我国矿区地质条件复杂多样,巨厚坚硬岩层广泛分布于我国的多个矿区,如义马矿区、济宁矿区、淮北矿区等,通常情况下这类关键岩层强度较高(单轴抗压强度高于50 MPa),厚度超百米,距离煤层较远且整体性较强。随下方煤炭的采出,巨厚岩层发生大范围沉降运动,其影响范围往往超过单一工作面[1],有可能对其他工作面应力环境产生扰动,诱发冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶等煤岩动力灾害。
目前大量学者试图通过矿压、微震和地表沉陷等监测手段建立巨厚岩层运动与冲击地压的联系,主流观点认为,巨厚岩层的垮落失稳不仅导致地表下沉速率增大[2-3],同时破断产生的高能量和岩层回转是工作面强矿压显现和冲击地压的主要诱发因素[4-7]。
在巨厚岩层运动诱发的冲击地压灾害控制方面,目前采用的方法主要集中在煤岩体卸压[8-9]、采场支护强度提升[10]、巨厚顶板人为弱化[11-14]、离层注浆[15]、工作面协调开采[16]、保护层开采[17]等方面,从消除煤体应力集中和弱化近场及远场应力源角度降低冲击危险。
对于顶板赋存巨厚砾岩的义马矿区而言,研究表明矿区局部区域超过400 m巨厚砾岩层整体处于弯曲下沉带而未发生断裂[18],随着矿区局部多工作面的逐步形成,巨厚砾岩整体运动对远场工作面应力扰动的现象日益凸显,当前已有学者[11,19]提出厚硬岩层的高位大结构概念,然而并未对大结构中厚硬岩层的联合运动行为进行详细阐述。此外,对于防冲技术尺度的认知多局限于单一工作面,大尺度下工作面之间的冲击地压协同防控方法却鲜有涉及。笔者以义马矿区耿村煤矿13230工作面和千秋煤矿21采区为例,基于现场地表沉陷观测、矿压和微震监测,提出岩层联动效应,针对造成应力扰动的高位岩层联动因素,提出井间弱链增耗和吸能稳构防冲方法,以期为高位巨厚岩层控制下相邻矿井工作面冲击地压发生机理与控制技术提供理论基础。
义马矿区耿村煤矿与千秋煤矿东西相邻,耿村矿13230工作面和千秋矿21121工作面均位于井田边界处,开采同一煤层2-3煤,井间区域煤层平均厚度23.4 m,平均倾角11°,井田边界煤柱为160 m,回采方式均为井田边界向下山方向的后退式回采。
13230工作面走向长971 m,倾斜长196 m,其北侧为13210采空区,南侧为未开采实体煤。21121工作面走向长1 220 m,倾斜长130 m,其南北侧均为采空区。13230工作面于2015-12-01开始回采,2015-12-22发生冲击地压后停产1 a,于2016-11-01恢复生产;21121工作面及南北工作面于2007,1999和2012年回采完毕。井间工作面布置及2-3煤层开采情况如图1所示。
图1 工作面布置
Fig.1 Layout plan of working face
13230工作面和21121工作面煤层顶底板岩性如图2所示,煤层底板自上而下分别为6.17 m的炭质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩互层,超过180 m的粉砂岩;煤层顶板自下而上分别为32.19 m泥岩,214.92 m粉砂岩、细砂岩、中砂岩、砾岩互层,387.73 m巨厚砾岩。2009年8月和10月分别在21121采空区上方实施地表钻孔1号和2号(图2),探测“三带”发育情况,根据钻取岩芯完整程度,并配合打钻过程中漏浆、出水、掉钻,瓦斯涌出等现象,判断13230工作面回采过程中形成图2所示的覆岩空间结构,需要说明的是,由于2号孔探测得到地表弯曲下沉带厚度的结果与1号孔近似,为便于作图分析,将1号孔探测结果示于图中。2号孔探测结果为:17.5~55.0 m局部出现轻微裂隙和漏浆情况;55.0~287.5 m砾岩岩芯完整,岩层轻微破碎,出现多处较大裂隙,钻进至265.52 m时有瓦斯涌出;287.5~399.0 m部分岩芯破碎,出现严重漏浆、瓦斯涌出和孔内垮塌现象;399.0~480.13 m岩芯较完整,局部出现漏浆和孔内垮塌现象;480.13~545.05 m岩芯破碎,出现掉钻和埋钻现象。由1号孔探测得到的覆岩空间结构中,直接顶泥岩层为垮落带,下位98.92 m砂砾互层为裂隙带,上位116 m砂砾互层和巨厚砾岩为弯曲下沉带。该结构在形态上类似“T”形,其中巨厚砾岩梁和上位砂砾互层岩梁为“T”的“—”,井间煤柱及上覆未破断岩层为“T”的“丨”。当13230工作面回采时,由于两工作面采空范围不同,导致该“T”形结构呈现非对称特征,因而称为非对称“T”形结构。
