劉明， 曹民遠(yuǎn)， 吳玉海， 李波

(神華新疆能源有限責(zé)任公司 屯寶煤礦，新疆 昌吉 831114)

0 引言

隨著淺部煤炭資源逐漸減少，地下開采深度越來越大，面臨高應(yīng)力、大變形等嚴(yán)峻問題[1-2]。斷層地質(zhì)構(gòu)造及工作面采動(dòng)應(yīng)力是我國煤礦井工開采巷道圍巖失穩(wěn)的主要影響因素[3]。在煤層開采過程中，采掘活動(dòng)對斷層造成擾動(dòng)，容易誘發(fā)斷層活化，從而引起斷層附近地壓增大、圍巖破碎，對巷道穩(wěn)定性和井下施工安全造成嚴(yán)重影響，并有可能引發(fā)沖擊地壓、煤與瓦斯突出等煤巖動(dòng)力災(zāi)害，制約著煤礦安全高效生產(chǎn)[4-5]。國內(nèi)外學(xué)者對斷層影響及巷道變形控制開展了較為深入的研究，提出了相應(yīng)的應(yīng)力測試及巷道支護(hù)技術(shù)[6-9]。通過查閱文獻(xiàn)，發(fā)現(xiàn)目前對逆斷層應(yīng)力分布和斷層帶巷道控制技術(shù)的研究主要集中在金屬礦山或石油開采領(lǐng)域[10-11]，煤炭領(lǐng)域相關(guān)研究較少，特別是綜放工作面預(yù)留煤柱側(cè)巷道變形控制相關(guān)研究更少。

本文以神華新疆能源有限責(zé)任公司屯寶煤礦1193綜放工作面煤柱側(cè)巷道為工程背景，對該工作面煤柱側(cè)巷道變形控制進(jìn)行了研究。首先采用錨桿測力計(jì)對逆斷層破碎帶巷道受力進(jìn)行觀測分析；然后采用地震層析成像技術(shù)對探測區(qū)域內(nèi)煤巖的波速分布情況進(jìn)行CT成像，分析逆斷層附近的應(yīng)力分布規(guī)律；最后基于測試結(jié)果提出逆斷層破碎帶巷道變形控制措施。研究結(jié)果有利于提高屯寶煤礦逆斷層影響區(qū)域圍巖變形的防治效果。

1 工程背景

1.1 礦井概況

屯寶煤礦位于淮南煤田硫磺溝煤礦區(qū)西部，井田含煤地層為中侏羅統(tǒng)西山窯組，可采煤層(組)由上而下依次為M4-5，M7，M9-10，M14-154組煤層，煤層傾角為15～25°。1193綜放工作面主要開采M9-10煤層，煤層平均厚度為9.3 m；組合煤層中間含3層夾矸，夾矸平均厚度為0.88 m，自東向西逐漸變厚，巖性為粉砂巖和炭質(zhì)泥巖，巖性平均普氏系數(shù)為3。井下共劃分2個(gè)開采水平，一水平標(biāo)高為+850 m，二水平標(biāo)高為+600 m。采用走向長壁綜采放頂煤方法，一水平采區(qū)工作面采用上行開采，二水平采區(qū)工作面采用下行開采，采用自然垮落法管理頂板。

井田回采范圍內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，以逆斷層為主。逆斷層破碎帶影響范圍內(nèi)巷道煤巖層松散、破碎，巷道圍巖應(yīng)力集中，巷道底鼓、煤柱側(cè)幫鼓、巷道頂板局部下沉現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生，特別是逆斷層附近區(qū)域巷道變形明顯，1193綜放工作面煤柱側(cè)巷道逆斷層300 m范圍內(nèi)兩幫變形量超過1 m，底鼓達(dá)0.5 m，對工作面作業(yè)人員及設(shè)備構(gòu)成嚴(yán)重威脅。

1.2 工作面概況

1193綜放工作面斜長132 m，走向長1 267 m，采高2.8 m，放煤厚度為5.75 m，工作面傾角平均為17°。如圖1所示，工作面布置2條巷道：上部為軌道輔助運(yùn)輸巷(簡稱軌道巷)，兼具回風(fēng)功能；下部為帶式輸送機(jī)巷(簡稱膠帶巷)，兼具進(jìn)風(fēng)功能。沿開切巷傾斜方向，下部為正在回采的1192綜放工作面，兩工作面由40 m預(yù)留煤柱分開，上部為未開采實(shí)體煤層；沿煤層分布的垂直方向，工作面上方為已回采完畢的1454工作面(回采M4-5組合煤層)，下方的M14-15煤層未開采。

(a)平面

(b)剖面

根據(jù)礦井地質(zhì)資料，1193綜放工作面預(yù)留煤柱側(cè)巷道(膠帶巷)揭露T1，T22條逆斷層，貫穿整個(gè)工作面煤層。逆斷層參數(shù)見表1。受綜放工作面采動(dòng)影響，膠帶巷煤壁變形較明顯，出現(xiàn)較大的幫鼓和頂板下沉現(xiàn)象，回采過程中需進(jìn)行加固。

