近距离煤层预掘巷道应力转移技术

李建光

（阳煤集团 山西宁武榆树坡煤业有限公司，山西 宁武 036700）

应力的不断演变传递及高峰的存在是造成已有巷道逐段变形的根本所在[1-2]。尤其是在近距离煤层同时开采的情况下，受重复采动的工作面超前支承压力的动压作用，造成下山巷道群矿压显现剧烈，准备巷道失稳严重，多数地段需要反复扩刷，严重影响矿井的正常生产并增加了成本投入[3-4]。通常采用的控制巷道围岩变形方法主要有提高围岩强度、采取合理的支护手段及降低围岩应力几种[5]。但前2种技术对于围岩应力高且受重复采动影响应力场持续变化的巷道难以保证围岩控制效果，而通过在巷道外新掘巷道，并采取松动爆破技术辅助，可以实现围岩应力向深部转移，对被保护巷道起到卸压作用，达到控制被保护巷道围岩变形的目的[6-8]。目前，针对应力转移技术的应用已取得众多成果，李学华等[9]针对高应力硐室底鼓严重的问题，采取在硐室底板岩层新掘巷道，并对巷道进行合理爆破卸压，实现高应力向围岩深部转移。杨敬轩[10]等为实现工作面煤层卸压，采取对工作面液压支架后方垮落矸石及时进行排放的措施，实现工作面应力集中区向煤体深部转移。郑西贵[11]等通过对围岩应力机理分析，采取新掘巷道的技术，将围岩高应力转移到新掘巷道附近，从而使被保护巷道具有较好的应力环境。周泽[12]等通过预掘回撤通道，切断工作面超前支承压力向前方巷道的传递，有效减轻采动巷道的围岩应力。可见，虽然应力转移技术在巷道矿压控制上已经取得较多成果，但对围岩应力高且受重复采动影响应力场持续变化的巷道的应力转移机理分析及技术的应用研究较少，为此，针对某矿下山群巷道服务年限较长，期间要经受多次采区工作面采动影响，巷道变形严重的问题，提出在工作面停采线附近预掘巷道应力转移技术，阻断采面应力传递及实现采动应力均化分布，消除或削弱采动对下山群的影响，为近距离煤层开采准备巷道的卸压保护提供借鉴。

1 工程概况

2#、3#煤层是某煤矿主采煤层，其垂直间距平均为7.57 m。回采完毕的工作面停采线均按留设30 m煤柱尺寸进行设计。2#、3#煤层埋深仅200 m左右，下山群巷道处于浅部环境，邻近巷道工程应力扰动并非下山群巷道变形和破坏的主要因素，其变形和破坏主要原因是由于2#、3#煤层属于同采煤层，且垂直间距较小，工作面错距难以拉开，下山群巷道会在短时间内受到回采工作面超前支承压力的强烈影响，有的区域甚至受到采动叠加影响，且前期巷道变形失稳已大大降低其承载能力，强烈的采动影响使得巷道围岩极度破碎，松动圈范围显著扩大，支护系统趋于失效。随着3107工作面回采，重复采动应力对本已破碎的巷道围岩影响势必更加剧烈，如果达到原设计部门的停采线位置，势必对3条下山的影响更为剧烈，工作面与巷道群的相对位置如图1。因此，需在工作面与巷道群之间开掘卸压巷道实现应力转移护巷。

图1 工作面与下山巷道群位置关系

2 预掘卸压巷道应力转移机理分析

煤层开采以后，采空区上部岩层质量将向采空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成支承压力带[13-14]。工作面前方形成超前支承压力，随着工作面推进而向前移动，与原岩应力rH相比，可将采场超前支承压力分为以下4个区域：支承压力降低区、支承压力升高区、支承压力二次降低区以及支承压力近似γH的应力区。其中超前支承压力升高区动压显现使下山群维护难度加大。

2.1 超前支承压力峰值确定

煤体承载能力跟煤体宽度成正比，煤体越宽，煤体承载能力越强，因此，在一定煤体宽度内，煤体承载能力与采场超前支承压力存在着极限平衡状态，根据岩体极限平衡理论[15]，极限平衡状态下的超前支承压力σy可以按照下式进行计算：

式中：N0为煤层自撑力，N0=τ0cotφ；τ0为垂直应力；m为煤层回采厚度；φ为煤体内摩擦角；f为摩擦系数，f=0.5；ξ为三轴压力系数x为距煤体边缘的距离。

通过式（1）可知：在极限平衡条件下的工作面超前支承压力与顶板煤体的自撑力及煤层边缘距离成正比，因此，针对工作面前方受其超前支承压力影响破坏变形的巷道，在对工作面距前方巷道一定距离内，新掘卸压巷道对顶板进行强制切顶，以切断回采工作面超前支承压力传递，减轻超前支承压力对前方巷道的影响。

