预掘底板岩巷卸压增透方法∗

王中华（1.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆市沙坪坝区，400037；2.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆市沙坪坝区，400037）



预掘底板岩巷卸压增透方法∗

王中华1，2
（1.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆市沙坪坝区，400037；2.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆市沙坪坝区，400037）

摘 要针对难抽采煤层，提出了预掘底板岩巷卸压增透方法，理论分析了底板岩巷卸压影响范围一般为巷道半径r的2～6倍。现场考察了曲江煤矿702底板岩巷围岩位移量最大为38 mm，钻孔瓦斯流量、煤层透气性系数分别为原始煤层的11.1倍、43.2倍，实践表明曲江煤矿702底板岩巷布置在待掘煤巷正下方8～10 m处增透效果显著。

关键词预掘底板岩巷 卸压增透 卸压影响范围 增透效果

国内外煤巷区域防突措施主要有开采保护层、顺层钻孔或底（顶）板岩巷穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯。随着开采深度增加，瓦斯抽采难度加大，为增加抽采效果，我国一些突出矿井已采取水力压裂、水力扩孔、控制预裂爆破等增透技术。但这些技术存在一定的局限性，一些矿井采用后发生了诱发突出、巷道垮塌等事故，因此尚未大量推广应用，甚至一些矿区禁止使用。基于此提出一种简单高效的卸压增透方法，即将底板岩巷布置在待掘煤巷正下方的卸压区域内，进行卸压增透。

1　卸压影响范围理论分析

以弹塑性应力场为例，求解弹塑性交界处的应力分布状态，研究静水压力下的平面应变问题，从而确定巷道围岩卸压范围。假设巷道半径为r，巷道围岩弹塑性模型如图1所示。

经计算后弹性区的等效应力:

式中:σi——弹性区的等效应力；

p0——无支护时，无穷远处的初始应力；

r——巷道半径；

b——塑性区半径；

ν——围岩介质的泊松比；

σr——塑性区的等效应力。

图1　巷道围岩弹塑性模型

根据塑性区平衡本构方程，由边界条件σi（a）=0解方程得塑性区的应力方程:

式中:σc——岩石的单轴抗压强度；

E——弹性模量；

λ——围岩的降模量；

a——弹性区半径。

在弹塑性区交界处径向应力连续，弹塑性区交界处σi=σc，将r=b代入式（1），并联立式（2）求解，可得塑性区半径b的关系式:

由式（3）可得，2倍巷道半径处，即弹塑区交界处存在应力峰值，此处围岩最容易破坏。现场实测表明，在6倍巷道半径处基本为原岩应力。由此可得，巷道卸压范围为2～6倍巷道半径。

2　卸压增透方法

基于底板巷围岩卸压影响范围分析，在待掘煤巷的正下方2～6倍巷道半径处预掘底板岩巷，对煤层进行卸压，提前释放煤巷条带煤层及顶底板弹性能，降低围岩巷道的地应力，使煤岩体产生位移裂隙破坏，从而增加煤层的透气性。具体位置应根据煤层赋存、地质情况及煤层底板岩性适当调整（岩性硬度较大和完整性较好时取小值，反之取大值，岩性极软时可适当加大），同时岩巷宜采用宽断面强化卸压效果。布置方式如图2所示。

图2　预掘底板岩巷卸压增透方法

3　卸压增透效果考察方法

底板岩巷上覆煤层的卸压增透效果考察内容为底板岩巷不同位置的围岩位移量、钻孔瓦斯流量及煤层透气性系数，每项内容均考察底板岩巷正上方、上下帮7.5 m处及上下帮15 m处。

（1）巷道围岩的位移量采用DW－6型多点位移计进行观测，此仪器主要有基点锚固器、钢绞线、套筒、游标、导杆、拉紧螺丝等组成。首先使用锚杆机施工孔长10 m、孔径32 mm的钻孔，然后使用导杆沿钻孔轴心把基点锚固器推进至观测位置，最后拉紧钢绞线使套筒及游标在一定刻度，固定拉紧螺丝，并记录此时数值。每隔1～2 d观测一次数据，直至数据稳定为止。

