随着煤矿开采技术的快速发展，开采强度逐渐提高，同时开采深度也在逐年增加，深部开采面临着严重的矿山灾害威胁，多数煤矿更面临着多种灾害叠加的威胁。焦作矿区典型的特点就是煤层瓦斯含量高且突出危险性强，为防止此类事故，通常在煤层布置工作面前距离底板一定距离的层位施工巷道并对煤层进行预抽瓦斯[1]。由于焦作矿区的底板水害问题比较严重，而底抽巷往往在煤层与其下方含水层中间布置，底抽巷开挖后势必会造成底板的破坏，极可能引发底板突水灾害[2,3]。因此，如何确保底抽巷布置层位的合理性，并确保其围岩稳定是亟需解决的关键问题。

目前众多专家学者针对煤层底板突水机理以及底抽巷围岩破坏规律、控制技术方面进行了大量科研探索，现场应用效果良好。李永恩等[4]针对煤层底板突水问题，基于底抽巷布置原则，确定了合理的布置位置。何富连等[5]通过理论研究高应力条件下软岩底抽巷围岩破坏特征，认为采用高强度、高预应力的锚杆锚索支护并配以注浆加固的方法能够有效治理此问题。张盛、张新伟等[6,7]为解决软岩底抽巷极易变形的问题，通过理论分析研究后认为，除了采用高强度的锚网索支护外，在巷道顶-底-帮交界处进行局部注浆加固后控制效果良好。王兆丰等[8]通过理论分析底抽巷合理层位的位置关系，提出了底板穿层钻孔一孔多用瓦斯抽采技术，达到了瓦斯治理的标准。刘志伟、王连国等[9,10]通过理论研究底抽巷围岩极易发生破坏的问题，认为底板处于未支护状态是造成破坏的主要因素，提出除正常支护外在底板施工锚索进行加强支护。

上述研究成果均取得不错的成果，但由于不同矿区的地质条件差异性较大，有些理论或技术需结合矿井实际情况调整后才能应用。因此，以古汉山矿1508工作面底抽巷为工程背景，通过总结分析底抽巷围岩破坏特征，探究底抽巷突水机理，以确定底抽巷合理的布置层位，并提出相应的围岩控制措施，进而为相似工程背景条件下的底抽巷治理提供科学参考。

1、工程地质背景

1.1 工作面概况

古汉山矿1508工作面位于15采区西翼，东部为15采区皮带巷道，西部为15081采空区，南部为东翼通风疏水大巷保护煤柱，北部为实体煤。所采二1煤层平均厚度5.5 m, 煤层倾角平均13°,埋深在515～549 m范围。据资料显示，二1煤原始瓦斯含量比较高，约25 m3/t, 是煤与瓦斯突出矿井，工作面综合柱状图，如图1所示。根据矿井资料和柱状图发现，L8灰岩的富水性比较强且与所采煤层的垂距约34 m, 探测出L8灰岩水压为2.49 MPa, 突水系数为0.156 MPa/m。因此，底抽巷布置时应合理避开石灰岩层位。

图1 煤层底板岩层综合柱状图  

1.2 底抽巷变形破坏特征及其原因分析

1.2.1 底抽巷破坏现状

该矿底抽巷以往均采用锚杆、锚索、钢筋网、喷浆等联合支护，全断面采用ϕ20 mm、长2.4 m锚杆支护，间排距为0.8 m。顶部采用3根ϕ18.9 mm、长7.5 m锚索加强支护，间排距为1.6 m。钢筋网护表，并进行喷浆封闭处理，喷浆厚度50 mm且盖住钢筋网，强度为C15。采用上述支护形式后，底抽巷在掘进和采面回采期间发生非对称变形、水平错动、局部漏冒等问题。通过观测数据所绘制出的变形曲线如图2所示。

