梁北矿高瓦斯特软煤层巷道变形特征及原因

邹正盛，李庆波，高卫亮，李利峰

（1.河南理工大学深部矿井建设开放实验室，河南 焦作 454003；2.河南理工大学土木工程学院，河南 焦作 454003；3.毕节学院，贵州 毕节 551700）

深部巷道在“三高一扰动”下呈现严重变形破坏、难支护的特征，引起了众多研究者的关注。虽然它们均表现为变形量大、变形快、变形非对称，尤其底鼓严重，但基本上是围岩特征、地质环境、支护等因素相互作用的反映。如棋盘井1101胶运顺槽大变形主要是顶板大厚度泥岩吸水膨胀和大地应力作用的结果［1］；薛湖煤矿西翼轨道大巷严重变形主要是围岩软弱、埋深大(地应力大)和支护与围岩不耦合造成的［2］；淮南朱集矿轨道巷的破坏则主要是埋深大、断面大、处于硐室群中所致［3］；清水煤矿回采巷道失稳则与巨厚大地压软围岩塑性流变、支护与围岩大变形不协调等密切相关［4］；超千米深的济宁2#煤矿回采巷道变形破坏主要是底板岩石吸水强膨胀和支护不耦合造成的［5］。夹河矿某复合顶板巷道的变形破坏主要系巷道地质力学环境(埋深大、构造压力大等)和巷道围岩自身的特性(松散、破碎、膨胀性较强、强度较低等)，以及支护不当造成的［6］；古汉山矿11采区煤层巷道的持续大变形则是由于软底、软煤、软顶构成的围岩在强大的水平构造应力下作用的反映［7］。

与前人研究不同的是，本文拟研究的梁北煤矿－550m水平11采区煤层巷道具有煤层特软和难抽放的高瓦斯环境特征，因掘进期间瓦斯防突而在巷壁周围打成钻孔近100个，造成巷道变形大、支护困难。目前这方面详细研究的成果少见。本文拟在该煤巷工程地质条件调研的基础上，对煤巷变形破坏现象进行分析总结，对巷道持续大变形的原因进行分析，进而提出相应的防治对策。

1 工程地质条件

据地质勘查报告［8］，梁北矿主采的二1煤层为典型“三软”煤层。该矿－550m水平11采区巷道即布置其中，埋深610～750m。根据现场调研和室内试验分析，该煤层巷道的工程地质特征分述如下。

1.1 地层岩性

巷道围岩由二1煤及其顶底板构成，巷道围岩柱状如图1所示。其中，二1煤厚一般为3～6m，平均4.18m。煤层倾角约为12°。煤质松软，硬度系数f=0.15～0.25，平均0.18。底板为泥岩或夹砂质条带，顶板为砂质泥岩和大占砂岩段。

1.2 工程地质岩组

巷道围岩可分成底板泥岩组、直接顶泥岩组、老顶砂岩组和煤岩组4个工程地质岩组。底板岩组稳定性差，受地下水长期浸透易发生膨胀，岩块抗压强度为32.8MPa；直接顶岩组夹有大量的泥质薄层和泥质条带，水平层理发育，节理裂隙发育，易风化碎裂，发育有滑面或裂隙，岩体稳定性差，岩块抗压强度为26.3MPa，软化系数0.24。老顶岩组具缓波状层理，分布较稳定，岩块单轴抗压强度为20.1～81MPa，软化系数0.75。煤岩组硬度系数f=0.15～0.25。

图1 11采区巷道岩层柱状图Fig.1 Rock seam column at the 11 mining area

1.3 地质构造

梁北矿位于景家洼向斜北东翼，整体为地层倾向195°、倾角5°～18°的单斜构造形态，区内断层较发育，落差大于30m的断层有21条，主要沿115°～295°向和60°～240°向展布。但11采区断层不太发育，掘进过程中偶见落差小于10m的断层。

1.4 地应力环境

据地质构造形迹、邻矿地应力测试资料等综合判定，梁北矿主压力方向近似为E—W向和NWW向。11采区的巷道走向约为295°，与大主应力作用方向呈小角度相交。参照附近煤矿实测资料［9～10］，从安全性角度出发，巷道环境应力可按垂直∶水平为1∶1.2考虑。

1.5 地下水

对开采有影响的主要为二1煤层顶板砂岩裂隙含水层、太原组岩溶裂隙含水层、寒武系岩溶裂隙含水层。它们均为承压水，其中寒武系岩溶水的水压高，2003年以来该矿多次发生采区底板突水，均为寒武系岩溶水害，其诱因为导水断层。研究区寒武系含水层顶板距煤巷底板约70m，又无导水断层，因此其对煤巷掘进影响不大。太原组上段灰岩岩溶裂隙不太发育，除断层影响带外，对煤巷掘进影响也不大。二l煤层顶板砂岩含水层为裂隙承压水，裂隙较发育，但因补给来源不足，富水程度弱，对掘进不产生大的影响。由于研究区无大断层，所以地下水总体上对巷道掘进影响小，主要以局部淋水形式出现。

