急倾斜特厚煤层层间岩柱动力学失稳诱灾倾向预测*

来兴平，刘彪，陈建强，张新战，孙秉成，王建

(1.西安科技大学能源学院，陕西西安710054;2.教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西西安710054; 3.神华新疆能源有限责任公司，新疆乌鲁木齐830027)

急倾斜特厚煤层层间岩柱动力学失稳诱灾倾向预测*

来兴平1，2，刘彪1，2，陈建强3，张新战3，孙秉成3，王建3

(1.西安科技大学能源学院，陕西西安710054;2.教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西西安710054; 3.神华新疆能源有限责任公司，新疆乌鲁木齐830027)

∶乌鲁木齐矿区乌东煤矿开采条件复杂，急倾斜煤层群间赋存均厚60m倾斜岩柱，近年来已发生十余次动力灾害。针对急倾斜岩柱动力学失稳诱灾倾向预报，采用开采条件调查、理论分析和现场监测等方法，综合预测了深层岩柱动力学失稳诱灾倾向区域。首先，基于现场调查成果，构建了急倾斜岩柱失稳应力撬转效应(stress leverage rotation effect，SLRE)力学模型，揭示了岩柱动力学失稳诱发动力学灾害的力学机制。再次，通过现场微震监测，分析了岩柱破断失稳微震—能量—空间演化规律∶急倾斜岩柱动态失稳经历扰动破裂、应力挤压、断裂失稳和应力重构阶段。最后，综合分析并圈定了深层岩柱动力失稳诱灾倾向区域，其分别位于B1-2煤层+500～+510 m区域开采煤体、B3-6煤层+475～+485 m区域岩柱侧煤体，这为现场灾害防控设计和安全开采提供了科学依据。

∶急倾斜特厚煤层;层间岩柱;动力学失稳;应力撬转效应;诱灾倾向预测

0 引言

地下矿山动力学灾害(冲击地压、矿震和岩爆等)严重制约安全生产［1-2］。50多年来，我国东部矿区有关冲击地压、矿震和岩爆发生机理与调控机制的探索研究积极有效［3-5］。蔡美峰等提出建立了冲击地压预测的“开采扰动势”模型，揭示了冲击地压事件在时间、能量、空间方面不同物理与几何特征的相关性和统一性［6-8］。姜耀东等将动力学灾害分为滑移错动型、材料和结构失稳型［9-11］。但是我国西部矿区煤层赋存环境、构造分布以及地应力水平与东部矿区迥异，乌鲁木齐矿区急倾斜特厚煤层水平分段综放开采诱发动力学灾害机制相对复杂。石平五等［12-13］认为，急倾斜特厚煤层水平分段综放(Sublevel top coal caving，STCC)与缓斜煤层走向长壁开采(longwall top coal caving，LTCC)工作面力学结构迥异。STCC工作面沿煤层厚度的水平线布置，其上方形成“跨层拱”(Arch of Spanning Strata，ASS)结构，其滑落和结构失稳具有随机性。急倾斜特厚煤层群层间岩柱体内蕴藉的弹性势能与重力势能动态释放是煤层失稳的主要力源，具备动力失稳致灾条件［14-15］。开采扰动作用下坚硬煤岩体静态破裂和动态宏观力学耦合失稳过程中释放巨大能量产生微震与破坏，是典型人工开采诱发矿震(mining-induced seismicity，MS)现象且具有动力学本质特征［16］。微震与应力场变量存在密切的对应关系，根据微震时空分布规律可对高应力区域与迁移重构进行刻画［17-18］。针对乌东煤矿急倾斜特厚煤层群层间岩柱动力学失稳致灾预报，通过开采条件现场调查、层间岩柱失稳致灾机制分析，现场微震监测与煤岩体空间结构的演化特征及弹性能量释放规律辨识，预测了诱发动力灾害倾向区域，为现场安全开采提供了科学依据。

