浅埋强矿压下工作面动载矿压显现规律及控制技术

徐宏庆,冯芷胥,邓 飞

(1.山西兰花集团莒山煤矿有限公司,山西晋城048002;2.中煤科工集团重庆研究院有限公司,重庆400037;3.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室,重庆400037)

1 前言

神东矿区为我国机械化、高效化生产矿区,煤层埋深浅。受生产条件制约,神东地区矿井初期多采用房柱式开采工艺,采空区残留有大量的小煤柱矿房与集中煤柱,随着煤炭浅部资源的日趋枯竭,矿井陆续向深部延伸开采,下部煤层布置综采工作面回采期间,受到上覆采空区及集中煤柱双重动载矿压的影响,形成浅埋煤层强矿压的现象。在这种条件下,极易发生工作面压架,顶板大面积冒落、采空区积聚气体大量涌出的现象,给工作面安全回采带来严重威胁。因此,矿压研究学者针对工作面过上覆采空区集中煤柱期间动载矿压的发生机理以及工作面顶板大面积来压的机理做了详细研究,并取得了大量成果,但对于采空区上覆集中煤柱分布失稳范围以及动载规律有待于进一步探索[1-4]。

31201 工作面受上述问题制约,工作面回采期间,在上覆采空区和集中煤柱压力区的影响下,推进困难,支架压死事故频发,根据现场资料显示,31201综采工作面在推进至上覆采空区集中煤柱12～16 m时,发生切顶,工作面近100 组支架被压死,活柱行程降低至0.3 m 左右,工作面上隅角、回风巷道氧气浓度分别降至10%和14%,地表塌陷位置滞后工作面近40 m,裂隙长度约200 m,最大深度为80 cm。为杜绝此类事故的再次发生,本文以31201 工作面为研究对象,通过现场实测及理论分析,对综采工作面过上覆采空区集中煤柱期间动载矿压显现规律进行研究,并在此基础上,提出相应的防治对策并进行现场实践,旨在为现场实践提供一定的借鉴指导[5-6]。

2 工程概况

31201 综采工作面为3-1#煤层二盘区首采面,工作面走向长度1 865 m,倾斜长度311.4 m,埋深150 m。工作面基本顶为中、细粒砂岩,岩层平均厚度为10.5 m;直接顶为砂质泥岩,岩层平均厚度为3.0 m;直接底为粉砂岩,岩层平均厚度为3.8 m。区域可采煤层厚度为3.5 m,煤层平均倾角3°。31201工作面上覆2-2#煤层采空区,工作面与采空区层间间距为30.5～42 m,平均间距为40 m,31201 工作面北邻3-1#煤层主要运输大巷,东、南、西侧均为实体煤,31201 工作面共布置四条巷道,自东向西分别为辅运巷道、主运巷道、1#回风巷道、2#回风巷道,31201 工作面巷道布置示意如图1所示。

图1 31201 工作面巷道布置示意图

3 综采工作面矿压显现特征

3.1 区域划分

31201 综采工作面上覆采空区区域分布范围较为复杂,根据矿压显现特征的差异性,将31201 综采工作面上覆区域划分为五个区域,各区域自北向南分别为柳根沟上坡段、柳根沟下坡及沟底段、2-2#煤采空区、过集中煤柱后以及过集中煤柱前区域,各区域位置分布示意如图2所示。

图2 31201 工作面上覆区域位置分布示意图

3.2 工作面矿压显现规律

以31201 工作面过集中煤柱前矿压显现规律研究为例进行阐释说明,31201 工作面过集中煤柱前的时间周期为25 d,每间隔5 个支架记录一次工作面割煤后的阻力值,通过数值软件绘制出的31201工作面过集中煤柱前支架循环阻力云图如图3所示。

图3 31201 工作面过集中煤柱前支架循环阻力云图

通过记录各监测时段工作面矿压显现实测数据,汇总31201 工作面过集中煤柱前各阶段矿压显现特征见表1。

从表1 可以看出,31201 工作面过集中煤柱前期间,上部、中部、下部平均来压步距分别为为13.53 m、17.35 m 和14.42 m,平均来压步距为15.10 m。上部、中部、下部平均来压持续长度分别为2.53 m、3.35 m 和4.36 m,平均来压持续长度为3.41 m,微震事件平均值为4.79E + 05J,方差为4.61E+05J,总体来压强度较小,体现为工作面局部来压,煤壁最大片帮深度为500 mm。

表1 31201 工作面过集中煤柱前矿压显现特征表

同理,采用相同的数据统计方式对31201 综采工作面过集中煤柱后、2-2#煤采空区、柳根沟下坡及沟底段以及柳根沟上坡段四个区域时各阶段矿压显现特征情况进行统计,汇总情况见表2。