根据图2(a)的变形数据并结合底抽巷掘进、采面回采过程中的实际状况发现，底抽巷掘出后，受深埋高地应力自身因素影响后围岩发生蠕动变形但变形有限，浅部围岩出现少许的裂隙且有破碎区域，但在一定时间后稳定下来，顶底板、两帮变形量均超过600 mm, 已经影响了正常瓦斯抽采工作；工作面推采期间，受采动压力影响后，底抽巷破坏较为严重，除了巷道表面收缩明显外，顶板锚杆、锚索失效数量增加，发生冒顶事故的概率增加，并且由于瓦斯抽放孔附近围岩的破坏而影响抽采效果，极易导致工作面瓦斯超限；底抽巷受回采动压影响发生较大变形且稳定后，一些瓦斯治理钻孔的抽采效果变差，临近面的瓦斯治理也受到影响。

图2 底抽巷围岩变形及内部裂隙分布情况   

通过对底抽巷进行钻孔窥视后所做出的破坏素描图，如图2(c)所示。底抽巷顶板中部及其左侧裂隙发育范围为1.1～2.3 m, 而右侧裂隙发育范围为3.2～5.2 m, 围岩破坏出现了明显不对称性。由于底抽巷围岩5 m范围内裂隙比较发育，抽采钻孔也会受到不同程度的破坏，还会影响此区域的抽采孔封孔质量，降低采空区瓦斯抽采效率。

1.2.2 底抽巷破坏原因分析

根据古汉山矿以前底抽巷变形状况，其围岩破坏的主要因素有以下4个方面。一是底抽巷埋深较大造成地应力较高。该矿前期所测二1煤层的最大水平主应力已超30 MPa, 垂直应力达18 MPa; 鉴于底抽巷位于煤层下方，可推测出原岩应力要超过18 MPa; 受高地应力自身因素影响后底抽巷围岩容易发生蠕动变形而造成失稳的可能性增加，在受其他因素影响后破坏范围扩大。二是工作面开采后对底抽巷造成较大的影响。若底抽巷在底板破坏区域内，采面推过后将会承受剧烈的动压影响，而采空区顶板断裂、垮落后剧烈的压力也将通过底板向其转移，造成较大的矿压现象。所以底抽巷在受采动压力和构造应力的叠加影响后极易失稳破坏。三是岩石具有吸水膨胀的特性并且其强度将会大幅降低。即使底抽巷布置在强度较高的粉砂岩中，在经受长时间叠加应力作用后其裂纹将会进一步扩展甚至发生破坏，也将影响锚网索支护系统的稳定性，使得底抽巷出现破坏变形。四是支护不合理。初期支护时护表能力较弱，因未用护表构件，锚杆(索)的托盘将会直接作用在金属网上而造成支护无法对围岩内部起到控制作用。锚杆(索)锚固力、预紧力达不到要求，锚固没有可靠的着力点，使其受剧烈的动压影响后不能有效控制变形，所以支护强度不够，极易发生整体失稳或冒顶事故。

2、底抽巷突水危险性分析

巷道底板发生突水的关键是其下方有承压含水层且富水性强、水压足够，并存在导水通道[11,12,13,14]。而除导水通道外，其他的条件均是客观存在。因此，在已知地质状况下，确保其底板岩层的隔水性，避免出现导水通道是提前预防突水发生的关键。底抽巷是在煤层下方掘进的，若确保不出现突水事故，其底板得有足够厚的隔水层并且受动载扰动作用后有抵抗下方承压含水层的水压。而底抽巷受动载扰动作用后其围岩将出现松动变形，使其原隔水层厚度变小，底板有效隔水层厚度Hg经验公式为

Hg=(h1-h3)-(h2-h3)=h1-h2 (1)

