断层切割孤立煤体应力动态特征及协同卸压技术

2024-03-06 08:59焦仕学胡兆锋白光超成云海梁记忠
煤矿安全 2024年2期
关键词:采动煤体岩层

焦仕学 ,胡兆锋 ,万 晓 ,白光超 ,张 斌 ,李 波 ,成云海 ,梁记忠

(1.山东科技大学 资源学院,山东 泰安 271019;2.山东新巨龙能源有限责任公司,山东 菏泽 274918;3.湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南 湘潭 411201;4.山东科技大学 采矿工程研究院,山东 泰安 271019)

随着采深不断增加和开采条件日益复杂,煤矿开采期间冲击地压多集中在断层切割、采空区隔离等形成孤立煤体区域,与常见的冲击地压分类方法强调特定生产技术因素诱发冲击地压机理不同[1-3]。断层切割孤立煤体是矿井开采中的常见现象,对于千米及超千米深井而言,深部岩体本就具有高地应力的特征,断层切割孤立煤体应力集中程度更甚[4-6]。孤立煤体受采空区转移应力、构造应力、超前支承应力等多种应力叠加影响,煤体载荷超过其极限承载能力而诱发冲击破坏。孤立煤体周边采空面积大、采掘活动扰动强、构造发育、断层密集切割是这类型冲击地压的常见影响要素[7-9]。为此,学者们进行了大量研究。李俊平等[10]采用参数弱化法和接触面法建立数值分析模型,对比分析了断层切割对巷道稳定性的影响;张世平等[11]提出包含开采因素和煤层冲击倾向性的深井厚煤层大巷孤立煤体冲击危险性评价方法;王高昂等[12]研究了超深井下山孤立煤体整体失稳冲击机理,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;薛成春等[13]研究了深部不规则孤岛煤柱区煤体失稳冲击机理,基于此制定了煤柱区动静载力源降载释能的卸压方案;宋艳芳等[14]基于冲击地压失稳理论,揭示了冲击地压蠕变失稳机理,建立了蠕变失稳判别准则;曹安业等[15]探讨了由断层错动导致的孤岛工作面动力显现及强矿震的发生机理。

众多学者虽然对深部矿井煤层遇断层开采、孤立煤体开采等问题进行了大量研究,但采空区、断层切割影响形成的孤立煤体应力动态特征的研究较少。为此,基于新巨龙煤矿6305 工作面开采条件分析断层切割孤立煤体在受采空区转移应力、断层构造应力和超前支承应力等叠加后的总应力的分布特征,从应力场角度出发,探究受采空区隔离、断层夹持形成的煤柱在高应力作用下的发生的共性问题,进而采取措施释放应力而降低冲击危险性。

1 工程背景

新巨龙煤矿位于山东省菏泽市巨野县龙固镇境内,井田面积142.289 4 km2,采区数量共10 个。6305 综放工作面为六采区第5 个工作面,东为尚未开采的6306 工作面,西为6304 工作面采空区,南为北区下山保护煤柱,北为陈庙断层。该工作面走向长度平均1 390 m,倾斜长度262.4 m,工作面埋深为791.04~935.96 m。截至2023 年3 月23 日,6305 工作面平均回采917 m。六采区采掘布置平面图如图1。

图1 六采区采掘布置平面图Fig.1 Mining layout plan of the sixth mining area

根据附近巷道实际揭露及地面钻孔揭露资料,开采区域3 煤层厚度7.9~10.0 m,煤层中下部含1~2 层夹矸,夹矸厚度0~0.24 m,为灰黑色炭质泥岩,煤层倾角0°~12°。煤层上覆顶板有厚度为8.16 m 细砂岩以及厚度为18.09 m 粉砂岩作为厚硬岩层,且与煤层距离较近,易出现悬顶现象。6305 工作面钻孔柱状图如图2。

图2 6305 工作面钻孔柱状图Fig.2 Borehole column diagram of 6305 working face

6305 联络巷大致布置在工作面走向中部,与工作面斜交,横穿F311和XF2断层,联络巷在工作面回采前已采取材料充填。6305 工作面断层发育较多,F311断层、XF2断层、6304 采空区共同形成断层切割孤立煤体。6305 工作面断层切割孤立煤体平面图如图3。

图3 6305 工作面断层切割孤立煤体平面图Fig.3 Plane graph of isolated coal body cut by fault in 6305 working face

图3 中,ABC三角煤体区周边采空面积大、采掘活动扰动强、构造发育、断层密集切割。因此,断层切割孤立煤体承受6304 工作面采空区转移应力、断层构造应力、6305 工作面超前支承应力叠加作用,煤体载荷超过其极限承载能力易诱发冲击破坏,在顶板下沉作用下,断层面将产生间歇式错动诱发矿震,在动静叠加作用下,发生冲击地压的风险增高。

