移动扫码阅读
采矿科学与工程
移动扫码阅读
冲击地压是煤矿最严重的动力灾害之一，对煤矿的安全生产造成严重威胁[1-3]。矿井地质、开采条件不同，冲击地压显现特征也有所不同[4-6]。近年来，为解决冲击地压防治难题，大批科技工作者投入到各类冲击地压的防控研究[7-8]当中，并取得了较好的效果；欧阳振华[9]通过研究复杂地质条件及开采条件煤层中存在的高应力问题，采用多级爆破卸压方法，通过对顶底板及煤层进行卸压，实现冲击地压的有效防控；李新华等[10]通过研究坚硬顶板的周期破断问题，从能量来源角度，分析回采工作面冲击地压致灾机理，得出过量动载会增大冲击危险性的观点；张传玖等[11]通过研究坚硬顶板下的煤岩体易形成静载集中现象，得出顶板的破断运动产生矿震动载致使煤岩体可能诱发冲击显现的结论；潘俊锋等[12]通过深部开采覆岩结构特征研究冲击地压防治技术，研究了深部矿井巷道冲击地压动静载分源防治理论与技术，得出了诱发深部冲击地压启动具有动、静载荷叠加途径以及纯静载荷叠加途径的相关结论。以上研究对坚硬顶板类型工作面冲击地压防控起到积极的指导作用。实践表明，冲击地压尚未达到完全解决的程度，其防治技术还需不断研究及突破。坚硬顶板条件下存在悬顶结构的工作面相对无悬顶工作面在采掘期间矿压显现和冲击显现相对更加明显[13-16]，冲击危险性更高，为防止悬顶条件下巷道引发强冲击地压，笔者以某工作面存在悬顶结构的巷道为研究对象，进行冲击地压成因与防控研究，为相似条件煤矿冲击地压防控提供参考。
某工作面处于深部开采，采深为704～827 m，工作面煤层平均厚度为2.1 m，倾角平均为25°，属中厚、缓倾斜煤层，其中煤层单轴抗压强度为11.7 MPa，具有弱冲击倾向性；为利于区段间工作面接替，该工作面与相邻已采工作面之间取消区段煤柱，采用沿空留巷巷道布置方法，形成如图1所示的顶板结构,沿空巷道高为2.5 m，煤层的直接顶板为坚硬(普氏系数大于6)且厚度达10.5 m的砂岩，由于直接顶坚硬且不易垮落，在沿空巷道沿空侧上部及煤壁存在大面积悬顶。
图1 悬顶结构
Fig.1 Suspended roof structure
坚硬顶板断裂运动是诱发冲击地压的重要因素之一。坚硬厚层顶板易形成悬顶结构，邻近悬顶部分的工作面煤层会积聚大量弹性能，当顶板断裂时，煤体释放较大弹性能从而引发冲击地压[17]。某矿某工作面沿空侧存在悬顶，具备上述类型冲击地压发生所需条件，并且现场出现明显的冲击显现，常规防控方法效果不佳，亟需分析出诱发冲击地压主导因素，从而制定出有效冲击地压防控措施。
1)顶板断裂分析。从静力学角度来看，悬顶的存在会导致邻近老空区部分的顶板承受更大的弯矩，且当顶板自身无法抵抗这样的弯矩时就会发生弯曲、甚至断裂。因此，可通过分析形成顶板所承受弯矩的各类物理参量，来推断影响弯矩大小的因素。
假设顶板突然断裂时其受到的最大弯矩为Mmax，其断裂部分所形成的断面空间结构如图2所示[18]，设断裂顶板最大水平距离为l(即悬跨度)。
图2 顶板断裂结构
Fig.2 Crack of roof structure
2)顶板参量分析。根据矿山压力理论，工作面上覆岩层由“煤体—支护体—矸石”支撑体系来支撑，对于悬顶巷道，可不考虑矸石的支撑作用。假设煤层和支护体分别对顶板作用形成图3所示的支撑反力q2(x)及支反力FR[19]，对于支撑反力q2(x)，其与断裂线延长线相交支撑反力大小设为q0；坚硬顶板在煤层和上部岩层组成的空间结构中起到单一关键层作用，假设该关键层受其上覆岩层重力，形成均匀载荷q1(x)；为便于弯矩计算，将断裂的顶板部分视为梯形悬臂结构；设断裂顶板的重力为G，形成三角区域和矩形区域重力分别为G1和G2；垮落角是由采空区顶板垮落形成的，选定其角度为θ(图3)。
图3 顶板参量分析
Fig.3 Roof parameter analysis
3)力学模型。为更加突出研究对象及参量，分离出断裂部分的顶板并对其简化，建立如图4所示的力学简化模型。
x—顶板与煤层的接触层位；y—预设断裂位置
图4 断裂顶板力学简化模型
