Mining dynamic stress evolution law and surrounding rock control technology of high stress soft rock roadway in Libi Coal Mine
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摘要:
针对深部高应力泥质软岩底板抽放巷受回采扰动影响的问题，以山西省里必煤矿深部泥质软岩底板抽放巷布置优化与围岩控制为研究对象，综合采用理论分析、数值计算和工业性试验等研究方法，揭示了岩石底板抽放巷围岩采动应力演化规律，优化了底板抽放巷布置方式。研究结果表明：当巷道与工作面外错大于15 m时，应力集中效应明显减弱，巷道围岩塑性区与工作面塑性区贯通区域大幅减少，顶底板与两帮位移量较小，有利于岩石底板抽放巷围岩稳定性维护。工业性试验的结果也进一步验证了深部泥质软岩岩石底板抽放巷的优化布置方式在实际工程中的有效性，采用这种优化后的布置方式，岩石底板抽放巷的维护效果良好，能够有效保障矿井的安全生产。
Abstract:In order to solve the problem of deep high stress argillaceous soft rock floor drainage roadway affected by mining disturbance, taking the layout optimization and surrounding rock control of deep argillaceous soft rock floor drainage roadway in Libi Coal Mine of Shanxi Province as the research object, comprehensive research methods such as theoretical analysis, numerical calculation and industrial test are adopted to reveal the mining stress evolution law of surrounding rock of rock floor drainage roadway, and optimize the layout of floor drainage roadway. The results show that when the external fault between roadway and working face is greater than 15 m, the stress concentration effect is obviously weakened, the passing area between the plastic zone of roadway and the plastic zone of working face is greatly reduced, and the displacement of roof and floor and two sides is small, which is conducive to the stability maintenance of the surrounding rock in the rock floor drainage roadway. The results of the industrial test also further verify the effectiveness of the optimized arrangement of the deep argillaceous soft rock floor drainage roadway in the actual project. With this optimized arrangement, the maintenance effect of the rock floor drainage roadway is good, and the safety production of the mine can be effectively guaranteed.
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离层水的本质是采掘引起的地下水体重新分布，使原本弱富水性的顶板含水层水集中汇聚成局部富水性较强的离层水体，是1种随回采而产生的局部水体[1-3]。近年来，随着煤炭资源开采向西部转移，鄂尔多斯盆地南部黄陇侏罗系煤田开采顶板离层水害问题尤为突出，据不完全统计，永陇矿区共发生离层突水事故约54起[4-5]。矿区离层主要为洛河组的高位砂砾岩离层，突水时表现为以下几种情况[6-9]：①滞后性，工作面突水与对应突水水源的水位大幅下降相比明显滞后；②周期性，同一工作面多次发生突水；③溃泥溃砂，矿区洛河组与工作面之间安定组有厚层泥岩，虽然具备隔水效果，但在高位离层水冲击作用下易发生崩解、泥化，随涌水一起溃入井下，造成水仓堵塞，排水系统瘫痪，最终导致工作面被淹；④“水−压”联动，突水前工作面出现明显的支架压力增大，突水后伴随支架压死现象。