受图2非对称“T”形结构近似杠杆启发,笔者用其一端下沉带动另一端翘起的运动行为来形象地比拟井间开采条件下高位岩层的运动规律。井间覆岩结构的力学行为能否用杠杆表征,关键是看2者在传递介质、支点单元和边界荷载条件上是否具有相似性。
(1)传递介质相似性
根据地表钻取岩芯的分析结果,巨厚砾岩的砾石成分以石英砂岩和石英岩为主,小块直径多为32~128 mm,磨圆度较好,胶结物以硅质为主,致密较坚硬。砂砾互层中砾岩层与巨厚砾岩成分接近,砂岩层成分以石英和长石为主,局部含有少量砾石和钙质团块。因此,砂砾互层岩性接近,其与上覆巨厚砾岩整体强度较高、完整性较好,完全有可能发生大范围的运动响应。
(2)支点单元相似性
已有研究表明,煤柱强度与煤柱宽高比呈幂函数关系增长[20],一般情况下当煤(岩)柱宽高比>5时,其强度随宽高比的增大而显著增大,煤(岩)柱不易被破坏[21]。对于耿村—千秋井间煤柱而言,该比值为6.84,而且狭长矩形煤柱整体强度更高,因而百米超宽煤柱和其上覆未破断岩层形成的自稳结构具有较高的承载能力,其完全可能成为巨厚砾岩大范围联合运动的“支点”。
图2 非对称“T”形覆岩空间结构
Fig.2 Asymmetric T-shaped structure of overlying strata
(3)边界荷载相似性
两工作面厚煤层开采导致裂隙带发育至巨厚砾岩下位,受波及的巨厚砾岩及砂砾互层具有相当的下行运动空间,由于两侧采空长度的不同,形成了不同长度力臂,巨厚砾岩的自重应力作用可认为是杆件两端边界施加的载荷条件。
由此可见,在井间煤柱及上覆未破断薄层共同支撑作用下,21121工作面上覆巨厚砾岩沉降运动有可能诱发13230工作面上覆巨厚砾岩抬升运动,此外,随着13230工作面采空区长度逐渐增大,结构由非平衡态向平衡态的过渡过程中,13230上覆砾岩层及砂砾互层由高位的回转运动也可能造成21121工作面砾岩层的运动响应。为便于下文叙述,将井间巨厚砾岩及砂砾互层称为联动层,将联动层的时空运动响应行为称为井间联动效应。
由于巨厚砾岩层位较高且其联合运动会对两侧工作面产生扰动,为验证巨厚砾岩联动效应的存在性,在13230和21221工作面开展了全空间一体化煤岩体动力响应的相关观测。13230工作面采取了以下手段:① 在工作面上方地表开展地表沉陷水准观测,沿工作面走向建立1条观测线,共布置5个水准观测点,具体位置如图1所示;② 工作面支架安装顶板在线监测系统,对顶板压力实施24 h连续监测;③ 使用ARAMIS微震监测系统对工作面煤岩体微震活动进行实时连续监测。21121工作面采取以下手段:① 在21采区缆车下山不同位置埋设钻孔应力计对终采线附近煤岩体垂直应力变化进行监测,钻孔位置如图1所示;② 使用ARAMIS微震监测系统对采空区进行实时连续监测。
2016-12-01—2019-08-01期间13230地表沉降量如图3所示,由图3可知,不同时期工作面走向各测点地表沉降量明显不同。工作面复产初期,2017-10-01的53号测点明显大幅上升而其他测点变化不明显,另外此时工作面(图1)距离该侧点较远,受开采扰动的可能性较小,认为测点大幅抬升或许是由地面人为干扰等客观因素造成。此后工作面回采相当长度后,采动影响下非对称“T”形结构逐步活化,巨厚砾岩联动较为明显,此时千秋21101,21121和21141工作面已充分采动,受13230工作面开采扰动的影响,千秋侧上覆巨厚砾岩梁的整体弯曲下沉作用导致13230工作面地表发生局部抬升,且不同测点抬升量明显不同。