新兴煤矿冲击矿压影响因素及危险区域划分

董长吉,　翟永胜,　苏广福,　冯俊杰

(1.黑龙江科技大学, 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.北京昊华能源股份有限公司 长沟峪煤矿, 北京 102451;3.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 鸡西分公司, 黑龙江 鸡西 158160;4.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)



新兴煤矿冲击矿压影响因素及危险区域划分

董长吉1,翟永胜2,苏广福3,冯俊杰4

(1.黑龙江科技大学, 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.北京昊华能源股份有限公司 长沟峪煤矿, 北京 102451;3.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 鸡西分公司, 黑龙江 鸡西 158160;4.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)

针对新兴煤矿冲击矿压频发的情况,结合该矿工作面概况,从地质赋存条件和开采技术入手,分析影响冲击矿压的主要因素,并进行危险区域划分。结果表明:煤层冲击倾向性、开采深度、顶底板坚硬程度、多种应力叠加作用、相邻开采区、巷旁留垛等为影响新兴煤矿冲击矿压的主要因素。 41051工作面和41062工作面的冲击危险区域为工作面回风巷130～200 m与其上出口40～50 m范围;特别冲击危险区域为工作面上出口附近。该结果为煤矿安全开采提供了保障。

冲击矿压; 新兴煤矿; 影响因素; 地质赋存; 危险区域

冲击矿压是矿山开采过程中发生的动力现象,其破坏形式多样,常伴随剧烈声响将煤岩体抛向井巷自由空间,造成支架破损、井巷破坏及人员伤亡,同时也易引发其他事故,严重威胁煤矿生产安全。新兴煤矿自2007年开采以来,共发生冲击矿压71次,其中,采煤工作面共发生42次,占总数的59.2%;回风平巷冲击矿压共发生29次,占总数的40.8%。冲击矿压发生原因复杂,影响因素众多,涉及矿山岩石力学和矿山压力等多学科。笔者结合新兴煤矿工作面概况,分析影响煤矿冲击矿压的主要因素,并进行危险区域划分,以期为该矿安全开采提供保障。

1　冲击矿压影响因素

1.1地质赋存

1.1.1煤岩层冲击倾向性

新兴煤矿不同开采煤层的煤岩冲击倾向性指标参数如表1所示。由表1可知,六采区58#煤层的弹性能与冲击能较大,动态破坏时间较短,这表明该煤层具有强冲击倾向性;煤层顶、底板弯曲能较大,根据参数判定为中冲击倾向性。与58#煤层相似,同采区60#煤层的弹性能与冲击能也较大,也具有强冲击倾向性;根据指标参数,该煤层顶、底板表现为中冲击倾向性。

表1　新兴煤矿不同开采层煤岩冲击倾向性指标参数

1.1.2煤岩含水率及浸润性

煤层的冲击特性与其含水率密切相关,煤层含水率越高聚集的弹性能则越低,煤层冲击危险性越小[1]。若在煤层天然含水状态下,使其含水率增加1%～2%,煤层的冲击类型可降低一个等级。煤层的天然含水状态一般与其孔隙度无关,而其饱和含水率与孔隙度成正比关系。孔隙度越大,煤体注水技术就越易实施,其技术效果也就越好[2-3]。由现场实际工程实践得知,新兴矿六采区58#煤层和60#煤层的含水率已达到2%左右,且吸水性一般。

1.1.3开采深度及地应力

冲击矿压存在一个临界深度,即小于此深度开采时,尽管也可能发生冲击矿压,但都是零星的;大于此深度开采时,冲击矿压会频繁发生[4]。由开采实践可知,我国煤层开采深度以500 m作为临界点,当开采深度大于500 m时,随着开采的不断进行,发生冲击矿压的次数急剧上升,其破坏性进一步加大[4]。冲击矿压矿井数量(n)与开采深度(h)随时间变化情况见图1。

图1　冲击矿压矿井数量与采深随时间变化情况

新兴煤矿大部分煤层平均开采深度达到500m,其中,67#煤层开采深度已达557m,可见,开采煤层深度已经超过了临界点,因此,开采深度较深也是导致冲击矿压频繁发生的重要因素。

1.1.4顶板坚硬程度

新兴煤矿主采煤层分别为48#、49#和65#煤层,三煤层基本符合“三硬”条件,其上覆老顶较厚,且坚硬,具备冲击矿压发生条件。由于采用下行开采顺序,采煤工作面上部煤层采空,加之煤层倾角较大,采用沿空留巷方式,岩层受重力作用倾向于工作面运输平巷方向垮落。多种因素影响下,工作面回风平巷长期受上区段顶板的压力作用,工作面上隅角压力较大,造成应力集中,为冲击矿压发生进一步创造了条件。

