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特厚煤层巷道冲击特征及冲击危险性评价方法研究*

2019-06-05杨光宇温经林李乃录

中国安全生产科学技术 2019年5期
关键词:危险性巷道围岩

杨光宇,温经林,李 琳,王 博,李乃录,张 建

(1. 天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013; 2. 中国安全生产科学研究院,北京 100012;3. 彬县水帘洞煤炭有限责任公司,陕西 彬县 713500; 4. 北京科技大学 土木与资源工程学院,北京 100083;5.山东能源新汶矿业集团有限责任公司 生产技术部,山东 新泰 271233)

0 引言

随着煤矿开采深度和强度的增加,冲击地压灾害对煤矿安全的威胁与日俱增[1-2],我国学者在冲击地压矿井的危险性评价方面进行了大量研究,取得了一定成果。窦林名和何学秋[3]通过确定采矿地质因素影响冲击地压发生的权重,提出了冲击地压危险性评价的综合指数法;于正兴等[4]以采动应力和煤层冲击倾向性为主要指标,对冲击地压的发生进行评级;姜福兴等[5]提出了冲击危险性评价的应力增量叠加法,通过建立坐标系使得评价结果更趋于量化;窦林名等[6]提出了冲击危险性评价的相对应力集中系数叠加法,对开采区域进行网格划分,计算不同网格内的总相对应力集中系数,将冲击危险划分为不同等级;齐庆新等[7]提出以应力控制为中心,采用相似模拟和数值模拟分析应力状态,从而指导冲击防治工作;潘俊峰等[8]提出了冲击危险性分源权重综合评价法,基于冲击地压分源监测评价的理论进行评价。

目前,综合指数法和可能性指数法主要从宏观角度进行冲击危险性评价,难以实现量化;冲击危险性应力增量叠加和应力集中系数叠加评价方法更趋于量化,但未考虑煤体的固有属性;相似材料或数值模拟的评价方法,普适性不强。因此,对于冲击地压矿井如何准确评价其冲击危险性还需进一步深入研究。

本文以特厚煤层巷道为研究对象,通过分析巷道能量存储、开采应力分布以及围岩强度特征,揭示了特厚煤层巷道与薄及中厚煤层相比具有冲击倾向性高、应力影响范围广及围岩抗压强度低的冲击特征,探索并提出了特厚煤层巷道冲击危险性评价的多元指数法,将该方法应用于陕西某矿特厚煤层掘进过程中的冲击危险性评价,通过对评价得出的冲击危险区域采取合理的卸压措施,实现了工作面的安全开采。

1 特厚煤层巷道冲击特征研究

1.1 特厚煤层巷道能量储存特征

在相同应力条件下不同煤层厚度巷道开挖其影响范围不同,一般而言特厚煤层巷道影响范围R大于薄及中厚煤层巷道影响范围r;且特厚煤层巷道影响区域内多为煤体;薄及中厚煤层巷道影响区域内为煤、岩体,如图1所示。

图1 不同煤层厚度开采巷道影响范围示意Fig.1 Schematic diagram on influence range of mining roadway in coal seams with different thicknesses

以巷道在应力σx下开采为例,分别计算不同煤层厚度下巷道影响区域内的能量储存特征。特厚煤层巷道影响区域储存能量可用式(1)表示;薄及中厚煤层巷道影响区域储存能量可用式(2)表示:

E1=(SR-SH)×WM

(1)

E2=(Sr-SH-SY)×WM+SY×WY

(2)

式中:E1为特厚煤层巷道影响区域内储存能量,J;E2为薄及中厚煤层巷道影响区域内储存能量,J;SR为特厚煤层巷道影响区域围岩面积,m2;Sr为薄及中厚煤层巷道影响区域围岩面积,m2;SH为巷道断面面积,m2;SY为巷道影响区域内的岩体面积,m2;WM为巷道影响范围内煤体能量密度,J/m3;WY为巷道影响范围内岩体能量密度,J/m3。

煤、岩体全应力-应变曲线如图2所示,在应力σx下岩体能量密度可用SOAB表示;煤体能量密度可用SOCD表示。通常情况下SOCD>SOAB,即煤体能量密度WM>岩体能量密度WY。

图2 岩石和煤体试件全应力-应变曲线示意Fig.2 Schematic diagram on full stress-strain curves of rock and coal samples

综上,在应力σx开采条件下式(1),(2)中各指标关系见式(3)所示:

(3)

根据式(3)结合图1~2所示可知,在巷道开采应力相同条件下,特厚煤层巷道影响范围内围岩积聚的能量更多,巷道积聚的能量与其冲击危险性成正比,故特厚煤层巷道具有更高的冲击危险性。

1.2 特厚煤层开采应力分布特征

1)煤层厚度影响工作面超前支承压力分析

研究在相同应力条件下,不同厚度煤层开采其超前支承压力影响范围。

①工作面超前塑性区内支承压力计算[9-10]

根据弹塑性理论,在工作面前方极限平衡区内,塑性区的支承压力计算公式σ1见式(4):

(4)

式中:f为层间的摩擦系数;φ为煤体内摩擦角,(°);X为塑性区内任一点到煤壁的距离,m;M为煤层厚度,m;τ0cotφ为煤体自撑力。

令σ1=KγH,则支承压力峰值点距离煤壁的距离x1见式(5)所示,在同一开采条件下式(5)中x1随煤层厚度M增大而增大。

(5)

