采掘影响下巷道底板的破坏分析与底鼓治理

2021-09-26刘玉卫商铁林张亚峰刘应然

黑龙江科技大学学报 2021年5期

刘玉卫, 商铁林, 张亚峰, 龚剑, 刘应然, 王浩

(1.郑州工程技术学院，郑州 450044； 2.郑煤集团工程技术研究院, 郑州 450042； 3.榆林学院能源工程学院，陕西榆林 719000)

0 引言

目前，大多数矿井采掘深度都在向下延伸，矿井突出问题日益显著，从底抽巷疏放瓦斯已经成为各矿区区域瓦斯治理的重要手段。巷道掘进和煤层开采后，都会对底板岩层巷道的围岩稳定产生不利影响。关于底板破坏深度的研究主要以工作面采动过程中压水试验观测、地球物理探测、数值模拟及相似材料模拟等方法为主[1]。近年来，万通等[2]通过多因素的影响对承压水工作面底板破坏规律进行了研究；许延春等[3]通过预裂爆破对底板破坏深度及矿压影响进行了分析。郭恒[4]、李彦恒等[5]对采动影响下底板破坏进行了研究。相对底板破坏深度的研究，底鼓的研究相对较多，孙亮[6]、郑建彬等[7]通过采动影响对回采巷道底鼓作了研究。而秦玄烨等[8]通过数值模拟实验分别验证巷道卧底留卸压槽、底板注浆加固、卧底卸压槽+浇灌混凝土+注浆管加固相耦合联合支护3种巷道底鼓控制技术。以往的研究中，学者们采用不同的方法对采动底板变形破坏规律进行了不同角度的研究，并取得了大量的研究成果。但对不同条件下底抽巷底板变形破坏规律的研究相对较少，而这一问题的研究对郑州矿区煤炭资源的开采具有重要的理论和现实意义。

1 工程概况

杨河煤业位于新密市来集镇，包含杨河、裴沟和樊寨3个井田，属突出矿井，主采山西组二1号煤。31151和31171两个工作面煤层埋藏较深，且靠近浮山寨断层，滑动构造发育，地质条件特殊，同时，受底板灰岩水影响，水文地质条件复杂[9]。31151回风巷底抽巷位于矿井31采区中下部，为31151和31171两个工作面瓦斯治理服务，位置如图1所示。

图1 31151和31171工作面位置Fig. 1 Location of 131151 and 31171 working face

31151回风巷底抽巷基本位于L7-8灰岩中，受构造及巷道坡度变化影响局部位于二1煤底板泥岩或L7下部砂泥岩中。L8灰岩厚度0～5.8 m，平均厚3.8 m，致密坚硬，f=8，受煤下滑动构造影响局部滑失或变薄；L7-8夹层泥岩厚0～2.46 m，平均厚度1.5 m，f=4～5，距煤层底板21.0 m左右；L7灰岩厚度5.7～14.5 m，平均厚9.1 m，f=8，该岩层在掘进范围内赋存较稳定，L5-6灰岩顶距L7灰岩底平均厚度8.0 m左右。同时，31151回风巷底抽巷位于31151工作面下方，距煤层底板20 m左右，工作面回采也会对底抽巷的围岩稳定性构成较大影响，结合底抽巷实际揭露的围岩情况，巷道帮部及底板大多为泥岩，在集中应力作用下容易变形破坏。对原有成型巷道进行调查，发现巷道两帮移近量达到600 mm；巷道顶底移近量达到1 500 mm左右，对巷道正常使用产生了较大影响。

31151回风巷底抽巷原支护形式如图2所示，31151回风巷底抽巷设计长度994 m，巷道采用4.6 m×3.6 m拱形锚网喷支护，掘进断面16.0 m2，净断面14.5 m2。锚杆规格：∅20 mm×2 000 mm，拱基线以上锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm，拱基线以下间排距1 200 mm×1 200 mm。锚索选用∅18.9 mm×5 200 mm锚索，每根锚索安装三支树脂锚固剂，1支K2350树脂锚固剂和2支Z2350树脂锚固剂，锚索预紧力不低于120 kN，间排距1 600 mm×1 600 mm。水沟规格：400 mm×400 mm。

图2 31151回风巷底抽巷原支护Fig. 2 Original support of 31151 return air roadway

2 掘进对巷道底板破坏的影响

2.1 掘进巷道底板钻孔探测

掘进对巷道底板的影响主要通过钻孔监测成像显示。根据31151和31171工作面附近钻孔柱状图及揭露的相关地质资料[10-11]，考虑在位于太原组L7灰岩中的第2回次钻场内向东北部施工一个钻孔来监测采掘活动对底板的影响。该处的煤岩层走向近东西，倾角约为1.2°，呈近水平，倾向南。在该站内从底部以16°向下俯角，方位67°施工钻孔，钻孔进入L7灰岩底部砂岩与泥岩中。钻孔深20 m，钻孔角度-16°，距钻孔方向水平和垂直距离分别为19.2 m和5.5 m。

