上覆遗留大煤柱下采动影响巷道围岩变形机理及控制技术

刘凤明

(山西焦煤集团有限责任公司 官地煤矿, 山西 太原 030022)

传统的煤炭开采过程中,采煤工作面经常会受到开采条件、地质构造、采区布置、采动应力等影响,不可避免地留设一定宽度的煤柱,而遗留煤柱将承受两侧采空区高集中采动应力[1-2]. 当下伏煤层进行采掘作业时,上覆遗留煤柱岩体结构将受到二次扰动影响,尤其是大面积遗留煤柱即宽区段煤柱,会将这种高集中应力通过底板向下传递,进而改变下伏巷道的应力分布[3].

山西焦煤西山煤电官地煤矿2022年度瓦斯等级测定,矿井绝对瓦斯涌出量为97.68 m3/min,相对瓦斯涌出量为11.81 m3/t,属高瓦斯矿井。为了有效治理煤层瓦斯,36401工作面副巷外30 m需掘送一条瓦斯治理巷,通过在瓦斯治理巷施工大孔径钻孔抽放工作面和采空区的瓦斯,同时兼顾下一工作面回采巷道使用。瓦斯治理巷不仅受本工作面和下工作面两次采动超前应力的影响,同时承受侧向采动应力的影响,并受上覆遗留区段煤柱高应力的影响,导致巷道出现强烈蠕变变形现象,影响正常生产。研究遗留煤柱下动压巷道围岩变形机理,提出有效的控制技术,是矿井安全、高效回采的关键。

1 工程概况

官地煤矿36401工作面井下位于北四采区南翼,工作面东北侧为北四采区3条采区巷道,其它方向均为未采区,工作面上部存在23503、23507、23509、23511工作面采空区,与上覆采空区均垂直布置,3#与6#煤层间距平均为37 m,盖山厚度平均为484 m. 36401瓦斯治理巷与36401副巷间隔30 m保护煤柱,上覆存在3个3#煤遗留保护区段煤柱,其中有两个煤柱宽分别为226 m和111 m. 工作面平面布置图见图1.

图1 36401工作面平面布置示意

上覆遗留大煤柱先后经历两侧采空区采动应力影响,造成煤柱应力集中,该应力将向底板岩层深部传递,导致底板应力环境改变,在下伏36401工作面回采扰动和遗留区段煤柱底板高应力双重作用下,邻近瓦斯治理巷极易出现剧烈的矿压问题,严重影响巷道的安全使用和二次复用。

2 上覆大煤柱下采动影响巷道围岩变形机理

2.1 巷道围岩变形破坏特征

36401工作面回采190 m后,进入上覆23511和23509工作面采空区保护煤柱下开采,邻近36401瓦斯治理巷814～925 m段受采动应力影响巷道围岩出现不同程度的变形。通过现场矿压监测,36401工作面穿过上覆遗留区段煤柱开采过程中瓦斯治理巷主要破坏特征如下:

1) 工作面回采50 m后,瓦斯治理巷890～850 m段开始出现不同程度的底鼓。随着工作面的推进,巷道底鼓呈现不规则、不对称现象,变形程度日益加剧,待采空区基本顶垮落趋于稳定后,底鼓变形才趋于稳定,最大底鼓量约为1.5 m;而距两侧采空区30 m范围内回采初期,巷道没有出现底鼓变形,后期待采空区基本顶垮落稳定后,两段巷道逐渐出现底鼓现象,底鼓变形最大约0.3 m.

2) 工作面回采穿过上覆保护煤柱后,瓦斯治理巷两帮出现不同程度的变形,其中890～850 m段两帮移近量较大,平均0.5 m;其余段平均移近量为0.1～0.3 m;片帮严重段出现锚杆随帮部变形整体向外推移,在煤岩交界附近锚杆受拉、剪复合应力破断现象。

3) 工作面回采穿过上覆保护煤柱后,瓦斯治理巷顶板出现不同程度的变形,局部出现离层情况,其中890～850 m段顶板离层量最大约100 mm.