（2）钻孔瓦斯流量采用标准容器排水法进行测定，首先施工ø75 mm钻孔，并封孔注浆使钻孔自然排放瓦斯，每天测定一次，连续测试一周。

（3）煤层透气性考察采用径向流量法，首先测定钻孔瓦斯流量，而后代入径向不稳定流动参数计算公式计算煤层透气性系数。

4　卸压增透效果

4.1 试验区概况

曲江煤矿为煤与瓦斯突出矿井，位于江西省丰城市曲江镇，设计生产能力为0.9 Mt/a。开采－850 m水平单一B4煤层，煤层透气性系数为0.002～0.004 m2/（MPa2·d），属于极难抽采煤层。试验地点为702卸压底板岩巷，位于－850 m水平东三上山采区702待掘煤巷正下方8～10 m处，巷道长度为470 m，埋深为682.5～744 m，净断面为2.8 m×2.8 m（宽×高），采用锚、网、梁、锚索联合支护。岩性以细砂岩为主，灰白色，薄～中厚层状，钙泥质胶结夹薄层状泥岩，岩石较破碎。煤层厚2.6～3.0 m，倾向南西向，倾角13°。地质构造较复杂，掘进过程中揭露断层13条，其中落差8 m的断层有1条，落差3～4.5 m的断层有3条，落差0.5～1.5 m的断层有9条。

4.2 巷道围岩位移量

巷道围岩位移共考察两组，考察地点分别距掘进头230 m、150 m，每组布置5个钻孔，每个钻孔共6个观测点，考察结果如图3所示。

图3　底板岩巷围岩位移量

由图3可知，底板岩巷围岩最大位移量由大到小依次为正上方、下帮7.5 m、上帮7.5 m、下帮15 m、上帮15 m，正上方最大位移量为38 mm，表明巷道围岩的卸压效果较为明显。对比分析图3 （a）、图3（b）可知，第一组的最大位移量大于第二组，表明巷道掘进距离掘进头位置越远（即掘进时间越长）位移量越大。

4.3 钻孔瓦斯流量

钻孔瓦斯流量共考察三组，考察地点分别距掘进头248 m（第一组）、178 m（第二组）、50 m（第三组），每组布置5个钻孔。由于测试钻孔煤孔段的长度不同，根据实测数据换算每天每米煤孔段的瓦斯流量。并结合原始煤层的钻孔瓦斯流量绘制曲线如图4所示。

由图4可知，702底板岩巷上覆卸压煤层不同位置每天每米煤孔段的瓦斯流量明显大于原始煤层，原始煤层仅有0.47 m3/（d·m），而卸压煤层最大达5.24 m3/（d·m）；且正上方、下帮7.5 m、上帮7.5 m、下帮15 m、上帮15 m煤孔段的瓦斯流量依次为5.24 m3/（d·m）、4.07 m3/（d·m）、3.22 m3/（d·m）、1.33 m3/ （d·m）、1.13 m3/（d·m），即分别为原始煤层的11.1倍、8.7倍、6.9倍、2.8倍、2.4倍。第三组向第一组呈现逐渐增大的特点，表明随着掘进时间的增加（时间流变效应），上覆煤层的卸压效果逐渐增强，对应钻孔的瓦斯流量逐渐增大。

图4　每天每米钻孔瓦斯流量曲线

4.4 煤层透气性系数

702底板岩巷上覆卸压煤层及原始煤层的透气性系数曲线如图5所示。

图5　煤层透气性系数曲线

由图5可知，702底板岩巷上覆煤层的透气性系数明显大于原始煤层，原始煤层为0.002 m2/ （MPa2·d），而卸压煤层最大达0.0864 m2/ （MPa2·d）；正上方、下帮7.5 m、上帮7.5 m、下帮15 m、上帮15 m的煤层透气性系数分别为0.0864 m2/（MPa2·d）、0.0653 m2/（MPa2· d）、0.050 m2/（MPa2·d）、0.018 m2/（MPa2· d）、0.015 m2/（MPa2·d），即依次为原始煤层的43.2倍、32.6倍、25倍、9倍、7.5倍；因巷道的时间流变效应亦呈现由第三组向第一组逐渐增大的特点。