1.1.5断层构造

大量的开采实践证明,当采掘工作迫近断层构造时,很容易发生冲击矿压事故[5];当采掘工作面推进至断层附近时,通常会引起断层本身突然错动,进一步增加冲击矿压发生的几率。新兴煤矿48#煤层的41081采煤工作面,在回采过程中,发生了两次冲击矿压,除受煤岩体自身力学参数和采动影响等多种因素作用外,工作面迫近断层也是导致发生冲击矿压的重要原因。

1.1.6多种应力叠加作用

新兴矿前石门最大主应力为22.6～23.3MPa;最大主应力方向变化范围为176.8°～177.2°,其主应力与水平夹角为6.9°～7.1°,实际测量得出的最大主应力为理论计算的6倍之多,这主要是由于构造应力、地应力,瓦斯压力,采动应力的叠加作用导致的。

1.2开采技术

1.2.1相邻采空区

由于新兴煤矿采用下行开采顺序,开采过程中运输平巷采用沿空留巷的作业方式,两道石墙的宽度分别为1.8和2.0m,间距为2.0m。受重力作用及煤层倾角影响,工作面上区段冒落煤岩体作用力倾向于工作面运输平巷方向,导致回采工作面回风平巷承受上区段顶板的悬臂压力,回风平巷煤体形成压力增高区,最高压力为上部实体煤的两倍以上;采空区另一侧成为减压区。受其影响,工作面回风平巷转变为应力突变区,高应力范围达到70m以上;回采工作面近上、下巷区域内部应力集中程度相关较大,而随着回采的不断进行,应力集中程度逐步增强。根据以往发生的冲击情况分析,该应力集中是导致工作面发生冲击矿压的重要原因。

1.2.2沿空留巷巷旁留垛

新兴矿65#煤层41051工作面前期回采时,因工作面直接顶为破碎页岩,顶板难以维护,故工作面自切眼开始,每推进4m留出13m左右的煤垛。推进一定距离后,工作面直接顶岩性好转,变为细砂岩,顶板变得坚硬,但回采留煤垛的方式仍然保留。煤垛的存在,使得坚硬顶板难以自然跨落,顶板悬臂长度过大,积蓄的顶板弯曲能大。当顶板悬臂难以支撑顶板自重发生跨落时,顶板积蓄的大量能量得以释放,导致工作面前方发生顶板型的冲击矿压[5-6]。

选取距切眼120m左右的煤垛,应用FLAC3D软件进行模拟分析,结果如图2所示。

图2　沿回采工作面走向方向的垂直应力分布

从图2可以看出,在工作面推进过程中,煤垛的存在对65#煤层的应力分布产生重要的影响。当工作面推进到120m左右时,形成了大面积采空区,沿工作面走向方向,煤垛的支撑作用,阻止了上部顶板的垮落,导致悬露的顶板面积增大,因而煤垛承载了较大的应力。由图2还可看出,煤垛内部为应力集中区,煤垛发生破坏,将造成顶板垮落而极易发生事故。

图3为沿走向方向的工作面支承压力分布情况，其中l为距上巷的距离。分析图2、图3可知,煤垛内的支承压力分布与工作面不同,峰值位于工作面后方,并且在后方很大范围内都处于高应力状态。工作面其他位置应力峰值集中在工作面前方2～3m处,应力集中程度最高为工作面上部,应力集中系数达到2.4倍。煤层塑性破坏区较小,内部超前支承压力峰值靠近煤壁,很容易诱发煤的突出。

图3　回采工作面超前支护区域支承压力分布曲线

图4、5给出了工作面沿倾向方向的支承压力分布情况，其中l′为工作面前方距离。在回采期间,受煤层倾角影响,上区段采空区下部被冒落的矸石充填并压实,起到了支撑顶板的作用,削弱了侧向应力对下区段煤体的影响。

图4　沿工作面倾向方向的垂直应力分布

图5　沿工作面侧向方向支承压力分布曲线

图6是65#煤层垂直应力分布的三维效果图。在倾斜煤层中,由上阶段采空区造成的稳定支承压力带,沿煤层倾斜方向分布范围为10～30m,而沿工作面走向的超前支承压力峰值分布在工作面前方2～4m处。

图6　工作面支承压力分布矢量

2　冲击矿压危险区域划分

2.141051回采工作面

新兴煤矿41051工作面煤层厚度为0.85m,直接顶为35m厚的砂岩,煤层倾角为26°,工作面长度为155m,开采深度约为500m。根据沿空留巷围岩矿压显现规律与倾斜长壁回采工作面巷道围岩应力分布特征,进行工作面冲击矿压危险区域划分。

