采空區(qū)下近距離煤層巷道淋水圍巖穩(wěn)定性分析

肖家平，韓 磊，周 波，柴永興

(1.淮南職業(yè)技術學院，安徽 淮南 232001; 2.霍州煤電集團有限責任公司，山西 霍州 034000)

煤層開采后引起上覆巖層的移動和變形，同時也引起底板巖層的破碎程度加劇，且隨著距開采煤層距離的增加而逐步衰減[1]。當上開采煤層和相鄰煤層層間距出現(xiàn)變化時，對下鄰近層開采的影響也會發(fā)生明顯變化[2]，特別是當層間距縮小到一定值時，上鄰近層開采對下鄰近層頂板破壞更加明顯。具體體現(xiàn)在巖層裂隙發(fā)育、松散破碎，同時導致上鄰近層及底板的積水通過裂隙進入下鄰近層巷道，淋水對下鄰近層巷道圍巖裂隙發(fā)育的影響顯著增大。

中國礦業(yè)大學深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室曾作了地下水對巷道圍巖穩(wěn)定性影響的研究，也只是涉及對巷道圍巖的控制方法研究，但淋水對下鄰近層巷道圍巖裂隙發(fā)育的機理研究，目前還沒有完全弄清。為了弄清采動應力及淋水對鄰近層巷道圍巖影響，以團柏煤礦為例，分析近距離煤層上鄰近層開采過程中采動應力及淋水對下鄰近層頂板穩(wěn)定性影響規(guī)律，并分析采取的穩(wěn)固控制技術措施。

1 地質概況

團柏煤礦11-101工作面煤層埋藏深度300～357m，煤層厚3.1～3.3m，平均3.2m，煤層傾角2°～6°，平均4°。該工作面上部為10號煤層采空區(qū)， 11號煤層和10號煤層之間為粉砂巖，平均厚度為5.4m。10號煤層已開采完畢，其直接頂為2.2m的粉砂巖和1.1m的9煤層，層面可見泥巖成分，具裂隙，裂隙呈半充填；其基本頂為9.65m的K2灰?guī)r，深灰色，塊狀，堅硬，裂隙中充填方解石脈，中部為0.4m泥巖，詳見煤層地質綜合柱狀圖1。

圖1 煤層綜合柱狀

由于10號煤層開采過程中采動應力對11號煤層頂板(亦即10號煤層底板)產(chǎn)生了一定程度的破壞影響，致使巖層強度有所下降，裂隙逐漸發(fā)育，弱結構明顯增加[3]。11號煤層的巷道穿過10號煤層殘留煤柱區(qū)域，由于煤柱區(qū)域巷道的支承壓力高，若設計工作面巷道處于10號煤層工作面煤柱影響較近范圍內，巷道則受到煤柱集中應力作用，導致11號煤層的巷道圍巖處于高應力區(qū)。11-101工作面巷道布置見圖2。

圖2 11-101工作面巷道布置

2 上部煤層開采對底板圍巖影響

2.1 底板圍巖應力分布情況

為簡化計算，假設煤壁支承壓力峰值位置到前方壓力影響邊界，即在其整個彈性范圍內，應力符合線性規(guī)律變化[4]，其應力集中度qlp為：

(1)

式中，x1為煤壁到支承壓力影響邊界的距離，m ；x0為煤壁到支承壓力峰值位置的距離，m；k為應力集中系數(shù)，3.0；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m。

工作面開采后，煤壁后的采空區(qū)垮落巖石被逐漸壓實[5]。依據(jù)團柏煤礦的生產(chǎn)情況，上部10號煤層開采結束時限達到15個月，則垮落充分后的采空區(qū)處于穩(wěn)定狀態(tài)，其穩(wěn)定后的圍巖應力作為均布載荷進行分析，則煤層開采后采空區(qū)底板的載荷應力集中度qcp為:

qcp=γ(H-M)

(2)