基于离层位置预判，学者们提出了井下截流孔、井下导流孔及地面抽排孔等技术对离层积水进行防治[10-12]，但由于矿区煤层顶板存在巨厚泥岩，同时离层层位发育较高，导致井下钻探无法有效探放离层水，因此地面泄水孔和地面抽排水孔成为主要防治手段[13-14]。地面泄水孔存在易堵孔、塌孔，有效利用时间短等问题，但其不依赖于离层垂直层位的判别，可兼顾所有含水层。地面抽排水有效利用时间较长，但难以兼顾多个含水层，且依赖于离层位置计算，同时工程成本高，大量抽排的地下水破坏了地下水系，一定程度上存在破坏生态的隐患。地面泄水孔和地面抽排孔的适用条件差异较大，一般适用于煤层采厚相对较小，对地层扰动和离层发育相对较弱的区域。
永陇矿区4座煤矿的覆岩岩性组合相同，突水表现类似，但地质条件差异较大，岩层厚度变化差异大，因此不能完全参考邻矿的离层水防治工程。为此，从园子沟地质条件和采矿条件实际出发，结合以往回采工作面的防治水经验，建立了园子沟煤矿离层水害地面井下联合预控技术体系。
1. 研究区概况
1.1 地质条件
园子沟煤矿位于陕西省黄陇侏罗纪煤田永陇矿区麟游区北部，计划生产能力800万t/a。矿井主采2号煤层，厚度为0.82~15.86 m，平均厚度为7.41 m。2号煤伪顶分布于首采区东北部，以及西部的部分地段，厚度为0.1~0.85 m，为泥岩、炭质泥岩，其余大部地段煤层与直接顶砂泥岩直接接触，直接顶砂泥岩厚度一般小于5 m，局部地段可达26.88 m，稳定性差，随着煤层开采而垮落，属于不稳定岩体；泥岩、砂质泥岩顶板，厚度为0.10~3.17 m，结构较为破碎。
上覆地层依次为侏罗系延安组、直罗组、安定组、白垩系宜君组、洛河组、华池组以及新近系和第四系。地层综合柱状示意图如图1所示。
2号煤层综放开采时，直接充水含水层为侏罗系直罗组和延安组含水层，但其单位涌水量小于0.1 L/(s·m)，富水性较弱，对工作面回采影响小；白垩系洛河组含水层单位涌水量平均为0.141 L/(s·m)，富水性弱至中等；与宜君组砂岩孔隙−裂隙含水层为矿井的间接充水含水层，平均厚度为278.29 m，其底部距2号煤平均269.22 m，主要受开采影响形成离层水害，对工作面回采影响较大。
1.2 矿井以往涌（突）水情况
1012001工作面为园子沟煤矿首采工作面，煤层厚度为8.05~14.95 m，平均厚度为10.37 m，回采期间发生3次明显涌水。
工作面回采至1 160 m处，B3向斜轴部发生突水，最大涌水量达570 m3/h，总突水量为24 300 m3，导致运输巷水位接顶，阻断工作面风流，部分机电设备被淹。经水质化验可知，突水水源为侏罗系直罗组及延安组含水层水。突水前正处于周期来压阶段，顶板压力明显增大。
当工作面回采至1 467 m处，伴随周期来压，下端头出现滴淋水现象且夹带少量黄泥，此后，淋水范围逐渐扩大，为了保障安全回采，对顶板含水层进行了进一步疏放，在辅运巷补充施工了11个疏放水孔，终孔位置在直罗组中上部，钻孔疏放水量最大达到140 m3/h，并伴随有砂砾岩涌出，堵孔现象严重，需反复透孔，累计疏放水量为40 000 m3；当工作面回采至1 570 m处，支架架间淋水及支架后采空区涌水，总水量为180~200 m3，根据水质化验结果可知，出水水源为顶板直罗组、延安组砂岩裂隙水。
2. 覆岩破坏特征现场观测
为了掌握矿井2号煤层综放开采覆岩破坏规律，在1012001首采工作面合适位置地面施工了“两带”高度观测钻孔[15]。同时，为了提高观测成果的准确性，避开了工作面内部断层构造区，在工作面中部距开切眼200 m的位置施工采前孔（L1）和采后孔（L2），根据来压步距确定两孔间距为15 m。覆岩破坏观测钻孔位置示意图如图2所示。
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图 2 覆岩破坏观测钻孔位置示意图Figure 2. Boreholes position diagram for overburden failure observation工作面回采前，地层未受采动影响时施工完成L1孔；工作面推过设计钻孔位置2个月后，基本达到充分采动状态，此时导水裂隙带发育到最大高度，施工L2钻孔。采用钻孔冲洗液漏失量和钻孔电视观测方法，通过对比采前和采后钻孔同层位的钻孔冲洗液漏失量、孔壁裂隙发育程度等，判别覆岩破坏高度，根据钻孔岩心判别煤层层位。
钻液漏失量变化示意图如图3所示，钻孔电视窥视图（部分）如图4所示。
由于采动裂隙在某一点位置不是完全贯通，遇到相对完整地层冲洗液漏失量小，遇到采动裂隙则增大，尤其接近采空区区域裂隙发育，钻孔冲洗液漏失量增大，呈折线变化趋势。根据图3钻孔冲洗液漏失量变化情况可以看出：浅部单位冲洗液漏失量为0.14~0.21 L/(s·m)，钻孔施工至523.77 m，遇到采动裂隙时增大到0.37 L/(s·m)，判断该位置为导水裂隙带顶点；随着钻孔深度的变化，遇到相对完整地层冲洗液漏失量减小至0.20 L/(s·m)；钻孔施工至545 m左右时，冲洗液漏失量明显增大，达到1.06 L/(s·m)，表明遇到较大的裂隙。根据冲洗液漏失量观测分析，导水裂隙带顶点距煤层251.87 m，观测位置采厚为10.7 m，裂采比为23.54。
由图4可知：随着钻孔深度的变化，采动裂隙逐渐发育，在钻孔522.30 m处可以看到明显的采动裂隙，且向下延伸至539.82 m，判断522.30 m处为导水裂隙带顶点，距煤层253.34 m，裂采比为23.68。
通过冲洗液漏失量和钻孔电视观测，综合确定2号煤层综放开采覆岩破坏裂采比为23.68。
3. 离层突水机制及危险性评价
3.1 离层发育位置判别
