多重應(yīng)力下小煤柱巷道礦壓分析及治理研究

何少帥

(中煤大同能源有限責(zé)任公司 塔山煤礦,山西 大同 037000)

我國(guó)煤礦開(kāi)采方式主要為井工開(kāi)采,井下需開(kāi)掘大量巷道做為運(yùn)輸通道和安全出口。隨著開(kāi)采強(qiáng)度和深度的不斷增加,傳統(tǒng)的礦山壓力理論視直接頂為剛體[1],當(dāng)直接頂強(qiáng)度較低,尤其是開(kāi)采放頂煤時(shí),礦壓理論分析結(jié)果與實(shí)際顯現(xiàn)規(guī)律有較大誤差[2-4]。近年來(lái),隨著對(duì)放頂煤開(kāi)采巷道支護(hù)技術(shù)和綜放工作面礦壓規(guī)律研究的深入[5-8],人們逐漸認(rèn)識(shí)到放頂煤工作面圍巖應(yīng)力顯現(xiàn)的一般規(guī)律。目前,國(guó)內(nèi)小煤柱巷道支護(hù)技術(shù)、沿空留巷技術(shù)也已經(jīng)取得豐富的實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)[9]。同時(shí),隨著綜放工作面機(jī)械裝備水平的提高,對(duì)巷道的斷面尺寸提出了更高的要求。井下巷道大斷面支護(hù)技術(shù),尤其是超過(guò)10 m跨度的大斷面支護(hù)技術(shù)得到成功應(yīng)用[10]。本文以中煤塔山煤礦3-5#煤層30515綜放工作面為工程研究背景,運(yùn)用數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)綜合監(jiān)測(cè)的方法,探究適用于小煤柱巷道的綜合礦壓管控措施,以期為3-5#煤層小煤柱巷道圍巖控制提供參考。

1 工作面概況

30515工作面對(duì)應(yīng)地面為山坡和溝谷地段,煤層埋藏深度為405.28～459.38 m,平均埋藏深度為435.22 m。3-5#煤層與2#煤層的間距為4.41～4.85 m,平均4.64 m。30515膠帶順槽上覆為2#煤層10215工作面采空區(qū),同層位鄰實(shí)煤區(qū)。30515回風(fēng)順槽上覆為2#煤層10201工作面采空區(qū),同層位鄰近30501工作面采空區(qū),區(qū)段煤柱寬10 m,距離上部10201工作面和10215工作面區(qū)段煤柱水平距離28.75 m。30515回風(fēng)順槽受臨近采空區(qū)殘余支承壓力和上部工作面煤柱集中支承壓力的雙重影響。3-5#煤層厚14.58～18.87 m,平均厚度為15.96 m。30515工作面傾角為1°～5°,平均為3°；煤層普氏系數(shù)為3.0～4.0,煤層較硬；直接頂為褐色鋁土質(zhì)泥巖,厚度4.41～4.85 m,平均4.64 m,致密,硬度小,易碎；直接頂上為2#煤層,已采空,采高平均3.0 m。2#煤層以上為0.95～2.50 m的灰褐色高嶺質(zhì)泥巖,上部有0.33～0.65 m的薄煤,再上為粉砂巖,厚度18～28 m,對(duì)礦壓起到關(guān)鍵作用；底板為褐色粉砂巖,厚度為1.00～3.45 m,平均2.23 m,致密。具體的空間位置分布,如圖1所示。

2 巷道穩(wěn)定性數(shù)值模擬分析

采用UDEC模擬計(jì)算了30515工作面巷道上部2#煤層10201和10215工作面及同煤層30501工作面回采后圍巖應(yīng)力變化及分布特征,根據(jù)相應(yīng)的工作面地質(zhì)條件建立UDEC計(jì)算模型,模型尺寸為520 000 mm×100 000 mm。

