煤柱影響下開切眼掘進沖擊地壓防治技術研究

李紹良，張 磊，張 毅

(1.鄂爾多斯職業學院，內蒙古 鄂爾多斯 017000；2.鄂爾多斯市能源局，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

多層煤采掘過程中，上部煤柱和本層煤柱均會造成煤體的應力集中，嚴重時會誘發沖擊地壓事故[1-6]。很多沖擊地壓學者對遺留煤柱誘沖機理及監測治理進行了分析與總結。王方田等[7]對淺埋房式開采遺留煤柱失穩規律總結，提出煤柱發生突變失穩的必要條件為煤柱單側屈服帶寬度介于煤柱寬度的0.33～0.43倍時將發生突變失穩；李佃平等[8]對三側采空的孤島型邊角煤柱誘沖機理進行了研究，得出反弧形覆巖結構處于動態變化導致沖擊地壓發生，并采取對沿空巷道實體煤側實施卸壓弱化、對窄煤柱側實施支護強化的非對稱控制對策；張國華等[9]通過理論計算和數值模擬對區段煤柱合理寬度留設進行研究，提出中厚煤層中留設窄煤柱以減小應力集中情況；李振雷等[10]對斷層煤柱型沖擊礦壓機理進行研究，提出控制工作面推進速度，減少斷層活化型沖擊地壓事故發生?，F有研究結果對煤柱誘發型沖擊地壓的防治具有現實意義，但是對多煤柱影響下開切眼掘進時沖擊地壓的防治還未見報道。

1 開切眼概況

1.1 開切眼周邊及開采情況

開切眼掘進工作面全長150m，開采深度在490～570m之間，平均傾角31°，北側為采空區，南部為待采區域，上部有寬度18m的上層煤(17煤層)殘留煤柱，同時有本煤層(21煤層)平均寬度15m的區段煤柱，如圖1所示。

圖1 開切眼位置及影響煤柱

掘進工作從風道向下和機道向上開始掘進，下部掘進53m停止，上部掘進75m時應力集中顯現，對煤柱應力影響重新分析及修改防治措施后再進行掘進。

1.2 煤層及頂底板特征

21煤層厚度2.46～4.45m，平均3.45m；傾角21°～35°；平均30°單軸抗壓強度4.5～10.9MPa，平均8.2MPa。煤層直接頂為厚度12.7～13.7m的灰白色細砂巖，老頂為厚度50～81m的灰白色中砂巖，底板為厚度8.4～9.7m的灰色粉砂巖，與上部17煤層間距為124～132m，與下部22-1煤層間距20～28m。

2 煤柱影響下開切眼應力集中分析

2.1 17煤層遺留煤柱應力集中分析

根據開切眼上部17煤層的18m寬遺留煤柱位置，建立17煤層遺留煤柱對21煤層沿走向影響區間和受力程度的計算模型，如圖2所示。

圖2 17層遺留煤柱計算模型

根據多因素耦合分析法和其他礦井經驗，將沖擊危險性判別指數大于2.0作為21煤層開切眼處沖擊危險臨界值。開切眼附近煤體的垂直應力σn主要有17煤層煤柱增量應力和21煤層煤自重應力σh兩部分，見式(1)。

式中，k為17煤層煤柱應力集中系數，取k=3.0；σH17為17煤層煤柱自重應力，H17取368m，σH17=9.2MPa；σh為21煤層煤自重應力，h取498m，σh=3.3MPa；θ為煤柱影響角，取θ=45°；σc為單軸抗壓強度，取σc=8.2MPa；x為影響范圍，m。

整理得σn函數為：

計算得17煤層煤柱影響下21煤層的沖擊危險范圍為(61，199)，由此可知，21煤層受17煤層煤柱影響的應力增高影響范圍達138m。根據沖擊判別指數劃分出強沖擊危險區52m和應力影響區68m。

2.2 21煤層區段煤柱應力集中分析

二水平北21層北側工作面開采后，采空區上覆厚硬巖層作為關鍵層直接決定巖層組的受力情況，根據覆巖實際運動情況，采空區外側煤體承受關鍵層懸臂段一半重量，應力增量遞增，可建立計算模型，計算公式見式(3)和式(4)。

σ=Δσ+σq

(3)

式中，σ為側向支承壓力，MPa；Δσ為應力增量，MPa；σq為自重應力，MPa；H為21層煤采深，H=498m；γ為各巖層容重，γ=2.5t/m3；2I為采空區寬度，2I=150m；α為巖層移動角，α=83°。

整理得σ函數為：

根據式(5)繪制二水平北21煤層開切眼受側向支承壓力影響曲線，如圖3所示。由圖3可以看出，支承壓力先升高，后降低，升高區為(0，26)，26m外趨于穩定。開切眼掘進面正處于煤體側向支承壓力峰值影響區內，應力集中嚴重，需重新制定沖擊地壓防治措施，保證開切眼安全貫通。

圖3 開切眼受側向支承壓力影響曲線

3 開切眼貫通掘進期間防治方案

3.1 開切眼貫通掘進前期卸壓方案

開切眼貫通前掘進面后方受支承壓力影響，作業空間處兩幫應力集中嚴重，對掘進頭后25m范圍內正負幫采用大直徑鉆孔卸壓方式，釋放兩幫集中應力，確保掘進面及其周邊處于低應力區。鉆孔布置參數如下：