Fig.4 Simplified mechanical model of fractured roof
计算出各个力对原点O的力矩，得出悬臂结构所受的弯矩M为
M=xiG+
q1(x)xdx-FRx0-
q2(x)xdx
(1)
式中：xi为梯形悬臂结构的重心距y轴的x轴方向长度，m；G为梯形悬臂结构的自重，N；l为悬跨度，m；x0为支护体到y轴的x轴方向长度，m；s0为煤体受悬顶影响长度，m；将q2(x)简化为一次函数,则q2(x)有：
(2)
推导出：
(3)
将梯形悬臂结构分为矩形结构和三角结构2部分，则有：
xiG=x1G+x2G
(4)
式中，x1、x2分别为矩形区域和三角区域重心距y轴的x轴方向长度，m。
在矩形结构和三角结构中，由重心所在位置可分别推导出：
(5)
(6)
式中：l1为悬臂结构中三角上底长度，m。
将式(3)—式(6)代入式(1),得：
(7)
4)冲击成因分析。由公式(7)可知，影响弯矩大小的参量有l、l1、s0、q0、q1、G1、G2，在不考虑其他因素的情况下：M与l为二次方关系，M与s0为二次方关系，与q0、q1、G1、G2、l1为线性正相关。
弯矩的大小直接影响着顶板的断裂运动，而存在悬顶结构的顶板断裂运动是导致沿空巷道发生冲击地压主因，故弯矩的大小是沿空巷道发生冲击地压的直接原因。
分析影响弯矩大小的7个参量可知，q1为埋深所决定，无法调整；s0、q0基本无法调增，不考虑；l1为l的一部分，大小由l决定；l与G1、G2之间，在视走向宽度为单位长度的条件下，有式(8)、式(9)所示的正相关关系式：
(8)
G2=h(l-l1)ρg (l1≤l)
(9)
式中：h为顶板厚度；ρ为顶板自身密度。
即G1、G2大小也由l所决定。经上分析可知，影响弯矩大小的参量中，s0、q1、q2基本不变，可视为常数；l、l1、G1、G2虽都是直接影响弯矩大小的因素，但l1、G1、G2的大小由l决定，故悬跨度l是影响着弯矩的大小的主要因素。同时，又由弯矩大小与巷道引发冲击地压之间存在的联系，可推断悬跨度l是存在悬顶结构沿空巷道发生冲击地压主导因素。
悬顶类巷道冲击地压是顶板的断裂运动造成的煤岩体内较大弹性能释放，通过上述的理论分析可知悬跨度l是导致存在悬顶结构沿空巷道发生冲击地压主导因素，因此可通过2个方面来进行针对性防控：对顶板采取主要防控措施和对煤层采取辅助防控措施。
悬顶区域空间结构(图5)可划分为顶板A、B、C区域、煤层D区域和巷道周围E区域，本文中称为“强结构区”，并由此提出“工程弱结构体”[20]冲击地压防控技术；工程弱结构体能够转移区域内应力、降低区域内的能量积聚，达到降低甚至消除工程弱结构体保护范围内巷道冲击危险性的作用。
图5 强结构区域
Fig.5 Strong structural region
2.2.1 A区域的弱化
由影响顶板断裂的主要因素可知，通过控制悬跨度l来影响顶板断裂是最起作用的，因此，对A区域的弱化为主要防控手段。
悬顶结构的弱化即为采用爆破消除法破坏顶板的完整性，使坚硬顶板破碎冒落，使矸石填充采空区，形成矸石支撑区，实现悬顶结构由强到弱，这一过程让悬跨度l缩短，大幅减缓弯矩对顶板的作用，使得顶板不易垮落。
2.2.2 E区域的弱化
由于冲击地压显现造成巷道变形、损坏严重，造成空间狭小，因此在实施冲击地压卸压前，需要采取巷道断面的恢复技术，进行辅助防控，其过程主要是扩帮、挖底，将损坏变形这一部分进行弱化，这一过程不仅保持巷道截面尺寸，使巷道正常通行，也为后续工程措施做好辅助准备。
2.2.3 C、D区域的弱化
1)顶板缺陷体的形成。顶板缺陷体是对C区域的弱化，即指在留巷侧煤层实施硐室，在硐室内对顶板实施深孔爆破，破坏岩层的内部结构，释放岩层内部能量，以此实现弱化处理，这一过程有效降低后续工作面开采中顶板断裂时能量释放程度。
2)煤层海绵体的形成。煤层海绵体是对D区域的弱化，即指在留巷侧煤层实施连续硐室，在硐室内对迎面煤层及硐室两帮进行深孔爆破，其弱化原理同顶板缺陷体，形成矩形破碎区域，矩形破碎区域属于吸能结构，其深部可注水软化煤体，形成的黏性形态能够有效降低煤层冲击倾向性和冲击强度。
