临空巷道围岩变形机理及控制技术研究
2018-01-24张文阳
张文阳
1 前言
随着煤炭开采深度的不断增加,临空布置巷道围岩控制难度逐渐增大,在临空动压及工作面超前压力的叠加影响下,临空布置巷道变形量大、底鼓严重,变形机理复杂。因此控制好临空动压巷道围岩的整体稳定对矿井安全高效生产极为关键。
近年来国内外专家学者针对临空巷道围岩稳定性控制做了大量的研究工作。如:于斌等针对石炭系工作面临空巷超前支护段强矿压显现问题,提出实施巷道顶板水压致裂控制技术;王涛等通过分析临空煤柱巷道侧冲击地压成因及煤体失稳过程,制定了利用瓦斯巷开展断顶卸压爆破的方案;郭晓强等基于临空区回采巷道冲击破坏机理,提出了降低静载以避开支承应力集中区、削弱动载以增大传播介质衰减指数为原则的巷道优化布置方式等等。但大多是针对临空巷道存在的某一方面问题进行专项的分析研究,未能就临空巷道变形问题给出综合的、系统的治理方式。
本文以同煤集团石炭系煤层开采过程中临空巷道围岩变形机理分析为基础,通过理论分析、现场实例相结合的方式提出临空动压巷道围岩治理理念,并加以分析,为其他类似条件下巷道围岩稳定控制提供科学合理的依据。
2 临空巷道围岩变形机理分析
2.1 巷道发生变形的主要原因
①对于临空巷道来说,因其邻近工作面回采后岩层垮落未稳定,不断变化的围岩应力极易造成围岩变形,再加上巷道的煤柱边缘侧底板因集中应力发生变形破坏,最终造成巷道底鼓及两帮的移近。
②临空巷一般多为煤巷,煤的抗压强度远低于岩石,全煤动压巷道的围岩本身已受到过一次采动压力影响,此时煤体在高应力作用下基本已达到破坏极限,后期随着相邻巷道的开挖扰动,两帮的煤体因二次重叠应力影响发生较大的破坏,从而造成巷道开挖后两帮煤体的破碎松软。
③巷道初期支护强度低,没有形成稳定的承载结构,后期在临空压力与回采动压的叠加影响下,巷道极易发生变形破坏。
2.2 影响临空巷道变形程度的因素
①煤柱宽度。不同煤柱宽度条件下,临空巷道围岩变形破坏程度也不相同。若煤柱宽度足够大或足够小时,临空巷道布置在低应力区,则巷道能保持围岩稳定;若煤柱宽度较大使得临空巷道正好布置在高应力区,围岩稳定性必然难以控制。
②煤层厚度。煤层厚度越大,煤柱塑性区宽度越大,相应的边缘集中应力也越高,因此,相同的煤柱宽度条件下,煤层厚度越大,对临空巷道动压影响越明显。
③临空围岩稳定期,临空稳定期是临空巷道围岩控制的关键因素,稳定期越长,原邻近工作面回采后顶板岩层垮落稳定,对临空巷道围岩的动压影响减小,从而有利于控制临空巷道围岩的稳定。若临空稳定期短或是无临空稳定期,则邻近工作面顶板垮落的动压对临空巷道围岩稳定必然会有影响。
综上可知,针对临空动压巷道的变形破坏特征,结合巷道变形机理研究结果可知,加强回采巷道顶板、两帮围岩强度和有效控制底臌是维护巷道稳定的关键。
3 临空巷道围岩稳定控制技术
结合临空布置巷道围岩变形的机理分析及现场实践经验,本文提出“避让优先、支卸同步,加强现场管理”的综合控制理念。
3.1 “避”
避让优先主要是针对新盘区在设计之初需考虑的原则,其中“避”就是指科学、合理部署采掘巷道、优化采掘设计,采用新工艺、新技术源头避开临空动压的影响。
①对于新建矿井、新盘区,要从设计之初即充分考虑巷道围岩所处应力环境,抓住开拓部署源头,超前开拓盘区大巷并调整采掘部署,为临空巷道提供足够的稳定期。
②矿井在制定采掘衔接的过程中,要根据储量、盘区单双翼布置等情况合理选择跳采方式,确保临空稳定期满足要求,避开动压影响。跳采方式如下:
单翼布置盘区实现单翼两端跳采;双翼布置的盘区实现两翼跳采或是两翼两端跳采;战场条件宽裕,应实现跨盘区跳采;新开拓盘区,不论单翼还是双翼应根据具体条件实现在盘区中部布置首采面,然后以首采面为基点实现两侧跳采,或两翼两侧四点定点跳采,避免因“跳采”而造成孤岛工作面。
③实施“小煤柱”开采,将临空巷道布置在低应力区,从源头上避开临空支承压力的影响。
