回坡底煤矿回采巷道非对称底鼓机理及防治措施

2020-11-09赵洪宝刘一洪程辉李金雨徐建峰王伊阔

矿业科学学报 2020年6期

赵洪宝，刘一洪，程辉，李金雨，徐建峰，王伊阔

中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京 100083

目前我国煤矿开采深度以8～12 m/a的速度向深部延伸，且已经有为数不少的矿井进入了深部开采。随着开采深度的增加，巷道围岩逐渐从浅部的低应力状态转变成深部高应力状态。巷道围岩在不同应力条件下表现出不同的力学特性，如在较低应力环境下表现为脆性，而在高应力环境下转化为延性[1-2]。国内外许多学者对高应力条件下软岩巷道底鼓的力学机理及控制技术进行大量的研究并取得了丰硕的研究成果。康红普等[3]指出，岩层的压曲、扩容和膨胀是引起巷道底鼓的重要原因；柏建彪等[4]研究认为，经历采动影响后，巷道底板分布着零位移点、零应变点，并且以这两点将采动巷道从上向下分为拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区；贺永年等[5]通过对茂名矿区软岩巷道变形的研究认为，该矿区的底鼓变形全过程是由两帮岩柱传递顶板压力开始的，在挤压底板的同时，两帮围岩一起下沉，底板在严重挤压变形的情况下发生断裂，导致底板隆起；王卫军等[6]认为，回采巷道两帮煤体强度对巷道底鼓有重要影响，当煤体强度较大时巷道两帮破坏范围较小，因而底鼓量较小，反之底鼓量较大，等等。

目前，控制底鼓的技术措施主要有卧底法、加固法与卸压法。其中，卧底法最为简便快捷，但仅适用短时巷道的底鼓治理，且反复性强、耗费人力物力多；加固法是目前最常用的方法，主要有封闭式支架、底板锚杆、底板注浆、砌碹及混凝土反拱等方式，加固法虽然可以起到一定的抑制底鼓的作用，但材料消耗大、支付费用高；卸压法主要通过切缝、松动爆破等方法使底板岩体处于应力降低区，从而保持底板的稳定[7-8]，但反复卸压容易导致巷道围岩塑性区范围增大，不利于巷道顶板及两帮的维护[9-10]。

本文以回坡底煤矿回采巷道为工程背景，分析了位于残留煤柱下巷道的非对称底鼓机理，结合卸压法与加固法治理底鼓的优势，提出了一种基于让抗结合的底鼓防治技术并进行现场验证。

1 工程概况

回坡底煤矿11-1021巷道为11号煤层11-102综采工作面(尚未开采)的运输平巷。11-102综采工作面所采煤层为10号煤层下组煤，煤层间距平均7 m，10号煤层的10-102和10-103综采工作面均已采完，两个采空区间留有30 m宽的区段残留煤柱。11-1021巷道与上层煤残留区段煤柱水平错距为10 m，如图1(a)所示。煤层倾角平均6°，属近水平煤层。工作面附近无大断层，煤层赋存稳定，上层煤采用走向长壁采煤法，以全部垮落法控制顶板，采高h=3 m，工作面长度L= 100 m。受残留煤柱及采空区影响，11-1021巷道围岩破坏情况较为严重，巷道底板出现了非对称底鼓现象，靠近采空区侧底鼓量大于靠近煤柱侧底板的底鼓量，最大底鼓量超过700 mm，并且靠近煤柱侧顶板及巷帮围岩变形较为剧烈，顶板的托盘变形和网片撕裂现象较为普遍；而靠近采空区侧顶板及巷帮围岩相对较为稳定，未见围岩剧烈破坏及支护失效现象。针对该巷道局部区段围岩变形剧烈现象，矿方采取了单体支柱配π型钢梁的加强支护措施，现场围岩变形情况如图1(b)所示。

图1 11-1021巷道工程地质模型及围岩变形Fig.1 Roadway 11-1021 engineering geological model and surrounding rock deformation

2 非对称底鼓机理

2.1 非对称底鼓理论分析

由图1知，11-1021巷道一侧围岩靠近上层煤残留煤柱，另一侧围岩靠近10-102采空区，这导致巷道两侧围岩应力呈非对称分布：采空区的存在对底板围岩起到了卸压的作用，围岩主要承受采空区垮落岩块的重量，故11-1021巷道靠近采空区侧围岩应力较小；由于残留煤柱内存在较高支承压力，故巷道靠近煤柱侧围岩应力较大。忽略采空区垮落岩块对巷道围岩的影响，10号煤层10-102工作面回采结束导致残留煤柱内产生的支承压力对底板产生一定的破坏作用。因开采而引起的底板破坏范围可采用滑移线场理论进行分析。孤岛煤柱所产生的底板滑移线场如图2所示。