如50号测点距离井间煤柱较近,其在2018年3月、7月、12月抬升量仅2~26 mm;而2018-04-01,2018-07-01—2018-11-01部分测点也均发生小幅抬升现象,51和52测点抬升幅度分别为18~40 mm和19~59 mm,稍高于53和54测点(3~29 mm和1~9 mm),一方面由于该时期工作面位置(图1)距离51和52号测点较近,开采扰动下覆岩结构体活化导致51号和52号测点抬升明显,另一方面,发生联动的巨厚砾岩范围有限,距离井间煤柱越远,联动效应越弱;随着13230采空面积进一步增大,“T”形结构逐渐趋于平衡态,导致联动效应逐渐减弱,因此各测点抬升幅度逐渐减小,最终变为非抬升的持续下沉状态。
图3 13230工作面地表沉降
Fig.3 Surface subsidence of 13230 working face
提取13230工作面复产期间正中部70号支架(图1)的前柱压力数据(每5 min采集并记录1次),并且对易受13230开采扰动的千秋21采区缆车下山1~5号钻孔(位置如图1所示)每日监测的压力取均值,得到的井间顶板压力变化如图4所示。图4(a)中由于支架压力采集故障,导致回采初期部分数据缺失,同时,移架推溜等工序过程中压力数据过低,因此进一步筛选高于5 MPa的应力数据。由图4(a)可知,13230工作面回采过程中顶板压力波动较大,2018年12月前顶板压力整体呈上升趋势,且压力峰值也逐渐升高,之后基本稳定;而图4(b)中千秋21采区各测点顶板压力在2018年12月前整体下降明显,尤其靠近13230工作面易扰动区域中部的3号测点,该测点钻孔应力从4.3 MPa降低至2.0 MPa,降幅甚至达到53.5%。
图4 井间顶板压力变化
Fig.4 Variation of roof pressure of two mines
由于13230工作面开采后,联动效应导致该面联动层整体抬升,减轻对下覆煤岩的垂直应力作用,此时支架压力相对较低,随着工作面的持续推进,非对称“T”型结构逐渐向平衡态过渡,13230工作面联动层逐渐由高位向下回转,对工作面基本顶砂砾互层和直接顶泥岩产生挤压作用,导致顶板压力持续升高;21121砾岩层由低位向上回转平衡,顶板垂直压力逐渐下降。
当微震检波器在工作面前方布置时,受限于微震设备的空间布置、人为参数设置及监测能力,通常只能监测某一范围内的岩体活动规律而无法反映覆岩空间结构高位岩层的运动情况,就13230工作面实测微震事件高度而言,最高为268 m,最低为-82 m,其中高度为0表示煤层底板,由图2可知,联动层与煤层距离为128.31 m,说明工作面微震系统能够监测到联动层下位岩层的微震活动而无法监测联动层的整体联动行为。由于联动层的下沉的“增压”作用使下方较软的直接顶泥岩、煤和直接底泥岩破裂加剧,导致微震活动整体层位较低;相反,联动层抬升导致上覆岩层活动占比增加,微震层位较高。因此可使用微震事件的高度间接表征高位岩层联动规律,为了更直观地表达联动层时空演化规律,图5给出了2015-11-01—2019-05-21期间13230工作面和千秋21采区每月所有微震事件的平均高度和2010-04-01—2012-10-01 21141工作面回采期间每月所有微震事件的平均高度。
图5 每月所有微震事件平均高度变化
Fig.5 Changes in monthly mean height of microseismic events
由图5可知,13230工作面回采初期,受联动效应带来的强应力扰动作用,该工作面发生剧烈的冲击地压事故,事故后“T”形结构逐渐活化,联动作用明显,该时期微震事件平均高度骤然升高,并于2016年2月达到最高值93 m;之后随回采停止,进入平静期,顶板联动效应减弱,微震事件高度大幅降低;2016年11月复产期间,开采扰动下“T”形结构再次活化,12月微震事件高度再次升高;随两侧采空面积的逐渐接近,“T”形结构局部已趋于平衡,较多微震事件产生于高度为0~10 m的煤体中。