式中，M為上部煤層開采厚度，2.7m；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m。

2.2 采動引起底板破壞深度的分析

煤體邊緣一定范圍內的底板巖體，當作用其上的支撐壓力達到或超過臨界值時，巖體將發(fā)生塑性變形，形成塑性區(qū)[6]；當支撐壓力達到導致部分巖體完全破壞的最大載荷時，支撐壓力作用區(qū)域周圍的巖體塑性區(qū)將連成一片，造成采空區(qū)底板隆起，已發(fā)生塑性變形的底板巖體向采空區(qū)內移動，并形成一個連續(xù)的滑移線場，與未造成塑性破壞的巖體之間呈現(xiàn)滑移面。此時，滑移界面內的底板巖體遭到的破壞最為嚴重[7]。

對于長壁工作面，根據(jù)塑性區(qū)的邊界理論，由支承壓力影響而形成底板屈服破壞深度h可以由圖3支承壓力所形成的底板破壞深度計算得到[8]。由文獻[8]可知，底板巖層的最大破壞深度hmax為：

Ⅰ—主動極限區(qū)；Ⅱ—過度極限區(qū)；Ⅲ—被動極限區(qū)；l1-采動應力平衡區(qū)；l2—采動應力降低區(qū)；ro—工作面距應力最高區(qū)距離，m。圖3 支承壓力所形成的底板破壞深度

根據(jù)極限平衡理論計算的煤壁塑性區(qū)寬度x0為：

(4)

由式(3)、式(4)可知底板損傷深度hσ為：

(5)

式中，M為上部煤層開采厚度，2.7m；k為應力集中系數(shù)，3.0；γ為采場上覆巖層的平均容重，2500kg/m3；H為煤層埋藏深度，340m；C為煤體的黏聚力，3.01MPa；φ為煤體的內摩擦角，32°；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦系數(shù)，f=tanφ；ξ為三軸應力系數(shù)，ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ)；φf為底板巖層內摩擦角，34°；pi為i處壓力。

由公式(5)計算可得出底板損傷深度hσ為0.7m。

3 淋水作用對巷道頂板穩(wěn)定性分析及試驗研究

11-101工作面水文地質條件復雜，主要充水水源為10號煤采空區(qū)積水和K2灰?guī)r水。10號煤采空區(qū)積水位于11號煤上部6.5m，隨著工作面掘進，采空區(qū)積水會通過錨索、錨桿和頂板裂隙流入工作面，是工作面掘進期間主要水源，隨著采動的影響，造成淋水更為嚴重，K3灰?guī)r位于11號煤底板下33m處，存在導水構造和底板薄弱帶，有發(fā)生突水傾向。

在頂板淋水的影響下，巷道頂板裂隙發(fā)育程度較高，且圍巖發(fā)生膨脹變形，應力增大，進而應力集中范圍增大，在淋水作用下其頂板圍巖強度也有所降低；則在采動影響下其超前支撐壓力及側向支撐壓力更容易導致圍巖破壞、變形，進而引發(fā)透水災害。

11-101工作面回采巷道掘進后頂板出現(xiàn)淋水，但尚不明顯，頂板沒有發(fā)生明顯離層和下沉現(xiàn)象。但在工作面回采階段，頂板巖層裂隙發(fā)育顯著，并逐漸貫通，受上部10號煤采空區(qū)積水及采動影響，水在巷道頂板巖層裂隙中向巷道空間方向流動。在距回采工作面350m處時，巷道頂板曾出現(xiàn)淋水和掉渣現(xiàn)象。

11號煤掘進過程中，要隨時掌握頂板10號煤采空區(qū)水害的威脅程度，必要時要進行放水，以杜絕水害威脅。

工作面周圍煤(巖)層預計瓦斯涌出量、煤層發(fā)火期、煤塵爆炸性情況：根據(jù)2016年團柏煤礦瓦斯等級鑒定報告，結合鄰近工作面瓦斯涌出量情況，預計周圍煤(巖)層最大瓦斯絕對涌出量為0.09m3/min，最大CO2涌出量為0.51m3/min。

