淺埋強礦壓下工作面動載礦壓顯現規律及控制技術

徐宏慶,馮芷胥,鄧 飛

(1.山西蘭花集團莒山煤礦有限公司,山西晉城048002;2.中煤科工集團重慶研究院有限公司,重慶400037;3.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室,重慶400037)

1 前言

神東礦區為我國機械化、高效化生產礦區,煤層埋深淺。受生產條件制約,神東地區礦井初期多采用房柱式開采工藝,采空區殘留有大量的小煤柱礦房與集中煤柱,隨著煤炭淺部資源的日趨枯竭,礦井陸續向深部延伸開采,下部煤層布置綜采工作面回采期間,受到上覆采空區及集中煤柱雙重動載礦壓的影響,形成淺埋煤層強礦壓的現象。在這種條件下,極易發生工作面壓架,頂板大面積冒落、采空區積聚氣體大量涌出的現象,給工作面安全回采帶來嚴重威脅。因此,礦壓研究學者針對工作面過上覆采空區集中煤柱期間動載礦壓的發生機理以及工作面頂板大面積來壓的機理做了詳細研究,并取得了大量成果,但對于采空區上覆集中煤柱分布失穩范圍以及動載規律有待于進一步探索[1-4]。

31201 工作面受上述問題制約,工作面回采期間,在上覆采空區和集中煤柱壓力區的影響下,推進困難,支架壓死事故頻發,根據現場資料顯示,31201綜采工作面在推進至上覆采空區集中煤柱12～16 m時,發生切頂,工作面近100 組支架被壓死,活柱行程降低至0.3 m 左右,工作面上隅角、回風巷道氧氣濃度分別降至10%和14%,地表塌陷位置滯后工作面近40 m,裂隙長度約200 m,最大深度為80 cm。為杜絕此類事故的再次發生,本文以31201 工作面為研究對象,通過現場實測及理論分析,對綜采工作面過上覆采空區集中煤柱期間動載礦壓顯現規律進行研究,并在此基礎上,提出相應的防治對策并進行現場實踐,旨在為現場實踐提供一定的借鑒指導[5-6]。

2 工程概況

31201 綜采工作面為3-1#煤層二盤區首采面,工作面走向長度1 865 m,傾斜長度311.4 m,埋深150 m。工作面基本頂為中、細粒砂巖,巖層平均厚度為10.5 m;直接頂為砂質泥巖,巖層平均厚度為3.0 m;直接底為粉砂巖,巖層平均厚度為3.8 m。區域可采煤層厚度為3.5 m,煤層平均傾角3°。31201工作面上覆2-2#煤層采空區,工作面與采空區層間間距為30.5～42 m,平均間距為40 m,31201 工作面北鄰3-1#煤層主要運輸大巷,東、南、西側均為實體煤,31201 工作面共布置四條巷道,自東向西分別為輔運巷道、主運巷道、1#回風巷道、2#回風巷道,31201 工作面巷道布置示意如圖1所示。

圖1 31201 工作面巷道布置示意圖

3 綜采工作面礦壓顯現特征

3.1 區域劃分

31201 綜采工作面上覆采空區區域分布范圍較為復雜,根據礦壓顯現特征的差異性,將31201 綜采工作面上覆區域劃分為五個區域,各區域自北向南分別為柳根溝上坡段、柳根溝下坡及溝底段、2-2#煤采空區、過集中煤柱后以及過集中煤柱前區域,各區域位置分布示意如圖2所示。

圖2 31201 工作面上覆區域位置分布示意圖

3.2 工作面礦壓顯現規律

以31201 工作面過集中煤柱前礦壓顯現規律研究為例進行闡釋說明,31201 工作面過集中煤柱前的時間周期為25 d,每間隔5 個支架記錄一次工作面割煤后的阻力值,通過數值軟件繪制出的31201工作面過集中煤柱前支架循環阻力云圖如圖3所示。

圖3 31201 工作面過集中煤柱前支架循環阻力云圖

通過記錄各監測時段工作面礦壓顯現實測數據,匯總31201 工作面過集中煤柱前各階段礦壓顯現特征見表1。

從表1 可以看出,31201 工作面過集中煤柱前期間,上部、中部、下部平均來壓步距分別為為13.53 m、17.35 m 和14.42 m,平均來壓步距為15.10 m。上部、中部、下部平均來壓持續長度分別為2.53 m、3.35 m 和4.36 m,平均來壓持續長度為3.41 m,微震事件平均值為4.79E + 05J,方差為4.61E+05J,總體來壓強度較小,體現為工作面局部來壓,煤壁最大片幫深度為500 mm。

表1 31201 工作面過集中煤柱前礦壓顯現特征表

同理,采用相同的數據統計方式對31201 綜采工作面過集中煤柱后、2-2#煤采空區、柳根溝下坡及溝底段以及柳根溝上坡段四個區域時各階段礦壓顯現特征情況進行統計,匯總情況見表2。