通过对表2 分析可以得出,31201 工作面通过各区域期间,矿压显现特征主要表现为:

表2 31201 工作面过不同区域时矿压显现特征情况汇总表

(1)31201 工作面过集中煤柱前阶段,工作面周期来压步距与持续长度较短,平均来压步距、持续长度分别为15.10 m、3.41 m,周期来压步距整体呈现出上、下部小,中部大的特点。

(2)31201 工作面过集中煤柱后阶段,该区域主要受工作面上覆集中煤柱压力的影响[7],工作面周期来压步距与持续长度较过集中煤柱前阶段略大,平均来压步距、持续长度分别为16.75 m、4.12 m,周期来压步距整体呈现出上部大,中、下部大的特点。

(3)31201 工作面过2-2#煤采空区阶段,工作面周期来压步距与持续长度较短,平均来压步距、持续长度分别为14.14 m、3.75 m,该区域上方采空区无明显区域性差异,故工作面上、中、下部来压步距差别较小,周期来压步距整体呈现出上、下部大,中部小的特点。

(4)31201 工作面过柳根沟下坡及沟底段阶段,工作面来压强度较弱,周期来压步距在五个阶段中最长,持续长度较短在五个阶段中最短,其平均来压步距、持续长度分别为19.06 m、2.76 m,周期来压步距整体呈现出上、下部大,中部小的特点。

(5)31201 工作面过柳根沟下坡段阶段,工作面来压强度较过柳根沟下坡段显著增加,工作面周期来压步距较长,持续长度较短,其平均来压步距、持续长度分别为18.60 m、4.17 m,周期来压步距整体呈现出上、下部大,中部小的特点。

通过对31201 工作面通过各区域期间微震事件平均能量与微震事件能量均方差数据比对可知,31201 工作面过集中煤柱前、后阶段,过柳根沟下坡段阶段的微震事件平均能量较大,且三者相差不大,工作面过2-2#煤采空区与过柳根沟下坡及沟底段阶段的微震事件平均能量较小,但过集中煤柱后阶段微震事件能量均方差要远远高于其他两者,这表明31201 工作面在过集中煤柱前阶段的矿压波动较为剧烈,工作面推进过程中,存在积聚压力集中释放的现象,极易造成工作面大面积压架事故[8-9],31201 工作面在过集中煤柱后以及过柳根沟下坡段阶段的矿压显现虽然强度较大,但矿压波动不大,在此阶段中不足以发生工作面大面积压架事故,31201工作面在过2-2#煤采空区以及柳根沟下坡及沟底段阶段期间,由于工作面顶板受水平挤压影响,能够形成较为稳定的铰结结构,矿压显现强度相对较弱[10-11]。

通过对不同区域的矿压显现特征进行分析,能够得出各区域矿压显现强度的关系为:过集中煤柱后阶段来压强度＞过集中煤柱前阶段来压强度＞过柳根沟上坡段阶段来压强度＞过柳根沟下坡及沟底段阶段来压强度＞过2-2#煤采空区阶段来压强度。

4 矿压控制技术

4.1 控制技术方案

针对31201 工作面在过集中煤柱后阶段矿压显现剧烈,工作面易造成大面积压架事故的问题,现提出四种采空区治理方案,各方案分述如下。

1)充填治理

根据实测勘查,31201 工作面上覆采空区顶板垮落不严重,采用注浆充填治理方案时,需对整个采空区进行充填,采空区整体充填面积约24 891 m2,共需布置680 个钻孔,钻孔间距为20 m,钻孔孔深为80 m,累计打设钻孔共54 400 m,采空区总注浆量为25 429 m3。

采用充填工艺治理采空区时,注浆材料选用复合水泥粉煤灰浆液,浆液配比为水∶水泥∶粉煤灰=1∶0.3∶0.9,为保证浆液胶结后能够形成稳定的结构,需将浆液密度控制在1.1～1.2 g/cm3,根据采空区面积,按照浆液配比比例,共需向注浆钻孔灌注水、水泥、粉煤灰的量分别为17450 t、5235 t 和17705 t。

2)缩短工作面

31201 工作面倾向长度为311 m,属超长工作面。通过上述对不同区域的矿压显现特征分析,能够看出工作面矿压显现剧烈程度呈现出中部大,两端小的特点,针对这一特征,考虑将31201 工作面以中部区域为界,划分为2 个长度在155 m 左右的常规工作面,两工作面之间留设15～20 m 的煤柱,在执行此方案的基础上,累计损失煤量约7 000 t。