由千秋21采区微震事件高度可知,13230工作面回采过程中21采区微震高度波动较大,似乎并无明显规律,该时期21采区无开采活动,微震事件较少(甚至无微震事件),微震高度均值受单个极端数据的影响,因此分析高度变化规律的意义不大,但从整个时期井间两侧的微震高度来看,13230工作面微震事件整体上高于东侧千秋21采区,这与巨厚砾岩联动效应下耿村侧巨厚砾岩的抬升状态和千秋侧下沉状态保持一致。
结合21141工作面微震事件高度来看,当21141工作面回采时,每月微震事件高度在-40~-130 m内波动,其明显低于13230工作面回采期间和千秋21采区微震事件高度,说明了井间“T”形结构先采侧开采时,高位岩层沉降运动导致后采侧抬升,同时随着后采侧开采长度的增加,其上覆高位岩层反作用于先采侧,导致先采侧高位岩层回转抬升。
冲击地压是矿山井巷和采场周围煤岩体由于弹性变性能突然、急剧地释放而产生的一种破坏性动力现象。冲击地压多发生在煤矿采掘工作面及巷道,尤其在回采巷道超前工作面0~80 m范围[22]。冲击发生后,煤壁大范围片帮,松散含裂隙煤块从煤体中抛出,煤体发生整体滑移运动,煤体与顶底板之间有明显的滑动擦痕与离层(0.10~0.15 m)[23],巷道断面收缩量可达50%~70%[22],整个冲击过程伴随有巨大的声响,产生的气浪导致局部风流逆转,巷道支护设备弯曲变形并倾斜歪倒。
13230工作面回采初期(2015-12-22)运输巷发生冲击地压事故,运输巷开切眼至前方160 m处破坏严重,巷道宽度和高度分别由6.2 m和4.1 m急剧压缩至1.8 m和2.1 m,在煤体巨大的破坏作用下,胶带倾斜侧翻,损毁的液压抬棚、管线等杂物充满巷道。事故后工作面停产,于2016-11-01恢复生产。复产初期(2017年1月至8月)共发生63次较轻微的冲击显现,如煤体滑移30~40 cm,运输巷液压抬棚倾斜滑移5~50 cm,工作面巷道个别钻孔垂直应力增幅为0.1 MPa,并且伴随落煤、震感和响声等现象。随后回采过程(2017年9月至2018年3月)共发生8次更加轻微的冲击显现,其中包括一次液压抬棚小滑移(10~20 cm),多个钻孔垂直应力增幅0.1~0.3 MPa,支架立柱被压死现象,其余均为落煤和声响等微弱显现。
井间未开采时,原始垂直应力、原始水平应力和煤-岩结构面属性具有合理的匹配关系,煤岩体处于力学平衡状态。当井间近距离工作面开采时,高位岩层联动作用导致滞后工作面煤岩体垂直应力降低,弱化了煤体纵向约束作用,此时若水平应力超过摩擦极限,则极有可能诱发煤体水平滑移式冲击;随着滞后工作面回采长度的增加,高位覆岩结构逐渐趋于“平衡化”,同时联动范围的有限性使高位岩层受联动影响逐渐减弱直至丧失,该过程最终导致垂直应力逐渐升高,使水平方向显现为主的冲击效应逐渐弱化而垂直方向逐渐增强。高位岩层的联动效应通过影响煤体宏观的垂直应力环境,从而改变了垂直方向上对于煤体作用的占比情况,进而导致了煤体偏向不同方向的冲击显现特征。
结合13230工作面冲击显现而言,该工作面回采初期受联动扰动明显,顶板压力较低(图4),而且,煤层与直接顶之间的炭质泥岩薄层(5 cm)进一步降低了煤层与顶板间的摩擦因数。在南部F16断层活化作用下,高水平应力导致煤体滑移,发生剧烈的冲击地压事故;工作面复产后随着工作面继续回采,非对称“T”形结构逐渐向平衡态过渡,顶板压力逐渐升高,因此煤体及支护设备水平滑移量相应降低,且工作面巷道个别钻孔开始出现垂直应力小增幅现象。随着13230工作面继续回采,由于砾石和卵石等碎石胶结而成的巨厚砾岩发生联动效应的范围有限,采空范围越大,应力扰动则越弱,因此回采中后期水平方向冲击显现的强度和频度明显减小,而垂直方向冲击显现逐渐剧烈,出现了多钻孔应力高增幅和支架压死的现象。
由井间4017,4108和4109地质钻孔剖面(图1 A—A′)得到耿村—千秋井间煤系地层赋存状况、断层形态、运动趋势及区域应力方向如图6所示。由图6可知,F16断层断裂面呈“上陡下缓”的犁形,低位巨大水平推力作用下,断层活化并沿断裂面发生剪切滑移运动。13230工作面层位较低,处于水平推力作用范围内,因此断层逆冲运动的水平挤压作用为井间区域提供了高水平应力环境。
