堅硬頂板采面采空區(qū)側(cè)掘進巷道變形控制技術(shù)

趙雪琛

（山西凌志達煤業(yè)有限公司，山西 長治 046600）

在煤礦工作面回采過程中，在臨近采空區(qū)側(cè)掘進巷道常常受到工作面回采產(chǎn)生的支承壓力影響，圍巖變形嚴(yán)重。 尤其是在堅硬頂板地質(zhì)條件下，工作面的推進導(dǎo)致產(chǎn)生大面積的懸頂，大面積懸頂及其突然破斷產(chǎn)生沖擊載荷及頂板大面積來壓，對工作面和巷道支護產(chǎn)生嚴(yán)重威脅[1]。 尤其是對于大采高工作面， 煤層頂板倘若發(fā)生大面積的斷裂現(xiàn)象時，不僅會對回采巷道產(chǎn)生沖擊破壞，還會導(dǎo)致保護煤柱發(fā)生失穩(wěn)以及煤柱內(nèi)巷道發(fā)生大變形。 因此需對采空區(qū)側(cè)掘進巷道變形進行控制[2]。

現(xiàn)階段許多研究學(xué)者對留設(shè)小煤柱寬度進行了研究。 王衛(wèi)軍[3]針對深部高應(yīng)力巷道圍巖變形大等問題進行分析研究，揭示了力學(xué)本質(zhì)，提出了新的支護理念；趙一鳴[4]分析了堅硬頂板大面積懸露問題，并采用了深孔預(yù)裂爆破放頂技術(shù)對頂板巖層進行了卸壓。 現(xiàn)針對凌志達煤礦15210 工作面運輸巷道圍巖控制進行研究。

1 工程概況

凌志達煤礦15210 工作面位于二采區(qū)南部，其東部為15208 工作面，西部為實體煤，南部為井田邊界，北部為東翼回風(fēng)大巷。 15208 工作面開采15#煤層，絕對瓦斯涌出量為0.9 m3/min。15210 運輸順槽沿15#煤頂板掘進。 15#煤層屬結(jié)構(gòu)簡單—復(fù)雜，近水平中厚煤層，煤厚平均4.28 m，煤層傾角3°～6°。 15#煤層煤塵爆炸指數(shù)10%，煤塵具有爆炸性，煤塵云最大爆炸壓力為0.47 MPa。 15#煤層自燃傾向等級為Ⅱ級，屬自燃煤層。 煤層頂板依次為泥巖平均0.7 m、14#煤平均1.1 m、堅硬K2灰?guī)r5.84 m。煤層直接底為0.9 m 的泥巖， 老底為4.08 m 的灰黑色泥巖。

為保證礦井正常接替，出現(xiàn)了15208 工作面回采與15210 工作面運輸巷掘進同時作業(yè)的問題。 因此，15210 工作面運輸巷將受到上工作面回采產(chǎn)生的超前和側(cè)向支承壓力、本巷道掘進超前動壓疊加影響。 隨著15208 工作面的推進，堅硬頂板難以及時垮落，導(dǎo)致區(qū)段煤柱上部采空區(qū)側(cè)將出現(xiàn)大面積懸頂， 使得區(qū)段煤柱和掘進巷道上方產(chǎn)生應(yīng)力集中，導(dǎo)致掘進巷道圍巖變形量大，支護困難。

2 巷道布置及支護

15210 運輸順槽為15210 工作面的回采巷道，設(shè)計長度1 890 m，采用錨桿、錨索、鋼筋網(wǎng)聯(lián)合支護。15210 工作面運輸順槽斷面為矩形，巷道設(shè)計寬為5.0 m，高為4.0 m，斷面20 m2。

頂部支護：

錨桿采用Φ20 mm，長2.4 m 的左旋螺紋錨桿，間排距為900 mm×1 200 mm，預(yù)緊力達到200 N·m。 錨索采用Φ17.5 mm，長5.0 m 的預(yù)應(yīng)力錨索，要求預(yù)拉力達到150 kN。

幫部支護：

錨桿采用Φ20 mm，長2.4 m 的左旋螺紋錨桿，間排距為800 mm×1 200 mm，預(yù)緊力達到200 N·m。

錨索采用Φ17.5 mm， 長5.0 m 的預(yù)應(yīng)力錨索，兩幫打設(shè)錨索，排距2 400 mm，要求預(yù)拉力達到150 kN。 支護布置見圖1。