2.2 巷道围岩变形原因分析

上覆区段煤柱下动压巷道失稳变形原因主要为:

1) 应力叠加效应作用。36401工作面瓦斯治理巷开掘后,巷道周边围岩受力状态由三向应力变为二向应力,在巷道周围由煤壁向实体煤方向依次形成破碎区、塑性区、弹性区。36401工作面开始回采后,瓦斯治理巷将受36401工作面采动超前应力影响,同时还承受侧向采动应力的影响;当回采至遗留宽区段煤柱下时,受工作面回采动压影响,对上覆3#煤采空区遗留保护煤柱段岩体结构产生二次扰动,导致煤柱及其周围区域产生的高集中应力向底板传递,改变了下伏6#煤层的应力分布,36401瓦斯治理巷受遗留煤柱和本煤层应力叠加影响,在巷道形成一定的应力增高区,造成巷道出现底鼓变形、两帮挤出、顶板离层等现象。

2) 巷道层位结构作用。由图1 可知,36401瓦斯治理巷在上覆遗留宽区段煤柱下巷道底板标高均低于36401副巷底板标高2.8～4.2 m,相邻两巷存在明显的错层位,由于36401工作面的回采,瓦斯治理巷还承受侧向采动应力,导致巷道顶部受水平应力增大,加剧了巷道围岩变形。

3) 切顶卸压参数设计不合理。36401副巷虽采用深孔爆破切顶卸压技术,但由于受上覆遗留宽区段煤柱的影响,选取的爆破高度、炮孔间距和角度不合理,深孔爆破预裂形成的切缝未能有效切断采空区侧基本顶回转、断裂、垮落对煤柱侧的影响和遗留煤柱高集中应力向底板的传递,巷道受到部分顶板结构重力、上部悬臂梁结构的压力以及遗留煤柱的底板应力[4],切顶护巷效果不明显。

4) 巷道断面与支护参数匹配不合理。36401瓦斯治理巷断面为矩形,采用全锚支护,巷道净宽5.2 m,净高3.0 m,属于大断面巷道,而两帮仅打设3排锚杆,间排距均为1.0 m,顶部每3.0 m打设两根钢绞线锚索,未充分考虑采动应力影响和上覆煤柱对下伏巷道的影响,造成两帮受压挤出变形,顶板出现离层。

3 巷道围岩控制技术

3.1 切顶卸压护巷技术

为降低上覆遗留宽区段煤柱对下伏邻空动压巷道的影响,在36401工作面副巷150～400 m段(上部为23505采空区煤柱段)采用“深孔+浅孔”组合方式定向爆破技术对副巷沿线顶板进行切断实现卸压[5],沿顶板向煤柱侧上方断顶切缝,改善围岩应力环境,发挥围岩自身的稳定性,降低对36401瓦斯治理巷采动应力的影响,起到护巷的作用。

1) 深孔+浅孔爆破高度的确定。

工作面回采期间,在副巷超前50 m范围内采用深孔+浅孔爆破的方式,破坏坚硬顶板整体性形成裂缝网络,在顶板岩层中形成连贯裂缝,一方面通过深孔爆破破坏基本顶上部坚硬顶板的整体性,改变坚硬顶板支撑点的约束条件;另一方面通过浅孔爆破直接对基本顶进行弱化,裂缝弱化顶板能够有效切断采动应力的传递,从而起到护巷作用。根据36401工作面顶板赋存条件,结合顶板岩性柱状图,经过计算确定深孔爆破高度应为18 m,浅孔爆破高度应为10 m. 工作面顶板岩性柱状图见图2.

图2 工作面顶板岩性柱状图

2) 炮孔布置参数。

为维护副巷顺槽顶板安全,且达到切顶效果,设计炮孔应穿透直接顶、基本顶到5#煤上部泥岩顶段。炮孔沿副巷顺槽打眼,炮孔打设在距保险帮0.5 m,与顶底板垂直线夹角为25°,偏向保险帮,深孔炮孔斜长深度为20 m,浅孔炮孔斜长深度为12 m,孔径均为φ75 mm,炮眼间距2.0 m. 在爆破预裂时,封孔段长度8 m,到达36401副巷和36401瓦斯治理巷预留煤柱顶板内。切顶卸压炮孔布置图见图3.

图3 切顶卸压炮孔布置

3) 装药。

爆破采用φ50 mm爆破筒,每米装药量约1.4 kg,1个深孔炮孔共计16.8 kg炸药,1个浅孔炮孔共计8.4 kg炸药。采用煤矿许用三级乳化炸药,药卷长200 mm,直径35 mm. 由于炮孔较深,为了便于装药,需采用阻燃防静电凹槽被筒,每节被筒长2.0 m,先将炸药装入被筒内,再向炮孔内填送炸药,在每一节炸药填入孔内的同时,将雷管塞入凹槽被筒内,凹槽管断面见图4. 为了防止深孔爆破过程中拒爆、残爆的产生,采用“分段连体式”装药结构,每3—5个爆破筒安装一个雷管(雷管采用煤矿许用数码电子雷管1—5段中的同一段),每个孔内雷管2发,可每4～6 m为一连体,推送入孔内,炮孔封泥长度为6～8 m.煤矿许用数码电子雷管是由基础雷管(内置芯片模组)、卡口塞、尾线夹及脚线组成。

