深部煤层底板抽采巷道空间位置关系及围岩稳定性研究

杨党委，刘永恒，齐晓菲，姬圆圆

(1.平煤股份 十矿，河南 平顶山 467000； 2.炼焦煤资源开发及综合利用国家重点实验室，河南 平顶山 467000；3.平顶山学院 机械与电气工程学院，河南 平顶山 467000； 4.平煤股份 四矿，河南 平顶山 467000)

近年来，“底板巷道掩护煤巷掘进，回采工作面煤层穿层钻孔全覆盖”区域瓦斯治理技术路线对治理平顶山矿区高瓦斯突出煤层起到了良好的效果[1-2]。由于瓦斯超前抽采治理的需要，位于开采煤层底板的岩石巷道在时间上先于回采巷道的掘进，在成巷后为掩护煤巷掘进钻孔、工作面煤层穿层全覆盖瓦斯抽采钻孔的打设及工作面回采期间的区域瓦斯抽采提供空间。因此，底板岩石巷道围岩稳定控制成为影响瓦斯治理效果和采掘接替的关键因素之一[3-5]。底板岩石巷道需要经历瓦斯抽放钻孔打设和巷道采掘的扰动影响，加之煤层开采深度逐渐增加，围岩收缩变形及底鼓明显，顶板破碎，稳定性难以控制[6]。因此，底板瓦斯治理岩石巷道的稳定性控制，确保矿井区域瓦斯治理的顺利推进已经成为矿井亟待解决的问题。国内外专家和现场技术人员对底板巷道的围岩变形特征和稳定性控制方面做了很多研究，朱云术、孟祥瑞等人基于现场矿山压力分析，采用理论分析、试验台相似模拟等手段研究了系统分析了底板岩层在上部煤层采动影响下的破坏深度及底板应力分布规律；在受动压影响巷道围岩控制方面，王连国等[7-9]通过分析深部动压软岩巷道的破坏特征，提出了以注浆锚杆为核心的支护体系，提高了施工效率，有效保护了巷道的稳定性[10]，娄培杰针对淮北矿区芦岭煤矿二水平底板巷道受采动影响翻修次数多、维护困难的难题，分析了动压影响底板巷道围岩大变形力学机理及不同支护方式下动压影响底板巷道围岩稳定性时空演化规律，提出“棚索耦合+底板锚网索+注浆”和“二次锚网索结构补强+底板锚网索+注浆”2种支护方式，在现场应用中均取得了良好的支护效果[11]。目前的研究主要集中在上部煤层对底板岩层的影响深度及其围岩变形特征、支护方式，但对于上部煤层工作面与底板巷道的空间位置关系研究较少，同时，鲜有开采扰动与底板巷道围岩失稳之间演化过程方面的研究。

本文以平煤股份十矿己15-16-33190工作面为工程背景，从底板岩石瓦斯抽采巷道空间位置关系、开采扰动对底板巷道影响的演化过程及围岩支护方式等进行分析研究，提出对应的优化改进方案及巷道围岩支护方案，并在现场工业性试验中取得了较好的效果，为类似条件下瓦斯抽采巷道的稳定性控制具有较高的指导和借鉴意义。

1 底板抽采巷道条件概况

平煤股份十矿位于河南省平顶山矿区东部，井田内主要开采煤层埋深普遍在800 m以深，其中己15-16-33190工作面位于矿井三水平下部，首分层主采煤层为己15-16合层煤层，平均倾角5°，属近水平煤层，平均厚度3.5 m，工作面可采走向长1 140 m，倾向长160 m，采用U型通风方式，工作面瓦斯抽采巷道位于煤层底板的岩层中，工作面回风巷道与底板瓦斯抽采巷道平面位置关系如图1所示。

图1 己15-16-33190底板瓦斯抽采巷与工作面平面位置关系Fig.1 Plane position relation diagram of Ⅵ15-16-33190 floor gas drainage roadway and working face