图6 井间地层构造形态及应力环境
Fig.6 Strata structural features and stress condition between two mines
为了更加深入了解井间区域水平应力与垂直应力的关系,分别在13230工作面运输巷和21141工作面回风巷开展了地应力测试,测点位置如图1所示。由地应力测试结果可知,13230工作面最大水平应力和最大垂直应力分别为14.84 MPa和15.55 MPa;21141工作面最大水平应力和最大垂直应力分别为22.87 MPa和19.54 MPa,由于易受联动扰动的井间煤柱区域基本处于两矿地应力测点连线的中部,因此近似用两工作面应力平均值表征井间煤柱附近的应力水平,得到的水平应力和垂直应力分别为18.855 MPa和17.545 MPa。由煤岩摩擦滑动的力学试验[24-25]可知煤和直接顶泥岩的摩擦因数分别为0.61~0.63和0.61~0.65,显然井间区域煤体水平应力远高于直接顶泥岩的摩擦约束,联动作用则加剧了约束弱化,导致了13230工作面开采初期发生冲击地压事故;当工作面逐步向下山方向(地应力测点处)推进,水平应力逐渐减小而垂直应力逐渐增大,加之联动效应逐渐减弱,工作面上下巷煤体及支护设备的滑移量大幅降低。
上述分析可知,高位岩层的联动效应整体控制井间两侧煤体垂直应力环境,因此将联动岩层视为整层煤体的加卸载系统,当滞后工作面回采时,联动层局部抬升可视为煤体垂向受载由高向低的卸载过程。
文献[26]研究了预制裂隙标准岩样在法向应力卸载而切向应力不变条件下的剪切滑移破坏行为。压减卸荷试验中,首先将标准岩样劈裂为两部分(图7(a)),将2部分分别置于直剪仪的上下剪切盒中,试验分3个阶段进行:① 以应力控制方式增加法向应力至预定值,其次保持法向应力不变;② 以位移控制方式增加剪切应力至预定值;③ 保持切向应力不变,以应力控制方式降低法向应力直至裂隙面剪切失稳破坏。在第3阶段的轴压卸载时,裂隙面沿剪切方向出现明显的摩擦划痕,滑动作用导致其表面出现岩屑,甚至发生局部碎裂(图7(b))。工程尺度下煤体破坏过程与其具有一定相似性,顶板-煤层或煤层-底板视为上下岩样,冲击地压中抛出的松散煤块类似于岩样边界破碎块体,上下岩块整体滑移则表征了煤体典型的冲击破坏。
图7 大理岩样裂隙面剪切滑移破坏特征[26]
Fig.7 Shear-slip failure characteristics of fracture surface of marble sample[26]
13230回采过程中,为消除煤体高应力集中,在工作面超前300 m和150 m的两帮分别实施了大直径钻孔卸压工程和煤层注水卸压工程,大直径卸压钻孔间距1 m,孔深30 m;煤层注水孔间距20 m,孔深40 m。另外,工作面超前300 m范围巷道底板开展了注水软化和炸药爆破的断底卸压措施,孔径75 mm,孔间距1.0~1.5 m。对现场而言,即使在当前多措施、高密度卸压工程下,工作面仍发生多次冲击显现,说明仅靠常规卸压方式不能完全消除冲击危险。为防止因井间高位岩层联动造成的滞后工作面垂直应力扰动,可采取基于弱化联动效应的弱链增耗[14]和吸能稳构井间协同防冲方法,如图8所示。
图8 基于联动弱化的井间协同防冲方法示意
Fig.8 Sketch map synergistic prevention method of coal bump based on co-movement weakening
该方法是对联动层实施爆破致裂或高压水力致裂。对于井间覆岩空间结构,对滞后工作面垂直应力环境起直接控制作用的岩层为联动层下位的116 m砂砾互层,因此选取该岩层为致裂岩层。水压致裂采用石油开采领域的水平分支井技术,在L型钻井水平孔内进行分段压裂,高能爆破是沿工作面推进方向布置等间距垂直钻孔,钻孔施工至砂砾互层中部,预埋定量炸药进行爆破。2种致裂方式均可形成垂直裂隙,促使砂砾互层悬顶垮落,削弱13230和21121工作面之间低位岩层的连续性。同时,断裂的砂砾互层作为厚岩石垫层,能够缓和上方巨厚砾岩移动或破断产生的动载作用,增加高位动载源至工作面路径上的能量损耗,通过弱化应力扰动的传递介质条件和能量传递条件,从而达到防治井间工作面冲击地压的目的。
