近距離煤層預掘巷道應力轉移技術

李建光

（陽煤集團 山西寧武榆樹坡煤業有限公司，山西 寧武 036700）

應力的不斷演變傳遞及高峰的存在是造成已有巷道逐段變形的根本所在[1-2]。尤其是在近距離煤層同時開采的情況下，受重復采動的工作面超前支承壓力的動壓作用，造成下山巷道群礦壓顯現劇烈，準備巷道失穩嚴重，多數地段需要反復擴刷，嚴重影響礦井的正常生產并增加了成本投入[3-4]。通常采用的控制巷道圍巖變形方法主要有提高圍巖強度、采取合理的支護手段及降低圍巖應力幾種[5]。但前2種技術對于圍巖應力高且受重復采動影響應力場持續變化的巷道難以保證圍巖控制效果，而通過在巷道外新掘巷道，并采取松動爆破技術輔助，可以實現圍巖應力向深部轉移，對被保護巷道起到卸壓作用，達到控制被保護巷道圍巖變形的目的[6-8]。目前，針對應力轉移技術的應用已取得眾多成果，李學華等[9]針對高應力硐室底鼓嚴重的問題，采取在硐室底板巖層新掘巷道，并對巷道進行合理爆破卸壓，實現高應力向圍巖深部轉移。楊敬軒[10]等為實現工作面煤層卸壓，采取對工作面液壓支架后方垮落矸石及時進行排放的措施，實現工作面應力集中區向煤體深部轉移。鄭西貴[11]等通過對圍巖應力機理分析，采取新掘巷道的技術，將圍巖高應力轉移到新掘巷道附近，從而使被保護巷道具有較好的應力環境。周澤[12]等通過預掘回撤通道，切斷工作面超前支承壓力向前方巷道的傳遞，有效減輕采動巷道的圍巖應力?？梢?，雖然應力轉移技術在巷道礦壓控制上已經取得較多成果，但對圍巖應力高且受重復采動影響應力場持續變化的巷道的應力轉移機理分析及技術的應用研究較少，為此，針對某礦下山群巷道服務年限較長，期間要經受多次采區工作面采動影響，巷道變形嚴重的問題，提出在工作面停采線附近預掘巷道應力轉移技術，阻斷采面應力傳遞及實現采動應力均化分布，消除或削弱采動對下山群的影響，為近距離煤層開采準備巷道的卸壓保護提供借鑒。

1 工程概況

2#、3#煤層是某煤礦主采煤層，其垂直間距平均為7.57 m。回采完畢的工作面停采線均按留設30 m煤柱尺寸進行設計。2#、3#煤層埋深僅200 m左右，下山群巷道處于淺部環境，鄰近巷道工程應力擾動并非下山群巷道變形和破壞的主要因素，其變形和破壞主要原因是由于2#、3#煤層屬于同采煤層，且垂直間距較小，工作面錯距難以拉開，下山群巷道會在短時間內受到回采工作面超前支承壓力的強烈影響，有的區域甚至受到采動疊加影響，且前期巷道變形失穩已大大降低其承載能力，強烈的采動影響使得巷道圍巖極度破碎，松動圈范圍顯著擴大，支護系統趨于失效。隨著3107工作面回采，重復采動應力對本已破碎的巷道圍巖影響勢必更加劇烈，如果達到原設計部門的停采線位置，勢必對3條下山的影響更為劇烈，工作面與巷道群的相對位置如圖1。因此，需在工作面與巷道群之間開掘卸壓巷道實現應力轉移護巷。

圖1 工作面與下山巷道群位置關系

2 預掘卸壓巷道應力轉移機理分析

煤層開采以后，采空區上部巖層質量將向采空區周圍新的支承點轉移，從而在采空區四周形成支承壓力帶[13-14]。工作面前方形成超前支承壓力，隨著工作面推進而向前移動，與原巖應力rH相比，可將采場超前支承壓力分為以下4個區域：支承壓力降低區、支承壓力升高區、支承壓力二次降低區以及支承壓力近似γH的應力區。其中超前支承壓力升高區動壓顯現使下山群維護難度加大。

2.1 超前支承壓力峰值確定

煤體承載能力跟煤體寬度成正比，煤體越寬，煤體承載能力越強，因此，在一定煤體寬度內，煤體承載能力與采場超前支承壓力存在著極限平衡狀態，根據巖體極限平衡理論[15]，極限平衡狀態下的超前支承壓力σy可以按照下式進行計算：

式中：N0為煤層自撐力，N0=τ0cotφ；τ0為垂直應力；m為煤層回采厚度；φ為煤體內摩擦角；f為摩擦系數，f=0.5；ξ為三軸壓力系數x為距煤體邊緣的距離。

通過式（1）可知：在極限平衡條件下的工作面超前支承壓力與頂板煤體的自撐力及煤層邊緣距離成正比，因此，針對工作面前方受其超前支承壓力影響破壞變形的巷道，在對工作面距前方巷道一定距離內，新掘卸壓巷道對頂板進行強制切頂，以切斷回采工作面超前支承壓力傳遞，減輕超前支承壓力對前方巷道的影響。