形成煤层海绵体可与顶板缺陷体耦合，共同实现辅助防控，将巷道内发生冲击地压的能量降低到可控的范围内，形成了顶板可支，巷道可护，巷道围岩稳定的耦合弱结构体。
据某矿某工作面回采初期矿压观测数据，工作面矿压显现明显、大能量矿震事件频发且沿空侧局部巷道区域出现过较大的冲击显现，亟需采取防控取措施。
通过对悬顶结构冲击地压防控技术的制定，实施防冲技术具体有3步：悬顶结构弱化、巷道断面恢复、顶板缺陷体与煤层海绵体的耦合，其工程布置如图6所示。
图6 耦合弱结构体工程
Fig.6 Engineering of coupled weak structure
沿巷道走向进行侧向顶板爆破，具体步骤如下：
1)钻孔布置。在顶板中间实施断顶孔，角度为与巷道走向呈75°打设，孔底方向指向老空区侧，角度误差不大于5°，钻孔孔径为75 mm，孔深为12 m，孔间距为5 m(图7)。
图7 弱化悬顶结构方案
Fig.7 Schematic of weakening suspension structure
2)装药工艺。先将药卷送至孔顶，每次送1个，药卷长0.3 m，质量为200 g，每孔放8个药卷，在最下面使用一个火药作炮头，采用泡泥封孔，封孔长度为4 m。
3)爆破参数。断顶孔内装药采用普通乳化炸药，执行正向爆破，通过窥孔仪检测顶板预裂情况，及时调整装药量。每次最多起爆1个爆破孔(断顶爆破严格按照《煤矿安全规程》关于爆破的有关规定执行)。
1)扩帮方法。对巷道进行临时支护，在保证支护有效的情况下，对巷道断面进行扩帮；扩帮断面增大、长度增长时，需进一步加强临时支护。
2)挖底方法。对巷道进行断面挖底平整、清理细化，挖底深度为0.3～1.6 m，宽至两帮，保证挖底后巷道高度不小于2.4 m。
实施巷道断面恢复技术后，对工作面超前留巷断面进行挖底、扩帮，新形成的断面宽度为4 m，高度为2.5 m。
1)实施煤层硐室。对煤层进行开挖硐室，形成一个宽3 m，高2.1 m，深度6 m的硐室。
2)实施顶板缺陷体。在硐室内对顶板进行钻孔，孔深分为8.6、7.2、6.1、5.1 m，孔径为115 mm，孔间距1.5 m，同煤层成夹角呈35°、50°、65°、80°打设，角度误差不大于5°，形成一个高为5 m，长为14 m矩形裂隙区域(图8)，随后装填炸药实施爆破(装药工艺及爆破参数同第3.1节中第2)、3)部分)。
图8 实施顶板缺陷体方案
Fig.8 Implementing roof defect scheme
3)煤层海绵体实施方案。在硐室3个面进行钻孔，其中迎煤面钻孔深度为7 m，两帮的钻孔深度为6 m，钻孔与硐室之间所成的具体角度如图9所示，角度误差不大于5°，孔径为75 mm，孔间距为1.5 m；钻孔布置好后进行爆破(装药工艺及爆破参数同3.1节中2)、3)部分)；破碎煤体后，进行注水，形成“黏性状态”。
图9 实施煤层海绵体方案
Fig.9 Implementing coal seam sponge body scheme
实施完海绵体工程后，将硐室充填，在硐室旁留有一定的空气柱并施工柔性防护墙，耦合弱结构体如图10所示。
图10 耦合弱结构体
Fig.10 Coupled weak structure
实施工程弱结构体后，采用钻屑法进行冲击地压防控效果检验。
1)监测方案。钻屑法监测采用手持式气动钻机打检测钻孔，采用插销式联接的麻花钻杆，每节长1 m，每天1组，每组7个钻孔，钻孔间距为5 m,钻孔直径为42 mm，孔深为8 m，钻孔距底板0.5～1.5 m，单排布置，钻孔方向为水平垂直巷帮。主要监测钻孔的钻屑量。
2)数据分析。图11为实施弱结构防控技术后的煤层钻屑量曲线。工作面的钻屑临界标准值为1～3 m：3.1 kg/m，4～7 m：4.0 kg/m，7～12 m：6.3 kg/m；监测得到的钻屑量1～3 m处最大为1号钻孔的2.6 kg/m<3.1 kg/m，4～7 m处最大为7号钻孔的2.8 kg/m<4.0 kg/m，7～12 m处最大为5号钻孔的5.4 kg/m<6.3 kg/m，均未超过临界标准值，表明冲击地压危险得以消除。