圖1 15210 運輸順槽支護斷面

3 迎采面采空區(qū)側(cè)掘進巷道應(yīng)力演化及掘巷時機

3.1 堅硬頂板破斷前后采空區(qū)側(cè)巷道應(yīng)力分布規(guī)律

15208 沿回采工作面推進方向， 直接頂在工作面后方形成大面積懸頂，未垮落的巖層以工作面前后及兩側(cè)煤壁為支撐點，將采空區(qū)上覆巖層的壓力轉(zhuǎn)移到煤體或煤柱內(nèi)部。 此時，采空區(qū)內(nèi)頂板所受壓力低于原巖應(yīng)力，形成應(yīng)力降低區(qū)，而在支撐工作面頂板的煤體或煤柱內(nèi)部，出現(xiàn)遠(yuǎn)大于原巖應(yīng)力的應(yīng)力集中現(xiàn)象。

隨著工作面的推進，當(dāng)支承壓力的峰值KγH 大于煤體的抗壓強度σ 時， 煤壁附近的煤體發(fā)生破壞，應(yīng)力峰值不在煤壁邊緣，而是向煤體內(nèi)轉(zhuǎn)移。 如此，側(cè)向支承壓力的影響帶從煤壁向內(nèi)延伸，采空區(qū)內(nèi)兩側(cè)煤壁開始屈服，支承壓力的峰值位置向煤體內(nèi)轉(zhuǎn)移，側(cè)向支承壓力峰值向煤體內(nèi)轉(zhuǎn)移的過程也就是煤柱一側(cè)由彈性狀態(tài)向塑性狀態(tài)轉(zhuǎn)化的動態(tài)過程。 初采階段，煤體基本處于彈性狀態(tài)，支承壓力的峰值位于煤壁邊緣；隨工作面推進，頂板來壓時，支承壓力峰值向煤體內(nèi)深部轉(zhuǎn)移。 壓力峰值位置距煤壁的距離隨工作面推進而逐漸增大，在懸頂面積逐漸增大的情況下， 支承壓力峰值也有所增加，當(dāng)工作面推過一定的距離后，支承壓力峰值位置距回采巷道煤壁的距離基本上穩(wěn)定，隨工作面推進基本不再增加，凌志達礦15208 工作面回采穩(wěn)定后的側(cè)向支承壓力分布情況見圖2[5]。

圖2 采空區(qū)穩(wěn)定后側(cè)向支承壓力分布曲線

堅硬頂板斷裂前，堅硬懸頂自身的重量以及相鄰采空區(qū)上方的關(guān)鍵層傳遞下來的載荷均作用在煤柱上方，引起采空區(qū)側(cè)煤柱上方支承壓力大幅升高，造成煤柱破裂區(qū)、塑性區(qū)范圍增大，應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移；距離臨空巷道更近，支承壓力峰值也增大，峰后彈性區(qū)在很大范圍內(nèi)處于高應(yīng)力水平， 因此，臨空巷道處于高應(yīng)力狀態(tài)下會發(fā)生強礦壓現(xiàn)象。 頂板斷裂后，堅硬懸頂及上覆巖層的垮落，有效降低了煤柱的上覆載荷，支承壓力水平整體降低；表現(xiàn)在：支承壓力峰值大大降低，破裂區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)范圍都減小， 峰后煤柱變形得到一定程度恢復(fù)，使得應(yīng)力環(huán)境得到改善，臨空巷道上方應(yīng)力水平整體降低，礦壓現(xiàn)象得到很大程度的緩和，圖3 中△σy即為斷頂前后支承應(yīng)力降低值。 雖然斷裂頂板下沉?xí)茐囊欢▽挾鹊拿褐茐牟糠种饕獮槊褐屏褏^(qū)，承載能力較低，對壓力卸除后煤柱的整體承載性能和壓力分布區(qū)域影響不大。 因此，斷頂后支承壓力整體呈現(xiàn)降低趨勢[5]。

圖3 斷裂前后煤柱和掘進巷道應(yīng)力變化

3.2 迎回采面巷道掘進時機確定

由于工作面頂板巖層為堅硬巖層，隨工作面推進頂板不易垮落， 極易產(chǎn)生超高的側(cè)向支承壓力，導(dǎo)致掘進巷道圍巖出現(xiàn)大變形。 為了避免15210 運輸順槽受到較大的工作面回采擾動，15210 工作面掘進順槽分2 段進行掘進： 圖4 中J1—J2段，在15208 工作面回采的同時掘進15210 運輸順槽，根據(jù)本礦相似工作面開采時礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律，在距15208 工作面40 m 時停止掘進，此段巷道同時受到掘進和工作面回采的擾動應(yīng)力，需采取合理的支護技術(shù)和加強支護措施；圖4 中J2—J3段，隨著15208工作面的繼續(xù)推進， 當(dāng)15208 工作面推進距15210運輸順槽掘進迎頭250 m 后再進行復(fù)掘，可以避開工作面開采擾動應(yīng)力。