离层往往发育于软硬岩层之间，2号煤层顶板延安组、直罗组、安定组地层多为砂泥岩互层，而宜君组、洛河组地层为砂砾岩互层，多处具备产生离层的岩性组合，此处只分析蓄水能力较强的“空腔型”离层。“空腔型”离层主要是由煤层开采后顶板破碎岩石未完全充填采空区造成，可通过离层层位和采空区充填情况进行判别[16]。根据组合梁原理离层层位判别式为[17]：
$$ {E_{n + 1}}h_{n + 1}^2\sum\limits_{i = 1}^n {{\rho _i g}} {h_i} > {\rho _{n + 1}g}\sum\limits_{i = 1}^n {{E_i}} h_{_i}^3 $$ (1) 式中：En+1为第n+1层岩层的弹性模量，GPa；hn+1为第n+1层岩层的厚度，m；$\rho _{n+1} $为第n+1层岩层的密度，t/m3；Ei为第i层岩层的弹性模量，GPa；hi为第i层岩层的厚度，m；ρi为第i层岩层的密度，t/m3。
采空区未能被垮落带岩石完全充填时判别式为：
$$ M - \sum ({K_i} - 1){H_i} > 0 $$ (2) 式中：M为开采煤层厚度，m；Hi为煤层采后垮落带内第i层岩层的原始厚度，m；Ki为第i层岩层的碎胀系数。
根据式（2）及工作面综合地质柱状图，计算顶板离层发育位置位。1012102工作面离层发育预测位置见表1。
表 1 1012102工作面离层发育预测位置Table 1. Predicted location of bed-separation development in 1012102 working face地层 岩性 层厚/
m密度/
（t·m−3）弹性模
量/GPa$M - \displaystyle\sum ({K_i} - 1){H_i} $ 关键层
位置洛河组 细粒砂岩 15.20 2.43 1.690 −2 577 497.00 砂质泥岩 18.15 2.44 1.819 −2 474 815.00 细粒砂岩 33.45 2.43 1.690 −1 814 225.00 中粒砂岩 30.20 2.40 1.659 −1 941 192.00 砾岩 65.23 2.60 1.217 −868 409.00 中粒砂岩 74.68 2.40 1.659 1 693 380.00 主关键层 砾岩 30.71 2.60 1.217 −518 255.00 中粒砂岩 10.88 2.40 1.659 −638 260.00 宜君组 砾岩 61.20 2.60 1.217 544 832.00 亚关键层 安定组 泥岩 29.90 2.61 1.690 −135 662.00 砂质泥岩 4.60 2.44 1.819 −325 607.00 泥岩 4.40 2.61 1.690 −349 421.00 细粒砂岩 3.90 2.43 1.690 −325 903.00 泥岩 43.10 2.61 1.690 140 033.60 亚关键层 细粒砂岩 1.20 2.43 1.690 −96 899.70 泥岩 28.70 2.61 1.690 47 251.66 亚关键层 细粒砂岩 2.40 2.43 1.690 −25 953.50 泥岩 18.60 2.61 1.690 36 712.90 亚关键层 含砾粗砂岩 1.20 2.29 1.556 −17 339.50 直罗组 泥岩 10.10 2.61 1.690 −3 751.560 00 细粒砂岩 4.30 2.43 1.690 −1 2270.600 00 砂质泥岩 11.10 2.44 1.819 −1 246.290 00 细粒砂岩 12.50 2.43 1.690 3 856.143 00 亚关键层 泥岩 2.50 2.61 1.690 −22 626.300 00 细粒砂岩 1.80 2.43 1.690 −21 464.700 00 砂质泥岩 10.50 2.44 1.819 −4 558.420 00 粗粒砂岩 8.90 2.29 1.556 −8 274.270 00 泥岩 1.70 2.61 1.690 −15 007.300 00 细粒砂岩 15.10 2.43 1.690 12 652.960 00 基本顶 延安组 泥岩 10.00 2.61 1.690 2 646.140 00 砂质泥岩 3.90 2.44 1.819 50.842 82 粗粒砂岩 3.75 2.29 1.556 10.644 73 砂质泥岩 0.20 2.44 1.819 2号煤层 7.40 1.43 3.2 离层突水危险性评价
3.2.1 离层积水量预计
通过现场观测裂采比取23.68，1012102工作面采厚为7.4 m，预计导水裂隙带高度为175.23 m，发育至安定组中部。根据离层发育位置，工作面回采将在宜君组、洛河组及按地址局部地层下方将产生离层。由于离层上部为洛河组和宜君组含水层，受该含水层的补给将形成离层水，即离层可积水量受可积水离层体积控制。若可积水离层被积水完全充满时，离层水的体积即为可积水离层的总体积，即离层水的最大体积为各可积水离层的体积之和。当工作面推进长度远大于顶板岩层单层厚度时，可将各岩层视为薄板叠加组合而成。依据薄板弹性力学理论，推导离层空间的体积为[18]：