圖1 30515工作面空間關(guān)系示意圖

2.1 數(shù)值模擬方案

1)10201工作面同10215工作面間凈煤柱寬度為30 m。10201工作面于2008年8月開(kāi)采,2009年10月回采完畢；10215工作面于2012年7月開(kāi)采,2013年4月回采完畢。兩工作面已經(jīng)經(jīng)歷較長(zhǎng)時(shí)間的穩(wěn)定期,主要分析2#煤層兩工作面回采結(jié)束后，區(qū)段煤柱的應(yīng)力情況。

2)在30515工作面回采前,2#煤層已經(jīng)處于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài),但是由于受到30501工作面的回采影響,開(kāi)采高度大,破壞了原有平衡,使得上部采空區(qū)圍巖再次活動(dòng),為此分析30501工作面回采后，本煤層側(cè)向支承壓力的分布狀況。

3)30515工作面掘進(jìn)過(guò)程中,圍巖再次擾動(dòng),圍巖的應(yīng)力場(chǎng)發(fā)生變化,分析30515兩條順槽掘進(jìn)時(shí),本煤層支承壓力的變化狀況。

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

2.2.110201和10215工作面開(kāi)采后圍巖應(yīng)力分布

由于2#煤層和3-5#煤層間距僅為4.64 m,層間距較小,上部2#煤層回采后,圍巖應(yīng)力狀態(tài)發(fā)生變化,對(duì)下部3-5#煤層的巷道布置和工作面回采造成了較大的影響。雖然2#煤層回采結(jié)束距今已有很長(zhǎng)的時(shí)間,圍巖已經(jīng)處于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài),但煤柱上的集中應(yīng)力仍會(huì)對(duì)下部煤層的開(kāi)采產(chǎn)生影響。為此，分析了10201和10215兩個(gè)工作面回采后煤柱的集中應(yīng)力對(duì)下部3-5#煤層應(yīng)力分布的影響。圖2為上部10201和10215工作面回采后3-5#煤層支承壓力分布狀況。由圖可以看出,當(dāng)上部2#煤層10201和10215工作面回采后,2#煤層煤柱集中應(yīng)力向下部傳遞,3-5#煤層中出現(xiàn)了應(yīng)力增高區(qū),并向煤層兩側(cè)擴(kuò)散;3-5#煤層體內(nèi)支承壓力峰值為33.49 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為3.1,峰值位于上部煤柱正下方；當(dāng)3-5#煤層距離上部區(qū)段煤柱的中央水平距離為24.5 m左右時(shí),應(yīng)力衰減為原巖應(yīng)力,數(shù)值為10.875 MPa。

圖2 10201和10215工作面回采后3-5#煤層應(yīng)力分布

2.2.230501工作面開(kāi)采后圍巖應(yīng)力分布

30501工作面回采后,3-5#煤層應(yīng)力分布情況如圖3所示。由圖可知,3-5#煤層30501工作面回采后,改變了原有應(yīng)力平衡,在距離采空區(qū)邊緣約9.8 m處,煤體中的側(cè)向支承壓力達(dá)到最大值29.86 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.7。同時(shí),30501工作面回采后,在工作面?zhèn)认驊?yīng)力影響下,靠近煤壁側(cè)約8.6 m范圍內(nèi)的煤體出現(xiàn)了一定程度的屈服破壞,將巷道布置在此范圍時(shí)可能會(huì)導(dǎo)致煤體較為破碎。

圖3 30501回采后3-5#煤層應(yīng)力分布

2.2.330515回風(fēng)順槽和膠帶順槽掘進(jìn)后圍巖應(yīng)力分布

30515膠帶順槽和回風(fēng)順槽掘進(jìn)后,3-5#煤層應(yīng)力分布情況如圖4所示。30515回風(fēng)順槽和膠帶順槽掘進(jìn)時(shí),會(huì)對(duì)30501工作面回采后形成的應(yīng)力場(chǎng)再一次產(chǎn)生擾動(dòng)。由圖4可以看出,30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)時(shí),在距離巷道左幫2.3 m處的應(yīng)力達(dá)到33.66 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為3.1；而距離巷道右?guī)?.8 m處的應(yīng)力達(dá)到29.40 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.7。30515膠帶順槽掘進(jìn)時(shí),在距離巷道左幫1.2 m處的應(yīng)力達(dá)到20.85 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.9；而距離巷道右?guī)?.5 m處的應(yīng)力達(dá)到19.33 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.7。

