塑性破壞,基于摩爾—庫侖準則,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與工作面之間的水平距離ls存在以下幾何關系:
ls=dmaxtanφ
(4)
式中,φ為巖石的內摩擦角;m為煤層開采厚度;Cm為煤層內的聚合力;n為工作面前方最大應力集中系數;γ為巖層平均容重;H為煤層埋藏深度。
根據平煤股份十礦現場生產及相關巖石力學參數測試可知:煤層內聚力Cm=1.0 MPa,內摩擦角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,工作面前方最大應力集中系數為n= 2.8,將以上參數代入式(1)—式(4),得煤體邊緣塑性區寬度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灰巖底板布置。
根據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系,底板巷道布置方式可分為內錯式、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,內錯和外錯距離均為3 m。內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力卸壓區內,受到上部煤巷掘進擾動較小,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期限后期變形量大。重疊布置底板巷有利于打設上部煤巷掘進穿層掩護瓦斯治理鉆孔,但將先后受到掘進和工作面回采期間的擾動影響,煤巷掘進期間遇到軟巖底板易發生底鼓變形,巷道施工和維護困難。外錯式布置避免底板巷受到掘進和工作面回采期間的擾動影響,減小巷道服務期限之內的變形量和維修量,但進行瓦斯穿層瓦斯治理時需要適當增加鉆孔長度,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度。

圖4 底板巷與回采巷道空間位置關系Fig.4 Spatial position relationship between floor roadway and mining roadway
本文根據己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,側壓系數取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,根據底板巷道與上部回采巷道不同的相對位置,分別建立內錯、垂直和外錯布置3種計算模型,內錯和外錯距離均為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—庫侖屈服準則能較好地反映巖石的強度特性,因此被廣泛應用于地下空間工程當中,本文中連續元模型計算采用摩爾—庫侖本構模型屈服準則:
(5)
式中,σ1和σ3分別為最大主應力和最小主應力;C為工作面圍巖的黏聚力;θ為圍巖的內摩擦角。
當fs>0時,工作面圍巖將達到屈服極限發生剪切破壞。計算模型采用的巖石物理力學特性參數見表1。

表1 巖石物理力學特性參數Tab.1 Physical and mechanical parameters of rock
導致巷道圍巖失穩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將顯現出不同的變形特征,在數值模擬中則呈現出圍巖周圍巖層垂直和水平位移云圖演化規律。
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,導致周圍巖體發生鼓起,巷道底板巷頂板巖層塑性損傷范圍增加,產生明顯的彎曲下沉;底板巷垂直和內錯布置時,其圍巖位于回采工作面一側實體煤下方,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,煤層頂板因為失去煤層的支撐作用,將以實體煤壁為基點發生回轉下沉,并且對內錯和垂直布置底板巷道圍巖產生較大的水平擾動,造成巷道實體煤側一幫出現較大的水平變形,底板巷外錯布置距離煤層頂板回轉下沉位置之間有一定斷實體煤體保護,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
在底板巷底板灰巖巖層設置監測基點,得到在水平距離上底板巷道超前和滯后25 m范圍內頂板巖層垂直、水平應力變化曲線。垂直應力變化如圖7(a)所示,底板巷內錯布置時垂直應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垂直應力達到峰值,在工作面后方垂直應力逐漸減小并趨于穩定,底板巷垂直和內錯布置時,超前工作面垂直應力較小,進入工作面后方垂直應力急劇增加,在滯后10~15 m時,應力達到最大值并趨于穩定,且整體垂直布置應力值大于內錯布置;水平應力變化如圖7(b)所示,底板巷3種布置方式的水平應力變化趨勢均為超前工作面應力值較小,當進入滯后工作面位置,其水平應力開始增加,且垂直布置應力曲線增加斜率最大,說明垂直布置時巷道受到水平應力影響較大。

圖7 底板巷頂板應力變化曲線Fig.7 Roof stress curve of floor roadway
綜合以上分析可知,底板巷內錯布置主要受到工作面超前支承壓力作用,垂直應力顯現明顯,垂直布置在滯后工作面位置由于受到采空區頂板回轉下沉的作用,水平應力影響較為明顯,內錯布置時,在一側實體煤體的保護作用下,巷道周圍垂直和水平應力顯現均不明顯,有利于保持巷道圍巖的穩定性。
根據上文分析,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灰巖,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,采用錨網索聯合支護,錨索長度為7 300 mm,間排距為1 600 mm×1 600 mm,高強錨桿長度為2 400 mm,間排距為800 mm×800 mm。
同時由于己15-16-33190底板巷道埋深達到千米,巷道圍巖處于高應力狀態,雖然矩形巷道空間利用率高,但幫角應力集中系數大,巷道成形效果差,而拱形斷面巷道有效降低了幫角應力集中系數,其拱形的頂板提高了巷道上部的承載能力。因此,當底板巷道頂板遇到構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],采用錨網索聯合支護,錨索長7 300 mm,間排距為1 600 mm×1 600 mm,高強錨桿長度為2 400 mm,間排距為800 mm×800 mm。

圖8 底板巷道斷面支護設計Fig.8 Section supporting design of floor roadway
與己15-16-33190工作面地質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,嚴重影響煤層瓦斯治理工程的實施,后期維修量大。己15-16-33190工作面底板巷道在掘進和回采過程中圍巖完整性好,沒有發生較明顯變形,在煤層巷道掘進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施提供了足夠的空間,后期維修量極少。
(1)針對平煤股份十礦深部煤層底板瓦斯治理巷道圍巖穩定性差、難支護的難題,基于煤層底板破壞力學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灰巖底板布置;同時提出煤層回采巷道與底板巷道內錯、外錯3 m和垂直布置3種空間位置關系。
(2)根據煤層綜合地質柱狀圖分別建立底板巷內錯、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律及頂板應力變化可知:底板巷內錯布置時主要受到工作面超前支承壓力作用,垂直應力顯現明顯,垂直布置時在滯后工作面位置由于受到采空區頂板回轉下沉的作用,水平應力影響較為明顯,內錯布置時,在一側實體煤體的保護作用下,巷道周圍垂直和水平應力顯現均不明顯,有利于保持巷道圍巖的穩定性。
(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灰巖,與煤層回采巷道外錯3 m,采用錨網索聯合支護,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定性;通過分析現場監測數據:在煤層巷道掘進期間,底板巷道頂板下沉量控制在200 mm以內,兩幫移近量控制在110 mm以內,回采期間頂板下沉量控制在400 mm以內,兩幫移近量控制在210 mm以內,底板巷道圍巖變形量得到了有效的控制。