需要说明的是,相比于联动层的局部致裂,对于联动的弱化效果显然低于整体致裂。然而,500余米联动层整体致裂所需药量巨大,装药密度难以控制,堵塞材料难以选择;同时,爆破后的强震动有可能诱发地表建筑损坏、井下瓦斯涌出和矿震等次生灾害。对于高压水力致裂,其工程量和效果无法预期,需要石油领域相关专家进行可行性论证,因此整体预裂的可行性不高。
吸能稳构方法是煤炭采出后,使用高强度充填材料对顶板未冒落前的采空区域进行充填。井间率先开采的工作面充填后,垮落带与裂隙带发育高度降低,高位岩层之间及其下方离层量减小,甚至无离层,破坏了联动效应发生的初始下沉条件,减弱对滞后工作面的垂直应力扰动,而滞后工作面采空区充填亦可减弱对先采工作面的应力扰动。此外,该方法在弱化高位岩层联动效应的同时,还可有效控制因地表大变形造成的建筑物和农田损坏,从而实现井下和地面灾害联合防控。
未来我国煤炭基地的建设朝着多矿区、特大型矿井、高产量、高效率、高效益的可持续开发新模式的方向发展。当矿区开发进入中后期阶段,区域内各煤矿采场逐渐由距离井筒较近的中部转向井田边界区域,井间近距离相邻工作面开采将成为新常态,同时随着煤炭资源开发不断走向深部,弯曲下沉带厚度不断增大,岩层越厚,整体性越强,联动的物性条件越容易满足,井间相邻工作面互扰现象就越容易发生。不仅如此,除井间区域外,同一矿井内相邻采区间和同一采区(盘区)内上下山(大巷)两翼的相邻工作面亦有可能相互影响。
进一步将开采效应放大,矿区某大范围内采空区分布不均匀时,采空范围较大一侧的工作面回采有可能导致大范围已充分下沉的高位岩层活化,从而影响另一侧远场工作面的应力环境。因此随矿区煤炭资源的逐步开发,由高位覆岩联动造成的多工作面之间的应力扰动现象将长期存在,旨在弱化覆岩结构体联动效应的防冲方法与技术则是未来单一矿井乃至大型矿区大范围联合防冲的发展趋势。
以上对于矿井间工作面开采互扰诱冲机制及防冲方法的初步研究,属探讨性质,难免有主观、片面之处,在高位岩层联动形态、井间临界扰动范围和砾岩层致裂层位选取方面有待进一步深化研究。
(1)耿村—千秋井间相邻工作面在高位巨厚砾岩和砂砾互层覆盖下,由于井间两侧采空范围不同,率先开采侧高位岩层的下沉运动会诱发滞后开采侧高位岩层整体抬升,称为井间的联动效应。
(2)煤体冲击与其所受水平应力和垂直应力以及煤岩结构面属性关系密切,井间联动效应导致13230工作面回采期间垂直应力较低,且煤与顶板之间的软弱薄层进一步弱化了煤体约束,F16断层逆冲运动的高水平应力作用诱发煤体水平滑移式冲击。
(3)高位岩层的联动效应通过改变垂直方向上对于煤体作用的占比,进而导致煤体偏向不同方向的冲击显现特征,13230工作面回采初期受扰动明显,水平方向显现的冲击强度与频度均较高,随着采空范围逐渐增大,应力扰动逐渐减弱,水平方向显现为主的冲击效应逐渐弱化而垂直方向逐渐增强。
(4)提出井间以阻断高位砂砾互层为核心的弱链增耗防冲方法和采空区高强度充填为核心的吸能稳构防冲方法,弱化高位岩层联动效应的同时,减少远场的能量输入,从而有效防止冲击地压的发生。
[1] 张明,姜福兴,李克庆.巨厚岩层采场关键工作面防冲-减震设计[J].中南大学学报(自然科学版),2018,49(2):439-447.
ZHANG Ming,JIANG Fuxing,LI Keqing.Design of rock burst prevention and mine-quake reduction in key longwall panel under super-thick strata[J].Journal of Central South University(Science and Technology),2018,49(2):439-447.