(1)危险区域41051工作面回采期间,始终受采空区与上区段采空区顶板悬臂梁的来压作用,工作面回风平巷150～200m与工作面上出口40m范围内为危险区。

(2)特别危险区域41051工作面回风平巷围岩完整性较差,在回采过程中,每推进4m留设5.5m×13.2m的煤垛。这些煤垛的存在,致使工作面上出口附近为高危险区。

2.241062回采工作面

新兴煤矿41062工作面煤层厚度为0.85m,工作面走向长1 200m,倾斜平均长140m。开采深度为590～670m。根据倾斜煤层工作面转角开采特点与围岩应力分布特征,进行工作面冲击矿压危险区域划分。

(1)危险区域由于工作面后方采空区与上区段顶板悬臂梁的共同作用,工作面回风平巷近工作面130～180m与上出口50m范围为一般危险区域。在工作面转角处,应力比较集中,为比较危险区域。

(2)特别危险区域由于煤层倾角较大,加之回风平巷围岩稳定性较差,41062回采工作面推进过程中,每推进6m留设6.5m×15.0m的煤垛,这些煤垛的存在,致使工作面上出口附近为高危险区。

3　结　论

(1)新兴煤矿冲击矿压的主要影响因素包括煤层地质赋存条件与开采技术两方面,煤层地质赋存条件为煤岩层冲击倾向性,煤岩含水率、浸润性,开采深度,地应力,顶板坚硬程度,断层构造及构造应力等;开采技术因素为相邻采空区及沿空留巷巷旁留垛。

(2)该煤矿41051(41062)回采工作面回风平巷150～200m(130～180m)与工作面上出口40m(50m)范围内为危险区域;上出口附近为高危险区域。

(3)冲击矿压影响因素分析及危险区域划分对新兴煤矿调整开采技术具有实际意义,为相似地质条件下的安全生产提供了借鉴。

[1]齐庆新, 陈尚本, 王怀新, 等. 冲击矿压、岩爆、矿震的关系及其数值模拟研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2003, 22(11): 1852-1858.

[2]李洪. 冲击矿压前兆信息的混沌预测及模式识别研究[D]. 青岛: 山东科技大学, 2006.

[3]茅献彪, 陈占清, 徐思朋, 等. 煤层冲击倾向性与含水率关系的试验研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2001, 20(1): 51-52.[4]秦子晗, 潘俊锋. 新兴煤矿工作面冲击地压发生机理研究[J]. 煤炭工程, 2011(7): 64-65.

[5]石磊. 沿空留巷采煤工作面冲击地压危险区域的预测[J]. 山东煤炭科技, 2010(2): 224.

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(编辑荀海鑫)

Rock burst impact factors and danger zones in Xinxing coal mine

DONGChangji1,ZHAIYongsheng2,SUGuangfu3,FENGJunjie4

(1.Key Laboratory of Mining Engineering of Heilongjiang Province College, Heilongjiang University of Science & Technology,Harbin 150022, China; 2.Beijing Haohua Energy Resource Co.Ltd., Changgouyu Mine, Beijing 102451, China;3.Jixi Branch, Heilongjiang Longmay Mining Holding Group Co.Ltd., Jixi 158160, China;4.Qitaihe Branch, Heilongjiang Longmay Mining Holding Group Co.Ltd., Qitaihe 154600, China)

Aimed at addressing the frequent occurrence of rock burst in Xinxing coal mine, this paper provides an analysis of the main factors influencing the rock burst and classification of danger zone, combined with the overview of mining work face and starting from the geological occurrence conditions and mining technology. The results show that impact tendency of coal seam， mining depth， the hard degree of roof and floor， a variety of stress superimposition， adjacent mining， woodpile beside roadway constitute the main factors influencing the rock burst in Xinxing coal mine. 41051 work face and 41062 work face are exposed to danger zones lying in return air lanes 130～200 m and up export 40～50 m and to special danger zones near the up export. This study serves to ensure safe mining production.

Rock burst; Xinxing coal mine; influencing factors geological occurrence; danger zone

2013-08-23

黑龙江省教育厅科学技术研究(指导)项目(12533061)

董长吉(1978-)，男，黑龙江省明水人，讲师，硕士，研究方向：采煤方法与巷道支护，E-mail:dcjchenxi@163.com。

10.3969/j.issn.1671-0118.2013.05.003

TD324

1671-0118(2013)05-0417-04

A