平煤股份十矿己15-16-33190工作面平均埋深达到1 100 m，其煤层地质赋存情况如图2所示，直接顶为厚度6.0～13.0 m的深灰色砂质泥岩含薄层细砂岩，位于直接顶上部为厚度大于18 m的厚层状细至中粒砂岩基本顶，直接底为厚度1.0～2.8 m的砂质泥岩及薄层细砂岩，其下部依次为平均厚度2.5 m的己17煤层和厚度5.0～6.0 m的灰色条带细砂岩的基本底。区域瓦斯治理巷道位于工作面回采巷道下部约13 m，沿L1石灰岩底板布置。

图2 煤层综合地质柱状Fig.2 Comprehensive geological histogram of coal seam

2 煤层底板岩层影响深部分析

2.1 巷道距煤层垂直位置分析

底板瓦斯抽采巷道主要受上部回采巷道掘进和开采扰动的影响，其中掘进期间作业断面较小，对底板巷道扰动程度低；而工作面回采期间由于作业强度高，范围大，扰动剧烈，周围应力将发生明显的重新分布，距离煤层底板一定距离内的瓦斯抽采巷道在此过程中塑性破坏范围增大，围岩会产生移动甚至造成岩体的破坏，成为威胁底板瓦斯抽采巷道稳定性的主要原因。因此，分析开采期间煤层底板岩层的扰动机理及影响范围对优化底板抽采巷道布置具有重要参考意义。

煤层开采过程中工作面前方将产生超前高支承压力影响区，后方采空区上覆岩层失去煤层的支撑作用由下向上依次发生弯曲下沉、回转破断，呈现出剧烈的位移扰动区，以上2个过程决定了对煤层底板的开采扰动范围，如图3所示[12-13]。

图3 煤层底板破坏力学模型Fig.3 Failure mechanics model of coal seam floor

在工作面超前支承压力作用下，前方一定距离的煤体达到极限力学平衡状态，并处于塑性破坏，基于摩尔—库仑准则，该段煤体宽度hp为：

(1)

(2)

(3)

从图3中可知，底板岩层受开采扰动最大的点与工作面之间的水平距离ls存在以下几何关系：

ls=dmaxtanφ

(4)

式中，φ为岩石的内摩擦角；m为煤层开采厚度；Cm为煤层内的聚合力；n为工作面前方最大应力集中系数；γ为岩层平均容重；H为煤层埋藏深度。

根据平煤股份十矿现场生产及相关岩石力学参数测试可知：煤层内聚力Cm=1.0 MPa，内摩擦角φ=25°，己15-16-33190 工作面开采厚度m=3.5 m，煤层埋藏深H=1 100 m，平均容重γ=25 000 N/m3，工作面前方最大应力集中系数为n= 2.8，将以上参数代入式(1)—式(4)，得煤体边缘塑性区宽度hp为4.14 m，工作面后方最大扰动距离lmax为10.7 m，采动影响对底板岩层最深扰动破坏影响最大深度dmax为10.2 m，与工作面的水平距离ls为4.75 m。 综合以上分析，并结合煤层底板岩层分布，确定底板巷道层位为沿距开采煤层下部11 m的L1灰岩底板布置。

2.2 巷道与煤层巷道空间位置分析

根据底板巷与位于上部煤层中回采巷道、回采工作面之间的空间位置关系，底板巷道布置方式可分为内错式、外错式及重叠3种，如图4所示，综合考虑瓦斯钻孔施工需要，内错和外错距离均为3 m。内错式布置底板巷便于对上部圈定工作面煤层瓦斯的穿层钻孔治理，且位于工作面后方应力卸压区内，受到上部煤巷掘进扰动较小，但工作面回采期间受到剧烈的采动影响，造成底板巷道在服务期限后期变形量大。重叠布置底板巷有利于打设上部煤巷掘进穿层掩护瓦斯治理钻孔，但将先后受到掘进和工作面回采期间的扰动影响，煤巷掘进期间遇到软岩底板易发生底鼓变形，巷道施工和维护困难。外错式布置避免底板巷受到掘进和工作面回采期间的扰动影响，减小巷道服务期限之内的变形量和维修量，但进行瓦斯穿层瓦斯治理时需要适当增加钻孔长度，合理的外错距离既可以尽量减少钻孔长度，有利于提高钻孔开孔位置的精准度。

图4 底板巷与回采巷道空间位置关系Fig.4 Spatial position relationship between floor roadway and mining roadway

