断层保护煤柱下采煤工作面保留巷道破坏分析及其控制

2020-09-18李臣李鹏鲁时雨罗茗刘玉磊左明辉

矿业科学学报 2020年5期

李臣，李鹏，鲁时雨，罗茗，刘玉磊，左明辉

1.中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京 100083；2.神东煤炭集团公司布尔台煤矿，内蒙古鄂尔多斯 017209

高产工作面为缓解运输、通风、工作面接替紧张等问题而选择双巷布置方式，等到本工作面回采完毕后未报废的巷道保留下来继续使用(保留巷道，简称留巷)。留巷受相邻采空区支承压力的影响，矿压显现明显，维护期长[1-2]。

关于煤巷变形破坏机理、近距离煤层巷道变形破坏特征及其围岩控制，已有大量研究成果。在应力研究方面：侯朝炯等[3]以应力平衡理论为基础，结合应力微分平衡方程得出了煤体的应力极限平衡区宽度并分析影响因素；于远祥等[4]通过弹性力学理论分析，得出了煤帮极限平衡区破裂区宽度的理论计算公式；单仁亮等[5]通过建立煤巷力学模型研究了煤帮极限平衡区宽度并提出强帮护顶概念。在近距离煤层矿压研究方面：杜峰等[6-9]通过理论分析、相似材料模拟、数值模拟等方法，系统研究了顶板来压结构特征、覆岩运动规律、采场应力分布规律等矿压显现规律。在近距离煤层巷道围岩控制方面：尹希文等[10-12]研究了近距离煤层条件下的巷道锚杆锚索支护技术；鞠金峰等[13-16]研究了工作面过上煤层煤柱时支架压死致灾机制；臧龙等[17-18]提出了工作面过煤柱围岩破坏防治技术手段。

布尔台煤矿2-2煤层22105-22107工作面回采期间因断层被迫搬家倒面，22105-22107工作面的断层保护煤柱分别为240 m、360 m、370 m，保护煤柱下方70～80 m的4-2煤工作面正常推过。42106工作面过断层保护煤柱期间其留巷变形剧烈，面对相同工况的42107工作面，必须明确留巷致灾机理并采取有效措施，以避免发生类似的巷道失稳。

1 工程背景

1.1 工作面概况

布尔台煤矿4-2煤与上覆2-2煤间距70～ 80 m，4-2煤1盘区42106和42107工作面长度均为300 m，煤层平均埋深440 m，厚度6.6 m，倾角1°～3°，直接顶为30 m的砂质泥岩，基本顶为25 m的粉砂岩，2-2煤直接底为25 m的砂质泥岩。4-2煤回采巷道采用双巷布置方式，煤柱25 m，沿底板掘进。42106工作面留巷与上覆22106和22107工作面煤柱内错90 m；42107工作面留巷与上覆22107和22108工作面煤柱内错100 m。4-2煤及2-2煤采掘平面如图1所示(蓝虚线为4-2煤巷道，绿实线为2-2煤巷道)。

1.2 保护煤柱下巷道强矿压显现概况

42106工作面推进至断层保护煤柱下方时矿压显现剧烈，巷道超前影响范围大于100 m，超前50 m为剧烈采动影响距离，超前70 m帮部出现鼓包，局部锚杆锚索绷断，巷道单侧帮鼓在1 m以上，如图2(a)所示；整体性帮鼓及帮锚索破断普遍，锚网开裂、漏矸，如图2(b)所示；工作面超前液压支架(超前45 m)倾斜严重，被迫起底，如图2(c)所示；底鼓严重，普遍大于1 m，甚至接近2 m，留巷因底鼓导致停产停工的情况时有发生，如图2(d)所示。

图2 巷道现场实际破坏照片Fig.2 Photos of the actual destruction of the roadway

2 保护煤柱下留巷采动矿压监测

42106工作面进断层保护煤柱约70 m时，留巷滞后工作面30 m处出现剧烈的帮鼓和底鼓。为及时和精确掌握留巷矿压显现情况，在留巷超前工作面50 m开始每隔30 m设置测点，超前500 m范围共布置15个测点。由于底鼓严重，需及时卧底，仅获得两帮移近量，如图3所示。根据测点与上覆断层保护煤柱的空间位置关系，将测点分为8个保护煤柱下测点和7个采空区下测点，测得保护煤柱下两帮移近量在1 568～2 421 mm之间，采空区下两帮移近量在335～ 401 mm之间，如图3(a)所示，帮鼓呈现明显区域性特点。此外，在留巷超前工作面150 m处安装基点分别为3 m、5 m的帮部离层仪，随工作面推进，其位移曲线如图3(b)所示。巷帮位移总量为2 418 mm，副帮帮鼓量大于正帮。其中，正帮3 m基点位移量为1 054 mm，5 m基点位移量为1 067 mm，浅部位移占比90.3%；副帮3 m基点位移量为1 128 mm，5 m基点位移量为1 256 mm，浅部位移占比89.8%，围岩破坏主要集中于3 m以内。选择已扩帮的区域进行钻孔窥视探测，结果如图4所示。由图4可见：巷道帮部的主要离层破碎区在3.3 m以内，3.5～6 m范围内孔壁完整性完好，破坏形式主要表现为孔壁粗糙、裂隙。

