移动扫码阅读
移动扫码阅读
近年来，随着机械化水平的提高，煤矿开采强度的日益增大，加之在坚硬特厚岩层矿区，冲击地压的发生深度愈发向浅部煤层转移[1-3]，浅埋煤层坚硬顶板的存在[4-6]，成为诱发的强矿震及强冲击地压的主要因素[7-9]。在近距离煤层及多煤层开采时，上覆保护层的开采在一定程度上减小下部煤层的冲击地压发生的概率，称之为区域性解危措施[10-13]。但在实际回采过程中，因各种历史原因，在上覆保护层开采后存在的应力集中，反而使得下部保护层局部区域处于冲击地压危险区域。
姜福兴等[14]提出局部保护层开采的防冲方案，通过建立力学模型推导出在局部保护层开采作用下岩体应力的计算公式，为设计的下煤层巷道的安全位置提供了理论依据；沈荣喜等[15]通过数值模拟分析认为：下保护层开采使得被保护工作面应力峰值降低，使应力峰值位置向煤体深部转移，增大了被保护工作面围岩的位移，有利于释放冲击弹性能；杨俊哲[16]通过分析现场矿压数据可知采动影响导致上覆采空区集中煤柱失稳引发其上覆基岩关键块突然回转失稳，进而破坏下煤层基岩关键块的铰接结构，使其由回转失稳变为破坏性的滑落失稳，上下基岩层关键块体失稳产生的冲击载荷作用直接导致动压事故；蓝航等[17]采用数值模拟分析了掘进巷道通过上层保护层开采终采线区域的应力分布，认为多次采动应力叠加是冲击地压发生的力源，并提出了在强冲击危险区域进行加强支护和大孔径钻孔结合煤体松动爆破的解危措施；肖剑儒等[18]分析采场上覆采空区及集中煤柱受采动影响导致应力集中是动载矿压事故发生的基本原因；王存文等[19]通过建立下保护层中残留孤岛煤柱的结构力学模型，分析了残留煤柱及被保护层煤体中的应力状态，得到煤柱外围的强剪切区内岩层受剪断裂诱发冲击地压，这一过程在煤柱区附近表现为微震事件在煤柱区前方50 m开始“停滞”不前，应力出现分区性；苏学贵等[20]采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法，研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策，认为受煤柱压力传递影响，煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高，巷道两帮及肩部大范围压剪破坏，最终导致巷道整体失稳。
以上作者采用理论分析、数值模拟及现场数据分析等方法对上覆保护层开采后下部被保护层冲击地压的发生机理及防治措施。上覆残采煤层不均衡空间结构即为上保护层不充分开采遗留的开切眼、煤柱及空间叠加等多种结构，既有应力集中区又有应力减下区，相较单一的煤柱下应力集中情况更为复杂，鲜有讨论上覆残采煤层不均衡空间结构下诱发下部被保护煤层冲击地压。基于此，针对神华新疆能源有限责任公司某矿W1123工作面上覆残采煤层W1145不均衡空间结构对下煤层影响，研究上覆采空条件下不均衡空间结构冲击地压发生机理及规律，对于类似地质及开采条件下矿井的安全回采具有重要意义。
W1123工作面空间位置如图1所示，W1123综放面位于矿井1255 水平，埋深450 m左右，可采走向长度1 468 m，倾斜长度192 m，其工作面向西13～745 m 段上部约40 m为B41 煤层I010405 采空区，工作面下部为B1 实体煤层。设计采高3.2 m，放煤厚度6.3 m，采放比为1∶1.97，工作面倾角平均14°，直接顶为坚硬砂岩，节理裂隙不发育，具有强冲击倾向性，煤层具有弱冲击倾向性。覆岩存在B4 煤层的W1143和W1145工作面的采空区及遗留煤柱，由于覆岩空间结构分布不均衡性，造成工作面的不同区域的冲击危险性差异性大。同时，在B4煤层在不均衡空间结构区域的防冲实践表明，煤体应力具有高应力集中、围岩活动明显变的具有剧烈的特征，曾引起掘进工作面的冲击显现。
图1 W1123工作面空间位置关系
Fig.1 Plane layout of W1123 working face
为解决 W1123工作面面临的覆岩破断及多结构失稳致灾问题，统筹优化工作面开采设计参数与冲击地压防控措施，搭建缓倾斜特厚煤层及冲击倾向性顶板条件下走向物理相似模型，揭示W1123工作面覆岩破断垮落的结构及层位关系。
物理相似模拟实验主采B4-1煤层和B2煤层，均为缓倾斜煤层，B4-1煤层平均厚度为3 m，B2煤层平均厚度为9.5 m，B4-1煤层和B2煤层平均间距为43.8 m，B4-1煤层埋深427.9 m左右，基岩厚度421 m，松散土层厚度15.9 m，埋深427.9 m左右，B4-1煤层上方21.9 m 位置的厚15.9 m的粗粒砂岩为覆岩主关键层，B2煤层上方21.8 m位置的厚14 m的粗粒砂岩为覆岩亚关键层，矿井煤层属于近距离深埋煤层群，采用长壁综采放顶煤，B4-1煤层工作面走向长度 480 m 左右，B2煤层工作面走向长度1 000 m左右。