3)定向钻孔爆破

定向钻孔爆破的主要目的是破坏采空区中集中煤柱的稳定性,加强上覆采空区顶板的垮落程度,使基本顶尽快垮落,充填采空区,降低工作面动载强度,具体方案:在31201 工作面通过集中煤柱区域时,对采空区集中煤柱进行一次爆破,工作面共布置20 个钻孔,钻孔为孔深67 m,累计打设钻孔1 340 m,炮孔垂深47 m,孔径为94 mm,各钻孔间距为12 m,炮孔呈“一”字型布置,沿工作面推进方向进行爆破,待工作面推进至距离集中煤柱30 m 时进行钻孔,钻孔角度为36°,钻孔装药长度为26 m,各钻孔总装药量为260 kg。采用定向钻孔爆破治理方案时,爆破共需炸药量为5 200 kg。工作面炮孔布置示意如图4所示。

图4 工作面炮孔布置示意图

4.2 方案对比选择

1)技术对比

上述三种方案均能降低31201 工作面过上覆集中煤柱区域的矿压显现强度,降低工作面动载强度,起到较好的卸压作用,其中,将超长距离工作面划分为两个短距离工作面,能够有效降低采空区顶板顶板垮落造成的冲击动压的强度[12],而对采空区进行注浆充填与定向钻孔爆破施工工艺均在神东煤矿进行过试验,收到了较好的效果[13-14],因此,从技术上来讲,三种方案均可行。

2)经济对比

对上述三种方案进行成本能力核定,计算得出的经济对比情况见表3。

表3 方案经济对比情况表

由表3 可以看出,定向钻孔爆破工艺成费用在120 万左右,相较之于其他两种方案,在经济上具有绝对的优势,考虑到矿井采空区治理成本与经济效益,优选定向钻孔爆破集中煤柱的方法对采空区进行治理。

4.3 定向钻孔爆破治理技术

根据31201 工作面上覆采空区集中煤柱压力区的分布情况,确定爆破位置为工作面距集中煤柱40 m处,钻孔角度设计为36°,孔深设计为45 m。为保证爆破孔之间留有共同区域,设计钻孔孔间距为14 m,炸药单耗0.35 kg/m3,最小抵抗线为8 m,本次爆破为松动爆破,主要目的为破坏集中煤柱结构,降低其稳定性,同时利用爆破使采空区基本顶产生裂隙,加速顶板垮落进程[15]。集中煤柱爆破示意如图5所示。

图5 集中煤柱爆破示意图

5 爆破治理控制效果评价

5.1 矿压显现特征

根据矿压监测数据显示,采用定向钻孔爆破工艺集中煤柱进行爆破后,31201 工作面在过集中煤柱区域期间,共发生一次较大顶板来压事件,来压形式为工作面整体来压,平均来压步距为8.65 m,来压持续长度约2.3 m,来压期间微震事件平均能量为1.23E +05J,数量为5 个,远小于未采取措施时的数量,31201 工作面在通过上覆采空区集中煤柱期间,未出现压架事件,工作面顶板稳定性大大提高,矿压显现强度明显降低,工作面的安全性得到了有效保障。

5.2 地表塌陷情况

31201 上覆采空区集中煤柱爆破前期,地表并未及时出现超前垮塌,间隔一周左右,31201 工作面上部地表出现小范围塌陷与新增裂隙。裂隙最远区域为超前工作面45 m,裂隙宽度0.8～15 cm,地表裂隙沿着工作面推进方向持续向前移动,在工作面通过集中煤柱30 m 后停止延伸,较之于未采取措施时工作面过集中煤柱压力区的地表塌陷情况,在范围、强度上大大降低,爆破治理效果显著,实现了较好的动载矿压卸载目标。

6 结论

(1)综合对31201 工作面上覆采空区不同区域的来压步距、来压持续长度以及来压期间释放的能量等参数进行分析,得出各区域矿压显现强度的关系为:过集中煤柱后阶段来压强度＞过集中煤柱前阶段来压强度＞过柳根沟上坡段阶段来压强度＞过柳根沟下坡及沟底段阶段来压强度＞过2-2#煤采空区阶段来压强度。

(2)对采空区治理方案进行优选分析,结合经济成本,最终将定向钻孔爆破集中煤柱作为治理方案在31201 工作面实施,通过对矿压显现规律、地表塌陷情况进行分析,实践表明,该方案治理效果显著,消除了工作面大面积压架现象,同时,大大降低了工作面矿压显现强度,实现了动载矿压防治的要求,提高了工作面回采安全性。