$$ \begin{gathered} {V}_{\text{i}}={\displaystyle \underset{\Omega }{\iint }\Delta W}\text{d}x\text{d}y=\\ \dfrac{q{a}^{4}}{4{\pi }^{4}\left[3+3{\left(\dfrac{a}{b}\right)}^{4}+2{\left(\dfrac{a}{b}\right)}^{2}\right]}\left(\dfrac{{q}_{{\mathrm{d}}}}{{D}_{{\mathrm{d}}}}-\dfrac{{q}_{{\mathrm{u}}}}{{D}_{{\mathrm{u}}}}\right)\cdot \\{\displaystyle {\int }_{0}^{\text{a}}{\displaystyle {\int }_{0}^{\text{b}}\left(1-\mathrm{cos}\;\frac{2\pi x}{a}\right)\left(1-\mathrm{cos}\;\frac{2\pi y}{b}\right){{\mathrm{d}}x{\mathrm{d}}y}}}=\\ \dfrac{q{a}^{4}}{4{\pi }^{4}\left[3+3{\left(\dfrac{a}{b}\right)}^{4}+2{\left(\dfrac{a}{b}\right)}^{2}\right]}\left(\dfrac{{q}_{{\mathrm{d}}}}{{D}_{{\mathrm{d}}}}-\dfrac{{q}_{{\mathrm{u}}}}{{D}_{{\mathrm{u}}}}\right)ab= \dfrac{1}{4}\Delta {W}_{\mathrm{max}}ab \end{gathered} $$ (3) 式中：Vi为离层空间的体积，m3；q为板的横向均布载荷，N；qu、qd为上位和下位岩层横向均布载荷，N；Du、Dd为上位和下位岩层的抗弯刚度，N·m；a、b分别为板的长度和宽度，m；ΔWmax为离层发育位置岩层的最大下沉量，m。
根据地质条件判断该区有多个离层，则离层总体积${V}_{{\textit{z}}} $为各离层体积之和，即为：
$$ {V}_{{\textit{z}}}=\sum {V}_{{i}} $$ (4) 该矿煤层埋深大，预计离层位置上覆岩层厚度大，上部存在关键层可控制上部岩层的下沉，最大离层量近似取离层发育位置处岩层的最大下沉量为：
$$ \Delta {W_{\max }} \approx \eta \cdot M $$ 式中：η为下沉系数； M为采高。
根据该矿地表岩移观测成果，该区2号煤开采地表下沉系数约为0.2。
结合1012102工作面参数（可采长度1 954 m，宽度200 m，采厚7.4 m），根据式（3）可近似计算得1012102工作面采后其覆岩中可发育的最大离层总体积为144 596 m3。
3.2.2 离层突水与工作面溃泥沙危险性分析评价
根据矿井地质条件，工作面煤层上部覆岩结构为典型的上强下弱型，在工作面回采过程中，软硬岩层间由于沉降不均匀很容易产生大量的离层空间，形成地下水的积聚。当离层水下方有效隔水层厚度较薄或导水裂隙带直接波及离层水时，将发生离层突水[19]。根据1012102工作面离层预计结果，在煤层顶板多处具备离层形成条件，且离层空间体积大，受附近含水层的补给，储水能力强。根据水文地质条件特征，工作面主要受到离层水害的威胁。
3.2.3 工作面溃泥溃砂危险性评价
通过统计，煤层顶板赋存多层含砂不稳定岩层。钻孔泥岩占比统计分析见表2。
表 2 钻孔泥岩占比统计分析Table 2. Statistical analysis of mudstone proportion in borehole地层 岩性 平均层厚/m 泥岩占比/% 宜君组K1y 紫杂色砾岩，泥质胶结，有泥沙充填，较破碎 40.61 — 安定组J2a 上部 1~3层泥岩、砂质泥岩，松软易碎 16.77 13.70 中部 1~4层泥岩，夹薄层砂岩，松软易碎 30.55 24.96 下部 1~3层泥岩，松软易碎 25.86 21.13 直罗组J2z 上部 泥岩，夹薄层砂岩，松软易碎 15.65 19.42 下部 1~2层泥岩，松软易碎 7.47 9.26 延安组J2y（煤层以上） 0~3层泥岩，松软易碎 3.10 7.35 由表2可知：宜君组为砾岩，但其胶结成分中含有泥沙，在离层水形成并涌入工作面的过程中岩层中泥沙可能经离层水冲刷挟带涌入工作面，但由于宜君组距工作面距离较远，在进入工作面过程中会被地层过滤，只会有少量随离层水进入工作面；安定组上、中、下部均有数层松软易碎的泥岩和砂质泥岩，夹薄层砂岩，其总厚度达68.73 m，在安定组中占比近60%，该层泥岩及砂体会伴随离层水形成泥沙大量涌入工作面；直罗组上、下部具有1~2层松软易碎的泥岩，夹薄层砂岩，总厚度为23.12 m，占直罗组的28.68%，该层泥岩及砂体也会伴随离层水涌入工作面；而延安组煤层顶板有数层厚度不稳定的松软易碎泥岩，在发生直罗组离层突水时也会进入工作面，但是由于其厚度较小，该种情况下进入工作面的泥沙量较小，对工作面的影响也较小。因此，工作面可能在离层水涌入的同时携带泥沙，产生突水溃泥溃砂灾害，对安全生产带来巨大威胁。但若从源头对离层水进行主动防控，达到治理效果后，不发生离层突水，则不会发生溃泥溃砂。
4. 离层水害地面井下联合防治技术
4.1 离层水害地面井下联合治理钻孔设计
4.1.1 井下探放水孔设计