根據(jù)2016年煤層爆炸性、自燃性鑒定報告得知：11號自然發(fā)火期65d，自燃傾向性等級為Ⅱ類，自燃傾向性性質為自燃。11號煤層有煤塵爆炸性。

由于11號煤層工作面開采期間，10號煤層采空區(qū)部分低洼點積水，低洼點積水通過層間巖層裂隙滲流到11號煤層巷道，對工作面頂板裂隙發(fā)育產(chǎn)生較大影響。為了更好地研究下工作面采掘期間淋水巷道頂板巖層裂隙發(fā)育情況，分別在巷道掘進期間和回采期間，在頂板巖層鉆孔，利用電子鉆孔窺視儀，直觀成像研究淋水巷道頂板裂隙發(fā)育分布規(guī)律[9]。掘進期間，在距掘進迎頭30m處對巷道頂板進行鉆孔，孔深4m，研究巷道掘進初期頂板劣化特征?；夭善陂g，分別在距回采工作面1m，10m和設計停采線附近3個地點進行鉆孔，孔深5m，分別研究回采期間工作面采動應力對頂板劣化的影響。

3.1 淋水巷道掘進圍巖劣化特征

在11-101工作面巷道掘進期間，巷道頂板未出現(xiàn)淋水現(xiàn)象，距掘進工作面30m處進行鉆孔窺視，窺視結果如圖4所示。工作面回采巷道掘進初期，頂煤完整性較差，巷道表面出現(xiàn)呈不規(guī)則分布的裂隙；隨著鉆孔深度增加，在頂煤與粉砂巖的交界面，未見明顯的離層裂隙，說明掘進初期頂煤和粉砂巖之間的粘結性較好；進入到粉砂巖內部，雖然孔壁表面有巖粉，但粉砂巖內部無裂隙發(fā)育，巖層的完整性比較好。11-101工作面掘進初期，由于巷道上方為采空區(qū)，巷道處于卸壓區(qū)下，頂板載荷較小，巷道頂板尚未出現(xiàn)明顯彎曲下沉，巖體劣化程度較小，完整性較好[10]。

圖4 鉆孔窺視效果

3.2 工作面采動淋水巷道圍巖劣化特征

對11-101淋水巷道距回采工作面1m，10m處以及設計停采線位置鉆孔內部進行視頻錄像，然后對錄像進行截圖處理，得到不同位置鉆孔內裂隙發(fā)育情況，如圖5所示。

圖5 距迎頭1m處鉆孔窺視效果

3.2.1 距工作面端頭1m位置鉆孔窺視結果

根據(jù)淋水巷道距工作面端頭1m位置的鉆孔成像結果顯示，頂板0.5m范圍內為頂煤，0.5m以上為粉砂巖。由于粉砂巖上部裂隙發(fā)育程度較高，鉆孔后巖體較為破碎，4.5m以上的鉆孔未能進行觀測。根據(jù)鉆孔錄像觀測結果，在淋水巷道頂煤內，不同角度裂隙貫穿煤層。整個煤層破壞較為嚴重，整體性差。在煤與粉砂巖交界處出現(xiàn)明顯的層狀離層裂隙，主要是由于頂煤抗彎剛度遠小于粉砂巖，在滲透壓力的作用下，離層裂隙寬約150mm，且離層裂隙周圍煤巖體較為破碎。隨著窺視鉆孔深度的增加，粉砂巖內也出現(xiàn)多條豎向裂隙，鉆孔深度2m處，豎向裂隙寬度較小，寬度約為5mm；鉆孔深度3m時，豎向裂隙寬度有所增加，寬度約為10mm；鉆孔深度為3.5m時，豎向裂隙寬度增加到18mm。由此可見，在2～3.5m范圍內，粉砂巖內主要為豎向裂隙，不存在其他角度裂隙，巖體的完整性相對較好；隨著鉆孔深度的增加，粉砂巖內豎向裂隙的寬度逐漸增大。這主要是距離上煤層采空區(qū)越近，滲流水對粉砂巖裂隙作用時間越長，豎向裂隙越發(fā)育。當鉆孔深度達到4.5m時，各種角度裂隙交叉存在，粉砂巖整體破壞比較嚴重[11]。