2.2 超前支承壓力轉移分析

1）卸壓巷距離回采工作面較遠時，卸壓巷不在回采引起的超前支承壓力影響范圍內，卸壓巷距回采工作面較遠時應力分布示意圖如圖2。圖2中卸壓巷兩側煤體深部的應力集中是由巷道掘進后周圍應力重新分布導致的，且應力基本上沿卸壓巷中線對稱分布，工作面煤壁前方的應力集中是由回采產生的超前支承壓力導致的，此時工作面與卸壓巷之間存在原巖應力區。

圖2 卸壓巷距回采工作面較遠時應力分布示意圖

2）卸壓巷距離回采工作面較近時，隨著工作面的向前推進，回采引起的超前支承壓力逐漸對卸壓巷周圍應力分布產生影響，巷道應力與超前支承壓力逐漸疊加，兩者之間的原巖應力區消失，卸壓巷道左側應力也將持續加大，動壓對巷道的影響越來越強烈，該礦3107工作面繼續回采推進時卸壓巷內外側應力分布如圖3。

圖3 卸壓巷距回采工作面接近時應力分布示意圖

3）卸壓巷與工作面即將貫通時，當工作面推進至卸壓巷道附近，兩者之間的煤體所承受支承壓力超過其承載能力時，巷道右側煤體被破壞，承載能力急劇降低，支承壓力逐漸向卸壓巷左側煤體轉移，巷道左側煤體的應力逐漸超過右側。卸壓巷與工作面即將貫通時卸壓巷兩側應力分布如圖4。

圖4 卸壓巷與工作面即將貫通時應力分布示意圖

2.3 頂板松動爆破應力轉移

頂板松動爆破切頂實現圍巖應力轉移是通過松動爆破產生的圍巖弱化區而實現的[16]。巷道圍巖未發生劇烈變形前，在巷道頂板中布置鉆孔，并在鉆孔底部裝藥進行藥壺爆破，使巷道底頂承受掘巷引起的高應力圍巖因藥壺爆破破碎而卸載，在巷道頂板中產生圍巖一定范圍的圍巖弱化區，減小卸壓巷頂板的自撐力，將兩幫和頂板中較高的集中應力轉移到圍巖較深部，在預掘巷道周圍形成應力降低區，被保護巷道圍巖在一定時間內應力較低，使巷道圍巖變形減?。煌瑫r，爆破形成破碎區后又可吸收圍巖一部分變形，保持巷道穩定。

3 預掘卸壓巷道

采場遠距離卸壓保護技術是在工作面前方煤層內開掘出1條卸壓巷以切斷超前支承壓力向保護下山巷道群的傳遞，從而減小被保護下山巷道群的圍巖應力。但由于2#、3#煤層為近距離煤層，回采過程中形成的應力峰值會隨著工作面的推進而向前傳遞，預掘卸壓巷要承受二次采動影響。因此，單獨依靠提高支護強度及支護材料性能的做法難以有效控制其卸壓巷圍巖的變形破壞。因此，在卸壓巷內施行“錨-讓”一體支護體系，通過在被保護巷道兩幫每2排錨桿中間，4個錨桿孔中間鉆進1個直徑約130~200 mm卸壓鉆孔，使應力峰值向深部圍巖傳遞，人為制造大范圍的低應力區，從而實現對卸壓巷圍巖的保護。

以3#煤3107工作面為工程試驗對象對卸壓巷道支護體系進行展開，3107工作面卸壓巷斷面為矩形，巷道斷面尺寸3.2 m×2.6 m，高度均預留200~300 mm變形量。頂板采用規格φ22-M24-2 200 mm錨桿4根，間排距900 mm×900 mm，錨桿桿體為左旋無縱筋螺紋鋼；錨索規格為φ17.8 mm×5 100 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線；布置成“2121”形式的走向錨索梁，邁步距離2 000 mm，排距1 000 mm；回采側幫部錨桿為3根φ18-M22-1800 mm，間排距750 mm×800 mm的左旋無縱筋螺紋鋼桿體；錨索規格為φ17.8 mm×4 100 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線；非回采側幫部錨桿為3根φ20-M22-2 000 mm，間排距900 mm×900 mm的左旋無縱筋螺紋鋼桿體；錨索規格為φ17.8 mm×4 100 mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，全斷面錨桿索布置圖如圖5。

圖5 全斷面錨桿索布置圖

4 深孔預裂爆破強制切頂應力轉移技術

運用工作面超前支承應力分布及應力轉移理論研究，研究適用于下山群控制的應力轉移技術。主要針對預掘巷道頂板進行強制切頂，使卸壓巷能夠充分卸壓，實現下山群應力轉移，綜合考慮預掘巷道的地質條件及超前支承壓力相關情況，鉆孔布置方式采用“2-1-2”的布置方式。

