跨采工作面下部巷道的沖擊危險性評價及防治

季 成，孔令海，王 寅，邊 戈

(1.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室(煤炭科學研究總院)，北京 100013；3.陜西長武亭南煤業(yè)有限公司，陜西 長武 713602)

礦山壓力與災害控制

跨采工作面下部巷道的沖擊危險性評價及防治

季 成1，2，孔令海1，2，王 寅1，2，邊 戈3

(1.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室(煤炭科學研究總院)，北京 100013；3.陜西長武亭南煤業(yè)有限公司，陜西 長武 713602)

以亭南煤礦207工作面跨采泄水巷沖擊危險性為研究對象，利用數(shù)值模擬和理論分析的方法，從圍巖的應力值、變形量和彈性應變能3個方面對泄水巷的沖擊危險性進行分析，并采用人工爆破的方法對泄水巷進行解危。研究結果表明：工作面在跨采泄水巷期間超前采動應力峰值維持在35MPa左右，工作面距離泄水巷10～20m時，泄水巷左右兩幫圍巖變形量最大值為60mm，煤體積聚的彈性應變能達到?jīng)_擊所需的最小能量值108.03kJ/m3，將泄水巷評價為嚴重沖擊危險區(qū)域，泄水巷采用人工爆破解危后，回采過程中避免了泄水巷發(fā)生沖擊地壓，為類似跨采巷道條件下的沖擊地壓防治提供相應參考。

跨采巷道；沖擊地壓；彈性應變能；圍巖位移

隨著井下回采設備能力和支護能力的不斷提高，為減少搬家次數(shù),工作面的走向長度隨之不斷增加，許多工作面在回采過程中會出現(xiàn)跨采巷道的情況，在地應力和采動應力雙重影響下跨采的下部巷道經(jīng)常出現(xiàn)冒頂和片幫等問題[1-3]，因此急切需要對下部巷道的穩(wěn)定性和安全性進行評價,并有針對性地進行防治工作。

我國專家學者從不同角度對跨采巷道的穩(wěn)定性進行了研究，主要有：季成[4]采用微震監(jiān)測技術對近距離跨采開切眼階段的覆巖破壞規(guī)律進行研究，并劃分了不同的跨采階段。潘偉國[5]對深部底板巷道群跨采技術進行研究，選擇了合理的支護方式和支護參數(shù)。李學華[6]對高水平應力條件下的巷道圍巖穩(wěn)定性進行模擬研究，得到了巷道圍巖破壞特征并提出了非均勻支護體系。謝文兵[7]對近距離跨采巷道圍巖穩(wěn)定性影響因素進行分析，得到了近距離跨采巷道圍巖位移受開采引起的整體位移場影響較大，而不單純決定于煤柱側支承壓力的作用的結論。以上研究成果主要是針對工作面跨采下部巷道的變形規(guī)律和圍巖穩(wěn)定性進行研究，沒有將煤巖沖擊傾向性對跨采下部巷道穩(wěn)定性的影響考慮進去，當具有沖擊危險性煤巖體內(nèi)的應力值超過極限應力值時，下部巷道存在發(fā)生沖擊地壓的可能，容易造成工作面人員傷亡和設備損失，因此有必要對跨采工作面下部巷道的沖擊危險性進行研究。

1 工作面概況

亭南煤礦207工作面開采4號煤層，地面標高：+858～+1074m，平均埋深590.5m，工作面長200m，走向長2250m，煤層平均厚度22m，平均傾角4°。采用分層開采，4上煤層為8m，4下煤層14m，先采上分層。

207工作面最大涌水量為180m3/h，為了便于集中排水，在距離開切眼800m的煤層中開挖了一條寬×高=4m×3m的泄水巷，由于底板為鋁質(zhì)泥巖，遇水軟化膨脹，所以泄水巷距離底板2m，工作面和泄水巷層間距為9m，空間位置見圖1所示。4上煤層具有弱沖擊傾向性，4下煤層具有強沖擊傾向性，其頂板具有強沖擊傾向性，底板具有弱沖擊傾向性。

圖1 巷道空間位置

2 模型建立

以亭南煤礦207工作面的現(xiàn)場地質(zhì)條件為基礎，建立FLAC3D三維模型進行數(shù)值模擬。模型尺寸為長×寬×高=300m×300m×88m，共有155000個單元和169027個節(jié)點。采用摩爾-庫倫準則模型，邊界條件：側面x,y方向限制水平移動，z底面方向限制垂直移動，z頂部方向上施加向下12.80MPa均布載荷用于模擬上覆巖層的自重應力，各巖層的物理力學參數(shù)見表1所示。