2.2 超前支承压力转移分析

1）卸压巷距离回采工作面较远时，卸压巷不在回采引起的超前支承压力影响范围内，卸压巷距回采工作面较远时应力分布示意图如图2。图2中卸压巷两侧煤体深部的应力集中是由巷道掘进后周围应力重新分布导致的，且应力基本上沿卸压巷中线对称分布，工作面煤壁前方的应力集中是由回采产生的超前支承压力导致的，此时工作面与卸压巷之间存在原岩应力区。

图2 卸压巷距回采工作面较远时应力分布示意图

2）卸压巷距离回采工作面较近时，随着工作面的向前推进，回采引起的超前支承压力逐渐对卸压巷周围应力分布产生影响，巷道应力与超前支承压力逐渐叠加，两者之间的原岩应力区消失，卸压巷道左侧应力也将持续加大，动压对巷道的影响越来越强烈，该矿3107工作面继续回采推进时卸压巷内外侧应力分布如图3。

图3 卸压巷距回采工作面接近时应力分布示意图

3）卸压巷与工作面即将贯通时，当工作面推进至卸压巷道附近，两者之间的煤体所承受支承压力超过其承载能力时，巷道右侧煤体被破坏，承载能力急剧降低，支承压力逐渐向卸压巷左侧煤体转移，巷道左侧煤体的应力逐渐超过右侧。卸压巷与工作面即将贯通时卸压巷两侧应力分布如图4。

图4 卸压巷与工作面即将贯通时应力分布示意图

2.3 顶板松动爆破应力转移

顶板松动爆破切顶实现围岩应力转移是通过松动爆破产生的围岩弱化区而实现的[16]。巷道围岩未发生剧烈变形前，在巷道顶板中布置钻孔，并在钻孔底部装药进行药壶爆破，使巷道底顶承受掘巷引起的高应力围岩因药壶爆破破碎而卸载，在巷道顶板中产生围岩一定范围的围岩弱化区，减小卸压巷顶板的自撑力，将两帮和顶板中较高的集中应力转移到围岩较深部，在预掘巷道周围形成应力降低区，被保护巷道围岩在一定时间内应力较低，使巷道围岩变形减小；同时，爆破形成破碎区后又可吸收围岩一部分变形，保持巷道稳定。

3 预掘卸压巷道

采场远距离卸压保护技术是在工作面前方煤层内开掘出1条卸压巷以切断超前支承压力向保护下山巷道群的传递，从而减小被保护下山巷道群的围岩应力。但由于2#、3#煤层为近距离煤层，回采过程中形成的应力峰值会随着工作面的推进而向前传递，预掘卸压巷要承受二次采动影响。因此，单独依靠提高支护强度及支护材料性能的做法难以有效控制其卸压巷围岩的变形破坏。因此，在卸压巷内施行“锚-让”一体支护体系，通过在被保护巷道两帮每2排锚杆中间，4个锚杆孔中间钻进1个直径约130~200 mm卸压钻孔，使应力峰值向深部围岩传递，人为制造大范围的低应力区，从而实现对卸压巷围岩的保护。

以3#煤3107工作面为工程试验对象对卸压巷道支护体系进行展开，3107工作面卸压巷断面为矩形，巷道断面尺寸3.2 m×2.6 m，高度均预留200~300 mm变形量。顶板采用规格φ22-M24-2 200 mm锚杆4根，间排距900 mm×900 mm，锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢；锚索规格为φ17.8 mm×5 100 mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线；布置成“2121”形式的走向锚索梁，迈步距离2 000 mm，排距1 000 mm；回采侧帮部锚杆为3根φ18-M22-1800 mm，间排距750 mm×800 mm的左旋无纵筋螺纹钢杆体；锚索规格为φ17.8 mm×4 100 mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线；非回采侧帮部锚杆为3根φ20-M22-2 000 mm，间排距900 mm×900 mm的左旋无纵筋螺纹钢杆体；锚索规格为φ17.8 mm×4 100 mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，全断面锚杆索布置图如图5。

图5 全断面锚杆索布置图

4 深孔预裂爆破强制切顶应力转移技术

运用工作面超前支承应力分布及应力转移理论研究，研究适用于下山群控制的应力转移技术。主要针对预掘巷道顶板进行强制切顶，使卸压巷能够充分卸压，实现下山群应力转移，综合考虑预掘巷道的地质条件及超前支承压力相关情况，钻孔布置方式采用“2-1-2”的布置方式。