④根据煤层赋存及煤层厚度等条件选择实施无煤柱开采工艺,克服临空布置巷道的采掘交锋问题。
3.2 “卸”
一方面是对回采工作面合理选择卸压手段,有效缓解临空边缘支承压力,为下一步邻近工作面的临空巷道创造相对稳定的应力环境;另一方面是对临空巷道实施卸压措施,缓解巷道变形程度。
①对回采面三角区悬板与临空侧弧形悬板通过深孔预裂爆破、CO2预裂爆破以及水压致裂等手段缓解残余边缘支承压力的影响,为邻近工作面的临空巷道创造相对稳定的低应力环境。
②加强日常退锚管理,减小工作面两端头悬板面积,缓解巷道超前应力显现。
③关于临空巷道超前底鼓问题,应采取钻孔卸压、爆破卸压、开掘卸压槽等解危措施,降低应力集中影响区域发生底板型冲击地压灾害,必要时对底板进行支护,降低底板冲击危险性。
3.3 “支”
就是指多种手段并用,强支临空巷道。对于受动压影响的巷道,在周围煤岩结构及支护系统多数被破坏的情况下,必须按照高预应力、强力支护理论来进行补强支护。
①在设计阶段,就应充分考虑到巷道的服务对象、围岩性质、服务年限、应力环境等因素,确保巷道在整个服务期限内其支护均合理有效。
②根据实际情况合理选择巷道维护方式,可采用堆柱、木垛等支护形式,或使用全封闭U型钢棚(O型棚)、巷道垛式液压支架、巷道超前液压支架、防冲巷道液压支架等不同类型超前支架,切实有效解决超前主动支护问题。
③采取有效措施缓解临空巷道超前压力影响:一是加强对邻空侧煤柱的支护,防止其出现失稳状态,滞后煤柱周期性失稳造成的超前来压显现;二是在邻空巷道超前范围采取加长加密单体支护、锚杆(索)支护以及木垛等措施进行补强支护。
④对临空巷道采取固结支护措施,一是对临空侧煤柱本体进行注浆加固;二是对临空侧遗留三角空硐进行充填固结等措施,缓解临空压力对巷道围岩稳定性的影响。
3.4 加强现场管理
①加强工作面采煤工艺管理,确保工作面“三直两平两畅通”。同时加强机道、端头以及超前的顶板管理,确保初撑力、端头柱、关门柱以及超前支护等规范有效。
②加强工作面支架初撑力管理,确保支架接顶严密、初撑力合格,防止采场空间支护失稳,从而造成切顶线前移、煤壁炸帮以及超前压力显现明显。
③巷道起底必须保证巷道高度,满足通风、行人、运输及端头支架正常移设的要求。
4 工程实践
(1)同煤集团塔山矿8101工作面位于一盘区,于2016年8月开始回采,煤厚20 m,倾向长度230 m,走向长度1 000 m。相邻工作面于2013年回采结束,面间煤柱按8 m留设,回采期间临空巷道变形量较小,底鼓量仅0.3 m~0.8 m,顶板下沉量较小,两帮基本无变形。但一盘区8111工作面按38 m面间煤柱留设,回采期间临空巷道超前范围因动压影响变形严重,底鼓量达1.8 m,两帮移近量达2 m,严重影响正常的行人通风。
(2)同煤集团同忻矿8202工作面于2016年8月开始回采,煤厚20 m,倾向长度200 m,走向长度1 900米。相邻的8203面于2016年2月回采结束,面间煤柱按38 m留设,无临空稳定时间,且掘进期间存在采掘交锋,回采期间临空巷道超前范围因动压影响变形严重,底鼓量达2.2 m,两帮移近量达2.5 m,严重影响正常的行人通风。但后期通过在巷道内实施水压致裂,将临空侧顶板致裂卸压,当工作面采至水压致裂区段时,临空巷道变形量明显减小,底鼓量仅为1.2 m,两帮移近量最大仅为1 m,有效的控制了临空巷道的围岩变形。
5 结论
通过对临空巷道变形机理进行分析可知:
(1)临空巷道易发生变形的主要原因可归纳如下:邻近煤层围岩变形引发动压;本工作面采掘扰动引发动压,再加上巷道初期支护强度低以及煤体本身强度较低等原因,造成临空巷道变形严重。
(2)结合临空巷道变形机理分析,本文提出“避让优先、支卸同步,加强现场管理”的控制理念。系统的对临空巷道进行全过程的治理,确保临空巷道围岩的整体稳定。