图11 防控区域钻屑量分布
Fig.11 Distribution of cuttings in prevention and control area
1)基于矿压理论和静力学知识对悬顶结构进行受力分析和建立力学模型；根据力学模型，建立平衡方程，进行了力学推导与分析，确定了诱发沿空侧巷道冲击地压的主导因素。
2)采用工程弱结构体的方法，对沿空留巷围岩实施了工程弱化，形成了工程弱结构体防冲技术。
3)在具体工作面沿空巷道进行实践，并对防控效果采用钻屑法进行了验证，钻屑量未达到临界标准值，表明冲击地压危险得以消除，实现了安全开采。
[1] 窦林名,何学秋. 冲击矿压防治理论与技术[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2001．
[2] 潘立友,张立俊,刘先贵. 冲击地压预测与防治实用技术[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2006.
[3] 姚精明,王 路,闫永业,等. 冲击地压巷道桁架锚索支护原理与实践[J]. 采矿与安全工程学报,2017,34(3):535-541.
YAO Jingming,WANG Lu,YAN Yongye,et al. The principle and practice of truss anchor cable support in rock burst roadway[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2017,34(3):535-541.
[4] 窦林名，阚吉亮，李许伟，等.断顶爆破防治冲击矿压技术体系及效果评价研究[J].煤炭科学技术,2020,48(1):24-32.
DOU Linming,KAN Jiliang,LI Xuwei,et al.Study on prevention technology of rock burst by break-tip blasting and its effect estimation[J]. Coal Science and Technology,2020,48(1):24-32.
[5] 赵善坤,齐庆新,李云鹏,等. 煤矿深部开采冲击地压应力控制技术理论与实践[J]. 煤炭学报,2020,45(S2):626-636.
ZHAO Shankun,QI Qingxin,LI Yunpeng,et al. The theory and practice of rock burst stress control technology in deep coal mining [J]. Journal of China Coal Society,2020,45(S2):626-636.
[6] 曹代勇,占文锋,李焕同,等. 中国煤矿动力地质灾害的构造背景与风险区带划分[J]. 煤炭学报,2020,45(7):2376-2388.
CAO Daiyong,ZHAN Wenfeng,LI Huantong,et al. Tectonic setting and risk zoning of dynamic geological disasters in coal mines in China[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(7):2376-2388.
[7] 齐庆新,李海涛,李晓鹏.煤矿冲击危险性的定性与定量评价研究[J].煤炭科学技术,2021,49(4)：12-19.
QI Qingxin,LI Haitao,LI Xiaopeng.Qualitative and quantitative evaluation of impact risk in underground mine[J].Coal Science and Technology，2021，49(4)：12-19.