图4 深孔爆破专用凹槽被筒

4) 封孔。

封孔采用专用黄土封泥袋,封泥袋直径50 mm,每节长500 mm. 按黄土与水泥5∶1比例进行混合,将黄土填装入封泥袋内,爆破时运至施工地点。装药后,按剩余炮孔长度进行封孔,并用炮棍大头将黄土封泥袋塞入孔内、用力封实。

5) 起爆。

炮孔起爆时采用每组爆破筒的雷管“串联”、组与组之间“大串连”的方式进行,采用FBH-200-B型煤矿许用电子雷管起爆控制器,每个炮孔之间采用并联方式,一次可同时起爆一组5个炮孔。

深孔爆破采用煤矿许用数码电子雷管及起爆器,高精度延期、现场任意延期编程可真正实现高精度逐孔爆破技术,先爆炮孔为后爆炮孔多创造一个自由面,爆炸应力波靠自由面充分反射,岩石加强破碎,相邻爆炮孔相互碰撞、挤压,增强岩石二次破碎,为顶板精准爆破预裂切缝提供技术保障。

3.2 注浆加固围岩补强技术

36401工作面回采至副巷428 m处(距上覆采空区区段煤柱50 m),提前在36401瓦斯治理巷153～379 m段(上覆23505采空区遗留煤柱及区段煤柱段)对顶、帮补打中空注浆锚索进行补强支护,待回采至该区段时,及时对中空注浆锚索注浆。顶部注浆锚索设计采用三角形布置,有利于注浆液充分扩散填充顶板裂隙,使顶板不稳定岩层形成一个完整的整体,利用三角形稳定性配合钢绞线锚索将加固的不稳定岩层悬顶于上部坚硬顶板;帮部注浆锚索通过注浆液填充煤层裂隙,改善煤层结构,使帮部煤体形成一个整体[6],抑制两帮围岩变形。具体补强支护方案如下:

在该区段煤柱下全锚支护巷道顶部两排钢带中间原锚索中间加打一根φ22 mm×4300 mm中空注浆锚索,间隔1.0 m在两排钢带中间巷道中心线处加打一根φ21.6 mm×5500 mm钢绞线锚索、距中心线1.5 m处各加打一根φ22 mm×4300 mm中空注浆锚索,间隔2.0 m在两排钢带中间加打三根φ21.6 mm×5500 mm钢绞线锚索,锚索间排距1.5 m×1.0 m,依次循环交替布置;两帮在两排钢带中间各加打两根φ21.6 mm×4200 mm钢绞线锚索,间排距1.0 m×1.0 m,第一排锚索距顶板1.0 m,两帮每2.0 m各用一根φ22 mm×4300 mm中空注浆锚索替代第一排钢绞线锚索补强支护。

在该区段煤柱下锚棚联合支护巷道顶部两棚梁中间按“二·一”交替布置φ22 mm×4300 mm中空注浆锚索,间排距3.0 m×1.0 m;在两帮两棚腿中间各加打两根φ22 mm×4300 mm中空注浆锚索,间排距1.0 m×1.0 m,第一排锚索距顶板1.0 m. 区段煤柱下顶帮补强支护图见图5.

图5 区段煤柱下顶帮补强支护

4 矿压监测及效果分析

在上覆采空区遗留煤柱下巷道进行补强支护时,每30 m在巷道顶部安设一个LBY-3型顶板离层仪,监测锚固段内外顶板离层位移;每50 m采用十字布点法布置一组巷道围岩变形观测站,监测巷道顶底板相对移近量和两帮相对移近量。在36401工作面回采期间,每5 d对该区段矿压情况进行观测记录,发现异常及时分析原因并采取措施。

经过100 d的矿压监测和分析发现,该区段巷道顶板离层量最大25 mm,两帮移近量最大60 mm,底鼓变形量最大85 mm,顶板下沉量最大15 mm,与未采取注浆加固技术和加密切顶孔相比,顶底板和两帮最大变形量均下降93%和88%,可见选取切顶卸压参数合理,注浆加固补强支护效果明显。

5 结 语

官地煤矿36401工作面瓦斯治理巷受邻近工作面采动应力和上覆遗留大煤柱高集中应力的影响,造成遗留煤柱下巷道围岩变形严重,而原深孔爆破切顶卸压护巷技术和锚网索支护效果差。从巷道围岩变形机理分析入手,通过加密切顶卸压炮孔的布置,采用“深孔+浅孔”组合方式定向爆破技术对遗留煤柱下巷道沿线顶板进行切断实现卸压;同时在上覆遗留大煤柱下巷道提前补打中空注浆锚索,采用“三角形”布置,有效填充围岩裂隙,抑制了顶帮围岩变形。