圖4 30515回風(fēng)順槽和膠帶順槽掘進(jìn)后圍巖應(yīng)力分布

2.2.4數(shù)值模擬結(jié)論

1)從數(shù)值模擬結(jié)果可知,30515膠帶順槽處于上覆2#煤層采空區(qū)下方,距離上覆2#煤層區(qū)段煤柱101.25 m,且四鄰為實(shí)煤,巷道位于低應(yīng)力區(qū)域,但巷道開(kāi)掘活動(dòng)使巷道側(cè)向受力增加。

2)同時(shí)可知,30515回風(fēng)順槽處于2#煤層采空區(qū)下方,但受上覆區(qū)段煤柱和同層區(qū)段煤柱應(yīng)力的影響,巷道位于高應(yīng)力區(qū)。隨著巷道的開(kāi)掘,圍巖應(yīng)力大幅增加,局部形成集中應(yīng)力。

3 巷道現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)及分析

3.1 30515膠帶順槽現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)及分析

30515膠帶順槽現(xiàn)場(chǎng)掘進(jìn)過(guò)程中,未發(fā)生過(guò)煤炮。巷道從掘進(jìn)到回采結(jié)束,圍巖變形量控制在10 mm,煤體完整,未發(fā)生可見(jiàn)破壞現(xiàn)象。從現(xiàn)場(chǎng)來(lái)看,沒(méi)有高應(yīng)力區(qū)礦壓顯現(xiàn),沒(méi)有出現(xiàn)數(shù)值模擬高應(yīng)力區(qū)的情況。巷道四鄰為實(shí)煤,不會(huì)受到采空區(qū)側(cè)向壓力的影響,巷道應(yīng)力趨于原巖應(yīng)力。

3.2 30515回風(fēng)順槽現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)及分析

30515回風(fēng)順槽現(xiàn)場(chǎng)掘進(jìn)過(guò)程中,煤炮頻繁,錨桿斷裂頻繁,礦壓顯現(xiàn)劇烈。30515工作面回采期間,巷道變形嚴(yán)重,本研究重點(diǎn)對(duì)30515回風(fēng)順槽小煤柱巷道從掘進(jìn)和回采期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行研究。

3.2.1巷道掘進(jìn)期間煤炮監(jiān)測(cè)及分析

30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)至190 m時(shí)開(kāi)始發(fā)生小煤炮,掘進(jìn)至300 m時(shí)開(kāi)始發(fā)生中煤炮,并且小煤炮頻繁。巷道掘進(jìn)從190 m處開(kāi)始至2 100 m處結(jié)束,煤炮一直伴隨。經(jīng)統(tǒng)計(jì),中煤炮平均發(fā)生頻次為1次/2 m進(jìn)尺,發(fā)生頻繁時(shí)1次/1 m進(jìn)尺。煤炮發(fā)生有如下特點(diǎn):

1)煤炮發(fā)生位置主要在距掘進(jìn)工作面5 m范圍內(nèi),大多數(shù)發(fā)生在掘進(jìn)機(jī)機(jī)組割煤對(duì)圍巖擾動(dòng)期間；