图3 留巷帮部矿压监测Fig.3 Mining pressure monitoring of retained roadway

巷道顶底板变形主要体现在底鼓，掘巷期原有顶板离层仪变化量一般在35 mm以内，因多次卧底，底鼓量数据欠缺，但现场照片再现了顶板完好而底板破坏严重的现场，如图2(d)所示。综上所述，巷道帮部围岩的破坏主要集中于4 m以内。

图4 窥视截图Fig.4 Peep screenshot

3 下位煤层留巷采动数值分析

FLAC3D利用动态运动方程可精确模拟开挖后的塑性破坏范围及应力分布特征，模型长×宽×高为1 000 m×700 m×200 m，网格尺寸为5 m/格，留巷周边网格细划为0.5 m/格，先开挖2-2煤22105、22106工作面并充填，平衡后提取留巷轴向应力，再开挖42106工作面并充填，平衡后提取留巷轴向应力，最后开挖留巷。模型上表面补偿5 MPa覆岩垂直应力，侧压系数取1.2，岩石力学参数见表1，数值模拟模型如图5所示。

表1 岩石力学参数

图5 数值模拟模型Fig.5 Numerical simulation model

3.1 采动应力分布特征

仅开挖22105和22106工作面后留巷轴向位置的垂直应力、水平应力如图6(a)所示。留巷在保护煤柱下方时较采空区下方时大，其中在保护煤柱下方时的最大值均大于原岩应力值，σvmax为10.99 MPa，大于10.5 MPa的垂直原岩应力，σhmax为 13.19 MPa，大于12.6 MPa的水平原岩应力；留巷在采空区下方时σv小于原岩应力。这是因为 2-2煤工作面采空后垮落充填不会完全达到原岩应力状态，从而形成卸载效应[18]，导致巷道在采空区下方处于卸压区；采空区周边的区域应力场叠加导致2-2煤保护煤柱内应力增高，传递到4-2煤使得巷道在保护煤柱下处于增压区内[12]。由于2-2煤与4-2煤间距较大，断层保护煤柱下方应力传播有限[15]，所以仅2-2煤开采时断层保护煤柱不会对留巷区域应力场造成较大的影响。

图6 留巷轴向应力分布特征Fig.6 Stress distribution at retained roadway

全部开挖22105、22106和42106工作面后留巷所处位置的水平应力σh、垂直应力σv如图6(b)所示。断层保护煤柱下留巷σvmax为18.40 MPa，是原岩应力的1.8倍，σhmax为10.56 MPa，小于原岩应力；在采空区下方留巷水平应力σh和垂直应力σv小于原岩应力。这是由于保护煤柱下本身就处于σv增加区，42106工作面开采后留巷位置区域应力场再次受到叠加作用造成σv骤增，而采空区下的卸压区在侧方工作面采空后支承压力较小，σv叠加后仍低于原岩应力值，σh则由于采空区垮落带卸压作用导致应力进一步卸载。

三个工作面均开挖并充填后，42106工作面周边σv、σh应力云图如图7所示，通过Suffer对其垂直应力分布进行立体化处理，得到42106工作面周边σv的3D分布，如图8所示。

图7 4-2煤采动应力分布云图Fig.7 Stress nephogram in coal seam 4-2

图8 4-2煤采动垂直应力3D分布Fig.8 3D distribution of vertical stress of coal seam 4-2

3.2 留巷塑性破坏特征

42107辅运巷(留巷)多次采动后的巷道塑性区如图9所示。由图9可知：在2-2煤断层保护煤柱下方，留巷帮部塑性区深度为2～2.5 m，副帮塑性区更大，底板塑性区深度为2.5 m；而在采空区下方，留巷帮部塑性区深度为1.5 m，底板塑性区深度为2 m。可见，断层保护煤柱下方留巷塑性区范围相对采空区下方留巷塑性区范围更大。

图9 留巷塑性区分布特征Fig.9 Distribution of plastic zone at retained roadway

数值模拟结果与现场留巷变形破坏监测结果具有一致性，即塑性区面积更大的断层保护煤柱下留巷的变形破坏更为严重。例如，断层保护煤柱下留巷单侧帮鼓普遍达0.5 m以上，甚至大于1 m，底鼓剧烈，而采空区下留巷帮鼓量小于0.3 m，底鼓量较小。数值模拟将工作面范围内地质条件进行简化，虽局部区间与现场有一定出入，但其结果与现场大部分基本规律相符。