结合现场上覆残采空间结构大小，采用外形尺寸为5.0 m×0.3 m×1.5 m(长×宽×高)的平面应变模型架，即可在模型观测到相应的位移及破坏规律，又节约成本，最后确定模拟实验的几何相似比为1∶200，按照相似定理，时间相似比为0.071，容重、泊松比、内摩擦角相似比为1，应力相似比为0.081，压力相似比为2×10-7，走向物理模型岩层模拟材料配比详见表1。结合压力相似比，上覆厚210 m岩层荷载用一层铁砖代替未模拟的载荷，模型如图2所示。
表1 走向物理模型岩层模拟材料配比
Table 1 Ratio of simulated materials inrock strata of strike physical model
岩性厚度/m实际模拟体积/m3配比号或配比质量/kg河沙石膏大白粉分装厚度/cm分装次数泥岩20.010.00.10083741.621.563.642.05泥岩30.015.00.15083762.432.345.463.05泥岩40.020.00.20083783.243.127.284.05砂质泥岩12.06.00.06082820.400.512.041.06泥岩10.05.00.05083720.810.781.821.05砂质泥岩14.07.00.07082820.400.512.041.07砂砾岩13.06.00.06092819.000.42.121.06砂质泥岩8.04.00.04082820.400.512.041.04细粒砂岩7.04.00.04073720.640.892.071.04砂质泥岩14.07.00.07082820.400.512.041.07粗粒砂岩16.08.00.08072820.000.572.281.08砂质泥岩17.09.00.09082820.400.512.041.09粗粒砂岩5.02.00.02072820.000.572.281.02B4-1煤3.01.50.01520∶20∶1∶57.650.41.901.51泥岩8.04.00.04083720.810.781.821.04粗粒砂岩14.07.00.07072820.000.572.281.07B3煤1.81.00.01020∶20∶1∶55.100.261.271.01泥岩3.01.50.01583720.810.781.821.51细粒砂岩16.08.00.08073720.640.892.071.08B2煤9.55.00.05020∶20∶1∶55.100.261.271.05泥岩4.02.00.02083720.810.781.821.02细粒砂岩22.011.00.11073720.640.892.071.011
图2 W1123工作面走向物理相似模拟试验模型
Fig.2 Test of W1123 working face movement physical similarity simulation
2.2.1 W1145 工作面覆岩不均衡破断
按照工作面回采方案，W1145工作面开切眼位于模型230 cm位置，随着工作面推进，上覆岩层逐渐破坏，并不断向上扩展，当工作面开采至距离开切眼112 cm时，位移在0.25～0.50 cm的区域迅速向上发展；当工作面开采至距离开切眼176 cm时，绿色云图区域显示出位移在0.50～0.75 cm区域，迅速发展并越过工作面上方覆岩高度81 cm，代表着不同岩层移动值的淡绿色、绿色、黄色区域呈倒“U”型分布；当工作面开采至距离开切眼200 cm时，绿色云图区域显示出位移在0.5～0.75 cm的区域达到模型顶部；倒“U”型位移分布愈发明显；当工作面开采至距离开切眼240 cm时，深绿色云图区域显示出位移在0.75～1.00 cm的区域已经达到模型顶部。随着工作面推进，上覆岩体随之下沉，岩层移动逐渐向上发育，岩层影响区域也逐渐变大，随着继续推进，岩层逐渐压实采空区，最终趋于稳定，如图3所示。
图3 W1145开采岩层位移
Fig.3 Displacement of W1145 mining strata
2.2.2 W1123 工作面覆岩不均衡破断
按照工作面回采方案，W1143工作面开切眼位于模型左侧38 cm位置，随着工作面向W1145开切巷方向推进，在工作面距W1145开切巷160 m时，W1123工作面仍呈倒“U”型分布，顶部岩层垮落高度在200 m(模型100 mm)，位移超前影响范围为25 m 左右，两工作面位移互不影响；在工作面距W1145开切巷83.2 m时，顶部位移已超出模型边界，两工作面位移影响区相距约50 m，形成应力聚集区；在工作面距W1145开切巷0时，黄色位移云图区进一步扩大达到模型顶部，同时工作面前方与W1145工作面影响区域贯通，绿色位移区伸向W1145采空区，表明裂隙大面积向W1145采空区延伸；在工作面过W1145开切眼51.2 m时，在W1123工作面和W1145工作面的相互影响下，岩层位移的橙色区域范围迅速扩大，黄色位移云图的区域也快速扩大，并且主要向W1145工作面方向扩展，绿色位移云图区域也向W1145工作面方向扩展，如图4所示。