1 现场调查与灾害事故描述

乌鲁木齐矿区乌东矿有两组主采煤层(群)，倾角87°～89°，B1-2煤层总厚平均37.0 m，B3-6煤层总厚平均48.0 m，均为急倾斜特厚煤层。两组煤层间赋存均厚60 m岩柱，随开采深度的增加(地面标高+825 m，目前已采至+475 m水平，开采深度达350 m)，开采时间与开采次序不均衡，层间岩柱先后失去两侧煤体非同步约束，在开采扰动与重力作用下产生下滑及倾斜，失稳岩柱对开采煤层产生耦合动力学效应，极易诱发动力灾害事故。2010—2014年，乌东煤矿累计发生十余起危害程度不同的动力灾害事故。其中，危害程度较大的有∶2013年2月27日，B3-6煤层综放工作面发生动力灾害，影响范围达200 m，B3巷串车掉道侧翻，其上部防护棚撕裂，工作面端头顶板最大下沉30 cm，底臌10 cm，巷道收缩率60%;B6巷道20 m段皮带掀翻。2013年7月2日，南采区B3-6综放面发生强烈动压事故(图1)。B3巷冲击破坏范围约400 m(1 070～1 450 m)，其中1 265～1 365 m范围破坏严重，巷道南帮底角侧向臌胀20～45 cm，北帮电缆震落，锚杆托盘崩脱，“U”型钢棚收缩量40 cm，巷道帮臌量达50 cm;B6巷震颤范围1 066～1 272 m，其中1 066～1 100 m震颤严重，帮臌50～90 cm，底角侧向臌胀20～50 cm，+475 m水平B6巷冲击影响范围1 080～1 203 m，巷道南帮最大横向臌胀变形达30 cm，南帮最大变形量30 cm.2013年9月18日，+500 m水平综放工作面与巷道发生矿震(ML=3.2)，造成人员伤亡与设备损毁，随开采深度的延展，动力破坏致灾问题更加严重。

2 急倾斜岩柱动力学失稳致灾机制

地下开采扰动导致煤岩体结构与应力重构，浅部转深部开采易引发动力灾害。深层位煤岩体动力学失稳是时间-空间-强度综合作用下的动力学演化过程。根据乌东煤矿煤岩赋存特点、开采时间和开采工艺次序情况，岩柱动力失稳引发应力撬转作用(图2)，图2(a)简单描述了急倾斜煤层群层间岩柱受力情况。倾斜岩柱在岩层自重和开采扰动作用下有回转倾向，概化的力学模型如图2(b)所示。岩柱下部受到实体煤层接触面的约束载荷(q0)，形成了岩柱撬转(力矩M0)倾向。

图1 7.2事故破坏现象描述Fig.1 Description of destroy phenomena of the 7.2 accident

式中M0为回转力矩，N·m;h为受约束段高度，m;q0为接触面约束载荷，N.

重力G作用于受扰动岩柱的重心C处，受力还包括作用于B点的支撑力FB，A点的压力FA(B点和A点分别为撬动点和支撑点)。

式中FAy为FA垂向分力，N;α为岩柱倾角。

采空区内部侧向约束解除或消弱，为岩柱发生侧向变形提供了变形空间。岩柱结构动力失稳-撬动-回转力学机制可概化为

式中L1为撬动点A到支点B之间距离，m; L2为支点B到岩柱重心C之间距离，m.

岩柱动力学失稳不仅是煤岩体空间结构演化的结果，也是煤岩体释放积聚能量的动力学过程。

图2 岩柱受力及力学模型Fig.2 Mechanicalmodel and stress of rock pillar

3 现场微震监测设计

3.1 微震监测系统简介

乌东矿微震监测采用ESG产Paladin-TM型24位微震系统，能够实现实时连续采集现场产生触发信息，自动记录微震波形，实现事件类型自动识别、滤波处理、阈值设定和带宽检波等，并实时动态显示微震时空位置、震级与震源等。监测系统参数见表1.

表1 微震监测系统参数Tab.1 Param eters of MSmonitoring system

3.2 现场微震监测布局

现场布置了从地表+825 m到井下+400 m，覆盖多个水平的微震监测系统。微震传感器布置如图3所示，其中1#与2#传感器分别布置于地表，3#传感器置于+660 m水平，4#～10#传感器布置于+500 m水平，11#～15#传感器布置于+475 m水平，16#传感器布置于+400 m水平。传感器空间位置见表2.