1.6 瓦斯

梁北矿煤层原始瓦斯压力0.60～3.65MPa，瓦斯含量为8～13m3/t，透气性系数为0.0011～0.0454 m2/(MPa·d)，百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0313～0.2588d－1，瓦斯放散初速度为12～26mL/s，具有较强的突出危险性。由于该煤层属低强度低渗透性瓦斯储层，抽放十分困难。11采区位于井田内高瓦斯区，瓦斯绝对涌出量21.20m3/min，相对涌出量12.4m3/t。

2 煤巷变形破坏特征

研究区的11141风巷，埋深约720m，巷道断面为梯形(图2)，采用全断面沿煤层顶板掘进与支护平行作业、一次成巷的施工工艺。为了巷道瓦斯防突，在巷道两侧各布设了6个瓦斯抽放长钻孔，又在掌子面布设79个向前方、左右和下方煤体辐射的钻孔，波及到的煤体宽度达36m。由于要求瓦斯钻孔在巷道纵向上有重叠，因此部分巷道断面上的煤体中有182个钻孔穿过。巷道采用12#工字钢对棚加锚索联合支护，锚索为Ф17.8mm低松驰钢绞线锚索，长10m，三排五花布置，间排距1.4m；工字钢棚距700mm，顶梁与围岩间用木楔背紧；帮部填塞荆芭。

图2 巷道断面及支护简图(长度单位:mm)Fig.2 The section and support of the coal roadway

曾在该巷道布置3个收敛变形测站，测站间距为50m。以两帮中点连线的变化作为巷帮收敛量，而以顶底板中点连线的变化作为巷道顶底收敛量。每个测站均在巷道掘开后第10天布设。监测结果如图3所示。由该图和现场调查可得巷道变形特征如下:

(1)巷道变形快、变形量大，变形持续时间长。这从图3可看出:第1测站76天顶底收敛量约为640mm，两帮约为120mm；第2测站58天顶底收敛约为630mm，两帮约为175 mm；第3测站32天顶底收敛约为350mm，因一帮松散煤体内鼓支架深陷，造成两帮围岩收敛217mm，支架收敛123mm。而且，这三个测站的巷道顶底收敛均无稳定期限。

(2)巷道四周收敛，收敛变形的方向性明显。从图3可看出，顶底的收敛量远大于两帮的收敛量。现场调研表明，顶底的收敛量大主要是由于底鼓所致。在矿压监测期间，该巷道已清底两次。后来为了维持巷道的稳定，在巷道中央部位加设粗圆木柱支撑，但很快木撑不同程度陷入底板，劈裂缝明显可见。

图3 11141煤巷收敛变形曲线Fig.3 Convergence deformation of No.11141 coal roadway

(3)围岩和支架存在差异性变形。从图3可看出，支架和围岩虽总体上表现为同步收敛，但仍存在较小的差异变形。现场调研发现，顶板支架受力不均衡，因背板存在而表现为点接触荷载；帮部情况相对好一些。但是，顶帮钢支架仍存在不同程度的挠曲。

(4)局部围岩破碎严重。现场调查发现，直接顶岩体有不同程度的破坏，局部破碎较严重；煤帮荆芭内凸鼓包。

3 煤巷大变形原因分析

3.1 地质因素

围岩工程地质条件的特殊性是巷道持续大变形的根本原因。二1煤层属典型的“三软”煤层(软煤、软顶、软底)，尤其煤层属特软煤层，从掘进掌子面看，煤体粉碎，强度特别低。

按何满潮教授的临界深度理论，该煤巷支护难度系数为1.5～2.0，属于目前支护难度大的煤巷。

3.2 工程因素

3.2.1 底板煤体强度弱化

11采区煤巷设计为沿顶煤巷，底部有一定厚度的软煤层，瓦斯防突钻孔延伸其中，同时施工用水和人为扰动，均会使底板煤体强度弱化。为了研究这一弱化效应，采用FLAC数值试验。围岩计算参数依据工程地质岩组的岩体结构和实验力学指标、Hoek-Brown强度准则等综合确定，见表1。表2为煤体强度弱化后的计算参数，其中方案0代表底板煤体强度未弱化情形，从方案1至方案3，强度弱化逐渐加重。方案3的参数主要依据现场煤体扰动状况及卧底时所见煤体情况通过类比确定，方案1～2的参数则是通过内插并依经验给出。应力环境按垂直主应力∶水平主应力为1∶1.2考虑。计算结果如图4所示。