图4 W1123 工作面回采模型覆岩下沉特征
Fig.4 Subsidence characteristics of W1123 working face stoping model
2.3.1 覆岩不均衡破断特征分析
在回采W1145工作面过程中，采空区上覆岩层存在拱形大结构以及两端存在铰接岩梁结构，将覆岩大部分重量传递至采空区后方的煤体和工作面前方的煤体，从而在采空区后方煤体和工作面前方形成应力升高区，工作面前方的应力升高区也是超前支承压力区。
W1123工作面通过高应力区覆岩垮落时，当工作面回采距W1145开切眼84 m时，覆岩垮落角为74°，两工作面位移影响区仅相距50 m；当工作面回采距W1145开切眼7 m时，覆岩垮落角增大为76°，进入采空区后，上覆岩层裂隙开始闭合，W1123工作面与W1145工作面之间的岩层主要承受剪力作用；当工作面回采距W1145开切眼0 m时，工作面上方覆岩产生垂直的剪切裂隙沟通工作面和上方采空区，在工作面移架后，上方覆岩“倒梯形”承载结构突然垮落，两侧采空区破断线闭合，此处正是剪应力最大区，也是冲击地压可能发生的最危险区域；当工作面回采过W1145开切眼后，老裂隙开始出现闭合，工作面上部为采空区也是应力释放区，回采条件有较大的改善，随着工作面继续回采，垮落岩层与工作面覆岩铰接岩层失稳垮落，工作面支架压力降低，在回采的过程中呈现周期性来压。表明W1123工作面在向上部不均衡开采空间推进时，最危险的区域在0～80 m，一旦W1123工作面进入上部不均衡开采空间由于应力释放，W1123工作面反而安全。
2.3.2 冲击危险致灾区域分析
在模型中铺装10个微震探头(红色表示速度探头共有6个，蓝色表示加速度探头共有4个)，尺寸如图所示。速度探头逆时针编号依次是1、2、3、4、5、6号，加速度探头逆时针编号依次是1、2、3、4号。工作面沿走向推进。每次推进单位长度的过程中，同步进行微震监测开采扰动条件下的岩层运动规律监测，方案如图6所示。
图5 W1123 工作面高应力区回采覆岩垮落特征
Fig.5 Caving characteristics of overburden in W1123 working face in high stress zone
图6 模型微震布置方案
Fig.6 Microseismiclayout scheme of themodel
根据相似模拟微震监测结果(图7)得到围岩活动强烈不同程度演化过程。①区域Ⅰ：距离W1145开切眼200～130 m。围岩活动具有周期性，整体上能量的释放水平与之前的相差不大。②区域Ⅱ：距离W1145开切眼130～73.6 m。围岩活动强度呈升高趋势，距离W1145开切巷73.6 m 时释放能量最多，围岩活动最强烈。③区域Ⅲ：距离W1145开切眼73.6～0 m。围岩活动强度相较于区域IIw不断减弱，当工作面推进到实体煤下方时。④区域Ⅳ：进入W1145开切眼0～20 m。当工作面推进到上层煤采空区下方时微震事件能量开始降低，存在W1123工作面上覆岩层与W1145开切巷边界贯通、顶板突然垮落的风险。
图7 W1123 工作面不均衡结构区微震活动特征
Fig.7 Characteristics of microseismic activity in unbalanced structure area of W1123 working face
W1123工作面布置微震监测系统，对上覆残采区域覆岩活动进行监测，如果确定介质的地震波传播速度和地质力学特性，则可以对煤体载荷进行反演评估，得到工作面向上覆残采煤层不均衡空间结构推进过程的波速云图，如图8所示。
图8 层析成像结果
Fig.8 Tomography results
通过现场实测反演，获得了围岩活动演化过程围岩波速场，进一步揭示工作面应力场演化过程。
当工作面推进至距不均衡区200 m时，波速以2 500～3 500 m/s为主，层析成像以绿色为主，表明现场基本无大的应力集中；当工作面推进至距离W1145开切巷150 m时，工作面中心处波速在4 800 m/s 左右，结合现场实践分析，此段应力集中与残采空间无直接联系，为当天工作面超前预裂爆破引起的工作面前部应力集中；当工作面推进至距离W1145开切巷106 m时，波速在3 800～4 200 m/s，层析成像以黄色为主，且W1123工作面下巷颜色偏绿，上巷颜色偏黄，表明应力开始重新分布且逐步向工作面上巷集中；当工作面推进至距离W1145开切巷42 m时，上巷应力集中核心区波速达6 000 m/s，此段为冲击致灾最危险区域；当工作面推进至距离W1145开切巷0 m时，应力明显卸压，最大波速为4 700 m/s，工作面层析成像整体以绿色为主；进入不均衡结构区后，波速在3 700～4 100 m/s，整体进入安全区域。