式中，h1为没有破坏的底板岩石层厚，m; h2为底抽巷破坏的层厚，m; h3为透水层厚度，m。

由图3可以看出，因L9、L10灰岩厚度相对较小，富水性较差，在掘巷前已对其进行疏干，此处将其认为是透水层。而Hg是h1与h2之差，另外还受底板隔水层和透水层的厚度、承压水导升带的高度(客观存在的条件)以及采空区底板破坏的深度(与工作面开采方法关系密切)的影响，上述因素对Hg的影响基本上已确定。但在不同应力环境下底抽巷围岩破坏状况不一样，对Hg的大小起到关键作用。因此，底抽巷围岩破坏区域将直接决定Hg的大小，也决定底板是否会发生突水事故。基于斯列萨列夫公式理论得到底抽巷极限安全隔水层厚度Ha的经验公式为

式中，L为巷宽，取4.7 m; γ为隔水层容重，取2.5 MN/m; Kp为隔水层抗拉强度，取2.04 MPa; H为底板实际水压，取3.92 MPa。

结合古汉山矿底抽巷实际情况，将相关数据代入公式可得Ha为1.43 m。因此，底抽巷底板下方隔水层厚度至少大于1.43 m才能抵抗底板水压，确保底抽巷不发生突水事故。但底抽巷受回采动压影响后底板围岩将发生不同程度的变形，如果Hg<Ha时，底抽巷极易发生突水事故，反之底抽巷安全可靠。所以，其底板围岩破坏区域极有可能造成突水事故的发生。而底抽巷和回采面间的层位不一样，围岩破坏的状况也不一样，因此，需进一步分析煤层被采出后底板变形规律以及底抽巷受动压影响后的变形规律，确定底抽巷与回采面间的空间关系，降低底抽巷破坏区域，确保足够的有效隔水层厚度，杜绝突水事故的发生。

图3 底抽巷破坏前后与隔水层间的关系示意   

3、底抽巷空间参数确定

3.1 采空区底板破坏深度分析

根据采空区底板岩层滑移线场理论得知，1508工作面推过后，工作面超前、滞后支承压力及采空区侧向支承应力将由煤层、采空区底板向下转移，而采空区侧将产生侧向应力，底板上方的压力超过其岩石极限强度的情况下发生塑性变形，并在一定区域内相互连通成塑性破坏区。底板岩层受多种压力叠加作用后从压缩的状态向膨胀的状态转变，并向采空区转移，底板上还出现不同程度的裂纹扩展，其受力结构如图4所示。

图4 采空区底板受力力学模型  

式中，hmax为回采工作面底板最大破坏深度，m; x0为工作面超前支承压力峰值距煤壁距离，根据矿压检测取11 m; φ为底板岩层内摩擦角，取20°。

通过计算得到1508工作面回采后采空区底板破坏深度最大为11.08 m。该矿以往底抽巷距煤层的垂距为8 m, 明显小于采空区底板破坏深度，结合上述底抽巷破坏原因的分析结果可知，正是由于底抽巷处于采空区底板破坏范围内，才造成底抽巷受采动影响后裂隙较为发育且有进一步扩展的迹象，并且抽采钻孔也受不同程度的破坏后导致采空区瓦斯抽采效率降低。因此，结合古汉山矿实际情况，考虑到抽采钻孔施工工程量、抽采效果及L8灰岩突水问题等因素，1508底抽巷距煤层垂距选择为12 m。

3.2 底抽巷合理的水平距离模拟分析

为进一步探究受工作面回采动压影响后不同水平距离情况下底抽巷变形特征，根据1508工作面地质条件，通过FLAC3D模拟分析不同位置处底抽巷变形状况，模型为300 m×60 m(长×高),工作面倾斜长度150 m, 模型两侧各留宽度为50 m的煤柱；模型上方赋予垂直应力以模拟覆岩的自身重量，底板施以垂向约束，四周施以水平约束，共划分8.78万个网格，采用摩尔-库伦破坏准则。由上述分析可知，1508底抽巷距二1煤层应大于11.08 m, 模拟时底抽巷在煤层下方12 m, 底抽巷平距按在回采巷道正下方、内错8 m、外错8m等方式进行模拟。所建模型初始平衡后，先开挖底抽巷，再开挖工作面，进而分析工作面开采之后底抽巷围岩塑性发育及应力分布情况。

