上覆遺留大煤柱下采動影響巷道圍巖變形機理及控制技術

劉鳳明

(山西焦煤集團有限責任公司 官地煤礦, 山西 太原 030022)

傳統的煤炭開采過程中,采煤工作面經常會受到開采條件、地質構造、采區布置、采動應力等影響,不可避免地留設一定寬度的煤柱,而遺留煤柱將承受兩側采空區高集中采動應力[1-2]. 當下伏煤層進行采掘作業時,上覆遺留煤柱巖體結構將受到二次擾動影響,尤其是大面積遺留煤柱即寬區段煤柱,會將這種高集中應力通過底板向下傳遞,進而改變下伏巷道的應力分布[3].

山西焦煤西山煤電官地煤礦2022年度瓦斯等級測定,礦井絕對瓦斯涌出量為97.68 m3/min,相對瓦斯涌出量為11.81 m3/t,屬高瓦斯礦井。為了有效治理煤層瓦斯,36401工作面副巷外30 m需掘送一條瓦斯治理巷,通過在瓦斯治理巷施工大孔徑鉆孔抽放工作面和采空區的瓦斯,同時兼顧下一工作面回采巷道使用。瓦斯治理巷不僅受本工作面和下工作面兩次采動超前應力的影響,同時承受側向采動應力的影響,并受上覆遺留區段煤柱高應力的影響,導致巷道出現強烈蠕變變形現象,影響正常生產。研究遺留煤柱下動壓巷道圍巖變形機理,提出有效的控制技術,是礦井安全、高效回采的關鍵。

1 工程概況

官地煤礦36401工作面井下位于北四采區南翼,工作面東北側為北四采區3條采區巷道,其它方向均為未采區,工作面上部存在23503、23507、23509、23511工作面采空區,與上覆采空區均垂直布置,3#與6#煤層間距平均為37 m,蓋山厚度平均為484 m. 36401瓦斯治理巷與36401副巷間隔30 m保護煤柱,上覆存在3個3#煤遺留保護區段煤柱,其中有兩個煤柱寬分別為226 m和111 m. 工作面平面布置圖見圖1.

圖1 36401工作面平面布置示意

上覆遺留大煤柱先后經歷兩側采空區采動應力影響,造成煤柱應力集中,該應力將向底板巖層深部傳遞,導致底板應力環境改變,在下伏36401工作面回采擾動和遺留區段煤柱底板高應力雙重作用下,鄰近瓦斯治理巷極易出現劇烈的礦壓問題,嚴重影響巷道的安全使用和二次復用。

2 上覆大煤柱下采動影響巷道圍巖變形機理

2.1 巷道圍巖變形破壞特征

36401工作面回采190 m后,進入上覆23511和23509工作面采空區保護煤柱下開采,鄰近36401瓦斯治理巷814～925 m段受采動應力影響巷道圍巖出現不同程度的變形。通過現場礦壓監測,36401工作面穿過上覆遺留區段煤柱開采過程中瓦斯治理巷主要破壞特征如下:

1) 工作面回采50 m后,瓦斯治理巷890～850 m段開始出現不同程度的底鼓。隨著工作面的推進,巷道底鼓呈現不規則、不對稱現象,變形程度日益加劇,待采空區基本頂垮落趨于穩定后,底鼓變形才趨于穩定,最大底鼓量約為1.5 m;而距兩側采空區30 m范圍內回采初期,巷道沒有出現底鼓變形,后期待采空區基本頂垮落穩定后,兩段巷道逐漸出現底鼓現象,底鼓變形最大約0.3 m.

2) 工作面回采穿過上覆保護煤柱后,瓦斯治理巷兩幫出現不同程度的變形,其中890～850 m段兩幫移近量較大,平均0.5 m;其余段平均移近量為0.1～0.3 m;片幫嚴重段出現錨桿隨幫部變形整體向外推移,在煤巖交界附近錨桿受拉、剪復合應力破斷現象。

3) 工作面回采穿過上覆保護煤柱后,瓦斯治理巷頂板出現不同程度的變形,局部出現離層情況,其中890～850 m段頂板離層量最大約100 mm.