3 数值模拟分析

3.1 模型建立

本文根据己15-16-33190工作面为工程背景建立离散元计算模型，如图5所示。岩层平均容重取25 kN/m3，模型上边界施加竖向自重应力为，下边界限制垂直位移，x方向和y方向限制水平位移，侧压系数取1.1。工作面回采巷道断面尺寸为3.5 m×4.8 m，底板巷道断面尺寸为3.3 m×4.6 m，底板巷道位于下部13 m的岩层中，根据底板巷道与上部回采巷道不同的相对位置，分别建立内错、垂直和外错布置3种计算模型，内错和外错距离均为3 m，如图5所示。

图5 3D离散元计算模型Fig.5 3D discrete element model

摩尔—库仑屈服准则能较好地反映岩石的强度特性，因此被广泛应用于地下空间工程当中，本文中连续元模型计算采用摩尔—库仑本构模型屈服准则：

(5)

式中，σ1和σ3分别为最大主应力和最小主应力；C为工作面围岩的黏聚力；θ为围岩的内摩擦角。

当fs>0时，工作面围岩将达到屈服极限发生剪切破坏。计算模型采用的岩石物理力学特性参数见表1。

表1 岩石物理力学特性参数Tab.1 Physical and mechanical parameters of rock

3.2 底板巷道围岩应力分布分析

导致巷道围岩失稳的变形主要分为垂直位移和水平位移，底板巷道围岩变形主要受工作面超前和滞后的开采扰动，底板巷道与回采巷道空间位置不同，在开采扰动影响下其围岩垂直和水平方向将显现出不同的变形特征，在数值模拟中则呈现出围岩周围岩层垂直和水平位移云图演化规律。

如图6(a)所示为回采工作面后方底板巷道周围垂直位移云图。底板巷内错布置时，其围岩处于回采工作面正下方，在超前工作面时，在开采支承压力作用下垂直压力明显，在工作面后方时，底板巷上覆盖岩层失去煤层的支撑，导致周围岩体发生鼓起，巷道底板巷顶板岩层塑性损伤范围增加，产生明显的弯曲下沉；底板巷垂直和内错布置时，其围岩位于回采工作面一侧实体煤下方，超前工作面时，上部回采巷道对开采支承压力具有一定的卸压作用，在工作面后方时，由于实体煤体的支撑作用，底板巷道垂直变形不明显，特别是外错布置围岩垂直变形较小。如图6(b)所示为回采工作面后方底板巷道周围水平位移云图。由于底板巷在工作面超前位置时主要受到开采支承压力影响，以垂直压力为主，因此水平位移不明显；在工作面后方，煤层顶板因为失去煤层的支撑作用，将以实体煤壁为基点发生回转下沉，并且对内错和垂直布置底板巷道围岩产生较大的水平扰动，造成巷道实体煤侧一帮出现较大的水平变形，底板巷外错布置距离煤层顶板回转下沉位置之间有一定断实体煤体保护，因此水平位移不明显。

图6 底板巷道周围岩层位移云图Fig.6 Cloud chart of strata displacement around floor roadway

在底板巷底板灰岩岩层设置监测基点，得到在水平距离上底板巷道超前和滞后25 m范围内顶板岩层垂直、水平应力变化曲线。垂直应力变化如图7(a)所示，底板巷内错布置时垂直应力主要受到工作面开采超前支承压力的影响，在工作面前方6～8 m垂直应力达到峰值，在工作面后方垂直应力逐渐减小并趋于稳定，底板巷垂直和内错布置时，超前工作面垂直应力较小，进入工作面后方垂直应力急剧增加，在滞后10～15 m时，应力达到最大值并趋于稳定，且整体垂直布置应力值大于内错布置；水平应力变化如图7(b)所示，底板巷3种布置方式的水平应力变化趋势均为超前工作面应力值较小，当进入滞后工作面位置，其水平应力开始增加，且垂直布置应力曲线增加斜率最大，说明垂直布置时巷道受到水平应力影响较大。

图7 底板巷顶板应力变化曲线Fig.7 Roof stress curve of floor roadway

综合以上分析可知，底板巷内错布置主要受到工作面超前支承压力作用，垂直应力显现明显，垂直布置在滞后工作面位置由于受到采空区顶板回转下沉的作用，水平应力影响较为明显，内错布置时，在一侧实体煤体的保护作用下，巷道周围垂直和水平应力显现均不明显，有利于保持巷道围岩的稳定性。

