大斷面沿空掘進巷道窄煤柱內裂隙演化規律分析

王春森,鄭茂慧(內蒙古黃陶勒蓋煤炭有限責任公司巴彥高勒煤礦,內蒙古鄂爾多斯017300)

1 前言

某礦設計產能400 萬t/a,共分為三個開采水平,目前主采一水平的3-1 煤,礦井為低瓦斯礦井,煤層具有爆炸危險,所采煤層為容易自燃煤層,自然發火期在41～92 d。依據已有研究成果,經過預氧化浸水風干處理后的煤樣與原煤及未浸水煤體相比,表現出更強的氧化性,同時產生CO 速率及CO產生量均遠超原煤及預氧化煤體[1-2]。礦井3-1 煤開采后采空區內會出現不同程度積水,后期排水后會增加采空區內遺煤自然發火危險性。

在沿空掘巷中,煤柱裂隙是CO 入侵作業場所的關鍵通道,同時也是采空區漏風的主要通道[3]。因此,在沿空掘巷施工過程中掌握護巷煤柱孔裂隙發育對預防采空區有毒有害氣體入侵沿空掘巷具有重要意義。

2 工程概況

2.1 地質概況

3102 工作面回風巷道為矩形斷面,掘寬、掘高分別為5 500 mm、4 200 mm,S掘=23.10 m2;凈寬、凈高分別為5 300 mm、3 900 mm,S凈=20.67 m2。東部以盤區輔運大巷為界,西部至12 盤區西部邊界,北部為已實現密閉的3101 工作面,南部為待采3102工作面。為配合3101 采空區排水需要,3102 工作面巷道與3101 采空區間有6 m 小煤柱。

3102 回風巷道沿3-1 煤底板掘進,煤層傾角1°～3°,厚度3.90～5.90 m,平均煤厚5.25 m。通過三維地震勘探資料和已掘進的3101 運輸巷道分析,3102 回風巷道掘進至3 009 m 處揭露DF19 斷層,斷層落差約為6.5 m,走向296°,傾向26°,傾角49°。具體位置如圖1所示。

圖1 3102 工作面平面布置圖

2.2 回風巷道圍巖變形

3102 工作面回風巷道采用錨網索支護工藝(錨桿間排距均為1 000 mm),由于回風巷道斷面尺寸較大,在掘進期間受鄰近采空區(3101 采空區)側向支承壓力、巷道掘進壓力疊加影響,區段小煤柱容易受壓產生較大變形,從而產生漏風通道。巷道掘進30 m 時煤柱情況如圖2所示,可以看出煤柱有著較為明顯的變形。現場實測小煤柱變形量達到450 mm。

圖2 煤柱變形現場照片

3 小煤柱裂隙發育分析

將煤柱留設的尺寸設置為6 m 時,煤柱在較大壓力的情況下產生壓酥變形,進而產生大量裂隙,數值模擬技術是研究煤柱裂隙擴展的常用技術手段[4]。因此,文中采用模擬分析以及現場實測方法對小煤柱內裂隙發育情況進行分析。

3.1 模擬分析

裂隙發育在煤體內部,現場實測較為困難,現階段多采用數值模擬對裂隙發育、演化規律進行研究[5-7]。文中采用PFC 軟件對3102 回風巷道小煤柱內裂隙擴展情況進行模擬分析。煤柱長100 m,寬為6 m,每掘進10 m 保存一組數據,具體巷道掘進0～100 m 時煤柱內孔隙率分布情況如圖3所示。

從圖3 看出,孔隙率在掘進后的煤柱內明顯增加,同時受到掘進動壓影響超前掘進面一定范圍內的煤柱內孔隙率也有所增加。

圖3 回風巷道不同掘進距離時的窄煤柱孔隙率分布圖

當3102 回風巷道掘進10 m 時,護巷煤柱(6 m)中已發育裂隙且隨著巷道掘進距離增加,煤柱內裂隙更為發育;當回風巷道掘進40 m 時,護巷煤柱裂隙呈大面積聯通狀態、煤柱孔隙率發育;掘進到50 m時,煤柱孔隙率與40 m 位置孔隙率基本上相同;掘進60 m 時護巷煤柱內孔隙率呈減小狀態,且與掘進面的距離的增加,護巷煤柱內孔隙率呈逐漸減少趨勢;當掘進80 m 時,護巷煤柱受力穩定,內部孔隙未出現大面積貫通狀況。

綜上分析護巷煤柱內裂隙發育可細分為以下4個階段:

(1)巷道掘進10 m 時,煤柱內有貫通裂隙,同時隨著掘進距離增加,煤柱內裂隙持續增加,但是在掘進0～40 m 時護巷煤柱孔隙未有大面積裂隙貫通,在此掘進期間護巷煤柱內裂隙處于擴展發育階段。