2.2 巷道圍巖變形原因分析

上覆區段煤柱下動壓巷道失穩變形原因主要為:

1) 應力疊加效應作用。36401工作面瓦斯治理巷開掘后,巷道周邊圍巖受力狀態由三向應力變為二向應力,在巷道周圍由煤壁向實體煤方向依次形成破碎區、塑性區、彈性區。36401工作面開始回采后,瓦斯治理巷將受36401工作面采動超前應力影響,同時還承受側向采動應力的影響;當回采至遺留寬區段煤柱下時,受工作面回采動壓影響,對上覆3#煤采空區遺留保護煤柱段巖體結構產生二次擾動,導致煤柱及其周圍區域產生的高集中應力向底板傳遞,改變了下伏6#煤層的應力分布,36401瓦斯治理巷受遺留煤柱和本煤層應力疊加影響,在巷道形成一定的應力增高區,造成巷道出現底鼓變形、兩幫擠出、頂板離層等現象。

2) 巷道層位結構作用。由圖1 可知,36401瓦斯治理巷在上覆遺留寬區段煤柱下巷道底板標高均低于36401副巷底板標高2.8～4.2 m,相鄰兩巷存在明顯的錯層位,由于36401工作面的回采,瓦斯治理巷還承受側向采動應力,導致巷道頂部受水平應力增大,加劇了巷道圍巖變形。

3) 切頂卸壓參數設計不合理。36401副巷雖采用深孔爆破切頂卸壓技術,但由于受上覆遺留寬區段煤柱的影響,選取的爆破高度、炮孔間距和角度不合理,深孔爆破預裂形成的切縫未能有效切斷采空區側基本頂回轉、斷裂、垮落對煤柱側的影響和遺留煤柱高集中應力向底板的傳遞,巷道受到部分頂板結構重力、上部懸臂梁結構的壓力以及遺留煤柱的底板應力[4],切頂護巷效果不明顯。

4) 巷道斷面與支護參數匹配不合理。36401瓦斯治理巷斷面為矩形,采用全錨支護,巷道凈寬5.2 m,凈高3.0 m,屬于大斷面巷道,而兩幫僅打設3排錨桿,間排距均為1.0 m,頂部每3.0 m打設兩根鋼絞線錨索,未充分考慮采動應力影響和上覆煤柱對下伏巷道的影響,造成兩幫受壓擠出變形,頂板出現離層。

3 巷道圍巖控制技術

3.1 切頂卸壓護巷技術

為降低上覆遺留寬區段煤柱對下伏鄰空動壓巷道的影響,在36401工作面副巷150～400 m段(上部為23505采空區煤柱段)采用“深孔+淺孔”組合方式定向爆破技術對副巷沿線頂板進行切斷實現卸壓[5],沿頂板向煤柱側上方斷頂切縫,改善圍巖應力環境,發揮圍巖自身的穩定性,降低對36401瓦斯治理巷采動應力的影響,起到護巷的作用。

1) 深孔+淺孔爆破高度的確定。

工作面回采期間,在副巷超前50 m范圍內采用深孔+淺孔爆破的方式,破壞堅硬頂板整體性形成裂縫網絡,在頂板巖層中形成連貫裂縫,一方面通過深孔爆破破壞基本頂上部堅硬頂板的整體性,改變堅硬頂板支撐點的約束條件;另一方面通過淺孔爆破直接對基本頂進行弱化,裂縫弱化頂板能夠有效切斷采動應力的傳遞,從而起到護巷作用。根據36401工作面頂板賦存條件,結合頂板巖性柱狀圖,經過計算確定深孔爆破高度應為18 m,淺孔爆破高度應為10 m. 工作面頂板巖性柱狀圖見圖2.

圖2 工作面頂板巖性柱狀圖

2) 炮孔布置參數。

為維護副巷順槽頂板安全,且達到切頂效果,設計炮孔應穿透直接頂、基本頂到5#煤上部泥巖頂段。炮孔沿副巷順槽打眼,炮孔打設在距保險幫0.5 m,與頂底板垂直線夾角為25°,偏向保險幫,深孔炮孔斜長深度為20 m,淺孔炮孔斜長深度為12 m,孔徑均為φ75 mm,炮眼間距2.0 m. 在爆破預裂時,封孔段長度8 m,到達36401副巷和36401瓦斯治理巷預留煤柱頂板內。切頂卸壓炮孔布置圖見圖3.

圖3 切頂卸壓炮孔布置

3) 裝藥。

爆破采用φ50 mm爆破筒,每米裝藥量約1.4 kg,1個深孔炮孔共計16.8 kg炸藥,1個淺孔炮孔共計8.4 kg炸藥。采用煤礦許用三級乳化炸藥,藥卷長200 mm,直徑35 mm. 由于炮孔較深,為了便于裝藥,需采用阻燃防靜電凹槽被筒,每節被筒長2.0 m,先將炸藥裝入被筒內,再向炮孔內填送炸藥,在每一節炸藥填入孔內的同時,將雷管塞入凹槽被筒內,凹槽管斷面見圖4. 為了防止深孔爆破過程中拒爆、殘爆的產生,采用“分段連體式”裝藥結構,每3—5個爆破筒安裝一個雷管(雷管采用煤礦許用數碼電子雷管1—5段中的同一段),每個孔內雷管2發,可每4～6 m為一連體,推送入孔內,炮孔封泥長度為6～8 m.煤礦許用數碼電子雷管是由基礎雷管(內置芯片模組)、卡口塞、尾線夾及腳線組成。