[2] 李春意,崔希民,胡青峰,等.常村矿巨厚砾岩下特厚煤层开采对地表形变的影响分析[J].采矿与安全工程学报,2015,32(4):628-633.
LI Chunyi,CUI Ximin,HU Qingfeng,et al.An analysis of extra-thick coal mining influence on ground surface deformation under the condition of massive conglomerate stratum in Changcun colliery[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2015,32(4):628-633.
[3] 郭惟嘉,孙文斌.强冲击地压矿井地表非连续移动变形特征[J].岩石力学与工程学报,2012,31(S2):3514-3519.
GUO Weijia,SUN Wenbin.Surface discontinuous movement and deformation characteristics of strong rockburst mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(S2):3514-3519.
[4] 姚顺利,孟广峰,张胜泉,等.巨厚岩层稳定性与冲击地压防治关系研究[J].煤矿安全,2015,46(5):63-66.
YAO Shunli,MENG Guangfeng,ZHANG Shengquan,et al.Study on relation between stability of extra-thick rock stratum and rock burst prevention and control[J].Safety in Coal Mines,2015,46(5):63-66.
[5] 蒋金泉,张培鹏,聂礼生,等.高位硬厚岩层破断规律及其动力响应分析[J].岩石力学与工程学报,2014,33(7):1366-1374.
JIANG Jinquan,ZHANG Peipeng,NIE Lisheng,et al.Fracturing and dynamic response of high and thick stratas of hard rocks[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(7):1366-1374.
[6] 李宝富,徐学锋,任永康.巨厚砾岩作用下底板冲击地压诱发机理及过程[J].中国安全生产科学技术,2014,10(3):11-17.
LI Baofu,XU Xuefeng,REN Yongkang.Induced mechanism and process of floor burst under the action of hugely-thick conglomerate layer[J].Journal of Safety Science and Technology,2014,10(3):11-17.
[7] 翟新献,孙乐乾,涂兴子,等.耿村煤矿综放开采覆岩移动和矿压显现规律研究[J].河南理工大学学报(自然科学版),2018,37(4):1-8.
ZHAI Xinxian,SUN Leqian,XU Xingzi,et al.Overlying strata movement deformation and strata pressure behavior of fully mechanized mining with sublevel caving in Gengcun coal mine[J].Journal of Henan Polytechnic University(Natural Science),2018,37(4):1-8.
[8] 冀贞文,白光超.深部巨厚砾岩层下高应力煤柱冲击地压防治技术[J].煤炭科学技术,2014,42(11):5-7,25.
JI Zhenwen,BAI Guangchao.Technology of bump prevention to high stress coal pillar under deep ultra thick conglomerate stratum[J].Coal Science and Technology,2014,42(11):5-7,25.
[9] 南华,李志勇.巨厚煤层冲击地压的防治研究[J].河南理工大学学报(自然科学版),2007,26(4):370-376.
NAN Hua,LI Zhiyong.Research on the prevention of coal bumping tendency in mining extremely thick coal seam[J].Journal of Henan Polytechnic University(Natural Science),2007,26(4):370-376.
[10] 别小飞,翟新献,张帅.千秋煤矿特厚煤层综放工作面矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术,2013,41(S2):80-82.
BIE Xiaofei,ZHAI Xinxian,ZHANG Shuai.Research on law of strata behaviors in ultra thick seam fully-mechanized caving coal face of Qianqiu coal mine[J].Coal Science and Technology,2013,41(S2):80-82.
[11] 于斌,高瑞,孟祥斌,等.大空间远近场结构失稳矿压作用与控制技术[J].岩石力学与工程学报,2018,37(5):1134-1145.
YU Bin,GAO Rui,MENG Xiangbin,et al.Near-far strata structure instability and associate strata behaviors in large space and corresponding control technology[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2018,37(5):1134-1145.
[12] 高瑞.远场坚硬岩层破断失稳的矿压作用机理及地面压裂控制研究[D].徐州:中国矿业大学,2018.
GAO Rui.The mechanism of ground pressure induced by the breakage of far-field hard strata and the control technology of ground fracturing[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology,2018.
[13] 齐庆新,潘一山,舒龙勇,等.煤矿深部开采煤岩动力灾害多尺度分源防控理论与技术构架[J].煤炭学报,2018,43(7):1801-1810.
QI Qingxin,PAN Yishan,SHU Longyong,et al.Theroy and technology framework of prevention and control with different sources in multi-scales for coal and rock dynamic disasters in deep mining of coal mines[J].Journal of China Coal Society,2018,43(7):1801-1810.