2 断层切割孤立煤体力学分析

2.1 孤立煤体静力系分析

构建的孤立煤体受力估算模型如图4。

图4 孤立煤体受力估算模型Fig.4 Force estimation model of isolated coal

孤立煤体一侧为6304 采空区,一侧为XF2正断层。6304 采空区覆岩形成非对称压力拱结构,孤立煤体载荷力源为上覆岩层自重应力、6304 采空区、XF2正断层覆岩转移应力。

式中:Q 为孤立煤体承受载荷,kN/ m;Qm为煤柱上覆岩层自重力,kN/ m;Q1为6304 采空区传递载荷,kN/ m;Q2为XF2正断层传递载荷,kN/m。

式中:ρ为上覆岩层密度,t/ m3;H1为采空区左侧至地表距离,m;L为采空区宽度,m;α为岩层倾角,(°);H2为理想化后断层发展高度,m;H3为表土层厚度,m;lm为孤立煤体平均宽度,m。

式中:l为6304 采空区最大垮落高度距离孤立煤体宽度,m,l=h/tanφ;h为6304 采空区最大垮落高度,m;φ为6304 采空区岩层断裂角,(°)。

式中:β为断层倾角,(°)。

新巨龙煤矿 6304 综采工作面覆岩层主要由砂岩和泥岩构成,地层属于中硬岩层,根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》对该面采后覆岩垮落带高度进行预计:

式中:m为煤层开采厚度,m;k为岩石碎胀系数。

则孤立煤体所承受的平均静应力为:

式中:σj为平均静应力,MPa。

2.2 孤立煤体动力系分析

在孤立煤体上覆岩层的空间结构中,高位岩层作为恒定的外力作用在煤体上,孤立煤体区域受到巷道掘进及工作面回采等活动影响时,采掘活动产生的动载施加在孤立煤体上,从而增大了煤体的冲击可能性。

式中: σ为孤立煤体平均支承压力,MPa;σd为平均动应力,MPa;η为动载系数。

2.3 孤立煤体开采冲击危险性分析

根据新巨龙煤矿6305 工作面实际情况,取ρ=2.2 t/m3,H1=801 m,H2=214 m,H3=605 m,L=264 m,h=18.2 m,l=132 m,lm=106.5 m,α=3°,β=70°,φ=45°,m=9.08 m,k=1.5。可由式(1)~式(6)求得=51.09 MPa;对比孤立煤体回采期间来压前及来压时支架阻力,取平均动载系数η=1.3,由计算求得=66.42 MPa。

上述可知,冲击地压发生的应力主要来源为采空区及正断层向孤立煤体弹性核区转移的高静应力;另1 个是工作面回采时产生的动应力。静应力和动应力叠加后的总应力构成了孤立煤体冲击的破坏力源,孤立煤体失稳冲击的力学机制为:孤立煤体平均支承压力与煤体综合抗压强度的比值超过冲击失稳临界值时,孤立煤体发生冲击破坏[16],即:

式中:Ic为冲击危险性指数;[σ3c]为煤体三向抗压强度,MPa。

在回采过程中处于采空区转移应力以及断层构造应力集中作用下的孤立煤体来说,AB边受采空区转移应力影响最大,并且突出部位A、B、C均受断层构造应力影响,所以在工作面未采至F311断层前,孤立煤体叠加应力集中在突出部位A、B、C处。由于断层破坏了岩层的整体性,使得应力传递受阻,所以工作面采过F311断层后,随着工作面靠近断层,超前支承应力与断层构造应力叠加集中在XF2断层处,此时孤立煤体叠加应力集中在工作面煤壁与进风巷交叉处、工作面煤壁与XF2断层交叉处、突出部位A处。据此做出的断层切割影响下的孤立煤体应力叠加示意图如图5。

图5 孤立煤体应力叠加示意图Fig.5 Schematic diagram of stress superposition of isolated coal

3 断层切割孤立煤体应力分析

3.1 数值模型

为研究工作面推进期间断层切割孤立煤体应力场分布及演化规律,制定相应的专项防冲措施,结合新巨龙煤矿6305 工作面实际地质条件,模拟采掘工作面不断向断层切割孤立煤体推进的开采情况,建立FLAC3D三维计算模型进行数值模拟。岩层结构主要参照实际工作面钻孔柱状图。模型所采用的本构模型为莫尔—库仑(Mohr-Coulomb)模型,断层构造采用结构面(Interface)进行模拟模型参数主要参考相关煤岩层物理力学测试结果。数值模型岩层参数设定见表1。

