超深井厚煤层下山孤立煤体冲击机理研究

　　摘要：为研究巷道切割形成孤立煤体冲击失稳机理，以古城煤矿32采区下山区域冲击地压事故为工程背景，通过现场调研、理论分析和数值模拟等方法，研究了巷道卸压后孤立煤体的应力演化规律，建立了巷道卸压后孤立煤体承载能力估算模型和支承压力分布简化模型，揭示了超深井下山孤立煤体整体失稳冲击机理：巷道卸压后孤立煤体弹性承载区应力集中，当该集中应力与采掘活动等其他应力叠加后的孤立煤体平均支承压力超过发生冲击临界值时，易诱发冲击。在此基础上提出了孤立煤体整体失稳冲击力学判据，事故案例及数值模拟计算验证了理论计算的正确性。在此基础上提出了降低孤立煤体平均支承压力和增强巷道围岩综合抗压强度的具体防治措施。

　　关键词：冲击地压;超深井;下山;孤立煤体;整体失稳

　　目前，我国已有超过50个矿井开采深度达到或超过1000m，由于超千米深井巷道围岩应力、变形与破坏特征与浅部巷道有显著区别，因而超千米深井煤层开采更易诱发冲击地压[1-2]。巷道切割形成孤立煤体是矿井开采中的常见现象，下山区域巷道切割现象更为普遍。对于千米深井及超千米深井而言，由于岩层处于高地应力状态，巷道开掘后出现很高的集中应力，孤立煤体应力集中程度更甚。

　　众多学者对煤柱冲击机理[3-5]和煤柱安全稳定性[6-8]方面做了大量的研究，上述研究成果对煤柱冲击的防治提供了有效的理论指导，但研究成果集中于区段煤柱及保护煤柱等，而对于巷道切割形成的孤立煤体冲击研究较少。以古城煤矿32采区集中进风巷区域发生的冲击地压事故为背景，通过现场调研、理论分析和数值模拟等方法，揭示了巷道切割形成的孤立煤体产生整体失稳冲击的机理，并提出了针对性的防冲措施，以期为相似条件深井巷道的冲击地压防治提供借鉴。

　　1工程背景

　　1.1事故概况

　　2015年8月30日，古城煤矿32采区集中进风巷在延深过程中发生冲击地压事故，造成巷道底鼓、下沉变形，主要表现为顶网撕裂、锚索破断、支柱折弯、带式输送机掀翻、设备移位等。事故区域造成事故发生时，32采区集中进风巷正在进行掘进作业，32采区集中运输巷和3209运输巷正在支护。冲击造成32采区大量巷道损坏，受损巷道包括32采区集中运输巷、32采区集中进风巷和3209运输巷，其中32采区集中进风巷迎头区域受损最为严重。

　　1.2下山概况

　　为保护地表村庄，古城煤矿32采区采用条带开采，32采区煤层底板标高为-1000～-1300m，地面标高为+53.86～+55.62m，采区平均采深为1256m。事故区域煤层厚度为9.08m，层倾角2°～14°，平均4°。根据冲击倾向性鉴定结果，3煤层单轴抗压平均强度为18.5MPa，弹性能量指数5.32，具有强冲击倾向性。

　　顶、底板具有弱冲击倾向性。事故区域巷道密集，分布有32采区集中运输巷、32采区集中进风巷、3208运输巷、3208轨道巷、3209运输巷、3209轨道巷等巷道。

　　2下山孤立煤体冲击事故机理分析

　　孤立煤体区域巷道发生冲击地压应满足以下条件：①孤立煤体处于高支承压力分布区，且煤体处于极限平衡状态;②处于极限平衡状态的孤立煤体在受到外部采掘活动等动载影响下发生失稳;③煤体冲击时的能量波高于巷道围岩体强度及支护强度，从而引发冲击地压。综合分析此类事故，其主要原因是孤立煤体解除局部冲击危险后，煤体弹性核区产生应力集中。

　　32采区下山区域采深约为1350m，超深井大采深条件下，煤层承受着高地应力，下山区域巷道开挖相互切割形成孤立煤体引起应力集中，应力集中程度超过煤体强冲击危险标准;下山之间巷道间距留设不合理，为解除巷道局部冲击危险，32采区巷道群采取大直径卸压钻孔进行应力解除，卸压后两侧巷道高支承压力逐渐在孤立煤体弹性核区集中，孤立煤体平均支承压力逐渐增大，在高应力作用下，孤立煤体处于临界冲击状态;32采区集中进风巷处于掘进状态，巷道开掘时引起的动力扰动使得孤立煤体平均支承压力超过煤体综合抗压强度，从而诱发孤立煤体整体冲击失稳。

　　综上所述可知，孤立煤体未受动力扰动时，高自重应力和卸压后产生的应力集中是形成孤立煤体静态支承压力的主要原因;32采区集中进风巷掘进过程中，孤立煤体受到动载作用，并与静态支承压力叠加共同形成了孤立煤体的平均支承压力。