[8] 荣 海,于世棋,张宏伟,等. 基于煤岩动力系统能量的冲击地压矿井临界深度判别[J]. 煤炭学报,2021,46(4):1263-1270.
RONG Hai,YU Shiqi,ZHANG Hongwei,et al. Critical depth of rock burst mine based on energy of coal rock dynamic system[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(4):1263-1270.
[9] 欧阳振华. 多级爆破卸压技术防治冲击地压机理及其应用[J]. 煤炭科学技术,2014,42(10):32-36,74.
OUYANG Zhenhua. The mechanism and application of multi-stage blasting pressure relief technology to prevent rock burst and its application[J]. Coal Science and Technology,2014,42(10):32-36,74.
[10] 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 the failure of hard direct roof in shallow coal seams[J]. Journal of China Coal Society,2017,42(2):510-517.
[11] 张传玖,杜涛涛,李红平,等. 坚硬顶板工作面高静载型冲击地压防治研究[J]. 煤炭科学技术,2019,47(3):112-119.
ZHANG Chuanjiu,DU Taotao,LI Hongping,et al. Research on the prevention and control of high static load type rock burst in hard roof working face[J]. Coal Science and Technology,2019,47(3):112-119.
[12] 潘俊锋,刘少虹,高家明,等. 深部巷道冲击地压动静载分源防治理论与技术[J]. 煤炭学报,2020,45(5):1607-1613.
PAN Junfeng,LIU Shaohong,GAO Jiaming,et al. Theory and technology of separate dynamic and static load prevention and control for deep roadway rock burst[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(5):1607-1613.
[13] 张基伟,王金安. 大倾角特厚煤层悬顶结构能量分布特征与防冲方法[J]. 煤炭学报,2014,39(S2):316-324.
ZHANG Jiwei,WANG Jin′an. Energy distribution characterist-ics and anti-scouring method of suspended roof structure in high-incline and extra-thick coal seams[J]. Journal of China Coal Society,2014,39(S2):316-324.
[14] 吴拥政,康红普. 煤柱留巷定向水力压裂卸压机理及试验[J]. 煤炭学报,2017,42(5):1130-1137.
WU Yongzheng,KANG Hongpu. Pressure relief mechanism an-d test of directional hydraulic fracturing in coal pillar roadway retaining[J]. Journal of China Coal Society,2017,42(5):1130-1137.
[15] 赵善坤,苏振国,侯煜坤,等. 采动巷道矿压显现特征及力构协同防控技术研究[J]. 煤炭科学技术,2021,49(6):61-71.
ZHAO Shankun,SU Zhenguo,HOU Yukun,et al. Research on strata behavior characteristics of mining roadway and collaborative prevention and control technology of force and structure[J]. Coal Science and Technology,2021,49(6):61-71.
[16] 潘立友,侯家骏,薄树祥. 悬顶结构下软底板采场冲击地压成因与防控研究[J]. 中国煤炭,2017,43(12):72-75,114.
PAN Liyou,HOU Jiajun,BO Shuxiang. Research on the cause and prevention of rock burst in stope with soft floor under suspended roof structure[J]. China Coal,2017,43(12):72-75,114.
[17] 潘一山，高学鹏，王 伟，等.冲击地压矿井综采工作面两巷超前支护液压支架研究[J].煤炭科学技术,2021,49(6)：1-12.
PAN Yishan,GAO Xuepeng,WANG Wei,et al.Research of hydraulic powered supports for entries’advanced support in fully-mechanized working face of rock burst mine[J].Coal Science and Technology，2021，49(6)：1-12.
[18] 许 斌,蒋金泉,代 进,等. 采场上覆关键层破断角的力学推导和实验模拟[J]. 煤炭学报,2018,43(3):599-606.
XU Bin,JIANG Jinquan,DAI Jin,et al. Mechanical derivation and experimental simulation of the breaking angle of the key layer overlying the stope[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(3):599-606.
[19] 钱鸣高,石平五,许家林. 矿山压力与岩层控制[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2003:85-90．
[20] 李彩荣. 基于工程弱结构体的坚硬顶板采场冲击地压防控研究[D]. 青岛:山东科技大学,2020.
LI Cairong. Research on rock burst prevention and control of hard roof stope based on engineering weak structure[D]. Qingdao:Shandong University of Science and Technology,2020.