1)正幫：卸壓鉆孔直徑120mm，鉆孔深度25m，鉆孔間距1.0m。

2)負幫：卸壓鉆孔直徑120mm，鉆孔深度12m(留3m采空區保護段)，鉆孔間距1.0m。

3.2 開切眼貫通掘進中期卸壓方案

開切眼貫通掘進期間采取邊掘邊卸壓同時監測方案。

1)提前在開切眼貫通區域施工大直徑卸壓鉆孔，布置7個扇形卸壓鉆孔(1#—7#鉆孔)，孔徑120mm，長度25m，如圖4所示。

圖4 貫通時卸壓方案

2)正幫：每掘進5m施工大直徑卸壓鉆孔(8#、9#鉆孔)，孔徑120mm，孔深25m，間距1.5m，開孔高度1～2m，直至開切眼貫通，如圖4所示；隔孔裝3kg炸藥進行爆破。監測應力計隨工作面掘進安裝，保證應力監測距掘進頭小于25m。

3)負幫：每掘進5m施工大直徑卸壓鉆孔(10#、11#鉆孔)，孔徑120mm，孔深12m，間距1.0m，開孔高度1～2m，直至開切眼貫通，如圖4所示。監測應力計也隨工作面掘進安裝，保證應力監測距掘進頭小于25m。

4)卸壓鉆孔施工過程中出現卡鉆、吸鉆、頂鉆和“煤炮”情況時，需持續施工，確保釋放掉集中應力。

3.3 開切眼貫通掘進后期卸壓方案

開切眼貫通后刷幫安架和工作面回采時，北側采空區上覆關鍵巖層會尋找新的受力平衡，導致開切眼處兩巷幫應力恢復，開切眼掘進貫通后對開切眼下部已掘區采取防治方案如下：

1)正幫：卸壓鉆孔直徑120mm，鉆孔深度25m，孔間距1.0m，開孔高度1～2m，隔孔裝藥3.0kg進行爆破加強卸壓。

2)負幫：卸壓鉆孔直徑120mm，孔深12m(留3m采空區保護段)，孔間距1.0m，傾角0°，開孔高度1m左右。

3)大直徑卸壓鉆孔施工過程中，應力計隨工作面卸壓工程安裝，保證應力計間距小于25m。

三水平北21煤層一段開切眼上下貫通后，開切眼兩幫大直徑卸壓鉆孔施工完畢，在微震、應力監測不預警后，再開展刷幫與支架安裝工作。為避免一次開幫造成工作面控頂面積和支護難度大，采用自開切眼下部向上部邊開幫邊安裝支架的方案，開幫側為巷道硬幫，開幫寬度3.8m，工作面每安裝一組支架及時調整升起達到初撐力。

4 防治效果檢驗

4.1 卸壓期間微震與應力監測系統數據

4.1.1 卸壓期間微震監測分析

開切眼掘進前卸壓期間(6月1日—7月19日)，SOS微震監測系統共接收事件1065次，其中，103～104J之間4次，102～103J之間34次，102J以下震動1027次，未產生104J以上大能量預警事件，102J以下事件占比約96%。如圖5所示。

圖5 開切眼卸壓期間微震特征曲線

4.1.2 卸壓期間壓力監測分析

開切眼和回風道共安裝9組KJ550系統應力計，其中，正幫安裝4組(淺孔6m、深孔11m)；負幫安裝3組(孔深8m)；回風道下幫安裝2組(淺孔6m、深孔12m)，組間距均為20m。

負幫第二組應力預警情況：2017年7月4日負幫第二組測點升到9.0MPa黃色預警(距掘進頭33m，如圖6所示)；7月5日升高到10MPa紅色預警，7月17日達到最大值13.19MPa，該組應力計預警后防沖隊立即進行卸壓。截至7月18日，施工27個鉆孔(累計324m)，同時放4次震動炮，7月18日監測數值降至5.92MPa，且隨后持續降低，解危卸壓結束。

圖6 開切眼負幫第二組應力監測曲線

綜合微震監測和應力監測結果可知，開切眼卸壓后掘進頭和兩側煤體處于低應力和低擾動狀態，能夠保障安全掘進。

4.2 掘進期間微震與應力監測系統數據

4.2.1 掘進期間微震監測分析

開切眼掘進貫通期間(8月5日—8月15日)，SOS微震監測系統共接收微震事件341次，如圖7所示。其中，較大能量區間(103～104J)事件1個、中等能量區間(102～103J)事件6個、小能量區間(小于102J)事件334個，在此期間沒有產生微震大能量預警事件，小能量事件占比約98%，不會對現場造成破壞和影響，掘進工作面周圍安全。

圖7 開切眼掘進貫通時微震能量事件

4.2.2 掘進期間壓力監測分析

開切眼掘進貫通期間應力監測數據穩定正常，未發生應力預警。期間共施工卸壓鉆孔34個，延米560m，大直徑卸壓孔總體出貨量少，方案制定合理，防治效果顯著。

5 結 論

1)開切眼工作面掘進時受17煤層遺留煤柱和21煤層區段煤柱應力疊加影響，在開切眼掘進面作業空間及周圍造成應力高度集中，如果卸壓強度和支護強度不充分，容易發生應力突然釋放的沖擊地壓事故。

2)計算得知17煤層煤柱影響下21煤層的沖擊危險區間為(61，199)，21煤層受17煤層煤柱影響的應力增高影響范圍138m，劃分出強沖擊危險區52m和應力影響區68m。采空區外側支承壓力影響區間為(0，26)，為卸壓方案實施參數提供數據支撐。

3)分階段制定卸壓和監測防治方案，對卸壓區域更具針對性和合理性，同時采用邊掘進、邊卸壓、邊監測的防治原則，時間上更符合現場實際。

4)微震小能量事件比值在96%以上，應力很少出現預警情況，說明卸壓方案制定合理，能有效釋放集中應力，保證了開切眼及其周圍安全。