图3 现场微震监测布置Fig.3 Monitoring arrangement of MS in field

表2 现场微震传感器位置的三维坐标Tab.2 3D－coordinates ofmonitoring m

4 监测结果

4.1 微震能量与频率特征规律

文中重点考察38 d(2013.08.16—2013.09. 24)日累积能量和微震事件数特征。以天为统计时间序列，按照日累积能量的波动规律，将岩柱失稳致灾过程分为4个阶段。日累积能量与微震事件数波动特征如图4所示。

图4 岩柱失稳破坏微震数与能量演化规律Fig.4 Mechanism on MS-energy and count in pillar’s instability failure

1)扰动破裂阶段(1～14 d)∶随工作面推进，岩柱原有平衡被破坏，有运动趋势及产生局部破裂，此阶段能量较活跃，偶有大能量事件发生，如第5天B1巷底板发生冲击地压。

2)应力挤压阶段(14～33 d)∶岩柱局部运动，支撑能力下降，整体处于塑性变形阶段，局部破裂被挤压闭合，能量活动等级较小。

3)失稳阶段(33～34 d)∶倾斜岩柱应力持续增高，破裂加速扩展，最终达到岩柱支撑的强度极限时岩柱失稳，积聚弹性能释放，发生强破坏性动力灾害。

4)应力重构阶段(34～38 d)∶岩柱应力与结构重构，达到新的应力平衡，一段时间内煤岩体没有较大能量波动。

除失稳阶段B6巷顶板发生的最为明显的动力灾害事故外，其他阶段也有大能量事件发生，并伴随不同等级的动力灾害，分析发生时间和位置有助于辨识岩柱动力学失稳诱发的动力灾害区域。

4.2 微震事件的层位分布规律

开采过程中，采场结构处于不断加载和卸载的循环过程，应力活跃区也随回采推进而变化，重点考察能量活跃区域的空间分布很有必要。

统计2013.09.08—09.22监测数据，此阶段B3-6煤层事件数22次，B1-2煤层事件数40起，事件数相差近一倍，表明B1-2煤层能量活动更活跃。在开采位置关系上，B1-2煤层回采滞后B3-6煤层300 m左右，B3-6煤层回采后，岩柱受到一定程度的破坏，B1-2煤层事件数和能量等级也相对较大。

微震事件水平分布集中在工作面前方岩柱侧煤体，B1-2煤层滞后开采范围内的煤体中微震事件也较为集中。从竖直方向上的分布状况来看，监测各等级能量事件均分布在+475～+510 m水平层位之间，高位岩层(＞+550 m)在此时间段内并未监测到大能量事件。从图5可看出，微震在垂向上分布集中在+500～+510 m与+475～+485 m层位之间。

图5 微震事件层位分布(2013.09.08—09.22)Fig.5 Layers distribution of MS-events(2013.09.08—09.22)

5 动力灾害倾向性区域预测

开采扰动下岩柱动态断裂与动力学失稳引起应力撬动效应对B1-2煤层及B3-6煤层巷道底板和侧帮施压，这种作用力是引发动力灾害事故的力源。综合分析岩柱断裂、应力异常和工作面开采扰动情况，定量预测具有动灾倾向性的危险区域。

5.1 岩性条件

乌东煤矿B1-2和B3-6急倾斜特厚煤层的层间岩柱的岩性主要为粉砂岩(f=3.5～4.0)，塑性变形较小，φst很小，φsp很大，弹性能指数F=φsp/φst趋于比较大的数值，开采扰动下岩柱在深部发生断裂失稳时具有冲击倾向，进而触发动力学破坏并造成事故。

5.2 力源条件

+500 m水平B3巷和B6巷均处于煤柱影响范围内，形成了煤体应力集中条件，B3-6煤层与B1-2煤层之间存在50～110 m，均厚60 m，高350 m岩柱，岩性较坚硬。岩柱大范围悬顶加剧了B3-6煤层底煤的煤体应力集中程度。

5.3 采掘次序

1)+475 m水平B6巷掘至1 200 m，B6巷迎头前方超前支承压力和南帮侧向支承压力与上方+500 m水平B3-6煤层底煤内已经集中的应力叠加，诱发了动力学断裂与失稳破坏。