通過對表2 分析可以得出,31201 工作面通過各區域期間,礦壓顯現特征主要表現為:

表2 31201 工作面過不同區域時礦壓顯現特征情況匯總表

(1)31201 工作面過集中煤柱前階段,工作面周期來壓步距與持續長度較短,平均來壓步距、持續長度分別為15.10 m、3.41 m,周期來壓步距整體呈現出上、下部小,中部大的特點。

(2)31201 工作面過集中煤柱后階段,該區域主要受工作面上覆集中煤柱壓力的影響[7],工作面周期來壓步距與持續長度較過集中煤柱前階段略大,平均來壓步距、持續長度分別為16.75 m、4.12 m,周期來壓步距整體呈現出上部大,中、下部大的特點。

(3)31201 工作面過2-2#煤采空區階段,工作面周期來壓步距與持續長度較短,平均來壓步距、持續長度分別為14.14 m、3.75 m,該區域上方采空區無明顯區域性差異,故工作面上、中、下部來壓步距差別較小,周期來壓步距整體呈現出上、下部大,中部小的特點。

(4)31201 工作面過柳根溝下坡及溝底段階段,工作面來壓強度較弱,周期來壓步距在五個階段中最長,持續長度較短在五個階段中最短,其平均來壓步距、持續長度分別為19.06 m、2.76 m,周期來壓步距整體呈現出上、下部大,中部小的特點。

(5)31201 工作面過柳根溝下坡段階段,工作面來壓強度較過柳根溝下坡段顯著增加,工作面周期來壓步距較長,持續長度較短,其平均來壓步距、持續長度分別為18.60 m、4.17 m,周期來壓步距整體呈現出上、下部大,中部小的特點。

通過對31201 工作面通過各區域期間微震事件平均能量與微震事件能量均方差數據比對可知,31201 工作面過集中煤柱前、后階段,過柳根溝下坡段階段的微震事件平均能量較大,且三者相差不大,工作面過2-2#煤采空區與過柳根溝下坡及溝底段階段的微震事件平均能量較小,但過集中煤柱后階段微震事件能量均方差要遠遠高于其他兩者,這表明31201 工作面在過集中煤柱前階段的礦壓波動較為劇烈,工作面推進過程中,存在積聚壓力集中釋放的現象,極易造成工作面大面積壓架事故[8-9],31201 工作面在過集中煤柱后以及過柳根溝下坡段階段的礦壓顯現雖然強度較大,但礦壓波動不大,在此階段中不足以發生工作面大面積壓架事故,31201工作面在過2-2#煤采空區以及柳根溝下坡及溝底段階段期間,由于工作面頂板受水平擠壓影響,能夠形成較為穩定的鉸結結構,礦壓顯現強度相對較弱[10-11]。

通過對不同區域的礦壓顯現特征進行分析,能夠得出各區域礦壓顯現強度的關系為:過集中煤柱后階段來壓強度＞過集中煤柱前階段來壓強度＞過柳根溝上坡段階段來壓強度＞過柳根溝下坡及溝底段階段來壓強度＞過2-2#煤采空區階段來壓強度。

4 礦壓控制技術

4.1 控制技術方案

針對31201 工作面在過集中煤柱后階段礦壓顯現劇烈,工作面易造成大面積壓架事故的問題,現提出四種采空區治理方案,各方案分述如下。

1)充填治理

根據實測勘查,31201 工作面上覆采空區頂板垮落不嚴重,采用注漿充填治理方案時,需對整個采空區進行充填,采空區整體充填面積約24 891 m2,共需布置680 個鉆孔,鉆孔間距為20 m,鉆孔孔深為80 m,累計打設鉆孔共54 400 m,采空區總注漿量為25 429 m3。

采用充填工藝治理采空區時,注漿材料選用復合水泥粉煤灰漿液,漿液配比為水∶水泥∶粉煤灰=1∶0.3∶0.9,為保證漿液膠結后能夠形成穩定的結構,需將漿液密度控制在1.1～1.2 g/cm3,根據采空區面積,按照漿液配比比例,共需向注漿鉆孔灌注水、水泥、粉煤灰的量分別為17450 t、5235 t 和17705 t。

2)縮短工作面

31201 工作面傾向長度為311 m,屬超長工作面。通過上述對不同區域的礦壓顯現特征分析,能夠看出工作面礦壓顯現劇烈程度呈現出中部大,兩端小的特點,針對這一特征,考慮將31201 工作面以中部區域為界,劃分為2 個長度在155 m 左右的常規工作面,兩工作面之間留設15～20 m 的煤柱,在執行此方案的基礎上,累計損失煤量約7 000 t。