圖4 深孔爆破專用凹槽被筒

4) 封孔。

封孔采用專用黃土封泥袋,封泥袋直徑50 mm,每節長500 mm. 按黃土與水泥5∶1比例進行混合,將黃土填裝入封泥袋內,爆破時運至施工地點。裝藥后,按剩余炮孔長度進行封孔,并用炮棍大頭將黃土封泥袋塞入孔內、用力封實。

5) 起爆。

炮孔起爆時采用每組爆破筒的雷管“串聯”、組與組之間“大串連”的方式進行,采用FBH-200-B型煤礦許用電子雷管起爆控制器,每個炮孔之間采用并聯方式,一次可同時起爆一組5個炮孔。

深孔爆破采用煤礦許用數碼電子雷管及起爆器,高精度延期、現場任意延期編程可真正實現高精度逐孔爆破技術,先爆炮孔為后爆炮孔多創造一個自由面,爆炸應力波靠自由面充分反射,巖石加強破碎,相鄰爆炮孔相互碰撞、擠壓,增強巖石二次破碎,為頂板精準爆破預裂切縫提供技術保障。

3.2 注漿加固圍巖補強技術

36401工作面回采至副巷428 m處(距上覆采空區區段煤柱50 m),提前在36401瓦斯治理巷153～379 m段(上覆23505采空區遺留煤柱及區段煤柱段)對頂、幫補打中空注漿錨索進行補強支護,待回采至該區段時,及時對中空注漿錨索注漿。頂部注漿錨索設計采用三角形布置,有利于注漿液充分擴散填充頂板裂隙,使頂板不穩定巖層形成一個完整的整體,利用三角形穩定性配合鋼絞線錨索將加固的不穩定巖層懸頂于上部堅硬頂板;幫部注漿錨索通過注漿液填充煤層裂隙,改善煤層結構,使幫部煤體形成一個整體[6],抑制兩幫圍巖變形。具體補強支護方案如下:

在該區段煤柱下全錨支護巷道頂部兩排鋼帶中間原錨索中間加打一根φ22 mm×4300 mm中空注漿錨索,間隔1.0 m在兩排鋼帶中間巷道中心線處加打一根φ21.6 mm×5500 mm鋼絞線錨索、距中心線1.5 m處各加打一根φ22 mm×4300 mm中空注漿錨索,間隔2.0 m在兩排鋼帶中間加打三根φ21.6 mm×5500 mm鋼絞線錨索,錨索間排距1.5 m×1.0 m,依次循環交替布置;兩幫在兩排鋼帶中間各加打兩根φ21.6 mm×4200 mm鋼絞線錨索,間排距1.0 m×1.0 m,第一排錨索距頂板1.0 m,兩幫每2.0 m各用一根φ22 mm×4300 mm中空注漿錨索替代第一排鋼絞線錨索補強支護。

在該區段煤柱下錨棚聯合支護巷道頂部兩棚梁中間按“二·一”交替布置φ22 mm×4300 mm中空注漿錨索,間排距3.0 m×1.0 m;在兩幫兩棚腿中間各加打兩根φ22 mm×4300 mm中空注漿錨索,間排距1.0 m×1.0 m,第一排錨索距頂板1.0 m. 區段煤柱下頂幫補強支護圖見圖5.

圖5 區段煤柱下頂幫補強支護

4 礦壓監測及效果分析

在上覆采空區遺留煤柱下巷道進行補強支護時,每30 m在巷道頂部安設一個LBY-3型頂板離層儀,監測錨固段內外頂板離層位移;每50 m采用十字布點法布置一組巷道圍巖變形觀測站,監測巷道頂底板相對移近量和兩幫相對移近量。在36401工作面回采期間,每5 d對該區段礦壓情況進行觀測記錄,發現異常及時分析原因并采取措施。

經過100 d的礦壓監測和分析發現,該區段巷道頂板離層量最大25 mm,兩幫移近量最大60 mm,底鼓變形量最大85 mm,頂板下沉量最大15 mm,與未采取注漿加固技術和加密切頂孔相比,頂底板和兩幫最大變形量均下降93%和88%,可見選取切頂卸壓參數合理,注漿加固補強支護效果明顯。

5 結 語

官地煤礦36401工作面瓦斯治理巷受鄰近工作面采動應力和上覆遺留大煤柱高集中應力的影響,造成遺留煤柱下巷道圍巖變形嚴重,而原深孔爆破切頂卸壓護巷技術和錨網索支護效果差。從巷道圍巖變形機理分析入手,通過加密切頂卸壓炮孔的布置,采用“深孔+淺孔”組合方式定向爆破技術對遺留煤柱下巷道沿線頂板進行切斷實現卸壓;同時在上覆遺留大煤柱下巷道提前補打中空注漿錨索,采用“三角形”布置,有效填充圍巖裂隙,抑制了頂幫圍巖變形。