表1 围岩计算参数Table 1 Model parameters for the surrounding rock

表2 底板煤体强度弱化模型参数Table 2 Model parameters for weaken bottom coal

由图4可看出，底板煤体强度弱化，底鼓量增大，弱化越厉害，底鼓越严重。底鼓量随底板煤体弱化程度的加强呈非线性增长。

3.2.2 巷帮强度弱化

为了控制巷道的瓦斯量，在一个掘进循环里往两帮煤体中辐射状钻打近百个瓦斯抽放孔。这事实上已造成了帮部煤体强度的弱化。为了研究帮部煤体强度钻孔弱化对巷道变形的影响，将巷帮煤体以降低强度来代替钻孔对其强度的影响，仍采用FLAC进行数值试验，模型输入参数见表1和表3。表3中方案0代表帮部煤体强度未弱化情形，从方案1至方案3，帮煤强度弱化逐渐加重。帮煤强度弱化后的力学参数选取原则同前。每种方案又按1m、2m、3m的煤帮强度弱化宽度考虑。应力环境按垂直主应力∶水平应力为1∶1.2考虑。计算结果如图5所示。

图4 底板煤体强度弱化效应Fig.4 Effect of weaken bottom coal on deformation of the coal roadway

表3 帮部煤体强度弱化模型参数Table 3 Model parameters for weaken roadside coal

图5 帮部煤体强度弱化效应Fig.5 Effect of weaken roadside coal on deformation of the coal roadway

由图5可看出，煤帮强度弱化，巷道四周位移量也都不同程度增长，但最明显的是两帮。然而，11采区煤巷两帮强度弱化是由于瓦斯防突的钻孔引起的。由于煤特软，大量的超前钻孔在成巷之时就将围岩应力转往深处，同时大量钻孔的坍塌吸收煤帮的变形能，进一步化解了煤帮大量的内凸变形。这便是该煤巷两帮实际收敛变形并不如计算那样明显的主要原因。

图5还表明，煤帮强度弱化，底板内凸十分明显，顶板下沉不明显。主要原因是煤体强度弱化，帮煤对顶底板的支撑作用减弱，顶底板挠曲会增大。因为老顶厚且岩体质量好，远优于底板岩层，所以底臌增大明显，而顶板下沉变化较小。

由上可知，巷帮瓦斯抽放钻孔是加重巷道变形的一个重要的工程因素。

3.2.3 巷道支护

11采区煤巷采用顶锚索加梯形工字钢对棚支护。巷底无支护，显著的底鼓会加重巷道顶帮的变形，给帮顶支护带来困难。锚索间距大又未能联结成锚索群，对直接顶起不到明显的有效加固。现场观察到的顶板破碎与此有密切的关系。

工字钢对棚支护是一种被动支护，没有很好发挥围岩的支撑能力。工字钢对棚又多表现为点接触或局部非均匀接触，其受力可用图6表示。这种情形属于材料力学中的纵横弯曲问题。很显然，以集中力形式作用于钢棚上时，钢棚挠度和弯矩均大于均布力形式的作用；钢棚一旦发生弯曲，将会在其轴向力作用下加速弯曲并使其承载能力丧失。

图6 支架受力情况Fig.6 Forces acted on the steel support

因此，煤巷的支护存在缺陷，这也是煤巷大变形的一个重要因素。

从上面的分析可知，煤巷的持续大变形特征主要是因煤层软弱、底板煤扰动、瓦斯防突钻孔效应和支护缺陷等引起的。

4 特软煤层巷道稳定性控制对策

为了安全，高瓦斯巷道掘进时必须进行瓦斯防突。因此，梁北矿11采区煤巷的支护必须与瓦斯防突工作结合起来。从瓦斯防突工作效果和巷帮收敛小推断，瓦斯抽放孔塌陷严重，瓦斯排放效率会降低。另一方面，在这种高应力状态下的特软煤层中打孔，长孔的成孔效率低。第三，煤帮的过分破坏会增加巷道稳定性控制难度。因此，巷道瓦斯防突应兼顾巷道的支护。宜适当缩短卸压长孔，调整钻孔方向以保留一定宽度的巷壁煤柱的完整性，加固该煤柱以降低抽放孔区压力，提高钻孔稳定性或完整性，提高瓦斯排放效率。

在支护方面，宜采用钢带与锚杆将软薄直接顶与其上的大占砂岩锚固起来，再通过钢带与锚索调动深部围岩的承载能力，控制顶板的变形；采用锚杆加固煤帮，底脚注浆锚杆则用于抑制巷道底鼓。由于顶板和两帮的有效支护，将有助于巷道底鼓控制。

按照上述思想对11采区原有掘进、支护、瓦斯防突工序、方法或参数进行了调整，工程实践取得了初步的成效。由此得出，高瓦斯煤巷支护的设计应兼顾瓦斯治理与巷道支护两方面，宜把它们当成一个系统进行协同分析。

5 结论

(1)梁北矿11采区煤巷呈现快速、持续的大变形，以底鼓强烈、帮部收敛相对小为显著特征。

(2)煤巷的这种变形特征主要是因煤层软弱、底板煤体扰动、瓦斯防突钻孔效应、支护缺陷等引起的。

(3)高瓦斯特软煤层巷道的支护应兼顾瓦斯治理与巷道支护两方面，宜把它们当成一个系统进行协同分析，这是有效解决这类巷道稳定性控制难题的一种有效途径。

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