表1 岩层模拟参数表Table 1 Rock layer simulation parameters table

模型沿走向长1 100 m,模拟工作面推进366~1 466 m,宽500 m,模型高度为250 m。对于模型计算边界条件,首先将模型的四周各边界各施加水平约束,即四周边界的水平位移为0;然后再将模型的底部边界固定,即底部的边界水平、垂直位移都为0;最后将模型的顶部设为采动应力边界,煤层平均埋深790 m,原岩应力约为20.16 MPa。

3.2 断层切割孤立煤体应力动态特征

6305 工作面采动应力分布图如图6, 6305 工作面采动应力分布图如图7,未卸压断层处两巷回采帮采动应力曲线如图8。

图6 6305 工作面采动应力分布图Fig.6 Mining stress distribution diagram of 6305 working face

图7 未卸压断层处两巷回采帮采动应力曲线Fig.7 Dynamic stress curves of stoping wall of two lanes in unrelieved faults

图8 未卸压断层处两巷非回采帮采动应力曲线Fig.8 Mining stress curve of non-mining side of two lanes in unrelieved faults

由图6 可以看出,进风巷邻近采空区,受采空区转移应力、超前支承应力、断层构造应力等多种应力叠加,进风巷平均采动应力远大于回风巷平均采动应力;并且随着工作面推进,断层切割孤立煤体面积逐渐减小,三角煤体区域单位面积采动应力在逐渐增加,应力集中程度进一步增大,冲击危险性相应增加[17];采动应力集中在孤立煤体突出部位。

由图7 可知:由于断层切割孤立煤体承受6304 工作面采空区转移应力,进风巷采动应力远大于回风巷采动应力;工作面未采至F311断层之前,进风巷F311断层处回采帮、回风巷F311断层处回采帮采动应力随工作面向前推进逐渐增加,进风巷F311断层处回采帮采动应力集中最高达69.3 MPa,采动应力集中系数达3.44,回风巷F311断层处回采帮采动应力集中最高达38.2 MPa,采动应力集中系数达1.89,直至工作面采过F311断层,F311断层处回采帮采动应力降为0;采过F311断层后工作面面前采动应力有所增加,XF2断层处回采帮采动应力突增至48.1MPa,采动应力集中系数达2.39,直至工作面推采过XF2断层,XF2断层处回采帮采动应力降为0。

由图8 可知:工作面未采至F311断层之前,进风巷F311断层处非回采帮采动应力随工作面向前推进逐渐增加至64.0 MPa,采动应力集中系数达3.17;工作面采过F311断层后,F311断层处非回采帮采动应力最终下降至54.2 MPa,采动应力集中系数达2.69;回风巷F311断层处非回采帮在工作面推采过F311断层,采动应力逐渐增加,表明进风巷受采空区转移应力、断层构造应力和采动应力等多种应力叠加影响,导致进风巷应力积聚;工作面采过F311断层后应力场重新分布,部分应力转移至回风巷;进风巷XF2断层处非回采帮在工作面采至F311断层前采动应力趋于平稳,直至工作面采过F311断层进风巷XF2断层处非回采帮采动应力集中最高达76.5 MPa,采动应力集中系数达3.79;直至工作面采过XF2断层,XF2断层处非回采帮采动应力最终下降至49.7 MPa,采动应力集中系数达2.47。

综上所述,由于断层切割具有阻隔应力传递的特征[18-19],导致工作面未推采过断层前,应力积聚在工作面与前方断层之间回采帮和非回采帮;当工作面采过F311断层后,XF2断层处回采帮有采动应力突增7.85 MPa,表明工作面推采过断层后应力重新分布,造成XF2断层一定范围弹性能富积,应力集中,特别容易发生动力灾害事故,存在巨大生产隐患。因此,需针对工作面进行过断层切割孤立煤体安全开采技术研究,采取相应的专项防冲措施。

4 协同卸压技术

根据力学分析及数值模拟结果可知,进风巷应力集中程度要大于回风巷,并且孤立煤体突出部位应力集中程度更甚。为了确保两侧巷道的安全稳定性,对孤立煤体区域两侧巷道针对性地提出了“大直径钻孔卸压+爆破切顶卸压”协同卸压技术,进而将孤立煤体区域进风巷和回风巷断层处高应力向煤体中部转移。