2)巷道內(nèi)距離掘進(jìn)工作面5 m范圍外也有煤炮發(fā)生,但是數(shù)量很少；

3)對(duì)圍巖不擾動(dòng)時(shí),煤炮數(shù)量減少,工作面停掘3 d后,工作面很少發(fā)生煤炮。

根據(jù)圖4數(shù)值模擬分析可知,煤炮發(fā)生的主要原因是由于30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)工作面處于高應(yīng)力區(qū)。分析煤炮發(fā)生頻次及能量情況,采取大直徑鉆孔對(duì)掘進(jìn)工作面應(yīng)力進(jìn)行鉆探,根據(jù)煤體破碎情況和鉆探的難易程度初步判斷掘進(jìn)工作面應(yīng)力分布情況。經(jīng)鉆探發(fā)現(xiàn),距掘進(jìn)工作面0～8 m范圍內(nèi)的煤體破碎,酥軟;距掘進(jìn)工作面8～25 m范圍內(nèi)易卡鉆,煤炮頻繁,煤體應(yīng)力大;距掘進(jìn)工作面超過(guò)25 m時(shí),煤體完整性好,可以正常鉆進(jìn)。由此可見(jiàn),30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)工作面在同層采空區(qū)和上覆煤柱復(fù)雜應(yīng)力作用下,形成距離掘進(jìn)工作面0～8 m范圍的煤體破碎區(qū),作為應(yīng)力釋放的“自由面”,8～25 m范圍形成高應(yīng)力區(qū),25 m以外產(chǎn)生相對(duì)低應(yīng)力區(qū)結(jié)構(gòu)。且隨著工作面向前掘進(jìn),破碎區(qū)、高應(yīng)力區(qū)和相對(duì)低應(yīng)力區(qū)不斷演化。同時(shí),機(jī)組割煤對(duì)圍巖擾動(dòng),使得原30501端頭不穩(wěn)定的頂板再次破斷垮落,形成煤炮。由此,探明了煤體破碎及煤炮發(fā)生的規(guī)律。

3.2.2工作面回采期間巷道應(yīng)力監(jiān)測(cè)及分析

在30515工作面回采過(guò)程中,為掌握工作面礦壓及巷道圍巖應(yīng)力情況,采用KSE-II鋼弦測(cè)力系統(tǒng)進(jìn)行應(yīng)力監(jiān)測(cè),監(jiān)測(cè)系統(tǒng)安裝在30515回風(fēng)順槽內(nèi),監(jiān)測(cè)區(qū)域?yàn)楣ぷ髅婊夭蓚?cè)煤體測(cè)區(qū)。30515回風(fēng)順槽現(xiàn)場(chǎng)距離切眼200 m處開(kāi)始安裝鉆孔應(yīng)力計(jì),共安裝5個(gè),間距5 m,距底板1.5 m,孔深分別為4 m(1#)、6 m(2#)、8 m(3#)、10 m(4#)和12 m(5#),初始應(yīng)力值設(shè)置為2±1 MPa。通過(guò)回采側(cè)煤體鉆孔應(yīng)力監(jiān)測(cè)分析可知,整體上煤體相對(duì)應(yīng)力隨工作面回采呈先增大后降低的變化趨勢(shì)。由應(yīng)力變化情況可知,30515工作面回采過(guò)程中超前采動(dòng)應(yīng)力的影響范圍為工作面前方54～68 m,應(yīng)力峰值為26.0～38.2 MPa,尤其是工作面周期來(lái)壓期間,超前工作面25 m范圍內(nèi)壓力最大,煤體破碎。如圖5所示。經(jīng)工作面現(xiàn)場(chǎng)觀察,圍巖松動(dòng)圈平均為2.5 m。

圖5 30515工作面回風(fēng)順槽3#鉆孔應(yīng)力變化曲線

3.2.3工作面回采期間高清鉆孔成像監(jiān)測(cè)及分析

為探測(cè)30515回風(fēng)順槽幫部和頂部煤的破壞范圍,采用超高清彩色鉆孔電視進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)探測(cè)。30515工作面回風(fēng)巷臨近30501采空區(qū),屬于特厚煤層小煤柱沿空掘巷。因此,考慮到探測(cè)鉆孔開(kāi)口部約0.6 m深度的幫部煤體比較破碎,現(xiàn)場(chǎng)探測(cè)時(shí),彩色鉆孔電視的起始位置為距鉆孔口部0.6 m處,即圖6的起始點(diǎn)對(duì)應(yīng)的鉆孔深度為0.6 m。如鉆孔窺視圖圖6所示,從左向右鉆孔深度范圍依次為0～1.1 m、1.1～2.2 m和2.2～3.3 m。圍巖破碎段距離30515工作面切眼1 060 m處,煤柱幫。