成像监测钻孔下4 m套管，为了对比掘进对巷道底部的扰动影响，每次钻孔从套管下每隔20 cm截图进行对比分析如图3所示。

沿着钻孔方向，在不同时间同一位置的成像截图对比可以看出，沿钻孔4 m套管下孔壁0 m处，也就是垂深1.10 m处，钻孔孔壁L7灰岩明显破碎，方解石充填裂隙，垂深3.86 m处有裂隙闭合痕迹，而在垂深4.01 m处，孔壁光滑完整，由此可以判断，31151回风巷底抽在巷掘进期间底板破坏深度在4.0 m左右。

2.2 掘进巷道底板松动圈测试

在31151回风巷底抽巷布置地质雷达测试巷道围岩松动圈范围[12]。从地质雷达信号图4看出，31151底抽巷围岩两帮及底板中部2.0～4.0 m深度有断续反射，表明此处围岩较破碎，拱顶的破碎深度较小，深度约为4.0 m，左肩窝的破碎深度较右肩窝稍小。底板两端围岩较完整，中部较破碎，破碎深度达3.0 m。松动圈素描见图5。

图4 地质雷达信号Fig. 4 Geological radar signal

图5 松动圈素描Fig. 5 Sketch of loose ring

2.3 掘进巷道底板数值模拟

2.3.1 模型的建立

沿巷道掘进方向建立岩层地质模型。以巷道断面拱形中心的O1点为坐标原点，以煤层走向为x方向，倾斜水平投影为y方向，垂直向上为z方向建立三维坐标系统。模型尺寸为20.4 m×16.0 m×19.7 m，范围包括测试孔在内的掘进巷道断面开挖尺寸宽度4.6 m，高度3.6 m，拱形半径2.2 m，如图6所示。

图6 掘进方向巷道模型Fig. 6 Excavation direction roadway model

数值模型底边水平和垂直方向采用固定边界。模型顶部施加荷载0.023 MPa/m×400 m=9.2 MPa的应力来代替上覆岩层自重应力。利用FLAC3D构建如图7所示的数值模型[13]，共划分出51 232个单元，55 123个节点。

图7 数值模型Fig. 7 Numerical model

2.3.2 岩石的物理力学参数

采用Mohr-Coulomb本构模型，掘进巷道顶底板岩石参数见表1。

表1 岩石物理力学参数

(1)垂直应力变化

图8为31151回风巷底抽巷依次掘进4、6、8、10、12、14 m时巷道围岩断面垂直应力分布。

图8a为掘进4 m后围岩垂直应力分布，由于巷道基本沿岩层走向掘进，可以看出，在两侧的岩层中对称出现应力增高区，即应力集中，而在巷道顶部和底部明显出现应力降低区。从图8b～f可以看出，底抽巷从掘进6 m开始一直掘进到14m的过程中，巷道顶底部均开始出现拉应力，从0.74 MPa一直增加到0.96 MPa。随着掘进距离的增加，巷道顶底板受拉围岩逐渐进入塑性区。

图8 不同进尺下围岩垂直应力分布Fig. 8 Vertical stress distribution of surrounding rock under different distances

不同进尺下巷道围岩应力变化曲线如图9所示，从图9中可以看出，随着巷道掘进距离l的增加，在固定的3 m位置围岩断面垂直应力分布特征也发生了变化。当巷道掘进至4 m时，巷道围岩最大垂直应力达13.0 MPa，当巷道掘进至6、8、10、12和14 m时，巷道围岩最大垂直应力分别达到13.7、14.3、14.7、15.0、15.1 MPa。随着掘进距离的增加，该断面最大垂直应力σv也呈逐渐增大的变化趋势，从图9中还可以看出，在巷道掘进达到10 m位置后，巷道围岩最大垂直应力的增加幅度明显减小，趋向变缓，在巷道顶底部围岩的拉应力也出现类似的变化特征，即随着巷道掘进距离的逐渐增加，从巷道围岩最大垂直应力反映来看，它对围岩断面的影响则越来越小。

图9 不同进尺围岩垂直应力变化曲线Fig. 9 Vertical stress variation curve of surrounding rock under different distances

(2)垂直位移变化

图10所示为31151回风巷底抽巷依次掘进4、6、8、10、12和14 m条件下巷道围岩断面垂直位移的分布云图。从图10可以看出，在巷道掘进4 m时，顶板下移125.0 mm，底板底鼓28.5 mm。当巷道依次掘进至6、8、10、12和14 m时，对比图10b～f位移云图的变化趋势可以发现，在巷道顶部和底部明显出现垂直位移变化相反的云图，巷道上部出现位置下移，巷道下部出现了底鼓现象。

图10 不同进尺下围岩的垂直位移分布Fig. 10 Vertical displacement distribution of surr- ounding rock under different distances