表1 1193綜放工作面逆斷層參數(shù)

2 逆斷層破碎帶巷道受力觀測分析

使用錨桿測力計(jì)對錨桿應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測[12]，間接得出圍巖受力變化。具體布置如圖2所示：1193綜放工作面回采前分別在軌道巷和膠帶巷T2逆斷層位置及前后30 m處各安裝1組錨桿測力計(jì)(位于頂板和兩幫錨桿上)，設(shè)為970，1 000，1 030 m測點(diǎn)。

2.1 不同巷道煤柱錨桿應(yīng)力分析

1193綜放工作面軌道巷上幫(實(shí)體煤側(cè))和膠帶巷煤柱側(cè)各測點(diǎn)錨桿應(yīng)力變化如圖3所示?？煽闯鲕壍老锷蠋秃湍z帶巷煤柱側(cè)錨桿應(yīng)力變化趨勢相似，距離工作面越遠(yuǎn)，錨桿應(yīng)力越小；膠帶巷煤柱側(cè)錨桿應(yīng)力峰值超前軌道巷上幫，膠帶巷煤柱側(cè)錨桿應(yīng)力峰值出現(xiàn)在超前工作面10～15 m，軌道巷上幫錨桿應(yīng)力峰值出現(xiàn)在超前工作面5～10 m。受T2逆斷層影響，逆斷層前后錨桿應(yīng)力出現(xiàn)較大差異。

圖2 錨桿測力計(jì)布置

(a)970 m測點(diǎn)

(b)1 000 m測點(diǎn)

(c)1 030 m測點(diǎn)

2.2 巷道不同位置錨桿應(yīng)力分析

1193膠帶巷各測點(diǎn)錨桿應(yīng)力變化曲線如圖4所示。受下部采空區(qū)影響，煤柱側(cè)錨桿應(yīng)力集中程度明顯高于煤壁及頂板側(cè)；隨著距工作面距離減小，巷道不同位置的錨桿應(yīng)力變化基本相同，錨桿應(yīng)力出現(xiàn)增長，當(dāng)達(dá)到峰值后下降，但煤柱側(cè)的峰值明顯高于其他位置。巷道不同位置錨桿應(yīng)力均受到T2逆斷層影響，斷層前后不同走向位置錨桿應(yīng)力存在較明顯差異，整體而言，逆斷層附近錨桿應(yīng)力最大，遠(yuǎn)離逆斷層后，錨桿應(yīng)力降低。

(a)970 m測點(diǎn)

(b)1 000 m測點(diǎn)

(c)1 030 m測點(diǎn)

3 煤柱側(cè)應(yīng)力分布規(guī)律研究

3.1 靜荷載作用下PASAT-M應(yīng)力探測

PASAT-M應(yīng)力探測是通過地震層析成像技術(shù)對探測區(qū)域內(nèi)煤巖的波速分布情況進(jìn)行CT成像，然后利用應(yīng)力與地震波波速的良好對應(yīng)關(guān)系確定煤巖應(yīng)力的分布情況，進(jìn)而分析其沖擊危險(xiǎn)性[13-14]。PASAT-M應(yīng)力探測技術(shù)對靜荷載作用下的煤巖體應(yīng)力探測具有較好的應(yīng)用效果[15]。因此，在1193綜放工作面回采前，分別將軌道巷、膠帶巷作為接收端和激發(fā)端進(jìn)行PASAT-M應(yīng)力探測，探測走向范圍覆蓋整個(gè)T2逆斷層，探測結(jié)果如圖5所示?？煽闯鲮o荷載作用下，圍巖應(yīng)力受T2逆斷層影響明顯，距離逆斷層25 m范圍內(nèi)應(yīng)力中等危險(xiǎn)區(qū)分布相對集中；巷道走向方向，膠帶巷煤柱側(cè)應(yīng)力中等危險(xiǎn)區(qū)數(shù)量較軌道巷煤柱側(cè)多，范圍較軌道巷煤柱側(cè)大，受T2逆斷層分布影響，走向范圍逆斷層不同斷面的應(yīng)力分布不同，巷道東側(cè)應(yīng)力中等危險(xiǎn)區(qū)較寬。

圖5 PASAT-M探測應(yīng)力分布

3.2 采動(dòng)作用下煤柱側(cè)巷道變形觀測

為了掌握逆斷層破碎帶煤柱側(cè)巷道圍巖變形與移動(dòng)的基本規(guī)律，在巷道內(nèi)利用“十字布點(diǎn)法”布置表面位移監(jiān)測站，如圖6所示。工作面回采至T2逆斷層65 m位置時(shí)，分別在距離工作面50 m(第1組測點(diǎn))、65 m(第2組測點(diǎn))、80 m(第3組測點(diǎn))處設(shè)置3個(gè)測點(diǎn)，監(jiān)測煤柱側(cè)巷道幫部與巷道中心線的變形量。