现场实测验证了上覆不均衡结构对其下方煤层开采的影响，工作面推进位置与不均衡结构区，相距200～100 m过程，不均衡结构对工作面围岩应力影响尚未形成叠加作用，工作面围岩应力主要表现为采动应力与侧向应力作用特征；相距100～50 m过程，接近不均衡结构区过程，以局部集中至整体叠加影响为主要特征；相距50～0 m过程，不均衡结构影响分化显著，以W1145开切巷、W1145上平巷边界效应明显分区，实测验证了不均衡结构对冲击危险的作用。
1)W1123工作面推近上覆不均衡开采空间时裂隙向前发育。回采W1123工作面时，当工作面开采至上层煤开切眼正下方时，工作面前方与覆不均衡开采空间面影响区域贯通；在W1123 工作面和 W1145 工作面的相互影响，呈倒“W”型分布形态，下沉、压实后最终趋于稳定。
2)结合相似模拟上覆空间结构破断活动特征以及微震能量分布特征获得的煤体应力演化规律，得到在距上覆不均衡空间结构区0～80 m内冲击危险性高，易发生冲击致灾。
3)分析现场微震波速反演，在距不均衡区域42 m左右，W1123工作面上平巷有明显的应力集中现象，此段为最危险的区域；在过不均衡区域后，由于上部不均衡采空区应力释放的原因，W1123工作面整体应力显著下降。
[1] 翟明华,姜福兴,朱斯陶,等.巨厚坚硬岩层下基于防冲的开采设计研究与应用[J].煤炭学报,2019,44(6):1707-1715.
ZHAI Minghua,JIANG Fuxing,ZHU Sitao,et al.Research and application of mining design based on prevention ofrock burst under giant thickness hard strata[J].Journal of China Coal Society,2019,44(6):1707-1715.
[2] 康红普,徐 刚,王彪谋,等.我国煤炭开采与岩层控制技发展40年及展望[J].采矿与岩层控制工程学报,2019(1):8-40.
KANG Hongpu,XU Gang,WANG Biaomou,et al.Forty years development and prospects of underground coal mining andstrata control technologies in China [J].Journal of Mining & Safety Engineering,2019(1):8-40.
[3] 李新华,张向东.浅埋煤层坚硬直接顶破断诱发冲击地压机理及防治[J].煤炭学报,2017,42(2):510-517.
LI Xinhua，ZHANG Xiangdong.Mechanism and prevention of rock-burst induced by immediate roof breakage in shallow-buried coal seam[J].Journal of China Coal Society,2017,42(2):510-517．
[4] 张书敬.浅埋冲击危险性加长工作面坚硬顶板控制研究[J].煤矿开采,2016,21(3):101-105.
ZHANG Shujing.Hard roof control of extended working face with shallow depth and rock burst hazard[J].Coal Mining Technology,2016,21(3):101-105.
[5] 潘俊锋，毛德兵.冲击地压启动理论与成套技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，2016：73-88.
[6] 姜耀东,潘一山,姜福兴,等.我国煤炭开采中的冲击地压机理和防治[J].煤炭学报,2014,39(2):205-213.
JIANG Yaodong,PAN Yishan,JIANG Fuxing,et al.State of the art review on mechanism and prevention of coal bumps in China[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):205-213.
[7] 蓝 航,齐庆新,潘俊锋,等.我国煤矿冲击地压特点及防治技术分析[J].煤炭科学技术,2011,39(1):11-15，36.
LAN Hang,QI Qingxin,PAN Junfeng,et al.Analysis on features as well as prevention and control technology of mine strata pressure bumping in China[J].Coal Science and Technology,2011,39(1):11-15，36.