1—主动应力区；2—过渡应力区；3—被动应力区；k—应力集中系数；γ—容重，N/m3；α—螺旋线半径夹角，(°)；φ—内摩擦角，(°)图2 孤岛煤柱引起的底板滑移线场Fig.2 Floor slip line field caused by island coal pillar

由煤柱支承压力产生的滑移线场，在水平方向上可根据应力场、速度场划分为3个区域，如图2所示。3个区域应力场的应力顺序为1区域>2区域>3区域，该顺序说明在孤岛煤柱下方同一层位，应力大小随着与煤柱之间的距离增大而减小。也就是说，若11-1021巷距离孤岛煤柱越远，则巷道围岩稳定性越好。但11-1021巷目前所处的位置，基本处于滑移线场的范围内，因此导致11-1021巷处于围岩不稳定状态，从而产生严重的底鼓现象。

根据滑移线场理论，可知滑移线场下方的底板破坏深度公式[11]为

(1)

式中，L为支承压力峰值区作用范围，m。

根据11-1021巷底板岩层物理参数，计算可得底板破坏最大深度Dmax为14.4 m。已知11-1021巷位于10号煤层下方7 m处，根据滑移线场性质得到图3。从图中可明显看出，11-1021巷处于滑移线场破坏带范围内，这说明巷道围岩稳定性和完整性较差，在水平应力作用下巷道底板更容易发生底鼓等现象，且巷道围岩大部分在过渡应力区，小部分处于被动应力区域。根据滑移线场的速度场关系，主动应力区内速度方向为竖直向下；过渡应力区内的速度方向则与滑移线的切线方向成φ角度(图中箭头所示)，即绕着A点产生旋转；被动应力区内速度方向也与滑移线的切线方向成φ角度。因此，11-1021巷道底板速度倾斜向上，同时距煤柱距离越远底板位移速度越快，即11-1021巷道在10号煤层孤岛煤柱产生的滑移线场影响下，将会产生非对称底鼓现象，并且巷道靠近采空区侧底板底鼓量大于另一侧，如图3中的虚线所示。

图3 11-1021巷底板与煤柱底板滑移线场位置关系Fig.3 11-1021 positional relationship between the floor of the roadway and the slip line of the coal pillar floor

2.2 数值模拟

根据回坡底煤矿10号煤层102和103综采工作面主要地质条件和开采参数，利用FLAC3D5.0数值模拟软件建立了数值模型，如图4所示。采用数值模拟手段进一步分析1021巷道的非对称底鼓机理。

图4 数值计算模型Fig.4 Numerical calculation model

图4所示数值模型尺寸(长×宽×高)为300 m×200 m×130 m，模型共划分182 400个单元。对模型的四周施加水平方向约束，模型底部施加垂直方向约束，按照550 m埋深的地应力对模型顶部施加垂直荷载。本数值模型采用弹塑性本构模型，破坏准则采用Mohr-Coulomb准则。模型中按照从上至下的顺序各岩层厚度及其相应的物理力学参数见表1。

表1 岩层物理力学参数

待模型计算平衡后，取模型中部的塑性区切片，如图5(a)所示。材料的屈服与剪应力有关，主应力差可以间接反映剪应力的分布状态，是材料在任意荷载作用下弹塑性的表征[12-13]。主应力差等于最大主应力减去最小主应力，即

σs=|σ1-σ3|

(2)

式中，σs为主应力差；σ1为最大主应力；σ3为最小主应力。

在莫尔圆中，主应力差可以表征莫尔圆半径的大小，主应力差(莫尔圆半径)越大，莫尔圆越容易与强度包络线相切，岩体发生剪切破坏的概率越大。为了便于分析11-1021巷道围岩破坏特征，借助fish语言导出了模型中部最大主应力差的分布云图，如图5(b)所示。

图5 11-1021巷道围岩破坏及主应力差分布情况Fig.5 Distribution of surrounding rock failure and principal stress difference in roadway 11-1021

由图5可知，10号煤层底板岩体存在明显的分区破坏特征。其中，残留煤柱下方及工作面外侧底板岩体由于主应力差较大，发生了较大范围的剪切破坏；工作面底板岩体的主应力差较小，岩体虽未发生剪切破坏。然而，在上层煤开采过程中，工作面的推进会对其底板岩体造成强卸荷作用，卸荷导致岩体沿着卸荷方向产生回弹变形，从而岩体沿着卸荷方向产生拉应力作用，当拉应力大于岩体的抗拉强度时，岩体则发生卸荷拉伸破坏。工作面底板拉伸破坏的岩体呈倒梯形分布，最大拉伸损伤深度约为25 m，鉴于该矿当前技术手段以及开采条件尚无法验证10-102工作面底板实际破坏深度，但从11-1021巷道现场围岩破坏情况来看，可以确定10-102工作面底板破坏深度超过了11-1021巷道所在层位。