以物探富水异常区为主要工作靶区进行布孔，兼顾整个工作面覆岩的富水性探查，同时在地面泄水孔位置布置探放水孔，探放水孔终孔位置与泄水孔联通，对泄水孔进行引流。针对1012102工作面煤层顶板砂岩含水层电法勘探富水异常区及泄水孔对应位置，共设计11个井下探放水钻孔，其中运输巷布置2个，回风巷布置9个。1012102工作面疏放水钻孔位置图如图5所示。
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图 5 1012102工作面疏放水钻孔位置图Figure 5. Diagram of water drainage borehole location in 1012102 working face根据以往工作面疏放水孔施工经验，钻孔在未受到采动压力影响前，钻孔内水量较小，但是在距离回采工作面较近时，煤层顶板延安组、直罗组含水层裂隙充分发育，局部含水层富水性将明显增强，大量裂隙水可能通过钻孔泄出。因此通过在探放水孔中安设筛管，防止塌孔和堵孔，确保工作面上覆延安组及直罗组砂岩裂隙含水层水得到充分疏放。
4.1.2 地面直通式泄水孔设计
1012001工作面地面泄水孔为裸孔设计，未放入套管时，利用时间短，易发生塌孔，无法持续泄水。因此，在1012102面泄水孔洛河组及以上位置放入无缝钢管，防治富水性较强的洛河组及以上含水层水直接涌出，洛河组以下位置为导水裂隙带主要波及区域，下入玻璃钢花管，持续泄水，阻止离层的积水过程。离层一般多发生在工作面见方位置，而离层突水则多发生在工作面一次见方、偶数次见方及褶曲轴部附近位置。综合考虑1012102工作面实际情况并结合相关物探成果，XS-1钻孔位于工作面见方位置前30 m，平面距离切眼170 m，此后等间距200 m布置其余8个泄水孔。地面直通式泄水孔为采前布置钻孔，在进入工作面回采影响范围之前完孔，终孔于煤层顶板，持续观测泄水孔水位，在确保安全的情况下，推采过孔。此时，由于工作面抽出式通风，从地面观测泄水孔“吸风”；随着工作面推进一段时间，泄水孔堵塞，孔内风流由“吸风”变成“微弱吹风”，根据钻孔风向变化可判断泄水情况。
4.2 治理效果物探评价
为了探查1012102工作面离层水发育情况及覆岩富水性变化情况，在工作面推采过圈定的洛河组、直罗组富水异常区后，对覆岩进行时移电法勘探，以切眼中垂线以西969 m为中心，东西宽400 m，南北宽400 m物探一区范围。
工作面回采前于2020年开展了地面电法勘探，在施工和工作面推采过泄水孔后再次进行地面电法探测，通过前后低阻异常区对比，对泄水孔泄水效果进行评价。D678测线采动前后视电阻率断面图如图6所示。采动前后洛河组底界和宜君组底界等视电阻率平面图如图7所示。
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图 6 D678测线采动前后视电阻率断面图Figure 6. Apparent resistivity profile of D678 survey line before and after mining由图6可知：采动前后各测线视电阻率断面图等值线平滑成层。通过对比分析，已回采的洛河组和宜君组含水层的视电阻率值降低，主要由于回采扰动和径流补给，洛河组和宜君组含水层富水性略变强。XS-4泄水孔附近宜君组和安定组顶部出现视电阻率等值线凹陷，推测此区域的视电阻率等值线凹陷为泄水孔泄水所致。根据等值线的变化特征，推断XS-4泄水孔的影响半径约为40 m。
由图7可知：工作面回采至XS-5泄水孔位置时洛河组底界和宜君组底界的视电阻率值呈测区北部低、南部高的特征。对比2020年采前探测成果，采后泄水过程中视电阻率值明显变低，洛河组底界由42~68 Ω·m降低至30~36 Ω·m；宜君组底界的视电阻率值由34~58 Ω·m降低至28~36 Ω·m。XS-5泄水孔推采线东部已回采区域，视电阻率值较西部未回采区域低，主要是受回采扰动和径流补给，测区东部的洛河组底界和宜君组底界附近富水性略微变强。但测区内未圈定明显的低阻区，无“空腔型”离层水的电性特征；而当工作面回采至XS-5和XS-6泄水孔之前时，推采线东侧较西侧视电阻率明显增大，由低阻演变为高阻，表明泄水效果较好。
4.3 泄水孔与水文孔监测预警
地面直通式泄水孔均为采前钻孔，工作面回采过钻孔时，对钻孔水位、钻孔进出风及内部变化情况进行了观测。地面泄水孔观测结果如图8所示。
由图8可知：工作面通过钻孔后，孔内均出现吸风现象，工作面过钻孔20~40 m后，孔内由吸风变为出风，风速为0.9~12 m/s，根据孔内气体情况测定，风流中瓦斯浓度较高，表明泄水孔与采空区连通，泄水良好；根据各钻孔孔内窥视，孔内泄水明显。泄水孔观测成果均表明泄水孔能够达到疏放含水层中水的目的，即使形成离层空间，也不易形成离层水。
1012102工作面南部200 m布置BKZ18-3水文长观孔，通过观测工作面回采过程中长观孔中洛河组含水层的水位变化情况，为工作面回采对洛河组含水层的影响提供数据支持，并对离层水是否形成，工作面是否突水提供预警依据。BKZ18-3水文长观孔水位变化如图9所示。
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图 9 BKZ18-3水文长观孔水位变化Figure 9. Water level change of BKZ18-3 hydrology observation borehole由图9可知：工作面从回采至回撤，BKZ18-3钻孔水位整体呈缓慢下降趋势。自2023年5月31日起，从1 096.52 m开始下降； 2023年12月15日降至1 032.90 m，并逐渐趋于稳定，降幅达63.62 m。BKZ18-3钻孔距工作面开切眼平面距为1 200 m，根据BKZ18-3钻孔水位变化，工作面回采至1 410 m时水位稳定，此时距水文孔平面间距为310 m。由于水文监测系统在5月31日至8月7日期间出现故障，按8月7日回采位置为影响起始点，可推测采动对洛河组含水层的影响半径约为560 m。工作面回采期间钻孔水位未出现台阶式波动下降[20]，未发出离层突水预警，工作面实现了安全回采。