[14] 齐庆新,李一哲,赵善坤,等.矿井群冲击地压发生机理与控制技术探讨[J].煤炭学报,2019,44(1):148-157.
QI Qingxin,LI Yizhe,ZHAO Shankun,et al.Discussion on the mechanism and the control of coal bump among mine group[J].Journal of China Coal Society,2019,44(1):148-157.
[15] 轩大洋,许家林,朱卫兵,等.注浆充填控制巨厚火成岩下动力灾害的试验研究[J].煤炭学报,2012,37(12):1967-1974.
XUAN Dayang,XU Jialin,ZHU Weibing,et al.Field test on dynamic disaster control by grouting below extremely thick igneous rock[J].Journal of China Coal Society,2012,37(12):1967-1974.
[16] 郭文彬.孟加拉国Barapukuria井田三厚条件下协调减损开采理论研究与应用[D].西安:西安科技大学,2018.
GUO Wenbin.Research and its application of coordination mining considering disaster reduction prevention Bangladesh Barakupuria mine with all thick coal seam,loosen aquier zone and sandstone roof[D].Xi’an:Xi’an University of Science and Technology,2018.
[17] 庞龙龙,徐学锋,司亮,等.开采上保护层对巨厚砾岩诱发冲击矿压的减冲机制分析[J].岩土力学,2016,37(S2):120-128.
PANG Longlong,XU Xuefeng,SI Liang,et al.Analysis of prevention mechanism of upper protective seam mining on rock rockburst induced by thick conglomerate[J].Rock and Soil Mechanics,2016,37(S2):120-128.
[18] 姜福兴,魏全德,王存文,等.巨厚砾岩与逆冲断层控制型特厚煤层冲击地压机理分析[J].煤炭学报,2014,39(7):1191-1196.
JANG Fuxing,WEI Quande,WANG Cunwen,et al.Analysis of rock burst mechanism in extra-thick coal seam controlled by huge thick conglomerate and thrust fault[J].Journal of China Coal Society,2014,39(7):1191-1196.
[19] 李少刚.综放采场覆岩大结构运动规律及失稳冲击灾害防治研究[D].青岛:山东科技大学,2006.
LI Shaogang.Study on movement rule and destabilizing shock disaster control of overburden large structure of fully-mechanized sublevel coal caving face[D].Qingdao:Shandong University of Science and Technology,2006.
[20] 崔希民,逯颖,张兵.基于载荷转移距离和有效宽度的煤柱稳定性评价方法[J].煤炭学报,2017,42(11):2792-2798.
CUI Ximin,LU Ying,ZHANG Bing.Pillar stability evaluation based on load transfer distance and pillar effective width[J].Journal of China Coal Society,2017,42(11):2792-2798.
[21] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社,2010:201-202.
[22] 齐庆新,陈尚本,王怀新,等.冲击地压、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.
QI Qingxin,CHEN Shangben,WANG Huaixin,et al.Study on the relations among coal bump,rock burst and mining tremor with numerical simulation[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(11):1852-1858.
[23] 齐庆新,刘天泉,史元伟.冲击地压的摩擦滑动失稳机理[J].矿山压力与顶板管理,1995(3):174-177.
QI Qingxin,LIU Tianquan,SHI Yuanwei.Mechanism of friction sliding destability of rock burst[J].Ground Pressure and Strata Control,1995(3):174-177.
[24] 韩文梅.岩石摩擦滑动特性及其影响因素分析[D].太原:太原理工大学,2012.
HAN Wenmei.The study of frictional sliding characters of rocks and its influencing factors[D].Taiyuan:Taiyuan University of Technology,2012.
[25] 何昌荣,VERBERNE B A,SPIERS C J.龙门山断裂带沉积岩和天然断层泥的摩擦滑动性质与启示[J].岩石力学与工程学报,2011,30(1):113-131.
HE Changrong,VERBERNE B A,SPIERS C J.Frictional properties of sedimentary rocks and natural fault gouge from Longmenshan fault zone and their implications[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(1):113-131.
[26] 翟明磊,郭保华,王辰霖,等.法向卸荷下贯通裂隙岩样压剪破坏特征研究[J].岩土力学,2019,40(S1):1-8.
ZHAI Minglei,GUO Baohua,WANG Chenlin,et al.Compression-shear failure characteristics of rock with penetrated fracture under normal unloading condition[J].Rock and Soil Mechanics,2019,40(S1):1-8.