3)定向鉆孔爆破

定向鉆孔爆破的主要目的是破壞采空區中集中煤柱的穩定性,加強上覆采空區頂板的垮落程度,使基本頂盡快垮落,充填采空區,降低工作面動載強度,具體方案:在31201 工作面通過集中煤柱區域時,對采空區集中煤柱進行一次爆破,工作面共布置20 個鉆孔,鉆孔為孔深67 m,累計打設鉆孔1 340 m,炮孔垂深47 m,孔徑為94 mm,各鉆孔間距為12 m,炮孔呈“一”字型布置,沿工作面推進方向進行爆破,待工作面推進至距離集中煤柱30 m 時進行鉆孔,鉆孔角度為36°,鉆孔裝藥長度為26 m,各鉆孔總裝藥量為260 kg。采用定向鉆孔爆破治理方案時,爆破共需炸藥量為5 200 kg。工作面炮孔布置示意如圖4所示。

圖4 工作面炮孔布置示意圖

4.2 方案對比選擇

1)技術對比

上述三種方案均能降低31201 工作面過上覆集中煤柱區域的礦壓顯現強度,降低工作面動載強度,起到較好的卸壓作用,其中,將超長距離工作面劃分為兩個短距離工作面,能夠有效降低采空區頂板頂板垮落造成的沖擊動壓的強度[12],而對采空區進行注漿充填與定向鉆孔爆破施工工藝均在神東煤礦進行過試驗,收到了較好的效果[13-14],因此,從技術上來講,三種方案均可行。

2)經濟對比

對上述三種方案進行成本能力核定,計算得出的經濟對比情況見表3。

表3 方案經濟對比情況表

由表3 可以看出,定向鉆孔爆破工藝成費用在120 萬左右,相較之于其他兩種方案,在經濟上具有絕對的優勢,考慮到礦井采空區治理成本與經濟效益,優選定向鉆孔爆破集中煤柱的方法對采空區進行治理。

4.3 定向鉆孔爆破治理技術

根據31201 工作面上覆采空區集中煤柱壓力區的分布情況,確定爆破位置為工作面距集中煤柱40 m處,鉆孔角度設計為36°,孔深設計為45 m。為保證爆破孔之間留有共同區域,設計鉆孔孔間距為14 m,炸藥單耗0.35 kg/m3,最小抵抗線為8 m,本次爆破為松動爆破,主要目的為破壞集中煤柱結構,降低其穩定性,同時利用爆破使采空區基本頂產生裂隙,加速頂板垮落進程[15]。集中煤柱爆破示意如圖5所示。

圖5 集中煤柱爆破示意圖

5 爆破治理控制效果評價

5.1 礦壓顯現特征

根據礦壓監測數據顯示,采用定向鉆孔爆破工藝集中煤柱進行爆破后,31201 工作面在過集中煤柱區域期間,共發生一次較大頂板來壓事件,來壓形式為工作面整體來壓,平均來壓步距為8.65 m,來壓持續長度約2.3 m,來壓期間微震事件平均能量為1.23E +05J,數量為5 個,遠小于未采取措施時的數量,31201 工作面在通過上覆采空區集中煤柱期間,未出現壓架事件,工作面頂板穩定性大大提高,礦壓顯現強度明顯降低,工作面的安全性得到了有效保障。

5.2 地表塌陷情況

31201 上覆采空區集中煤柱爆破前期,地表并未及時出現超前垮塌,間隔一周左右,31201 工作面上部地表出現小范圍塌陷與新增裂隙。裂隙最遠區域為超前工作面45 m,裂隙寬度0.8～15 cm,地表裂隙沿著工作面推進方向持續向前移動,在工作面通過集中煤柱30 m 后停止延伸,較之于未采取措施時工作面過集中煤柱壓力區的地表塌陷情況,在范圍、強度上大大降低,爆破治理效果顯著,實現了較好的動載礦壓卸載目標。

6 結論

(1)綜合對31201 工作面上覆采空區不同區域的來壓步距、來壓持續長度以及來壓期間釋放的能量等參數進行分析,得出各區域礦壓顯現強度的關系為:過集中煤柱后階段來壓強度＞過集中煤柱前階段來壓強度＞過柳根溝上坡段階段來壓強度＞過柳根溝下坡及溝底段階段來壓強度＞過2-2#煤采空區階段來壓強度。

(2)對采空區治理方案進行優選分析,結合經濟成本,最終將定向鉆孔爆破集中煤柱作為治理方案在31201 工作面實施,通過對礦壓顯現規律、地表塌陷情況進行分析,實踐表明,該方案治理效果顯著,消除了工作面大面積壓架現象,同時,大大降低了工作面礦壓顯現強度,實現了動載礦壓防治的要求,提高了工作面回采安全性。