4 帮鼓产生机理分析及稳定性控制

4.1 留巷帮鼓失稳致灾机理

22105与22106工作面开采后采空区周边形成支承压力，在断层保护煤柱内形成增压区并传递于4-2煤[9-10]。在42106工作面未开采前，留巷(42107辅运巷)就处于弱应力集中的增压带，42106工作面回采后，在工作面侧方形成的高支承压力再一次作用于留巷，使留巷先后受两次开采扰动，导致采动垂直应力场为原岩应力场的1.8倍，造成抗压强度相对较弱的煤帮压剪破坏而产生较大的塑性破坏，岩性较软弱的底板发生剪切破坏。而巷道位于采空区下方时，垂直方向卸压，42106工作面开挖对留巷垂直应力场的叠加作用有限，甚至达不到原岩应力水平，不足以导致较大的塑性区，采动巷道垂直方向叠加应力场如图10所示。

图10 巷道采动叠加应力场Fig.10 Superimposed stress field of mining roadway

此外，由于断层保护煤柱内大断层基本垂直于留巷及工作面走向，使得42106工作面采过后断层产生滑移，断层滑移及两次断层滑移相互作用产生的附加应力再次作用于留巷区域应力场，从而使留巷处于极其复杂的叠加应力场[21]，将造成帮部塑性区的进一步扩展，导致留巷变形失稳。

4.2 控制方案

4.2.1 巷帮补强支护

帮部原支护：副帮φ18 mm×2 100 mm螺纹钢锚杆，正帮φ27 mm×2 100 mm玻璃钢锚杆，排距1 m，4根/排。后期补强φ15.24 mm×4 500 mm锚索，由于补强的锚索抗拉强度小、延伸量不足导致后期巷道大变形时索体绷断。

图11 开挖应力场Fig.11 Excavation stress field

FLAC3D数值模拟所得巷道开挖应力场如图11所示。仅开挖巷道而不支护时，σvmax为18.01 MPa，支护后的σvmax为17.90 MPa。可见，巷道支护对采掘应力场的改变有限[19]，即在围岩岩性及应力场条件给定的情况下，塑性破坏范围也是给定的，此时需要支护体有效作用段大于塑性范围，且支护体必须有一定的延伸性能以适应围岩变形[20]。

在采动超前剧烈影响范围(超前工作面50 m)之外，选用φ28.6 mm×6 500 mm锚索进行二次补强支护。其6.5 m的长度保证锚固段在塑性区范围之外，8%的延伸率可允许围岩变形卸压，大于90 t的极限拉拔力，既可防止破断又能有效控制非连续性变形[19-20，22]。帮部补强支护设计方案如图12所示。

图12 补强支护设计(单位：mm)Fig.12 Reinforcement support design

4.2.2 顶板水压致裂

为避免42107工作面回采期间因顶板来压步距过大产生的高应力集中导致工作面中部至辅运巷发生强烈矿压显现，在42107主运巷、42108辅运巷向工作面顶板布置水压致裂钻孔(图13)，以弱化直接顶及部分基本顶的岩层整体性，切断采场顶板压力至留巷的应力传播途径，减小留巷矿压显现[23]。

采用ZDY1200S型全液压钻机分别沿42107主运巷道正帮和42108辅运巷副帮向42107工作面布置φ56 mm压裂钻孔，开口位置距离底板约2.2 m。其中，42108辅运巷自开切眼起向外至1 216 m范围布置25个水压致裂孔，钻孔长度145 m，钻孔角度17 °，顶板岩层垂高38 m，压裂时长10～15 min，钻孔煤层段不实施压裂(钻孔前17.5 m红色段)，为防止架前漏顶，钻孔黄色段不实施压裂，其余位置每隔3 m压裂一次，距孔底10 m钻孔不压裂，布置如图13(a)所示；42107主运巷道自开切眼556 m起向外1 366 m范围布置81个水压致裂孔，钻孔长度43 m，钻孔角度51°，顶板岩层垂高30 m，压裂时长15～30 min，顶板10 m范围内不实施压裂(钻孔前12.9 m红色段)，其余位置每隔3 m压裂一次，布置如图13(b)所示。

图13 水压致裂钻孔布置图Fig.13 Layout of hydraulic fracturing drilling

5 工程实践

42107工作面采取水压致裂并结合二次补强措施后，对留巷(42108辅运巷)帮部进行表面位移监测发现，帮鼓、底鼓在一定程度上得到了有效控制，总体帮鼓量在0.3 m左右，相比于未进行水压致裂前的一次补强而言，巷道单侧帮鼓量减少了650 mm左右，所补强的φ28.6 mm锚索未发生破断现象，现场补强效果如图14所示。补强支护后，支护体与围岩可以协调变形，并持续提供较大的支护阻力，巷道虽仍有一定变形，但稳定性大大提高，巷道后期整体使用良好。