为了分析11-1021巷道底板两侧围岩的变形和应力分布的差异特征，在计算过程中分别对底板两侧的应力和变形情况进行了监测，监测结果如图6所示。

图6 巷道底板变形及应力分布差异特征Fig.6 Distortion characteristics of deformation and stress distribution of roadway floor

由监测结果知，11-1021巷道底板两侧底鼓量和水平变形量近似呈线性分布，巷道靠近采空区侧底鼓量较大，约为另一侧的4.5倍，而靠近采空区侧底板水平变形量则小于另一侧。应力分布状态是造成巷道围岩变形的主导因素，由巷道底板两侧应力分布特征[图6(b)]知，11-1021巷道底板两侧的水平应力和垂直应力呈明显的非对称分布状态，并且靠近煤柱侧底板围岩主要以压应力为主，靠近采空区侧底板围岩以拉应力为主，这是造成11-1021巷道出现非对称底鼓现象的主要原因。

上层煤回采过程中已经对底板岩体的不同位置造成了不同程度的卸荷损伤，在1021巷道掘进过程中，岩体的开挖会对巷道围岩产生二次卸荷作用。在高卸荷应力作用下，巷道底板岩体向临空面(底板表面)方向产生回弹变形，造成底板局部范围岩体的完整性遭到破坏，在流变及周围岩体的挤压作用下破碎岩体不断向巷道内涌入，导致巷道产生底鼓现象。由图5和图6(b)知，11-1021巷道位于拉伸破坏与剪切破坏岩体的交界处，因此，巷道靠近煤柱侧围岩主要以发生剪切破坏为主，而靠近采空区侧围岩以发生拉伸破坏为主。同时，这也导致巷道底板两侧岩体的卸荷损伤程度不同，靠近采空区侧巷道底板卸荷损伤程度更高，且在煤柱高集中应力挤压及岩体流变作用下底鼓量更大。受残留煤柱影响，巷道靠近煤柱侧围岩的主应力差较大，而采空区卸荷作用导致巷道靠近采空区侧围岩的主应力差较小，围岩发生压剪破坏的可能性较低，但巷道开挖会对围岩造成二次卸荷作用。当围岩最大主应力和最小主应力的卸荷幅度差异较大时，会造成围岩的主应力差增大，从而巷道围岩(尤其是靠近煤柱侧)发生二次压剪破坏。基于上述分析和11-1021巷道现场破坏情况(图1)，可得到11-1021巷道围岩非对称破坏过程示意图(图7)。

图7 巷道围岩非对称破坏过程示意图Fig.7 Schematic diagram of asymmetric failure process of surrounding rock in roadway

3 巷道底板变形现场监测结果

为了分析11-1021巷道底板围岩的变形规律，采用如图8所示的钻孔稳定性动态监测装置监测底板围岩变形规律。

图8 位移监测装置Fig.8 Displacement monitoring device

上述设备的数据监测原理详见文献[14]，在此不再赘述。

本次测试布置A—H共8个钻孔，分两排布设，每排4个，钻孔间距为2 m，如图9所示。钻孔直径32 mm，孔深2.0 m。每个钻孔内布设3个测点，根据埋深不同，由上至下依次分为A1、A2、A3，其余以此类推，详情见表2。

图9 钻孔布设Fig.9 Drilling layout diagram

表2 测点钻孔深度

使用便携式位移监测仪每天在监测装置处收集一次数据，每个钻孔单次测得3组数据，共8个孔，每天得到24组数据，为期15 d。

根据8个孔内0.4 m、1.1 m、1.8 m深度平面钻孔的形变情况，绘制钻孔累计位移量变化曲线，如图10所示。

图10 钻孔累计变形量Fig.10 Accumulated deformation of borehole

由图10可知，随着监测时间延长，钻孔累计变形量逐渐增加，这是因为钻孔开挖卸荷后受巷道底板围岩挤压应力影响，钻孔受压缩孔，15 d钻孔的累计位移量约为20 mm。随着时间增长，围岩水平变形量近似呈线性增长。

对比上述数据可知，在各个钻孔中，孔深越大，底板围岩的变形量越小，说明11-1021巷深部底板围岩较为稳定，浅部围岩稳定性较差。对比A—D号孔(靠残留煤柱侧)和E—H号孔(靠采空区侧)可知，靠近残留煤柱侧底板围岩累计变形量大于靠近采空区侧底板，两侧底板累计水平变形量相差约1.5倍。这是因为受残留煤柱影响，靠近煤柱侧底板围岩承受较大的水平挤压作用，从而导致围岩水平变形量较大，这与数值模拟结果较为吻合。