3.2.2 距工作面端頭10m位置鉆孔窺視結果

鉆孔深度0.5m以下時，巷道頂板為11號煤層頂煤，其內部各方向裂隙較為發(fā)育，主裂隙上的次生裂隙也明顯發(fā)育，煤層較為破碎。在頂煤與粉砂巖交界面處，出現(xiàn)1條水平離層裂隙。在鉆孔深度1m處，粉砂巖內出現(xiàn)1條水平裂隙，并且裂隙上明顯看到有巖層水滲出。在鉆孔深度1.5m處，出現(xiàn)1條豎向發(fā)育裂隙，裂隙寬度較小，延展性不強。在鉆孔深度2m處，僅出現(xiàn)1條水平的微裂隙。在鉆孔深度2.5m處，發(fā)育1條寬度較大的水平裂隙，并且水平裂隙周圍次生裂隙較為發(fā)育，并且裂隙周圍巖面較為濕潤，說明有水滲流出，這主要是由于滲流水弱化巖體，在彎曲下沉作用下，發(fā)生層間水平剪切破壞所致。隨著鉆孔深度的進一步增加，當深度為3m和3.5m時，鉆孔周圍巖壁未見明顯的裂隙，巖體的完整性較好，但根據(jù)粉砂巖下部裂隙滲流情況，說明該部分裂隙較少且裂隙寬度較小。當鉆孔深度達到4m時，其內部出現(xiàn)1條豎向裂隙，隨著鉆孔深度的增加，粉砂巖內的豎向裂隙寬度不斷增大，并且鉆孔表面出現(xiàn)大量的滲水亮斑，說明在裂隙周圍出現(xiàn)較多的次生裂隙，如圖6所示。由此可以說明，粉砂巖上部受上煤層工作面開采超前支承壓力的影響，其內部發(fā)育較多的壓剪破壞裂隙，導致粉砂巖上部較為破碎[12]。

圖6 距迎頭10m處鉆孔窺視效果

3.2.3 設計停采線位置鉆孔窺視結果

在11-101工作面設計停采位置的回采巷道頂板進行鉆孔成像，此處巷道內未出現(xiàn)淋水現(xiàn)象，并且該位置距離回采工作面450m，巷道圍巖體受工作面采動應力影響較小[13-14]。

當鉆孔深度為0.1m時，粉砂巖內裂隙較為發(fā)育，各方向裂隙縱橫交錯，巖體較為破碎。鉆孔深度為0.5m時，粉砂巖內僅發(fā)育1條豎向裂隙，且較為明顯。隨著鉆孔深度的繼續(xù)增加，豎向裂隙繼續(xù)向深部擴展，但裂隙寬度逐漸減小，并且在鉆孔1.5m后逐漸尖滅。當鉆孔深度達到2m時，鉆孔內未見明顯裂隙出現(xiàn)，粉砂巖完整性較好；鉆孔深度為3～4m時，粉砂巖質地密實，同樣未見明顯裂隙發(fā)育。當鉆孔深度為4.5m時，巖層內開始發(fā)育豎向裂隙，并且裂隙周圍出現(xiàn)明顯的滲水現(xiàn)象，如圖7所示。當深度達到5m時，粉砂巖內的裂隙較為發(fā)育，巖層較為破碎，此處距離上煤層采空區(qū)約0.5m，由此說明上煤層工作面開采超前支撐壓力對粉砂巖上部產(chǎn)生壓剪破壞，并且越靠近采空區(qū)，在巖層的影響下，巖體強度減弱，裂隙越發(fā)育，巖層越破碎。

圖7 設計停采線位置鉆孔窺視效果

結合井下窺視情況，綜合上部10號煤層開采情況分析，超過4.5m外的破壞情況更劇烈，主要考慮10號煤層開采后對下部11號煤層回采巷道頂板的影響，則對其裂隙破壞情況進行窺視、觀測；4.5m位置處的裂隙受到了10號及11號煤層施工的共同影響。