圖6 不同鉆孔深度窺視圖

30515工作面回風(fēng)順槽距切眼1 060 m處的煤體破壞深度為2.65 m,加上起始點(diǎn)距孔口0.6 m,則鉆孔破壞深度為3.25 m,該處圍巖破碎最為嚴(yán)重。根據(jù)30515回風(fēng)順槽現(xiàn)場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)和工作面地質(zhì)構(gòu)造分析推斷,在鉆孔暢通可以推送超高清鉆孔鏡頭的情況下,當(dāng)工作面來(lái)壓且30515工作面回風(fēng)順槽壓力顯現(xiàn)強(qiáng)烈時(shí),煤柱幫部煤體破壞深度大于3.25 m,說(shuō)明回風(fēng)巷煤層變形破壞較大,巷道圍巖較破碎,該成果為巷道幫部錨索加強(qiáng)支護(hù)提供了依據(jù)。

3.2.4工作面回采期間圍巖觀測(cè)成果分析

通過(guò)對(duì)30515工作面過(guò)F4斷層(工作面最大斷層,落差4.1 m)期間,30515回風(fēng)順槽超前50 m范圍圍巖進(jìn)行觀測(cè),掌握了巷道頂幫最大變化情況,結(jié)果如表1和表2所示。

表1 兩幫變化情況一覽表

表2 巷高變化情況一覽表

經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),30515回風(fēng)順槽過(guò)F4斷層(正斷層,走向104°,傾角70°,落差4.1 m)期間,礦壓強(qiáng)烈,頂幫變形量大,距離工作面2 m位置處,兩幫最大變形量為1.35 m(煤柱幫變形0.65 m,回采幫變形0.7 m);距離工作面30 m位置處,巷道高度最大變化為0.99 m(頂板下沉0.28 m,底鼓0.71 m)。

3.2.5現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)與分析

1)30515膠帶順槽掘進(jìn)和回采期間無(wú)礦壓顯現(xiàn),無(wú)數(shù)值模擬高應(yīng)力區(qū)礦壓顯現(xiàn)。

2)30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)和回采期間礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈,驗(yàn)證了模擬高應(yīng)力區(qū)礦壓顯現(xiàn)情況。同時(shí),掌握了掘進(jìn)期間煤炮發(fā)生規(guī)律,得到了工作面回采期間圍巖平均松動(dòng)圈為2.50 m,最大破碎深度為3.25 m,以及圍巖最大移近量。

4 小煤柱巷道礦壓治理策略及效果

4.1 掘進(jìn)期間煤炮預(yù)警

對(duì)30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)期間可能發(fā)生的煤炮大小及現(xiàn)象進(jìn)行預(yù)警,將煤炮等級(jí)分為小、中、大3個(gè)能量級(jí)。小煤炮:響聲小,沒(méi)有震動(dòng)感,工作面支護(hù)不受影響,沒(méi)有明顯的頂幫掉渣現(xiàn)象;中煤炮:響聲較大,有輕微震動(dòng)感,工作面支護(hù)基本不受影響,工器具不發(fā)生位移,頂板掉渣明顯但不影響人員視線,煤體有破碎跡象;大煤炮:響聲大,有較強(qiáng)震動(dòng)感,煤體破碎,并伴有下列情況之一:頂板掉渣時(shí),在工作面附近20 m范圍內(nèi),人員之間3 m之內(nèi)看不清的,未支護(hù)的頂板掉頂超過(guò)0.5 m小于1 m的,頂幫錨桿、錨索支護(hù)有損壞的,工器具發(fā)生明顯位移的,機(jī)組出現(xiàn)明顯震動(dòng)的?，F(xiàn)場(chǎng)施工1個(gè)循環(huán)出現(xiàn)2次中煤炮時(shí),必須停止掘進(jìn),施工卸壓孔;現(xiàn)場(chǎng)出現(xiàn)1次大煤炮時(shí),必須停止掘進(jìn),采取綜合解圍措施。