4 防治措施

基于11-1021巷道底板的水平变形量和底鼓量呈明显的非对称分布特征，并且靠近煤柱侧底板垂直应力和水平应力均远大于靠近采空区侧底板的垂直应力和水平应力，11-1021巷道底板两侧水平应力和垂直应力的非对称分布特征是造成巷道非对称变形的重要原因。基于11-1021巷道底板围岩变形量和应力分布特征，拟对11-1021巷道采用基于让抗结合的底鼓防治技术：靠近煤柱侧底板的应力较大，拟对该侧底板采用卸压的方法将高应力转移到深部围岩中，从而改善巷道围岩的应力环境；靠近采空区侧底板底鼓量较大、应力小，应以控制变形为主，拟采用加固的方法降低该部分围岩的变形量。

钻孔卸压具有工作量小、施工方便、施工速度较快、不影响工期等优点。巷道围岩打钻孔后，钻孔周边的应力会重新分布，出现塑性区与破碎松动区，围岩在高应力作用下会向孔内移动，进而能够形成一个缓冲的卸压带。钻孔卸压根据钻孔的位置不同，分为底板钻孔卸压和帮钻孔卸压。底板钻孔卸压可将底板围岩中的高水平应力向深部围岩转移，对水平应力具有较好的卸压效果；帮钻孔卸压可以将浅部围岩的垂直应力转向深部围岩，达到对浅部围岩垂直应力卸压的效果。11-1021巷道与残留煤柱的水平错距为10 m，对11-1021巷道底板围岩的垂直应力进行卸压，需保证钻孔长度接近或超过煤柱内支承压力峰值点位置，这就要求巷帮卸压钻孔长度必须大于10 m，而10 m长的钻孔施工难度较大、成本高、钻孔的稳定性差，况且水平应力对巷道底板稳定性影响更大。基于技术及经济考虑，11-1021巷道采取底板钻孔卸压方案。依据经验及现场设备状况，卸压钻孔长度初步设计为2.5 m，孔间距500 mm。

针对回坡底煤矿采用一侧巷道布置卸压孔、另一侧布置加固孔的技术方案，采用自主研发的基于抗让结合的底鼓防治装备，如图11所示。该装置将充填加固法与开缝锚杆结合，如同管缝式锚杆，装置中间有一条竖直豁口，使得钢管在水平作用力的挤压下产生一定的自由变形，具有一定的卸压作用，装置中间段采用高强度材料，充填一定的高度，增加装置在该区域整体的物理力学强度。该部分既可抵抗下部岩层往上的竖直位移，又增加该区域的抗剪强度，限制了底板深部岩层的水平位移，从而缓解巷道底鼓量。与传统的钻孔完全注浆加固法相比，该装置更为节约充填材料，最大程度上节约成本，施工方法也简单。初步设定充填加固孔孔深3.5 m，孔间距1 000 mm。

图11 充填加固装置Fig.11 Filling and reinforcement device

对11-1021巷道进行卸压和加固处理后，可有效改变底板应力传播路径，如图12所示。卸压孔的存在可以将煤柱侧底板围岩中较高的水平应力转移到更深部岩层中，靠采空区侧底板围岩加固可以阻隔高应力对该区域底板的破坏。

图12 防治前后底板围岩应力路径对比Fig.12 Comparison of stress paths of surrounding rocks before and after prevention

5 防治效果

由上述分析可知，11-1021巷道靠近采空区侧底板拟采用充填加固方案，然而现场受输送带影响，充填加固孔无法在输送带下施工，因此加固孔改在巷道底板中线处施工。加固孔施工时，在底板中线处朝着输送带侧方向打孔，倾角设计为45°。第4节已确定充填加固钻孔垂直深度设计为3.5 m，根据现场实际情况制定的45°倾斜钻孔深度应为5 m。钻孔布设方案如图13所示。

图13 11-1021巷道支护及钻孔布设方案(单位：mm)Fig.13 Scheme of roadway 11-1021 support and drilling layout

为了验证本研究所提方案的底鼓防治效果，在11-1021巷道部分区段进行了现场应用。在巷道内共设置4个围岩表面位移观测站，分别观测了回采期间和非回采期间采用防治措施后巷道底板变形情况，并对比监测结果。测站布设位置如图14所示。1号测站和2号测站分别监测受采动影响时，实施底鼓防治措施前后巷道底板变形量；3号测站和4号测站分别监测未受采动影响时，实施底鼓防治措施前后巷道底板变形量，图中红色充填区为底鼓防治试验区。