5　结论

（1）通过巷道围岩弹塑性应力场分析，巷道围岩卸压影响范围一般为巷道半径的2～6倍。

（2）底板巷上方不同位置围岩位移量、钻孔瓦斯流量、煤层透气性系数均呈现由正上方向两侧逐渐减小，且因巷道的时间流变效应呈现逐渐增大的特点。

（3）702底板岩巷上方围岩位移量最大达38 mm，每天每米煤孔段的瓦斯流量、煤层透气性系数最大分别为原始煤层的11.1倍、43.2倍；表明卸压底板岩巷增透效果显著。

（4）实践表明:曲江煤矿预掘底板岩巷布置在待掘煤巷正下方8～10 m处卸压增透效果显著。

参考文献：

［1］ 谢正红.高压脉动水力压裂增透技术及其应用［J］.中国煤炭，2014（9）

［2］ 王文才，贺龙，杨勇等.提高综放工作面顶煤冒放性的深孔松动爆破技术［J］.煤炭科学技术，2014 （S1）

［3］ 宋宜猛，王启飞，王安虎等.液态CO2预裂爆破增透技术试验研究［J］.中国煤炭，2015（8）

［4］ 舒生，李秋林.深孔松动爆破技术在较难抽采煤层掘进工作面的应用［J］.矿业安全与环保，2010（5）

［5］ 张永将，孟贤正.高压水射流水力扩孔抽采半径考察研究［J］.矿业安全与环保，2012（S1）

［6］ 田坤云.穿层钻孔水力压裂卸压增透措施应用［J］.煤炭技术，2015（1）

［7］ 闫发志，林柏泉，沈春明等.基于煤层卸压增透的水力割缝最优出煤量研究［J］.中国煤炭，2013（4）

［8］ 李鹏，宣德全.单一松软低透气性煤层井下水力压裂技术应用研究［J］.煤炭技术，2015（4）

［9］ 张伟杰，兰思栋.高应力下卸压巷道围岩破坏机理及卸压过程数值分析［J］.矿冶工程，2014（4）

［10］ 罗超文，李海波，刘亚群.深埋巷道地应力测量及围岩应力分布特征研究［J］.岩石力学与工程学报，2010（7）

（责任编辑 张艳华）

Methods of destressing and increasing penetration at pre-excavated rock roadway under floor

Wang Zhonghua1，2
（1.State Key Laboratory of Gas Disaster Monitoring and Emergency Technology，Shapingba，Chongqing 400037，China；2.China Coal Technology Engineering Group Chongqing Research Institute，Shapingba，Chongqing 400037，China）

AbstractProposing methods of destressing and increasing penetration at pre-excavated rock roadway under floor for coal seams which are difficult to be drained；theoretically analyzing that the influential incidence of destressing at rock roadway under floor is generally as 2 to 6 times of roadway radius r. In-situ measurements show that the maximum surrounding rock displacement of rock roadway under 702 floor of Qujiang Mine is 38 mm；gas flow rate in borehole and permeability coefficient of coal seam is 11.1 and 43.2 times of those of the original coal seam，respectively.The practice shows that rock roadway under 702 floor of Qujiang Mine could make significantly increasing penetration effect when it is placed 8－10 meters directly below coal lanes to be excavated.

Key wordspre-excavated rock roadway under floor，destressing and increasing penetration，influential incidence of destressing，increasing penetration effect

中图分类号TD713.3

文献标识码A

基金项目：∗国家科技重大专项项目（2011ZX05041 －003），中煤科工集团有限公司青年基金（2014QN002），中煤科工集团重庆研究院有限公司青年基金（2014QNJJ22）

作者简介：王中华（1984－），男，山东枣庄人，助理研究员，硕士，主要从事煤矿安全技术及工程研究。