4.1 大直径钻孔卸压

大直径卸压钻孔布置示意图如图9。

图9 大直径卸压钻孔布置示意图Fig.9 Layout diagrams of large diameter pressure relief boreholes

进风巷为沿空巷道,卸压孔布置在回采帮;回风巷为实体巷道,卸压孔布置在巷道两帮。进风巷卸压孔施工保持在断层F311以北100 m 至XF2断层以南100 m,回风巷卸压孔施工保持在断层F311以北100 m 至断层F311以南100 m,钻孔施工方向垂直巷道轴向,平行煤层层面。大直径卸压钻孔孔径150 mm,孔深25 m,钻孔间距1 m,孔口距底板0.5~1.5 m,当施工煤体存在断层、煤层存在泥岩夹矸、煤层倾角较大时,可适当调整钻孔俯仰角度、钻孔高度等施工参数。

4.2 爆破切顶卸压

爆破孔布置如图10~图12, 进风巷、回风巷预裂爆破钻孔参数见表2。

表2 进风巷、回风巷预裂爆破钻孔参数Table 2 Borehole parameters of pre-splitting blasting in intake airway and return laneway

图10 进风巷、回风巷顶板预裂爆破钻孔布置平面示意图Fig.10 Plane schematic diagram of roof pre-splitting blasting borehole layout in intake airway and return laneway

图11 进风巷、回风巷顶板倾向爆破孔布置剖面示意图Fig.11 Sectional schematic diagram of roof dip direction blasting borehole layout in intake airway and return laneway

图12 进风巷、回风巷顶板走向爆破孔布置剖面示意图Fig.12 Sectional schematic diagram of roof strike blasting borehole layout in intake airway and return laneway

进风巷爆破孔自F311断层以北35 m 施工至XF2断层以南35 m 范围内;进风巷倾向爆破孔沿工作面倾向布置,每组3 个孔,组间距15 m、孔径89 mm、钻孔垂直回采帮、仰角80°、70°、50°,孔深分别为51、53、66 m,装药量分别为75、78、99 kg;进风巷走向钻孔沿巷道走向布置,每组1个孔,孔间距5 m,仰角70°,孔深50 m,装药量75 kg。

回风巷爆破孔自F311断层以北35 m 施工至F311断层以南35 m 范围内,回风巷倾向爆破孔沿工作面倾向布置,每组3 个孔,间距15 m、孔径89 mm、钻孔垂直上帮、仰角80°、70°、50°,孔深分别为51、53、66 m,装药量分别为75、78、99 kg;回风巷走向爆破孔沿巷道走向布置,每组1 个孔,孔间距5 m,仰角70°,孔深50 m,装药量75 kg。封孔段不小于孔深的1/3。

4.3 卸压效果

协同卸压前后断层处巷道两帮采动应力对比如图13、图14。

图13 协同卸压前后断层处回采帮采动应力对比图Fig.13 Comparison of mining stress on mining side of fault before and after coordinated pressure relief

图14 协同卸压前后断层处非回采帮采动应力对比图Fig.14 Comparison of mining stress on non-mining side of faults before and after coordinated pressure relief

针对断层切割孤立煤体区域进行“大直径钻孔卸压+爆破切顶卸压”协同卸压,卸压后进风巷F311断层处回采帮采动应力下降29.6%,进风巷F311断层处非回采帮采动应力下降12.2%,进风巷XF2断层处回采帮采动应力下降26%,进风巷XF2断层处非回采帮采动应力下降14.1%,回风巷F311断层处回采帮采动应力下降20.3%,回风巷F311断层处非回采帮采动应力下降11.1%。

根据6305 工作面推进695~884 m 期间的微震监测结果分析,震源分布较为集中,主要集中在孤立煤体区域,微震事件在孤立煤体集中不随工作面推进而迁移即出现了明显的“分区性”‚表明孤立煤体应力积聚[20]。由于巷道围岩采取卸压解危措施,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,卸压区域鲜有微震事件发生,且未出现能量大于5 000 J 的微震事件。

根据6305 工作面面前孔深为15 m 的钻屑孔煤粉量最大值分析,工作面推进700~880 m 期间钻屑量正常(极限煤粉量10.7 kg/15 m),表明卸压效果良好。

5 结 语

1)建立了断层切割孤立煤体力学模型,基于此分析了孤立煤体冲击危险性指数Ic=2.6>1.5,表明孤立煤体平均支承压力超过临界冲击状态,易发生冲击。

2)工作面未采过F311断层前,孤立煤体应力积聚位置在其突出部位A、B、C。工作面采过F311断层后,XF2断层处回采帮采动应力突增7.85 MPa,冲击危险程度升高。

3)针对断层切割孤立煤体突出部位应力集中问题,提出“大直径钻孔卸压+爆破切顶卸压”协同卸压技术。数值模拟卸压结果表明:孤立煤体突出部位回采帮应力平均降低25.3%,非回采帮应力平均降低12.5%。现场监测表明:协同卸压技术可保证工作面过孤立煤体期间安全回采。

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