5. 结 语
1）通过钻孔冲洗液漏失量分析和钻孔电视法现场观测，对综放工作面采前、采后钻孔破坏情况进行对比分析，确定了导水裂隙带顶部高度发育至孔深522.30 m处，即距煤层顶板上方253.34 m，得出该地质条件下综放开采裂采比为23.68。
2）通过计算，1012102工作面导水裂隙带波及洛河组中下部，根据关键层理论，洛河组、宜君组及安定组均具备形成空腔型离层的条件，离层空腔体积最大可达144 596 m3。结合钻孔地质资料分析，安定组泥类岩占比近60%，一旦发生突水将会携带泥沙，离层水对工作面回采具有一定威胁。
3）根据工作面地质条件，提出了基于地面直通式泄水孔和井下疏放水孔井上下联合的离层水治理技术，结合地面观测泄水孔的风流、水位数据变化，实现对覆岩离层水进行全方位监测。通过回采过程中的物探与采前物探对比分析，验证了地面泄水孔泄水效果良好，大大降低了离层水害的威胁。
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图 5 岩石底板抽放巷模拟布置方案示意图
Figure 5. Schematic diagram of simulated layout scheme of rock floor drainage roadway
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图 6 采动下内错岩石底板抽放巷垂直应力分布
Figure 6. Vertical stress of inner staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 7 采动下外错岩石底板抽放巷垂直应力分布曲线
Figure 7. Vertical stress of outer staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 8 采动下内错岩石底板抽放巷水平应力分布曲线
Figure 8. Horizontal stress of inner staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 9 采动下外错岩石底板抽放巷水平应力分布曲线
Figure 9. Horizontal stress of outer staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 10 采动影响下岩石底板抽放巷塑性区分布
Figure 10. Distribution of plastic zone of rock floor drainage roadway under mining
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图 11 采动下内错岩石底板抽放巷位移分布
Figure 11. Displacement of inner staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 12 采动下外错岩石底板抽放巷位移分布
Figure 12. Displacement of outer staggered rock floor drainage roadway under mining
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图 13 岩石底板抽放巷围岩支护断面图
Figure 13. Surrounding rock support of rock floor drainage roadway
表 1 煤岩体物理力学参数表
Table 1 Physical and mechanical parameters
岩性 层厚/
m密度/
(kg·m−3)体积
模量/
GPa剪切
模量/
GPa抗拉
强度/
MPa内摩
擦角/
(°)黏聚力/
MPa砂质泥岩 6.0 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 中粒砂岩 6.6 2 620 11.7 8.8 5.45 36 10.8 砂质泥岩 11.6 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 炭质泥岩 0.4 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 砂质泥岩 12.7 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 煤 0.4 1 430 1.4 1.1 1.00 30 5.0 砂质泥岩 6.7 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 细粒砂岩 4.6 2 630 11.4 6.8 3.20 35 7.4 砂质泥岩 