4.1 多炮孔的基本参数

4.1.1 炮孔和药卷直径

对于卸压巷深孔预裂松动爆破来说，爆扩空腔体积越大，卸压和应力转移的效果也越明显。同时，爆破产生的裂隙区范围越大，地应力的释放也越充分。因此采用大孔径深孔爆破。爆扩空腔体积与炮孔直径呈正比关系，但由于受现场和施工工具条件的限制，本次设计炮孔直径为75 mm，特制炸药药卷直径60 mm，卸压巷两侧均采用SGZ-ⅢA-150型钻机进行钻孔作业。

4.1.2 炮孔间距

当炮孔与工作面平行时，根据断裂力学理论，得到卸压巷深孔预裂松动爆破炮孔间距公式：

式中：K为调整系数，一般取10~15，当岩石的坚硬程度较高时取小值，当其坚硬程度较低时取大值；rb为炮孔半径；f为岩石坚固性系数。

根据该矿卸压巷的地质条件，调整系数K取12，炮孔半径为37.5 mm，顶板岩石的普氏系数取4，可计算炮孔间距约为715 mm。

4.1.3 炮眼排距

由于爆破时炮孔之间会产生应力集中现象，有利于形成贯通性裂隙，致使岩石更加破碎，所以炮孔排距要小于炮孔间距，设计采用以下经验公式进行炮孔排距的计算：

式中：m为炮孔密集系数，一般取0.4~0.6。

此时，若炮孔密集系数取0.6，可计算炮孔排距为429 mm。根据炮孔实际的2个炮孔的影响范围，要适当增大炮孔的间排距，这样爆炸应力波才不会因“碰头”而相互削弱形成裂隙区的作用，因此，设计眼间排距分别为1 500 mm、2 000 mm。

4.2 3107工作面卸压巷卸压钻孔布置

回采侧：3107工作面走向长度约为140 m，共开掘10对（20个）卸压钻孔，自左向右依次进行编号，相邻2对钻孔间距为15 m。其中，1#~4#钻孔的方位角指向上煤巷侧，其余16个钻孔的布置参数均相同。非回采侧：共开掘11个水平方向的卸压钻孔，自左向右依次布置，水平间距为12 m，卸压巷卸压钻孔布置图如图6。回采侧卸压钻孔技术参数明细见表1。非回采侧11个卸压钻孔技术参数相同，方位角均为 110°，倾角 0°，孔深 17.5 m，孔径为 75 mm。

5 工程应用效果分析

图6 卸压巷卸压钻孔布置图

表1 回采侧卸压钻孔技术参数明细表

利用KJ-26工作面采场应力在线监测系统对运输下山应力变化进行监测，在一采区运输下山813 m处（正对2109工作面中部位置）设置采动附加应力场监测测站，以5 m间隔施工钻孔，应力计直径为29 mm，采用配备42 mm钻头的150钻机施工，共布置6个孔，编号1#~6#，每个测站钻孔深度分别为 3、6、9、l2、15、18 m。钻孔布置形式如图 7。

本次监测的起止时间为2017年8月4日16:00至2017年8月26日18:00，监测期间，3107工作面与下山群之间的距离尚远，2109工作面的回采已经回采至停采线附近。通过对应力监测数据进行采集可知：在对2109工作面回采引起的采动附加应力场监测的19 d内，8月4日至8月21日，一采区运输下山测站所有深度的钻孔应力计的压力增量均为0 MPa，仅在8月22日2109工作面回采至停采线时，5#孔的应力计监测增量值为0.5 MPa，6#孔的应力计监测增量值为1 MPa，其余应力计没有检测到应力增量，即没有采动附加应力场传播到所设置的测站处。2109工作面直至停采为止，6#钻孔应力计距离工作面为12 m，5#钻孔应力计距离工作面15 m，表明2109工作面开采引起的采动附加应力场向前传播的距离小于15 m。一采区运输下山巷道的稳定没有受到2109工作面与3107工作面回采的影响。导致上述结果出现的原因主要有以下2个：一是2#煤层与3#煤层均为薄煤层，且3107工作面距离停采线尚远，回采引起的超前支承压力强度较低，且传播范围小；二是在3107工作面停采线附近新掘卸压巷道及实行深孔爆破卸压，一定程度上切断超前支承压力向下山巷道群的传递。

图7 测站钻孔布置形式

6 结论

1）通过采取预掘卸压巷及深孔爆破卸压技术，一定程度上切断回采工作面超前支承压力传递，且形成围岩弱化区，减轻超前支承压力对前方巷道的影响，使下山群围岩应力转移，从而保证下山群围岩稳定性。

2）在卸压巷内施行“锚-让”一体支护体系，使应力峰值向深部围岩传递，人为制造大范围的低应力区，实现对卸压巷围岩的保护。

3）通过采动应力的在线测试系统可知：采动附加应力场向前传播的距离小于15 m，一采区运输下山巷道的稳定受到2109工作面与3107工作面回采的影响较小，表明通过预掘卸压巷及深孔爆破实现应力转移保护下山群是可行的。