(a)平面

(b)剖面

1193膠帶巷煤柱側(cè)不同位置的變形量如圖7所示。巷道變形量受采動(dòng)影響較大，距工作面越近，巷道兩幫變形越嚴(yán)重，幫鼓量均大于0.2 m，最大幫鼓量達(dá)1.07 m。此外，逆斷層兩側(cè)巷道變形程度不同，逆斷層?xùn)|側(cè)變形量大于西側(cè)，變形量最大位置集中在逆斷層位置，表明該區(qū)域?yàn)橄锏兰訌?qiáng)支護(hù)的關(guān)鍵位置。

4 逆斷層破碎帶巷道變形控制工程實(shí)踐

4.1 巷道變形控制工程實(shí)踐

(1)巷道補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。為了提高逆斷層破碎帶巷道支護(hù)強(qiáng)度，采用組合拱理論和圍巖大變形的協(xié)調(diào)支護(hù)原則[16]對支護(hù)參數(shù)進(jìn)行計(jì)算分析，確定了1193膠帶巷錨桿、錨索支護(hù)參數(shù)，見表2。對距離T1逆斷層石門側(cè)走向30 m煤柱側(cè)巷幫進(jìn)行了2排錨索梁補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，錨索為14號槽鋼，槽鋼長度為4.5 m，采用“一梁兩索”布置，錨索距離槽鋼端部0.5 m，錨索直徑為20 mm；錨索長度為4.0 m。為提高煤柱側(cè)巷幫的支護(hù)強(qiáng)度，避免因2排槽鋼錯(cuò)位造成的局部補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)盲區(qū)，錨索梁采取錯(cuò)位邁步式設(shè)計(jì)，2根錨索梁間隙為0.5 m，上排錨索梁距巷道頂部1 m，下排錨索梁距巷道底板1 m，如圖8所示。

(a)測點(diǎn)1

(b)測點(diǎn)2

(c)測點(diǎn)3

表2 優(yōu)化的巷道支護(hù)參數(shù)

(2)煤柱側(cè)大孔徑煤體卸壓。根據(jù)文獻(xiàn)[17]，煤體施工大孔徑卸壓孔可有效降低煤巖體彈性能，減小煤巖體應(yīng)力集中程度。鉆孔參數(shù)參考部分同類礦井資料[18]，將預(yù)留煤柱側(cè)大孔徑卸壓孔塑性區(qū)半徑設(shè)為0.5 m，在巷道中部垂直巷幫向1192綜放工作面采空區(qū)側(cè)施工鉆孔，鉆孔間距1 m，孔徑133 mm，孔長9 m，施工范圍為T1逆斷層?xùn)|西兩側(cè)各30 m，如圖9所示。

圖8 煤柱側(cè)巷幫錨索梁設(shè)計(jì)

(a)平面

(b)剖面

4.2 工程效果驗(yàn)證

為了檢驗(yàn)?zāi)鏀鄬悠扑閹褐鶄?cè)巷道變形控制措施的有效性，對采取措施后的T1逆斷層附近煤柱側(cè)巷道表面進(jìn)行了變形量監(jiān)測。工作面回采至T1逆斷層65 m位置時(shí)，在膠帶巷下幫T1逆斷層及逆斷層兩側(cè)各20 m范圍內(nèi)每隔10 m布置1個(gè)斷面監(jiān)測站，共布置5個(gè)，監(jiān)測站設(shè)置在煤柱側(cè)巷幫中部位置，通過測量巷幫與巷道中心線之間的變形量，來驗(yàn)證控制措施的有效性。

1—5號監(jiān)測站監(jiān)測結(jié)果如圖10所示。T1逆斷層煤柱側(cè)巷道幫鼓量小于0.17 m，與圖7中T2逆斷層煤柱側(cè)巷道最大幫鼓量1.07 m相比有較大程度的降低，且逆斷層兩側(cè)巷道變形量基本相同。監(jiān)測結(jié)果表明1193膠帶巷變形控制措施為圍巖提供了穩(wěn)定的支護(hù)力，適用于屯寶煤礦逆斷層影響區(qū)域圍巖變形的防治。

圖10 1—5號監(jiān)測站監(jiān)測結(jié)果

5 結(jié)論

(1)屯寶煤礦T2逆斷層破碎帶巷道中煤柱側(cè)巷道錨桿應(yīng)力最大，膠帶巷煤柱側(cè)錨桿應(yīng)力峰值出現(xiàn)在超前工作面10～15 m，軌道巷上幫錨桿應(yīng)力峰值出現(xiàn)在超前工作面5～10 m。

(2)巷道不同位置的錨桿應(yīng)力、圍巖應(yīng)力及巷道幫鼓量均受T2逆斷層影響，應(yīng)力和變形量集中分布在逆斷層附近，東側(cè)應(yīng)力、變形量較大。

(3)距離逆斷層25 m內(nèi)圍巖應(yīng)力中等危險(xiǎn)區(qū)分布相對集中。在巷道走向方向，膠帶巷煤柱側(cè)應(yīng)力中等危險(xiǎn)區(qū)數(shù)量較多、范圍較大。

(4)對T1逆斷層煤柱側(cè)巷幫采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)和大孔徑卸壓綜合措施，為圍巖提供了穩(wěn)定的支護(hù)力，適用于屯寶煤礦逆斷層影響區(qū)域圍巖變形的防治。