4 采空區(qū)下近距離煤層煤巷錨網(wǎng)索支護可行性分析

4.1 近距離煤層頂板分類及支護方式的選擇

根據(jù)近距離煤層定義，當煤層的層間距離hj小于公式(5)的計算值時，應屬于極近距離煤層，其頂板全部為破碎頂板。

(6)

4.1.1 近距離煤層頂板分類指標確定

根據(jù)近距離煤層開采時下部煤層圍巖控制的難易程度，可采用近距離煤層間巖層厚度hj和屈服比ψ兩個重要指標作為近距離下部煤層頂板分類的評判標準[15]。即

ψ=hσ/hj

(7)

當巖層中的應力值達到或超過巖層的屈服極限時，會產(chǎn)生大量次生弱結構。根據(jù)頂板分類指標，將近距離煤層分類，如表1所示。

表1 近距離煤層頂板分類

4.1.2 近距離煤層支護方式的選擇

在工程實踐中可把上下兩煤層視為同一煤層開采屬于夾矸頂板[16]；煤層頂板的ψ≥1視為破碎頂板；煤層頂板的ψ<1，且頂板厚度滿足hj≥1.5m屬于塊裂頂板。地質資料表明，10號煤層開采對其底板屈服破壞深度為0.7m左右，ψ=0.13<1，據(jù)此判定11號煤層巷道頂板為塊裂頂板。

4.2 原有支護形式存在的不足

通過對現(xiàn)場調研可知，11號煤巷道為普通錨網(wǎng)索支護，存在以下不足：

(1)錨桿托板存在明顯弊端 11-101巷道使用的托板存在明顯的弊端，主要表現(xiàn)在以下方面：一是托板承載能力較低，與使用錨桿桿體強度不相匹配；二是托板結構存在設計缺陷，無法與調心球墊相配套；三是減摩墊片材質不符合規(guī)定要求，易破斷，扭矩轉換率低；四是托板的拱形高度設計偏低，與錨桿桿體的協(xié)調變形不一致。

(2)錨索預緊力偏低 原設計中錨索預緊力為40MPa，現(xiàn)場查看錨索張拉機具，40MPa所對應的預緊力為160kN，考慮錨索張拉后30%的預緊力損失，實際預緊力為110kN。通過實驗直徑為21.6mm的錨索索體破斷載荷為520kN。在錨桿錨索預緊力初始值的選擇中一般要求，錨桿預緊力為桿體屈服強度的30%～50%，錨索預緊力初始值應達到索體破斷載荷的40%～70%。因此，原設計錨索預應力偏低，影響了錨桿錨索支護作用的發(fā)揮。

(3)頂板錨桿存在角度大的缺點 通過對霍州煤電干河礦、回坡底礦、團柏礦掘進工作面錨桿扭矩轉換實驗結果表明，相同預緊扭矩下角度錨桿會降低錨桿預緊扭矩轉換效率。同時角度錨桿使圍巖中壓應力區(qū)相互分離，從而大大減弱支護效果，使角錨桿受力偏小，甚至受壓，致使錨桿尾部螺紋受力狀態(tài)惡化，具有大大增加尾部螺紋破斷幾率的缺點。

(4)頂幫錨桿存在安裝困難質量不高的缺點 頂幫錨桿分別采用鋼帶，受孔距和單個鋼帶質量較重等影響，不便于現(xiàn)場操作，影響單進水平，同時巷道變形時容易造成鋼帶彎折破壞。

4.3 錨網(wǎng)索支護技術的可行性分析

近距離煤層采空區(qū)下巷道支護的關鍵是頂板支護，只要能保持頂板的穩(wěn)定，減弱頂板來壓情況，護幫難度并不大?？紤]到11號煤層煤巷頂板受10號煤層開采影響而部分碎裂，局部區(qū)域為復合頂板，其上方為10號煤層采空區(qū)松散垮落巖層的特殊條件，針對上述頂板情況，采用傳統(tǒng)的長錨索進行輔助支護的方法是不現(xiàn)實的。