(2)巷道掘進至40～50 m 時,護巷煤柱裂隙保持最大,此階段為裂隙最大區。

(3)當巷道掘進達到50～80 m 時,護巷煤柱內裂隙在礦壓作用下被壓實,護巷煤柱孔隙率有所降低,此階段為裂隙減小區。

(4)當巷道掘進至80～100 m 時,護巷煤柱內部大面積聯通的裂隙消失,煤柱內漏風量有所降低,此階段為裂隙穩定區。

3.2 巷道煤柱裂隙現場觀測

根據已有地質資料顯示3101 采空區會有一定積水。當采空區水位下降后,同時采空區內壓強大于掘進巷道,從而在窄煤柱內產生漏風通道。隨著3102 回風巷道護巷煤柱內部出現貫通裂隙,從而形成漏風以及漏水通道,特別是在煤柱巷幫錨桿施工位置,漏水量較大。在3102 回風巷道掘進過程中對巷幫錨桿漏水情況進行統計,可掌握護巷煤柱漏水以及漏風區域(煤柱內貫通裂隙發育區),從而為后續采取噴涂治理提供指導。

漏水情況自3102 回風巷道開始掘進時記錄,每三天記錄一次漏水情況,按錨桿漏水位置,自下而上分分別分為上、中、下,按漏水量分別分為Ⅰ—輕微滴漏,不連續;Ⅱ—水流呈現連續線狀流出,但是流量較小;Ⅲ—水流呈現多條線狀流出,水流量大。具體掘進100 m 范圍內錨桿滲水數據統計結果見表1。

從表1 看出,巷幫錨桿漏水呈現動態分段式規律:

表1 掘進100 m 范圍內錨桿滲水統計結果

(1)與掘進工作面相距0～2 m:巷幫錨桿無明顯漏水。

(2)與掘進工作面相距2～35 m:巷幫錨桿出現漏水情況,且與掘進工作面相距越遠,錨桿漏水量越大。

(3)與掘進工作面相距35～50 m:巷幫錨桿漏水量最大且該區間范圍內幫幫錨桿漏水量大致相同。

(4)與掘進工作面相距50～75 m:巷幫錨桿漏水量有所降低,且隨著與掘進工作面間距增加,巷幫錨桿漏水呈逐漸減小趨勢。

(5)與掘進工作面相距75～100 m:巷幫錨桿部分漏水,漏水錨桿呈點狀分布。

3.3 煤柱裂隙發育規律分析

隨3102 回風巷道不斷推進,護巷煤柱內裂隙開始發育。模擬表明,在與掘進工作面相距0～40 m范圍內為裂隙擴大區;在與掘進工作面相距40～50 m范圍內為裂隙最大值區。

現場巷幫錨桿漏水監測結果顯示:與掘進工作面相距3～35 m 范圍內,巷幫錨桿漏水呈逐漸增加趨勢;在與掘進工作面相距35～50 m 范圍內,巷幫錨桿漏水量最大,同時漏水錨桿多中在靠近巷道底板位置;在與掘進工作面相距超過50 m 后,受到護巷煤柱內被逐漸壓實影響,煤柱內漏水通道減少,從而導致巷幫錨桿漏水量逐漸降低;在與掘進工作面相距超過75 m 后,護巷煤柱內大部分裂隙閉合,但仍有部分裂隙與采空區貫通,從而導致仍有部分巷幫錨桿出現少量滲水情況。

依據與在與掘進工作面相距距離,將護巷煤柱內部裂隙發育劃分為4 區域,具體如圖4所示。其中裂隙擴大區范圍為0～35 m;裂隙最大區范圍為35～50 m;裂隙減小區范圍為50～75 m;裂隙穩定區范圍為75 m 以后。

圖4 煤柱裂隙發育趨勢圖

4 結論

(1)小煤柱沿空掘進時受到采空區側向壓力及掘進壓力影響,巷道煤柱側圍巖變形量較大,特別是掘進斷面較大時煤柱變形量更大。當開采的煤層具有自燃危險性時,煤柱變形性過大會在掘進巷道與鄰近采空區間形成漏風通道,給煤炭回采安全帶來威脅。

(2)采用PFC 軟件對著3102 回風巷道掘進期間煤柱內裂隙擴展情況進行分析,發現巷道掘進后孔隙率在掘進后的煤柱內明顯增加,同時受到掘進動壓影響超前掘進面一定范圍內的煤柱內孔隙率也有所增加,煤柱孔隙率以區段式分布;根據巷道錨桿漏水情況發現錨桿滲水區域呈現動態分段式發展。

(3)結合模擬分析結果及現場觀測結果,隨著3102 回風巷道掘進,煤柱內裂隙擴展分4 個區域,其中域裂隙擴大區范圍為0～35 m;裂隙最大區范圍為35～50 m;裂隙減小區范圍為50～75 m;裂隙穩定區范圍為75 m 以后。