圖4 工作面采掘時空平面

4 堅硬頂板弱化的鉆孔布置及支護參數(shù)設(shè)計

4.1 爆破基本參數(shù)設(shè)計

（1）工作面頂板處理高度

根據(jù)工作面地質(zhì)條件，15208 工作面頂板直接頂平均厚度為1.8 m 左右，基本頂為K2灰?guī)r，平均厚度為6.02 m，再往上為砂質(zhì)泥巖。堅硬K2灰?guī)r基本頂為預(yù)裂爆破弱化的主要對象，因此爆破孔高度必須超出K2灰?guī)r，考慮一定的富余系數(shù)，設(shè)計炮孔垂深為10 m，使用Φ48 mm 鉆頭鉆孔，并向區(qū)段煤柱側(cè)傾斜15°。

（2）炮孔直徑和裝藥結(jié)構(gòu)

根據(jù)工程實踐經(jīng)驗及礦上現(xiàn)有條件，采取普通空氣不耦合裝藥，選用鉆頭直徑48 mm，選用藥卷為直徑35 mm 煤礦許用炸藥，徑向裝藥不耦合系數(shù)為1.4。 根據(jù)礦上現(xiàn)場條件，確定炮孔深度10.0 m，炮孔長度為14 m，將炮孔沿實體煤幫布置，為方便炮孔施工，距實體煤幫距離為300 mm。 設(shè)計其炮孔垂直巷道頂板向煤柱側(cè)傾斜15°、仰角45°。 每節(jié)聚能管長1 m，裝入Φ35 mm×200 mm 藥卷5 支，每孔裝入5 節(jié)聚能管，在每節(jié)聚能管最后一卷藥上安設(shè)好一發(fā)雷管，將腳線引出，然后用炮泥堵好聚能管口，封泥長度9 m。

（3）炮孔間距確定

常規(guī)卸壓爆破炮孔的間距設(shè)置在3～5 m 左右， 根據(jù)凌志達煤礦15208 工作面頂板巖層條件，設(shè)計炮孔間距為4 m。

（4）爆破參數(shù)確定

根據(jù)本設(shè)計上述研究結(jié)果， 確定炮孔垂深10 m、長度14 m，炮孔間距4 m，炮孔向區(qū)段煤柱側(cè)偏轉(zhuǎn)15°，炮孔距煤壁幫距離為300 mm，正向裝藥，每節(jié)聚能管裝入Φ35 mm、L=200 mm 藥卷5 支，每孔裝入5 節(jié)聚能管，在每節(jié)聚能管最后一卷藥上安設(shè)好一發(fā)雷管，將腳線引出，然后用炮泥堵好聚能管口，封泥長度9 m。

炮孔的具體參數(shù)見表1，炮孔布置見圖5。

表1 炮孔的具體參數(shù)

圖5 預(yù)裂爆破炮眼布置

4.2 工作面運輸順槽加強支護方案

根據(jù)本礦相似工作面開采時礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律綜合工程經(jīng)驗， 確定距離15208 工作面+30 m（15208 工作面前方30 m）～-100 m（15208 工作面后方100 m）為回采動壓影響范圍，在此范圍內(nèi)巷道受力較為復(fù)雜，圍巖變形嚴(yán)重，需要針對性的采取單體支柱配合π 鋼梁進行補強支護， 具體設(shè)計為：一梁三柱，排距為1.5 m，單體支柱初撐力不小于60 kN，支護方式見圖6、圖7。

圖6 加強支護范圍

圖7 加強支護斷面

5 工業(yè)試驗

凌志達煤礦15210 運輸順槽采用如上方案進行掘進工作，為研究以上方案參數(shù)的合理性及巷道圍巖的變形量，在巷道每隔45 m 設(shè)置一個測站，分別記錄巷道兩幫及頂?shù)装遄冃瘟俊?經(jīng)收集礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)統(tǒng)計分析得到： 在15208 工作面回采期間，15210 運輸順槽兩幫最大移近量穩(wěn)定在172 mm，頂?shù)装遄畲笠平糠€(wěn)定在106 mm， 完全可以保證巷道的圍巖穩(wěn)定和安全使用。

6 結(jié)語

針對凌志達煤礦15208 工作面回采與15210工作面運輸巷掘進同時作業(yè)的問題，通過理論分析和工程經(jīng)驗得到了如下結(jié)論：

1）分析了堅硬頂板破斷前后臨采空區(qū)側(cè)掘進巷道的應(yīng)力分布規(guī)律，可知堅硬頂板破斷后，應(yīng)力得到釋放，支承壓力整體呈現(xiàn)降低趨勢。

2）確定了將迎回采面掘進巷道分2 段進行掘進方式，并確定了合適的分段距離與掘進時機，避免15210 運輸順槽受到較大的工作面回采擾動影響。

3）確定了15208 工作面切頂卸壓方案，并確定了具體爆破參數(shù)。

現(xiàn)場巷道礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，此方案可以保證臨采空區(qū)側(cè)掘進巷道的安全穩(wěn)定，對相似條件下的其他臨采空區(qū)側(cè)掘進巷道圍巖的控制具有借鑒意義。