　　3下山孤立煤体冲击力学分析

　　3.1孤立煤体静力系分析

　　1)孤立煤体支承压力演化规律。对于超深井而言，巷道开挖后应力集中程度远大于浅井开采，当巷道围岩应力集中超过煤岩体抗压强度后，巷道具有局部冲击危险，此时需采取卸压解危措施，通常实施大直径钻孔进行卸压。巷道围岩采取卸压解危措施后，巷道帮部围岩积聚的弹性能得到释放，浅部煤体的高应力由此向煤体中部转移。

　　2)巷道卸压后孤立煤体承载能力估算。巷道围岩采取卸压措施后，自巷道帮部至孤立煤体中央分别为卸压区和弹性承载区，卸压区煤体在高应力作用下发生破坏，煤体处于单向应力状态，其强度降低为单向抗压强度;孤立煤体中部弹性承载区煤体处于三向应力状态，其强度为三向抗压强度。

　　3)孤立煤体应力估算。巷道围岩解除局部冲击危险后，孤立煤体的应力分布状态主要取决于巷道卸压后引起的支承压力影响范围及煤柱的宽度[9]。当煤柱距离确定时，随着卸压区距离的增大，孤立煤体边缘的支承压力峰值将开始叠加，煤体中央的载荷增大，弹性承载区应力出现均化，煤体长期处于高应力状态将产生塑性破坏，孤立煤体弹性承载区支承压力呈“平台形”分布。

　　4工程应用

　　4.1事故案例验证

　　事故区域平均采深为h=1350m，32采区集中运输巷和32采区集中进风巷间距D=70m，巷道宽度均为a=5m，卸压钻孔长度为L=25m，根据钻屑量监测，巷道开挖后，应力峰值距煤壁距离为7m，影响范围为15m，施工卸压孔后，应力峰值距煤壁距离为S=30m，影响范围为35m，即t=5m，动载系数η=1.3，煤体单轴抗压强度[σc]=18.5MPa，煤体三向抗压强度[σ3c]=55.5MPa。将各参数代入式(5)最终可得Ic=1.9>1.5，即孤立煤体平均支承压力超过临界冲击状态进而发生冲击。

　　4.2数值模拟验证

　　根据古城煤矿32采区地质条件，采用FLAC3D软件建立数值计算模型长×宽×高=200m×10m×70m。大巷间距为70m时，巷道围岩卸压前应力峰值为48MPa，应力集中系数达到2.6，且峰值位置距离巷道较近，巷道有局部冲击危险;巷道围岩卸压后应力向煤体中部转移，应力峰值达到82MPa，将其值代入式(5)可得Ic=1.47，则巷道围岩卸压后，孤立煤体核区应力集中已到达整体失稳临界冲击状态。当其受到采掘扰动时，最终突破孤立煤体整体失稳冲击临界状态，从而诱发冲击。

　　4.3下山孤立煤体冲击防治对策

　　1)降低孤立煤体平均支承压力。孤立煤体所受应力包括自重应力，巷道开挖卸压后造成的集中应力和其他因素造成的集中应力，其中自重应力无法改变，而巷道开挖造成的集中应力可通过合理留设巷道间距实现。孤立煤体整体失稳冲击与煤体宽度密切相关，煤体应力集中程度与巷道间距成反比关系，巷道间距留设不合理是诱发孤立煤体冲击事故的主要原因，因此，开采设计之初增大巷道间距留设是消除孤立煤体冲击危险性的根本方法。

　　2)增强巷道围岩综合抗压强度。由式(5)可知，当孤立煤体应力集中程度不变时，可通过增强巷道围岩综合抗压强度[σ3c]以此减小冲击危险性。增强巷道围岩综合抗压强度即合理选择巷道层位，通过将巷道布设为半煤岩巷或岩巷，降低巷道围岩(顶板、两帮、底板)软化系数，从而提高巷道自身围岩强度，确保巷道的长期稳定性。通过安全性及经济比较论证，该矿最终选择增大下山间距方案，目前该矿下山巷道已经安全向下延伸。

　　5结论

　　1)巷道围岩采取卸压措施后，应力峰值向孤立煤体中部转移叠加，孤立煤体在自重应力和地质构造应力等因素作用下，逐渐趋于整体失稳冲击临界状态，在其受到巷道掘进扰动时，最终突破整体失稳冲击的极限平衡条件而发生冲击。

　　2)孤立煤体平均支承压力达到煤体综合抗压强度的1.5倍时，孤立煤体处于临界冲击失稳状态。通过对32采区实际参数的计算分析，下山孤立煤体冲击危险系数为1.9，超过临界冲击失稳值，从而发生整体失稳冲击。

　　3)降低孤立煤体平均支承压力和增强巷道围岩综合抗压强度是防治孤立煤体冲击的关键。据此提出了针对性的防治对策：合理留设巷道间距及合理布置巷道层位等。

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