6.1 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 粉砂岩 0.8 2 590 9.5 5.2 1.72 33 7.2 砂质泥岩 3.5 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 3#煤 5.6 1 430 1.4 1.1 1.00 30 5.0 砂质泥岩 10.0 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 泥岩 2.5 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 石灰岩 0.5 2 650 13.6 7.8 3.58 45 6.2 泥岩 2.7 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 细粒砂岩 0.4 2 630 11.4 6.8 3.20 35 7.4 砂质泥岩 4.5 2 600 1.9 1.4 0.34 32 2.8 泥岩 2.0 2 430 2.1 1.0 0.10 26 2.6 石灰岩 1.6 2 650 13.6 7.8 3.58 45 6.2 泥岩 0.8 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 砂质泥岩 9.2 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 泥岩 1.5 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 砂质泥岩 1.0 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 泥岩 1.4 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 煤 0.4 1 430 1.4 1.1 1.00 30 5.0 砂质泥岩 3.8 2 600 3.7 2.8 0.34 32 2.8 泥岩 2.7 2 430 4.2 1.9 0.10 26 2.6 
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[1] HE F L, ZHAI W L, XU X H, et al. Study on mechanism and control technology of asymmetric floor heave in a deep soft rock main roadway[J]. Geofluids, 2022, 2022: 1149000.
[2] YU X G, LIU Y F, FAN H B. Influence of coal seam floor damage on floor damage depth[J]. Environmental Earth Sciences, 2022, 81(6): 182. doi: 10.1007/s12665-022-10315-x
[3] 张杰,高守世,李通,等. 软岩巷道底板破坏特征及控制研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(3):21−28. ZHANG Jie, GAO Shoushi, LI Tong, et al. Study on failure characteristics and control of soft rock roadway floor[J]. Coal Science and Technology, 2023, 51(3): 21−28.
[4] ZHAO C Z, CAO S G, DU S Y, et al. Failure characteristics and deformation control methods of the bottom drum of roadways during repeated mining of multiple coal seams[J]. Geofluids, 2022, 2022: 3903370.
[5] 刘志伟,张帅. 高瓦斯突出煤层底抽巷合理布置研究[J]. 煤炭科学技术,2018,46(10):155−160. LIU Zhiwei, ZHANG Shuai. Study on rational layout of floor gas drainage gateway in high gassy-outburst seam[J]. Coal Science and Technology, 2018, 46(10): 155−160.
[6] 杨仁树,朱晔,李永亮,等. 弱胶结软岩巷道层状底板底鼓机理及控制对策[J]. 采矿与安全工程学报,2020,37(3):443−450. YANG Renshu, ZHU Ye, LI Yongliang, et al. Floor heave mechanism and control measures of layered floor in weakly cemented soft rock roadway[J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2020, 37(3): 443−450.