表1 各巖層物理力學參數(shù)

3 數(shù)值模擬結果及分析

3.1 超前支承應力

為分析回采對泄水巷圍巖應力的影響，繪測工作面與泄水巷不同距離時工作面前方支承應力分布曲線，見圖2。

圖2 工作面超前支承應力與推進度關系曲線

泄水巷位于800m處，從圖2中能夠看出隨著207工作面的推進，工作面跨采下部泄水巷過程中超前支承應力峰值沒有發(fā)生明顯變化，應力的峰值維持在35MPa左右，應力集中系數(shù)為2.3，峰值在工作面前方8m左右，支承應力影響區(qū)在工作面前方0～60m。當工作面回采距離開切眼780m(距離泄水巷20m)，泄水巷圍巖的垂直應力分布云圖見圖3。

圖3 泄水巷圍巖應力

從圖3能夠看出泄水巷周圍的垂直應力值為25.6MPa，超過4下煤層的單軸抗壓強度平均值25.46MPa，達到了煤體應力極限承受強度，存在泄水巷結構突然失穩(wěn)的可能。

圖4為巷道圍巖變形與工作面推進距離的關系曲線。

圖4 泄水巷圍巖位移曲線

從圖4能夠看出隨著工作面與泄水巷的距離不斷減小，泄水巷圍巖整體向自由空間移動。頂板下沉最大值為52mm，發(fā)生在距離開切眼790m(距離泄水巷10m)處，隨后逐漸恢復40mm的狀態(tài)，主要原因是4煤屬于中硬煤層，在超前采動應力作用下層間煤層產(chǎn)生向下較大彈性變形和跨采后彈性應變能釋放變形恢復綜合作用的結果。底板向上發(fā)生位移，變形量基本維持在15mm，沒有產(chǎn)生明顯底鼓現(xiàn)象。隨著工作面的推進，右?guī)臀灰浦饾u增大，在工作面距開切眼780m時(距離泄水巷20m)達到最大值30mm，而后在工作面回采到泄水巷正上方時由于卸壓作用，位移值迅速降低恢復到6mm，工作面跨采后在后方采空區(qū)冒落巖石的作用下逐漸變形到26mm；隨著工作面的推進，左幫位移呈現(xiàn)逐漸增加的趨勢，距離開切眼820m(距離泄水巷20m)時，位移由15mm迅速增加到32mm，而后逐漸變小。

泄水巷兩幫和頂板呈現(xiàn)了“逐漸變大-再變小”的規(guī)律，距離開切眼780時(距離泄水巷20m)發(fā)生明顯變化。泄水巷左幫和右?guī)统尸F(xiàn)不同規(guī)律，左幫和右?guī)偷淖畲笪灰屏慷紴?0mm左右，雖然兩幫距離僅有4m，但右?guī)臀灰瞥尸F(xiàn)先增大后減小的規(guī)律，而左幫位移出現(xiàn)逐漸增加的規(guī)律。右?guī)陀捎谖挥诠ぷ髅鎮(zhèn)雀尤菀资艿讲蓜佑绊?，左幫遠離工作面且泄水巷減弱了采動水平應力對左幫的影響，所以在跨采前10m(工作面距離開切眼790m)位移時才迅速增加?？绮上锏榔陂g泄水巷左幫的位移變化落后右?guī)?0m的距離，左幫和右?guī)臀灰谱兓哂幸?guī)律不同和時間不同步的現(xiàn)象。

3.2 彈性應變能分析

通過上文分析可知工作面距離開切眼780m時(距離泄水巷20m)泄水巷圍巖位移量變化最大，且整體變形量小于60mm，而通常情況下跨采的下部巷道圍巖變形量為200mm以上[8-9]，因此泄水巷圍巖處于彈性狀態(tài)，積聚了大量的彈性應變能，而彈性應變能突然釋放將導致沖擊地壓的發(fā)生[10-11]，因此從圍巖彈性應變能角度入手，能夠更加準確做出泄水巷沖擊危險性評價結果。

煤巖體在變形破壞過程中，若與外界無能量交換，則能量耗散與應變能儲存滿足下式：

U=Ud+Ue

(1)

式中,U為外力功輸入的總能量；Ud為耗散能；Ue為巖石儲存的彈性應變能。

煤巖儲存的彈性應變能的表達式為[12]:

(2)

式中,E為彈性模量；ν為泊松比。

單位體積煤巖體產(chǎn)生動力破壞所需的最低總能量為[13]

(3)