3.2.1 底抽巷围岩塑性区分布情况

采面推过后底抽巷四周围岩应力将被再次调整，围岩受力较大且达到极限时出现塑性破坏后承载力变小，并且会持续向深部扩展。底抽巷不同布置情况下其塑性区分布情况如图5所示。图中，shear-p表示之前出现了剪切破坏，shear-n表示当前出现的剪切破坏，tension-p表示之前出现的拉伸破坏，tension-n表示当前出现的拉伸破坏。

通过模拟发现，煤层被采出后其底板塑性破坏发生在采空区侧向煤体下方，破坏深度5 m左右主要是剪切破坏。底抽巷内错采面8 m的情况下，其围岩没有受回采动载扰动而出现，基于能量释放理论认为巷道部分弹性能量释放的偏低。底抽巷在回采顺槽正下方的情况下，受动载扰动后出现塑性变形，顶部、底角分别发生张拉、剪切变形，其塑性区域并没有和侧向煤体下方的塑性区发生贯通，底抽巷还有一定的承载力。底抽巷外错采面8 m的情况下，浅部围岩出现塑性变形，并转向深部，破坏期间弹性能量释放较多，采空区侧向煤体下方塑性破坏范围和底抽巷围岩塑性破坏范围贯通，说明此处底抽巷受动压影响比较明显，且维护困难，对底抽巷的持续应用不利。

3.2.2 底抽巷围岩垂直应力分布

不同位置情况下底抽巷垂向应力的分布如图6所示。

由图6可知，采面推过后采空区顶底板岩层将是个卸压的状态，采空区侧向煤体将产生应力集中现象，峰值高达40 MPa, 距采空区煤壁8～12 m。底抽巷内错采面8 m的情况下，将在底板卸压范围内，其左帮围岩受力5～10 MPa, 其他区域均不大于5 MPa, 为超过原岩应力，底抽巷围岩比较稳定；底抽巷在回采巷道正下方的情况下，将在采空区侧向煤体集中应力作用范围的边缘处，顶板和底板均处于卸压的状况，所受应力值不大于5 MPa, 帮部存在应力集中(左帮比右帮明显)且集中系数为1.0～1.6,仍会影响底抽巷的稳定；底抽巷在外错采面8 m的情况下，将在采空区煤壁侧向压力峰值影响区域内，且帮部应力集中严重，应力集中系数大于2.0,不利于底抽巷稳定。

结合上述模拟分析结果，与之前所做的微震监测结果基本一致，说明底抽巷内错采面8 m的情况下，是在底板卸压范围边界处，此处受回采动载扰动作用小，还大幅减少了其服务接替面时抽采孔的施工量。

图5 不同错距情况下底抽巷塑性区分布情况  

图6 不同错距时底抽巷垂直应力分布情况  

4、底抽巷围岩控制技术

4.1 围岩治理基本思路

由前述分析可知，底抽巷合理层位确定后，其支护方式是否合理也是确保围岩稳定的关键，并且支护方式还应满足经济合理、施工简单的原则。因此，针对古汉山矿特殊的地质条件下底抽巷维护难度较大的情况，提出以增强锚网索锚固体系能力、底角岩层稳定性及其护表能力为主，局部区域进行注浆加固为辅的综合控制技术。

增强锚网索锚固体系能力：研究表明，高预应力、高刚度、高强度锚杆(索)可有效将巷道浅部与深部的围岩锚成一个整体，避免围岩发生离层破碎，从而提高巷道的稳固性。

提高护表能力：根据采场“大-小”结构理论原理，巷道围岩控制属于小结构范畴，但其围岩表明应利用强度较高的护表构件，以期能够将锚杆(索)的预紧力均匀分散到四周后对围岩起到径向约束的作用，进而提升了锚网索的支护效果。