因此，為了防止復合頂板發(fā)生離層，一是采取一次支護原則，錨桿支護應盡量一次支護就能有效控制圍巖變形，避免二次或多次支護；二是采取高預應力和預應力擴散原則，預應力是錨桿支護中的關鍵因素，只有高預應力的錨桿支護才是真正的主動支護，才能充分發(fā)揮錨桿支護的作用。所以采取的對策一是要采取有效措施給錨桿施加較大的預應力；二是通過錨索、槽鋼梁等構件實現(xiàn)錨桿預應力的擴散，且擴大預應力的作用范圍，提高錨固體的整體剛度與完整性。通過現(xiàn)場實踐施工提出，采用高預緊力高強錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)來解決上述支護問題。

4.3.1 錨桿

(1)錨桿形式和規(guī)格 桿體為φ20mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.0m，鋼材屈服強度為335MPa，桿尾螺紋為M24，螺紋長度150mm，配高強度螺母。

(2)錨固方式 樹脂加長錨固，一支規(guī)格為CK2340，另一支規(guī)格為Z2360。鉆孔直徑為28mm，錨固長度為1370mm。

(3)托板 采用拱型高強度托盤，規(guī)格為150mm×150mm×8mm，托板高不低于38mm，力學性能與桿體相匹配，配調心球墊和減摩墊圈。

(4)錨桿角度 沿頂板法線方向，采用單體錨桿配W鋼護板，規(guī)格為厚度3mm，寬280mm，長度450mm。

(5)網(wǎng)片規(guī)格 采用10號鐵絲編織的菱形金屬網(wǎng)護頂，網(wǎng)孔規(guī)格為50mm×50mm，網(wǎng)片規(guī)格為4700mm×1100mm。

(6)錨桿布置 錨桿排距1000mm，每排5根錨桿，間距950mm。

(7)錨桿預緊扭矩 不低于300N·m。

4.3.2 錨索

(1)錨索形式和規(guī)格 錨索材料為直徑17.8mm，17股高強度低松弛預應力鋼絞線，長度5.3m，鉆孔直徑為28mm，樹脂加長錨固，采用1支CK2340和2支Z2360樹脂錨固劑，錨固長度2192mm。

(2)錨索布置 采用每排2根布置，間排距1600mm×2000mm。錨索安裝在2排錨桿間頂板中部。用300mm×300mm×12mm拱形高強錨索托板。

(3)錨索張拉預緊力 錨索張拉預緊力為180～200kN。

結合團柏煤礦具體的地質資料分析和以往10號煤層巷道的支護狀況，采用高預緊力高強錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)支護參數(shù)，通過后期施工驗證，這一支護形式效果良好。為團柏煤礦大規(guī)模開采11號煤層探索出科學的支護方法。

5 結 論

(1)10號煤層采動及其集中煤柱的影響，導致11號煤層頂板呈現(xiàn)裂隙發(fā)育、松散破碎性狀，整體性差；在10號煤層采空區(qū)長時間積水的影響下，11號煤層頂板(尤其是采動破壞區(qū))在積水的長期浸染下巖層強度弱化嚴重。

(2)近距離下工作面回采巷道掘進完成后，巷道頂板裂隙發(fā)育情況分為3層，下層裂隙發(fā)育區(qū)，裂隙縱橫交錯，巖層較破碎；中層巖層完整區(qū)，受上下工作面采動影響較小，裂隙不發(fā)育或僅有較少豎向或水平裂隙發(fā)育，但巖層相對比較完整；上層裂隙發(fā)育區(qū)，裂隙較發(fā)育，巖體較為破碎。

(3)距離回采工作面越近，淋水巷道頂板受采動影響越明顯，中層完整區(qū)開始出現(xiàn)新增裂隙，且?guī)r層內的裂隙出現(xiàn)滲流現(xiàn)象，隨之裂隙發(fā)育更加充分。

(4)根據(jù)近距離煤層頂板分類，11號煤層煤巷頂板為塊裂頂板，經(jīng)工程實踐，采用高預緊力高強錨桿+錨索槽鋼梁系統(tǒng)進行支護是可行的。