坚硬顶板采面采空区侧掘进巷道变形控制技术

2020-11-16赵雪琛

江西煤炭科技 2020年4期

赵雪琛

（山西凌志达煤业有限公司，山西长治 046600）

在煤矿工作面回采过程中，在临近采空区侧掘进巷道常常受到工作面回采产生的支承压力影响，围岩变形严重。尤其是在坚硬顶板地质条件下，工作面的推进导致产生大面积的悬顶，大面积悬顶及其突然破断产生冲击载荷及顶板大面积来压，对工作面和巷道支护产生严重威胁[1]。尤其是对于大采高工作面，煤层顶板倘若发生大面积的断裂现象时，不仅会对回采巷道产生冲击破坏，还会导致保护煤柱发生失稳以及煤柱内巷道发生大变形。因此需对采空区侧掘进巷道变形进行控制[2]。

现阶段许多研究学者对留设小煤柱宽度进行了研究。王卫军[3]针对深部高应力巷道围岩变形大等问题进行分析研究，揭示了力学本质，提出了新的支护理念；赵一鸣[4]分析了坚硬顶板大面积悬露问题，并采用了深孔预裂爆破放顶技术对顶板岩层进行了卸压。现针对凌志达煤矿15210 工作面运输巷道围岩控制进行研究。

1 工程概况

凌志达煤矿15210 工作面位于二采区南部，其东部为15208 工作面，西部为实体煤，南部为井田边界，北部为东翼回风大巷。 15208 工作面开采15#煤层，绝对瓦斯涌出量为0.9 m3/min。15210 运输顺槽沿15#煤顶板掘进。 15#煤层属结构简单—复杂，近水平中厚煤层，煤厚平均4.28 m，煤层倾角3°～6°。 15#煤层煤尘爆炸指数10%，煤尘具有爆炸性，煤尘云最大爆炸压力为0.47 MPa。 15#煤层自燃倾向等级为Ⅱ级，属自燃煤层。煤层顶板依次为泥岩平均0.7 m、14#煤平均1.1 m、坚硬K2灰岩5.84 m。煤层直接底为0.9 m 的泥岩，老底为4.08 m 的灰黑色泥岩。

为保证矿井正常接替，出现了15208 工作面回采与15210 工作面运输巷掘进同时作业的问题。因此，15210 工作面运输巷将受到上工作面回采产生的超前和侧向支承压力、本巷道掘进超前动压叠加影响。随着15208 工作面的推进，坚硬顶板难以及时垮落，导致区段煤柱上部采空区侧将出现大面积悬顶，使得区段煤柱和掘进巷道上方产生应力集中，导致掘进巷道围岩变形量大，支护困难。

2 巷道布置及支护

15210 运输顺槽为15210 工作面的回采巷道，设计长度1 890 m，采用锚杆、锚索、钢筋网联合支护。15210 工作面运输顺槽断面为矩形，巷道设计宽为5.0 m，高为4.0 m，断面20 m2。

顶部支护：

锚杆采用Φ20 mm，长2.4 m 的左旋螺纹锚杆，间排距为900 mm×1 200 mm，预紧力达到200 N·m。锚索采用Φ17.5 mm，长5.0 m 的预应力锚索，要求预拉力达到150 kN。

帮部支护：

锚杆采用Φ20 mm，长2.4 m 的左旋螺纹锚杆，间排距为800 mm×1 200 mm，预紧力达到200 N·m。

锚索采用Φ17.5 mm，长5.0 m 的预应力锚索，两帮打设锚索，排距2 400 mm，要求预拉力达到150 kN。支护布置见图1。

图1 15210 运输顺槽支护断面

3 迎采面采空区侧掘进巷道应力演化及掘巷时机

3.1 坚硬顶板破断前后采空区侧巷道应力分布规律

15208 沿回采工作面推进方向，直接顶在工作面后方形成大面积悬顶，未垮落的岩层以工作面前后及两侧煤壁为支撑点，将采空区上覆岩层的压力转移到煤体或煤柱内部。此时，采空区内顶板所受压力低于原岩应力，形成应力降低区，而在支撑工作面顶板的煤体或煤柱内部，出现远大于原岩应力的应力集中现象。

随着工作面的推进，当支承压力的峰值KγH 大于煤体的抗压强度σ 时，煤壁附近的煤体发生破坏，应力峰值不在煤壁边缘，而是向煤体内转移。如此，侧向支承压力的影响带从煤壁向内延伸，采空区内两侧煤壁开始屈服，支承压力的峰值位置向煤体内转移，侧向支承压力峰值向煤体内转移的过程也就是煤柱一侧由弹性状态向塑性状态转化的动态过程。初采阶段，煤体基本处于弹性状态，支承压力的峰值位于煤壁边缘；随工作面推进，顶板来压时，支承压力峰值向煤体内深部转移。压力峰值位置距煤壁的距离随工作面推进而逐渐增大，在悬顶面积逐渐增大的情况下，支承压力峰值也有所增加，当工作面推过一定的距离后，支承压力峰值位置距回采巷道煤壁的距离基本上稳定，随工作面推进基本不再增加，凌志达矿15208 工作面回采稳定后的侧向支承压力分布情况见图2[5]。