4.2 大直徑鉆孔卸壓解危

30515回風(fēng)順槽掘進(jìn)期間施工卸壓孔,鉆機(jī)扭矩3 200 N·m,鉆孔直徑133 mm,水壓1.2 MPa。卸壓孔布置在30515回風(fēng)順槽工作面,位于工作面中部,呈五花眼布置,孔間距0.8 m,設(shè)計(jì)孔深20～40 m。施工卸壓孔期間,經(jīng)常出現(xiàn)鉆孔卡鉆、小煤炮和中煤炮,鉆孔施工成功率60%。施工卸壓孔后,掘進(jìn)施工期間依然發(fā)生煤炮,但中煤炮數(shù)量減少。

4.3 優(yōu)化巷道錨網(wǎng)索支護(hù)方案

30515回風(fēng)順槽錨桿預(yù)緊力矩提高到400 N·m,錨索預(yù)緊力提高到200 kN,大斷面巷道區(qū)域采用10.3 m錨索加強(qiáng)支護(hù),幫部根據(jù)鉆孔窺視,圍巖破壞深度最大3.25 m,采取4.3 m錨索加強(qiáng)支護(hù),頂板和兩幫支護(hù)充分發(fā)揮了錨索的支護(hù)性能。

4.4 綜合優(yōu)化超前支護(hù)方案

小煤柱巷道重點(diǎn)是端頭支架和超前支護(hù)的管理。30515回風(fēng)順槽端頭從支架采高、初撐力、前后溜上竄下滑控制、端頭底板平直度、超前移架多方面保障支架行走平直,支撐有力。端頭三角區(qū)加強(qiáng)單體支護(hù),為回風(fēng)端頭創(chuàng)造良好條件。30515回風(fēng)順槽超前支護(hù)距離達(dá)到150 m,采用無(wú)反復(fù)支撐支架,較單體支護(hù)提高支護(hù)強(qiáng)度,降低回收單體作業(yè)風(fēng)險(xiǎn)。

4.5 特殊區(qū)域重點(diǎn)超前管理

小煤柱巷道與鄰近采空區(qū)巷道硐室間煤柱寬度變小,最小煤柱2.5 m,煤柱承載壓力能力減弱。小煤柱巷道在掘進(jìn)過(guò)同層硐室期間,對(duì)硐室前后5 m范圍內(nèi)頂幫加密錨索支護(hù),對(duì)硐室側(cè)煤幫采用噴射混凝土堆砌工藝,形成厚1 m的混凝土墻體。

4.6 “堆柱”應(yīng)用取得成效

“堆柱”即采用特制鐵鞋,將三根DW45-350/110型單體成組支護(hù)在1個(gè)直徑約1 m,面積約0.8 m2圓形鐵鞋上,鐵鞋上加工好柱窩,以提高單位面積單體支護(hù)強(qiáng)度。由1根單體支護(hù)頂板時(shí),工作面來(lái)壓經(jīng)常出現(xiàn)單體彎曲情況,采用上述支護(hù)方法后,對(duì)礦壓顯示強(qiáng)烈區(qū)域進(jìn)行支護(hù),單體彎曲數(shù)量降低80%,起到了比較好的支護(hù)效果。

5 結(jié)論

中煤塔山煤礦3-5#煤層30515工作面10 m寬度小煤柱巷道應(yīng)力較大,因煤層厚,礦井資源有限。在盡可能提高采區(qū)回采率的情況下,掌握工作面掘進(jìn)和回采礦壓規(guī)律后,經(jīng)過(guò)采取綜合礦壓治理策略,巷道變形量在可控范圍,巷道支護(hù)穩(wěn)定可靠,工作面端頭頂板維護(hù)可靠,實(shí)現(xiàn)了工作面安全掘進(jìn)和回采。