[7] 张风达. 煤层底板采动破坏机制的岩性效应研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(11):166−178. ZHANG Fengda. Study on lithologic effect of mining-induced failure mechanism of coal seam floor[J]. Coal Science and Technology, 2023, 51(11): 166−178.
[8] 娄杰,徐严军,柏建彪,等. 叠加扰动下剩余煤柱应力演化特征分析[J]. 煤炭工程,2022,54(8):84−90. LOU Jie, XU Yanjun, BAI Jianbiao, et al. Stress evolution characteristics of residual coal pillar under superimposed disturbance[J]. Coal Engineering, 2022, 54(8): 84−90.
[9] 任帅,鲁德超,罗勇,等. 深井软岩巷道围岩蠕变失稳机理与关键控制技术[J]. 煤矿安全,2024,55(3):190−198. REN Shuai, LU Dechao, LUO Yong, et al. Study on creep instability mechanism and key control technology of surrounding rock in deep soft rock roadway[J]. Safety in Coal Mines, 2024, 55(3): 190−198.
[10] 王卫军,范磊,赵志强,等. 基于塑性区控制的巷道围岩支护理论与技术研究进展[J]. 煤炭学报,2024,49(1):320−336. WANG Weijun, FAN Lei, ZHAO Zhiqiang, et al. Research progress of support theory and technology of the roadway surrounding rock based on the plastic zone control[J]. Journal of China Coal Society, 2024, 49(1): 320−336.
[11] YANG S Q, CHEN M, JING H W, et al. A case study on large deformation failure mechanism of deep soft rock roadway in Xin’An coal mine, China[J]. Engineering Geology, 2017, 217: 89−101. doi: 10.1016/j.enggeo.2016.12.012
[12] ZHU Q W, LI T C, DU Y T, et al. Failure and stability analysis of deep soft rock roadways based on true triaxial geomechanical model tests[J]. Engineering Failure Analysis, 2022, 137: 106255. doi: 10.1016/j.engfailanal.2022.106255
[13] 康红普. 我国煤矿巷道围岩控制技术发展70年及展望[J]. 岩石力学与工程学报,2021,40(1):1−30. KANG Hongpu. Seventy years development and prospects of strata control technologies for coal mine roadways in China[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2021, 40(1): 1−30.
[14] 康红普,伊康. 深部软岩巷道围岩扩容与流变特性模拟研究及应用[J]. 煤炭学报,2023,48(1):15−33. KANG Hongpu, YI Kang. Simulation study on dilatant and rheologic properties of soft rocks surrounding deep roadway and its application[J]. Journal of China Coal Society, 2023, 48(1): 15−33.
[15] 王春雷,杨永亮,刘玉磊. 重复采动软岩巷道非对称变形机理与控制技术[J]. 煤炭工程,2023,55(4):45−51. WANG Chunlei, YANG Yongliang, LIU Yulei. Asymmetric deformation mechanism of soft rock roadway under repeated mining and the control technology[J]. Coal Engineering, 2023, 55(4): 45−51.
[16] 李术才,王雷,江贝,等. 动压影响煤柱下方巷道微震特征及破坏机制[J]. 中国矿业大学学报,2019,48(2):247−257. LI Shucai, WANG Lei, JIANG Bei, et al. Microseismic characteristic and failure mechanism of roadway below coal pillar under dynamic pressure[J]. Journal of China University of Mining & Technology, 2019, 48(2): 247−257.
[17] 李林博. 基于巷道稳定性和防突效果的底抽巷位置优化研究[D]. 焦作:河南理工大学,2014. [18] 褚文强. 复杂赋存煤体下底板巷道破坏机理与支护优化[D]. 湘潭:湖南科技大学,2022. [19] 李永恩. 深部承压水上底抽巷围岩破坏规律及合理位置[D]. 北京:中国矿业大学(北京),2018. [20] KAN J G, WANG P, WANG P. Influencing factors of disturbance effects of blasting and driving of deep mine roadway groups[J]. Shock and Vibration, 2021, 2021(1): 1−13.
[21] 郭明功,李延河,宋大钊,等. 深部极近距离煤层群开采底抽巷层位布置研究[J]. 煤矿安全,2024,55(3):155−165. GUO Minggong, LI Yanhe, SONG Dazhao, et al. Layout study of bottom drainage roadway in deep mining of very close adjacent coal seam group[J]. Safety in Coal Mines, 2024, 55(3): 155−165.
[22] 李斌. 李村煤矿底抽巷布置及稳定性控制技术研究[D]. 徐州:中国矿业大学,2022. -
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1. 姜旭. 综合矿井物探技术在采煤工作面的应用. 煤矿机电. 2024(02): 39-45 . 
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