图2 采空区稳定后侧向支承压力分布曲线

坚硬顶板断裂前，坚硬悬顶自身的重量以及相邻采空区上方的关键层传递下来的载荷均作用在煤柱上方，引起采空区侧煤柱上方支承压力大幅升高，造成煤柱破裂区、塑性区范围增大，应力向深部转移；距离临空巷道更近，支承压力峰值也增大，峰后弹性区在很大范围内处于高应力水平，因此，临空巷道处于高应力状态下会发生强矿压现象。顶板断裂后，坚硬悬顶及上覆岩层的垮落，有效降低了煤柱的上覆载荷，支承压力水平整体降低；表现在：支承压力峰值大大降低，破裂区、塑性区和弹性区范围都减小，峰后煤柱变形得到一定程度恢复，使得应力环境得到改善，临空巷道上方应力水平整体降低，矿压现象得到很大程度的缓和，图3 中△σy即为断顶前后支承应力降低值。虽然断裂顶板下沉会破坏一定宽度的煤柱，但破坏部分主要为煤柱破裂区，承载能力较低，对压力卸除后煤柱的整体承载性能和压力分布区域影响不大。因此，断顶后支承压力整体呈现降低趋势[5]。

图3 断裂前后煤柱和掘进巷道应力变化

3.2 迎回采面巷道掘进时机确定

由于工作面顶板岩层为坚硬岩层，随工作面推进顶板不易垮落，极易产生超高的侧向支承压力，导致掘进巷道围岩出现大变形。为了避免15210 运输顺槽受到较大的工作面回采扰动，15210 工作面掘进顺槽分2 段进行掘进：图4 中J1—J2段，在15208 工作面回采的同时掘进15210 运输顺槽，根据本矿相似工作面开采时矿山压力显现规律，在距15208 工作面40 m 时停止掘进，此段巷道同时受到掘进和工作面回采的扰动应力，需采取合理的支护技术和加强支护措施；图4 中J2—J3段，随着15208工作面的继续推进，当15208 工作面推进距15210运输顺槽掘进迎头250 m 后再进行复掘，可以避开工作面开采扰动应力。

图4 工作面采掘时空平面

4 坚硬顶板弱化的钻孔布置及支护参数设计

4.1 爆破基本参数设计

（1）工作面顶板处理高度

根据工作面地质条件，15208 工作面顶板直接顶平均厚度为1.8 m 左右，基本顶为K2灰岩，平均厚度为6.02 m，再往上为砂质泥岩。坚硬K2灰岩基本顶为预裂爆破弱化的主要对象，因此爆破孔高度必须超出K2灰岩，考虑一定的富余系数，设计炮孔垂深为10 m，使用Φ48 mm 钻头钻孔，并向区段煤柱侧倾斜15°。

（2）炮孔直径和装药结构

根据工程实践经验及矿上现有条件，采取普通空气不耦合装药，选用钻头直径48 mm，选用药卷为直径35 mm 煤矿许用炸药，径向装药不耦合系数为1.4。根据矿上现场条件，确定炮孔深度10.0 m，炮孔长度为14 m，将炮孔沿实体煤帮布置，为方便炮孔施工，距实体煤帮距离为300 mm。设计其炮孔垂直巷道顶板向煤柱侧倾斜15°、仰角45°。每节聚能管长1 m，装入Φ35 mm×200 mm 药卷5 支，每孔装入5 节聚能管，在每节聚能管最后一卷药上安设好一发雷管，将脚线引出，然后用炮泥堵好聚能管口，封泥长度9 m。

（3）炮孔间距确定

常规卸压爆破炮孔的间距设置在3～5 m 左右，根据凌志达煤矿15208 工作面顶板岩层条件，设计炮孔间距为4 m。

（4）爆破参数确定

根据本设计上述研究结果，确定炮孔垂深10 m、长度14 m，炮孔间距4 m，炮孔向区段煤柱侧偏转15°，炮孔距煤壁帮距离为300 mm，正向装药，每节聚能管装入Φ35 mm、L=200 mm 药卷5 支，每孔装入5 节聚能管，在每节聚能管最后一卷药上安设好一发雷管，将脚线引出，然后用炮泥堵好聚能管口，封泥长度9 m。

炮孔的具体参数见表1，炮孔布置见图5。

表1 炮孔的具体参数

图5 预裂爆破炮眼布置

4.2 工作面运输顺槽加强支护方案

根据本矿相似工作面开采时矿山压力显现规律综合工程经验，确定距离15208 工作面+30 m（15208 工作面前方30 m）～-100 m（15208 工作面后方100 m）为回采动压影响范围，在此范围内巷道受力较为复杂，围岩变形严重，需要针对性的采取单体支柱配合π 钢梁进行补强支护，具体设计为：一梁三柱，排距为1.5 m，单体支柱初撑力不小于60 kN，支护方式见图6、图7。

图6 加强支护范围

图7 加强支护断面

5 工业试验

凌志达煤矿15210 运输顺槽采用如上方案进行掘进工作，为研究以上方案参数的合理性及巷道围岩的变形量，在巷道每隔45 m 设置一个测站，分别记录巷道两帮及顶底板变形量。经收集矿压监测数据统计分析得到：在15208 工作面回采期间，15210 运输顺槽两帮最大移近量稳定在172 mm，顶底板最大移近量稳定在106 mm，完全可以保证巷道的围岩稳定和安全使用。