式中，σc為最大單軸抗壓強度。

207工作面在跨采泄水巷過程中兩幫彈性應變能的變化如圖5所示，在整個跨采泄水巷過程中兩幫所積聚的彈性應變能在50～140kJ/m3之間。隨著工作面的推進在超前采動應力的作用下煤體內(nèi)的彈性應變能峰值也隨著工作面的推進逐漸前移，在距離泄水巷10m(工作面距離切眼790m)時，根據(jù)式(2)計算得到泄水巷兩幫儲存的彈性應變能達到最大值140kJ/m3，根據(jù)式(3)得到的4下煤發(fā)生沖擊的最小能量為108.03kJ/m3，由于兩幫的彈性應變能大于發(fā)生沖擊所需的最小能量，因此認為泄水巷會在工作面跨采過程中發(fā)生沖擊地壓。

圖5 不同回采階段泄水巷兩幫彈性應變能分布

綜上所述，工作面距離開切眼780～790m(距離泄水巷20～10m)時，泄水巷圍巖的應力值達到最大，泄水巷煤體中積聚的彈性應變能達到了所需的最小能量，由于頂板和下分層煤體均具有強沖擊危險性，根據(jù)沖擊地壓的應力控制理論，具有沖擊傾向性煤巖體達到極限強度時，在采動應力作用下容易發(fā)生沖擊地壓，因此從應力、彈性應變能角度判別，泄水巷具有強沖擊危險性。

4 解危措施

經(jīng)過上文分析泄水巷在工作面跨采過程中具有強沖擊危險性，為避免泄水巷發(fā)生沖擊地壓，造成人員傷亡、設備損壞以及影響工作面的正常生產(chǎn)，需要對泄水巷采取解危措施。除了在采煤工作面前方20～30m區(qū)域上下巷道采取加強支護和防沖措施之外，需要在工作面距離開切眼600m(距離泄水巷200m)前進行爆破，破壞圍巖結構，破壞圍巖積聚變形能的條件，從而達到?jīng)_擊地壓的防治目的。

表2 泄水巷爆破布置參數(shù)

圖6 207泄水巷炮孔布置

5 結 論

(1)在跨采期間工作面前方支承應力峰值維持在35MPa左右，工作面距離開切眼780～790(距離泄水巷20～10m)時，泄水巷圍巖的垂直應力達到了極限破壞強度25.46MPa，同時位移量達到最大，左幫位移變化落后右?guī)?0m的距離，泄水巷兩幫和頂板位移呈現(xiàn)了“逐漸變大-再變小”的規(guī)律。

(2)工作面距離開切眼790m(距離泄水巷10m)時，泄水巷兩幫儲存的彈性應變能達到最大值140kJ/m3，遠大于發(fā)生沖擊地壓所需最小能量108.03kJ/m3。

(3)從采動應力和彈性應變能兩個方面判斷泄水巷具有強沖擊危險性，采用爆破方法對泄水巷進行解危，保證了工作面安全跨采泄水巷。

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[責任編輯：潘俊鋒]

Rock Burst Hazard Evaluation and Prevention of Lower Roadway of Cross Mining Working Face

JI Cheng1，2，KONG Ling-hai1，2，WANG Yin1，2，BIAN Ge3

(1.Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute，Beijing 100013，China;2.State Key Laboratory of Coal Resource High Effective Mining & Clean Utilization(China Coal Research Institute)，Beijing 100013，China；3.Shaanxi Changwu Tingnan Coal Industry Co.，Ltd.，Changwu 713602，China)

The paper takes rock burst hazard of water drain roadway influenced by overhead mining of 207 working face of Tingnan coal mine，according numerical simulation and theory analysis ，the hazard were analyzed from surrounding rock strain value，deformation and elastic strain energy，then artificial explosion was applied.The research results showed that the ahead mining stress peak value was 35MPa during water drain roadway influenced by working face mining，the maximal deformation of two sides of water drain roadway was 60mm，when the distance working face to water drain roadway was 10-20m，the minimum energy value that elastic strain energy accumulate in coal body reached rock burst was 108.03kJ/m3，and water drain roadway was determined as seriously rock burst zone，after artificial explosion was applied，rock burst would be avoided during mining process，it references for similar situation.

roadway influenced by overhead mining；rock burst；elastic strain energy，surrounding rock displacement

2016-07-04

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.020

國家自然科學基金項目(51304117)

季 成(1987-)男,北京人,助理研究員,碩士研究生,主要從事沖擊地壓防治工作。

季 成，孔令海，王 寅，等.跨采工作面下部巷道的沖擊危險性評價及防治[J].煤礦開采，2017，22(1)：84-87.

TD324.2

A

1006-6225(2017)01-0084-04