提升底角岩层强度：底角是巷道底板与巷帮相交的区域，此处极易受应力集中的影响并且在受水的浸泡影响后，巷帮、底板发生变形破坏后失稳的概率增加，因此增强底角岩层位置的强度非常必要。

局部区域进行注浆加固：由于底抽巷围岩存在明显的节理裂隙，受到采动扰动后其裂纹将会进一步扩展，进而会造成支护和瓦斯抽放的效果降低。通常可采用注浆改性围岩的方式进行，注浆后围岩自承载能力会明显增加，并且为锚网索施以有效的着力点，所以说注浆能够治理围岩破碎后锚固力难以达标的问题。

4.2 底抽巷控制方案

针对上述分析结果，1508底抽巷采用高强粗锚杆(索)支护并对底角进行加强支护以及局部注浆的联合控制技术。

锚杆型号选择ϕ22 mm×2 400 mm, 锚索型号选择ϕ21.8 mm×7 500 mm且采用300 mm×300 mm×16 mm球形大托盘，具体布置方式如图7所示。表面喷浆时采用C20强度的水泥砂浆，根据现场实施情况，确定注浆时孔深6 m、间距2 m、排距2 m, 靠近底板的注浆孔距底板200 mm且与水平面的夹角为20°,其余注浆孔均垂直于岩面施工，注浆压力不超过2.5 MPa, 采用无机双液注浆材料。

图7 加强支护断面示意  

5、底抽巷稳定性分析

5.1 底抽巷变形分析

现场试验后，监测底抽巷表面变形情况，监测结果如图8所示。

现场试验一段时间后，根据观测数据和钻孔窥视可知，底抽巷顶底板移近量约233 mm、两帮收缩量约209 mm。注浆范围内的裂隙内明显能够看出浆液的痕迹，锚杆(索)的锚固效果明显提升。相比以往的底抽巷变形状况，底抽巷变形基本上得到有效控制，没有发生多数锚杆(索)同时失效的现象。

图8 试验段底抽巷围岩裂隙发育及变形状况  

5.2 瓦斯治理情况

为验证1508底抽巷治理后的稳定状况，对其试验范围内的瓦斯抽采情况进行抽检分析。数据分析结果显示，底抽巷进行治理后，瓦斯抽采钻孔的抽采量由原先的15%提升至35%,抽采标量提升至8.25～9 m3/min, 单孔抽采浓度高达75%。因此，治理后的底抽巷瓦斯抽采钻孔的抽采效率得到大幅提升。

6、结论

(1)底板有效隔水层厚度Hg是底板未被破坏岩层的厚度h1与底抽巷围岩破坏厚度h2之差，此外还受底板隔水层与透水层厚度、承压水导升带高度(客观存在条件)及采空区底板破坏深度(与开采方法关系密切)的影响，底抽巷围岩破坏区域将直接决定Hg的大小，也决定底板是否会发生突水事故。

(2)基于底板滑移线场理论得到1508底抽巷距离二1煤层底板12 m, 根据数值模拟结果确定底抽巷内错水平距离8 m; 底抽巷发生大变形的主因是由于受高应力和采动叠加影响后其围岩出现蠕动扩容后原支护系统失效，因此提出以增强锚网索锚固体系能力、底角岩层稳定性及其护表能力为主，局部区域进行注浆加固为辅的综合控制技术。

(3)掘进及工作面回采期间，底抽巷承受住强动压的扰动影响，围岩变形得到有效控制，底抽巷顶底板移近233 mm、两帮收缩209 mm后基本稳定；与以往底抽巷的状态相比，巷道变形基本得到有效控制，瓦斯治理效果得以有效提升，实现了工作面安全高效回采，为相似条件下的底抽巷治理提供了技术参考。

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文章来源:董相欢.底板承压水上底抽巷破坏特征及控制技术[J].陕西煤炭,2024,43(06):70-76.