图11所示为31151回风巷底抽巷依次掘进4、6、8、10、12和14 m条件下的巷道围岩垂直位移变化曲线。由图11可以看出，随着巷道掘进距离的增加，巷道围岩断面垂直应力分布特征也随之发生了变化。当巷道依次掘进4、6、8、10、12和14 m时，巷道断面顶部的最大垂直位移sr分别达到8.0、12.4、14.5、16.0、17.5和17.7 cm，底部最大垂直位移sb分别达6.30、7.60、8.10、8.20、8.10和8.15 cm。顶底板最大垂直位移基本呈逐渐增加的变化趋势，但在掘进至8 m位置后，底板位移增加幅度不明显，呈稳定趋势，而巷道顶部围岩最大垂直位移一直呈缓慢上升的变化趋势，这也就说明当掘进距离不断增加时，巷道底部围岩底鼓量基本保持不变，巷道顶底板垂直位移的增大主要来自于顶板的下移。>

图11 不同进尺围岩垂直位移变化曲线Fig. 11 Vertical displacement variation curve of surr- ounding rock under different distances

(3)塑性区分布特征

图12所示为31151回风巷底抽巷依次掘进4、6、8、10、12和14 m条件下围岩断面的塑性区分布图，由图12可以看出，随着巷道掘进距离的增加，巷道围岩塑性区分布特征也发生了显著的变化。受模型尺寸影响，整个掘进过程中该巷道断面顶部塑性区已波及到所建立模型顶部，但研究主要关注掘进巷道底部塑性区变化。当巷道掘进至4 m时，巷道底板中部塑性区范围相对较大，随着掘进距离的增加，底板中部塑性区范围相对减小，而巷道底板两侧最大塑性区范围基本呈线性增加趋势迅速增大，但当掘进距离超过10 m后又保持不变的变化特征，如图12d～f所示，巷道底板的最大破坏深度约为4.0 m。这与现场钻孔成像及松动圈测试结果基本保持一致。

图12 不同进尺围岩断面塑性区分布Fig. 12 Plastic zone distribution of surrounding rock under different distances

3 采动对底板破坏的影响

受上部31151工作面开采引起的围岩应力重新分布过程影响，工作面周围煤柱内积聚的几倍原岩应力的叠加支承压力向底板岩层进行传递，对底板巷道围岩稳定产生强烈影响。

图13a为31151工作面开采后回风巷底抽巷的围岩垂直应力分布。由图13a可见，底板巷道完全处于工作面开采后形成的低应力区内，巷道围岩垂直应力在1.0～2.0 MPa之间，所处应力环境较为有利。结合图13b所示的巷道围岩位移场，巷道围岩最大位移量约80 mm，底板最大破坏深度在3.3～4.5 m之间，巷道围岩变形以两帮内移和底鼓为主。

图13 采动影响下底抽巷的垂直应力分布和位移场Fig. 13 Mining influence of vertical stress distribution and displacement field of roadway

4 底抽巷底鼓治理

4.1 优化后支护方案

从国内外治理底鼓的技术方法来看，卸压法(切缝法、钻孔卸压法和爆破卸压法)操作难度大，且需专用机具[14-15]。加固法是目前普遍应用的方法，尤其以底板锚网支护和U型钢全封闭支架应用最为广泛[16-17]。由于31151底抽巷主要位于L7-8灰岩层中，巷道围岩以灰岩和泥岩为主，局部受断层构造影响，巷道会处于二1号煤层底板的砂质泥岩中，巷道采用锚网索联合支护，见图14。当巷道处于断层破碎带，锚网支护困难时，考虑采用全封闭U型钢支架[18]。当巷道底板为泥岩时，采用底板锚杆网进行支护。

图14 优化后支护方案Fig. 14 Optimization support scheme

(1)巷道掘进期间严格控制巷道成型，掘出后采取锚网支护，采用∅20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢型锚杆，间排距为950 mm×1 000 mm。巷顶锚杆使用K2350和Z2350树脂锚固剂各1支，帮部锚杆使用Z2370树脂锚固剂1支，并且配套使用减摩垫圈，锚杆安装扭矩不低于300 N·m。

(2)全断面铺设钢筋网护表，要求网片搭接长度不小于100 mm，钢筋网使用14号以上双股铁丝扭接连网，连网间距不得大于250 mm。

(3)所有锚杆经验收合格后，及时喷浆封闭，喷层厚度以盖住金属网为宜。

(4)为保障巷道顶板安全，在巷道顶板两排锚杆间布置锚索进行补强支护，顶板锚索采用“1-2-1”形式布置，断面排距2 000 mm。锚索规格为17.8 mm×5 250 mm，间距1 600 mm。锚索托板尺寸不小于300 mm×280 mm。每根锚索使用K2350树脂锚固剂1支和Z2350树脂锚固剂2支，锚索安装预紧力不低于100 kN。

(5)当巷道帮部泥岩厚度较大且有淋水时，可将两帮锚杆置换为锚索，规格为17.8 mm×3 250 mm，托板尺寸不小于300 mm×280 mm。安装锚索要求同顶板，施工完毕后及时喷浆封闭。

(6)由前述分析，底板的控制主要在底帮脚，两帮脚采用锚索予以控制，规格为17.8 mm×4 500 mm，配合两根∅20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢型锚杆对称布置。