4.1 多炮孔的基本參數

4.1.1 炮孔和藥卷直徑

對于卸壓巷深孔預裂松動爆破來說，爆擴空腔體積越大，卸壓和應力轉移的效果也越明顯。同時，爆破產生的裂隙區范圍越大，地應力的釋放也越充分。因此采用大孔徑深孔爆破。爆擴空腔體積與炮孔直徑呈正比關系，但由于受現場和施工工具條件的限制，本次設計炮孔直徑為75 mm，特制炸藥藥卷直徑60 mm，卸壓巷兩側均采用SGZ-ⅢA-150型鉆機進行鉆孔作業。

4.1.2 炮孔間距

當炮孔與工作面平行時，根據斷裂力學理論，得到卸壓巷深孔預裂松動爆破炮孔間距公式：

式中：K為調整系數，一般取10~15，當巖石的堅硬程度較高時取小值，當其堅硬程度較低時取大值；rb為炮孔半徑；f為巖石堅固性系數。

根據該礦卸壓巷的地質條件，調整系數K取12，炮孔半徑為37.5 mm，頂板巖石的普氏系數取4，可計算炮孔間距約為715 mm。

4.1.3 炮眼排距

由于爆破時炮孔之間會產生應力集中現象，有利于形成貫通性裂隙，致使巖石更加破碎，所以炮孔排距要小于炮孔間距，設計采用以下經驗公式進行炮孔排距的計算：

式中：m為炮孔密集系數，一般取0.4~0.6。

此時，若炮孔密集系數取0.6，可計算炮孔排距為429 mm。根據炮孔實際的2個炮孔的影響范圍，要適當增大炮孔的間排距，這樣爆炸應力波才不會因“碰頭”而相互削弱形成裂隙區的作用，因此，設計眼間排距分別為1 500 mm、2 000 mm。

4.2 3107工作面卸壓巷卸壓鉆孔布置

回采側：3107工作面走向長度約為140 m，共開掘10對（20個）卸壓鉆孔，自左向右依次進行編號，相鄰2對鉆孔間距為15 m。其中，1#~4#鉆孔的方位角指向上煤巷側，其余16個鉆孔的布置參數均相同。非回采側：共開掘11個水平方向的卸壓鉆孔，自左向右依次布置，水平間距為12 m，卸壓巷卸壓鉆孔布置圖如圖6。回采側卸壓鉆孔技術參數明細見表1。非回采側11個卸壓鉆孔技術參數相同，方位角均為 110°，傾角 0°，孔深 17.5 m，孔徑為 75 mm。

5 工程應用效果分析

圖6 卸壓巷卸壓鉆孔布置圖

表1 回采側卸壓鉆孔技術參數明細表

利用KJ-26工作面采場應力在線監測系統對運輸下山應力變化進行監測，在一采區運輸下山813 m處（正對2109工作面中部位置）設置采動附加應力場監測測站，以5 m間隔施工鉆孔，應力計直徑為29 mm，采用配備42 mm鉆頭的150鉆機施工，共布置6個孔，編號1#~6#，每個測站鉆孔深度分別為 3、6、9、l2、15、18 m。鉆孔布置形式如圖 7。

本次監測的起止時間為2017年8月4日16:00至2017年8月26日18:00，監測期間，3107工作面與下山群之間的距離尚遠，2109工作面的回采已經回采至停采線附近。通過對應力監測數據進行采集可知：在對2109工作面回采引起的采動附加應力場監測的19 d內，8月4日至8月21日，一采區運輸下山測站所有深度的鉆孔應力計的壓力增量均為0 MPa，僅在8月22日2109工作面回采至停采線時，5#孔的應力計監測增量值為0.5 MPa，6#孔的應力計監測增量值為1 MPa，其余應力計沒有檢測到應力增量，即沒有采動附加應力場傳播到所設置的測站處。2109工作面直至停采為止，6#鉆孔應力計距離工作面為12 m，5#鉆孔應力計距離工作面15 m，表明2109工作面開采引起的采動附加應力場向前傳播的距離小于15 m。一采區運輸下山巷道的穩定沒有受到2109工作面與3107工作面回采的影響。導致上述結果出現的原因主要有以下2個：一是2#煤層與3#煤層均為薄煤層，且3107工作面距離停采線尚遠，回采引起的超前支承壓力強度較低，且傳播范圍??；二是在3107工作面停采線附近新掘卸壓巷道及實行深孔爆破卸壓，一定程度上切斷超前支承壓力向下山巷道群的傳遞。

圖7 測站鉆孔布置形式

6 結論

1）通過采取預掘卸壓巷及深孔爆破卸壓技術，一定程度上切斷回采工作面超前支承壓力傳遞，且形成圍巖弱化區，減輕超前支承壓力對前方巷道的影響，使下山群圍巖應力轉移，從而保證下山群圍巖穩定性。

2）在卸壓巷內施行“錨-讓”一體支護體系，使應力峰值向深部圍巖傳遞，人為制造大范圍的低應力區，實現對卸壓巷圍巖的保護。

3）通過采動應力的在線測試系統可知：采動附加應力場向前傳播的距離小于15 m，一采區運輸下山巷道的穩定受到2109工作面與3107工作面回采的影響較小，表明通過預掘卸壓巷及深孔爆破實現應力轉移保護下山群是可行的。