2)前期在+500 m水平实施B2，B3巷煤层间岩柱体爆破工程，B2巷施工至1 480 m，B3巷施工至1 580 m，施工进度不均衡导致岩柱突然向B2侧倾斜回转，诱发了动力破坏。

图6 动力灾害倾向性区域判定Fig.6 Determination of dynamic hazard-prone region

总之，通过圈定+500 m开采水平微震频率最高区域和大能量事件发生的位置，判断应力撬动效应的支撑点与撬动点区域。B1-2煤层岩柱侧滞后开采的煤体作为应力撬动效应的支撑点承受了岩柱倾倒产生的较大压力(FB)，此外由于滞后B3-6煤层开采，回采时所受开采扰动更大，综合作用下支撑点区域容易诱发动力灾害;在失稳岩柱的应力作用下B3-6煤层工作面前方及下部煤体受到撬转作用，发生动力破坏，B3巷道稳定性及底臌均与应力撬转有关。圈定的具有动力灾害倾向性的危险区域如图6所示。通过对动灾倾向区域高压注水软化、卸压爆破、加强支护和局部充填等措施［19］，实现了持续性安全开采。

6 结论

1)急倾斜煤层层间岩柱随采深增加和开采扰动作用引发煤岩体断裂，产生应力撬动效应和应力集中，这为动力灾害事故诱发提供了力源;

2)岩柱断裂与动力学失稳过程的微震指标监测表明∶急倾斜层间岩柱失稳破坏经历扰动破裂、应力挤压、失稳和应力重构4个阶段。撬动效应的支撑点区域位于B1-2煤层+500～+510 m水平之间滞后开采的煤体，撬动点区域位于B3-6煤层+475～+485 m水平之间工作面前方岩柱侧的煤体;

3)现场实施高压注水软化、卸压爆破、加强危险区域巷道支护等灾害防治措施，并现场实施验证科学有效，为后续安全开采与灾害防控提供了借鉴依据。

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Induced hazard-prone prediction to the intermediate rock-pillar dynam ic instability in heavy steep-thick coal seam

LAIXing-ping1，2，LIU Biao1，2，CHEN Jian-qiang3，ZHANG Xin-zhan3，SUN Bing-cheng3，WANG Jian3

(1.College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China; 2.Key Laboratory ofWestern Mine Exploration and Hazard Prevention，Ministry of Education，Xi’an 710054，China; 3.Shenhua-Xinjiang Energy Co.，Ltd.，Urumchi830027，China)

∶There existed 60 m thick and steep rock-pillar atWudongmine.More than ten dynamic accidents happened in recent years.For prediction on dynamic destabilization and induced hazard-prone to interlayer steep rock pillar，somemethods using in-situ mining condition investigation，theoretical analysis and fieldmonitoringwere achieved.The induced hazard-pronewas predicted of the deeper rock-mass damage and dynamic instability of heavy steep-thick rock pillar.Firstly，themechanicalmodel on stress leverage rotation-effect(SLRE)was built based on in-situmining condition investigation，and themechanism of induced hazard was analyzed.Then，according to the field monitoring and analysis，we indicated that the spatial distribution and its evolutionary law ofmicro-seismic energy releasing of rock pillar andhazard-prone zone.The steep pillar dynamic destabilization related to disturbance burst，stress squeezing，damage destabilization and stress redistribution.Finally，the induced hazard-prone region and ranging under SLRE have been determined，respectively，locating coal excavated from+500～+510 m of B1-2and coal neighboring rock pillar to+475～+485 m of B3-6.This provides a scientific proof for hazard control and safemining.

∶heavy steep-thick coal seam;interlayer rock pillar;dynamic instability;stress leverage rotation-effect(SLRE);induced hazard-prone prediction

∶TD 324

∶A

00/j.cnki.xakjdxxb.2015.0301

∶1672-9315(2015)03-0277-07

∶2015-02-20责任编辑∶刘洁

∶科技部973计划前期专项(2014CB260404);国家自然科学基金(U1361206);新疆科技支撑计划项目(201432102)

∶来兴平(1971-)，男，宁夏平罗人，教授，博导，E-mail∶laixp@xust.edu.cn