[8] 蓝 航,陈东科,毛德兵.我国煤矿深部开采现状及灾害防治分析[J].煤炭科学技术,2016,44(1):39-46.
LAN Hang,CHEN Dongke,MAO Debing.Current status of deep mining and disaster prevention in China[J].Coal Science and Technology,2016,44(1):39-46．
[9] 潘俊锋,毛德兵,蓝 航,等.我国煤矿冲击地压防治技术研究现状及展望[J].煤炭科学技术,2013,41(6):21-25，41.
PAN Junfeng,MAO Debing,LAN Hang,et al.Study Status and Prospects of Mine Pressure Bumping Control Technology in China[J].Coal Science and Technology,2013,41(6):21-25，41.
[10] 潘一山.煤矿冲击地压扰动响应失稳理论及应用[J].煤炭学报,2018,43(8):2091-2098.
PAN Yishan.Disturbance response instability theory ofrockburst in coal[J].Journal of China Coal Society,2018,43(8):2091-2098.
[11] 姜耀东,赵毅鑫.我国煤矿冲击地压的研究现状:机制、预警与控制[J].岩石力学与工程学报,2015,34(11):2188-2204.
JIANG Yaodong,ZHAO Yixin.State of the Art:investigation on mechanism,forecast and control of coal bumps in China[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2188-2204.
[12] 李振雷,何学秋,窦林名.综放覆岩破断诱发冲击地压的防治方法与实践[J].中国矿业大学学报,2018,47(1):162-171.
LI Zhenlei,HE Xueqiu,DOU Linming.Control measures and practice for rock burst induced by overburden fracture in top-coal caving mining[J].Journal of China University of Mining &Technology,2018,47(1):162-171.
[13] 潘俊锋,宁 宇,杜涛涛,等.区域大范围防范冲击地压的理论与体系[J].煤炭学报,2012,37(11):1803-1809.
PAN Junfeng,NING Yu,DU Taotao,et al.The theory and system for preventingrock burst in large-scale areas[J].Journal of China Coal Society,2012,37(11):1803-1809.
[14] 姜福兴,刘 烨,刘 军,等.冲击地压煤层局部保护层开采的减压机理研究[J].岩土工程学报,2019,41(2):368-375.
JIANG Fuxing,LIU Ye,LIU Jun,et al.Pressure-releasing mechanism of local protective layer in coal seam withrock burst[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2019,41(2):368-375.
[15] 沈荣喜,王恩元,刘贞堂,等.近距离下保护层开采防冲机理及技术研究[J].煤炭学报,2011,36(S1):63-67.
SHEN Rongxi,WANG Enyuan,LIU Zhentang,et al.Rockburst prevention mechanism and technique of close-distancelower protective seam mining[J].Journal of China Coal Society,2011,36(S1):63-67.
[16] 杨俊哲．浅埋近距离煤层过上覆采空区及煤柱动压防治技术[J].煤炭科学技术,2015,43(6)：9-13.
YANG Junzhe.Dynamic pressure prevention and control technology of coal mining face with shallow depth and contiguous seams passing through over burden goaf and coal pillars[J].Coal Science and technology,2015,43(6)：9-13.
[17] 蓝 航，杜涛涛.近距离煤层掘进巷道过终采线冲击地压防治技术[J].煤炭科学技术,2015,43(1):10-14.
LAN Hang,DU Taotao.Rock burst prevention and control technology ofmine driving gateway passing through mining terminal line in contiguous seams[J].Coal Science and technology,2015,43(1):10-14.
[18] 肖剑儒，李少刚.浅埋深煤层房采区下综采工作面动压控制技术[J].煤炭科学技术,2015,42(10):20-23.
XIAO Jianru,LI Shaogang.Control technology of dynamic mine strate pressure of fully-mechanized coal mining face under gob left by room and pillar mining of shallow depth seam [J].Coal Science and technology,2015,42(10):20-23.
[19] 王存文,姜福兴,王 平,等.煤柱诱发冲击地压的微震事件分布特征与力学机理[J].煤炭学报,2009,34(9):1169-1173.
WANG Cunwen,JIANG Fuxing,WANG Ping,et al.Microseismic events distribution characteristics and mechanical Mechanisms ofrock bursting induced by a coal pillar.[J].Journal of China Coal Society,2009,34(9):1169-1173.
[20] 苏学贵,宋选民,原鸿鹄,等.受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(3):415-422.
SU Xuegui,SONG Xuanmin,YUAN Honghu,et al.Stability control of the road way group under the influence of over lying goaf[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(3),415-422.