4 底板巷道支护设计及效果分析

4.1 支护设计

根据上文分析，将己15-16-33190底板瓦斯治理巷道布置在距煤层底板11 m岩层中，且顶板沿L1灰岩，与煤层回采巷道外错3 m，如图8(a)所示，矩形巷道断面尺寸为4 600 mm×3 500 mm，采用锚网索联合支护，锚索长度为7 300 mm，间排距为1 600 mm×1 600 mm，高强锚杆长度为2 400 mm，间排距为800 mm×800 mm。

同时由于己15-16-33190底板巷道埋深达到千米，巷道围岩处于高应力状态，虽然矩形巷道空间利用率高，但帮角应力集中系数大，巷道成形效果差，而拱形断面巷道有效降低了帮角应力集中系数，其拱形的顶板提高了巷道上部的承载能力。因此，当底板巷道顶板遇到构造或围岩破碎时底板巷道采用拱形断面，如图8(b)所示，巷道跨度为4.6 m，为了有效兼顾巷道断面积与围岩稳定性两方面的因素，矢高为0.8 m，矢跨比为0.17[14-15]，采用锚网索联合支护，锚索长7 300 mm，间排距为1 600 mm×1 600 mm，高强锚杆长度为2 400 mm，间排距为800 mm×800 mm。

图8 底板巷道断面支护设计Fig.8 Section supporting design of floor roadway

4.2 工业现场效果分析

与己15-16-33190工作面地质条件相似的邻近工作面底板巷道采用垂直布置，巷道顶板破碎，两帮变形明显。在煤层巷道掘进期间，顶板最大下沉量为900 mm，平均750 mm，两帮最大移近量为650 mm，平均为500 mm；煤层回采期间，顶板最大下沉量为1 600 mm，平均1 200 mm，两帮最大移近量为1 160 mm，平均1 050 mm，严重影响煤层瓦斯治理工程的实施，后期维修量大。己15-16-33190工作面底板巷道在掘进和回采过程中围岩完整性好，没有发生较明显变形，在煤层巷道掘进期间顶板最大下沉量为200 mm，平均150 mm，两帮最大移近量为110 mm，平均90 mm；煤层回采期间顶板最大下沉量为400 mm，平均300 mm，两帮最大移近量为210 mm，平均155 mm，为煤层瓦斯治理工程的实施提供了足够的空间，后期维修量极少。

5 结论

(1)针对平煤股份十矿深部煤层底板瓦斯治理巷道围岩稳定性差、难支护的难题，基于煤层底板破坏力学模型计算出采动影响对底板岩层最深扰动破坏影响最大深度为10.2 m，并结合煤层底板岩层分布，确定底板巷道层位为沿距开采煤层下部11 m的L1灰岩底板布置；同时提出煤层回采巷道与底板巷道内错、外错3 m和垂直布置3种空间位置关系。

(2)根据煤层综合地质柱状图分别建立底板巷内错、外错3 m和垂直布置3种离散元计算模型，通过分析底板巷道周围位移云图演化规律及顶板应力变化可知：底板巷内错布置时主要受到工作面超前支承压力作用，垂直应力显现明显，垂直布置时在滞后工作面位置由于受到采空区顶板回转下沉的作用，水平应力影响较为明显，内错布置时，在一侧实体煤体的保护作用下，巷道周围垂直和水平应力显现均不明显，有利于保持巷道围岩的稳定性。

(3)将己15-16-33190底板瓦斯治理巷道布置在距煤层底板11 m岩层中，且顶板沿L1灰岩，与煤层回采巷道外错3 m，采用锚网索联合支护，巷道围岩完整时采用矩形断面，提高空间利用率，顶板破碎时巷道断面采用拱形断面，有利于保持巷道围岩的稳定性；通过分析现场监测数据：在煤层巷道掘进期间，底板巷道顶板下沉量控制在200 mm以内，两帮移近量控制在110 mm以内，回采期间顶板下沉量控制在400 mm以内，两帮移近量控制在210 mm以内，底板巷道围岩变形量得到了有效的控制。