式中:K为应力集中系数;H为采深,m;γ为岩层体积力,kN/m3。

②工作面超前弹性区支承压力计算

根据弹性区内支承压力分布表达式:

(6)

式中:β为侧系数。

设弹性区的范围为x2,当x=x1+x2时将σ2=γH带入式(7)可得弹性区范围x2为:

(7)

由式(7)可知,在同一开采条件下式弹性区范围x2随煤层厚度M增大而增大。

工作面超前支承压力影响范围x由塑性区和弹性区叠加计算可得,见式(8):

x=x1+x2

(8)

由式(5),(7),(8)可知工作面前方支承压力的范围随开采煤层厚度增加而增加。

2)煤层厚度对巷帮侧向支承压力影响分析

温经林[11]采用数值模拟及理论计算的方法对不同煤层厚度条件下巷道围岩应力场进行了研究,在相同外应力场作用的情况下,相同尺寸的煤层巷道,煤层厚度越大其侧向支承压力影响范围越大。

1.3 特厚煤层巷道围岩强度

特厚煤层开采巷道大多为煤巷且留有底煤,其巷道围岩为煤体;薄及中厚煤层开采巷道大多为半煤岩巷,其巷道周围为煤体和岩体,见图3。

图3 不同厚度煤层开采巷道围岩示意Fig.3 Schematic diagram on surrounding rock of mining

在实际工程中,巷帮围岩往往由多组岩层组成,如图4所示。巷帮围岩抗压强度主要根据两帮围岩厚度和强度进行厚度加权平均处理,可由式(9)求出厚度加权平均强度值。

图4 巷帮层状组合围岩结构示意Fig.4 Schematic diagram on surrounding rock structure of layered combination on side wall

(9)

式中:[σc]为巷道围岩抗压强度,MPa;mi为巷帮岩层厚度,m;[σcmi]为巷帮岩层抗压强度,MPa。

煤体抗压强度一般小于岩体,故特厚煤层开采期间巷道围岩强度低于薄及中厚煤层。

综上,特厚煤层开采相对于薄及中厚煤层开采对冲击危险性的影响如下:

1)特厚煤层巷道围岩相较于薄及中厚煤层积聚的能量更多,在相同的应力条件下特厚煤层巷道冲击危险性更高。

2)特厚煤层多采用综放开采,放顶煤开采使得围岩的活动范围在横向、纵向都较大,造成了巷道应力的增加和影响范围的增大。

3)特厚煤层开采巷道围岩强度低于薄及中厚煤层。巷道外应力的增加和巷道强度的降低使得围岩应力与强度比值变大,导致特厚煤层开采具有更高的冲击危险性。

特厚煤层具有巷道冲击倾向性高、开采应力影响范围广及围岩强度低3个主要冲击特征。同时,由于其灾害体积大、积聚能量多,其发生冲击后的灾害程度较为严重。

2 特厚煤层巷道冲击危险性评价方法研究

以煤岩体的全应力-应变曲线为例结合冲击地压启动理论[12],将煤岩体发生冲击地压灾害的过程分为以下阶段:①冲击前的储能阶段,即煤岩体在外应力作用下存储的能量;②冲击破坏阶段,即应力大于煤岩体强度而发生冲击破坏;③冲击破坏后的显现阶段,即煤岩体冲击破坏后释放的能量以动能或冲击波的形式显现到采掘空间,如图5所示。

图5中:PC为试件破坏载荷;ΦSP为塑性应变能;ΦSE为弹性应变能;Ax为试件峰值后消耗的变形能。

图5 煤体试件全应力-应变曲线Fig.5 Full stress-strain curve of coal sample

以特厚煤层巷道为研究对象,其冲击危险性主要和巷道存储能量、巷道能否发生冲击破坏以及冲击后释放的能量强度有关。冲击倾向性理论中采用弹性能指数WET来表征煤体的储存能量;基于强度理论,巷道能否发生冲击破坏主要由围岩应力与强度的比值决定;冲击破坏后的能量释放强度目前主要采用剩余能量释放速度指数WT或冲击能量速度指数WST对其进行阐述。分别研究其对特厚煤层巷道冲击危险性的影响。

2.1 基于能量存储的冲击危险性判别

弹性能指数WET可以反映煤岩体储存能量的能力,见式(10):

WET=ΦSE/ΦSP

(10)

式中:WET为弹性能指数;ΦSP为塑性应变能;ΦSE为弹性应变能。

2.2 基于围岩应力与强度比值的冲击危险性判别

以巷道围岩冲击为例,巷道围岩强度随着单向-三向受力状态变化而产生强度硬化;冲击地压发生时巷道围岩应力在短时间内突增,导致巷道围岩应力加载速率增加,加载速度突然增加必然会导致其围岩破坏强度的增加,称之为围岩强度的动应力硬化效应[13]。煤岩体在发生冲击破坏时必然存在“动应力硬化”和“单向-三向硬化”,其影响了巷道围岩冲击破坏时的强度。采用Ic表示巷道围岩应力与强度的比值,见式(11)所示:

(11)

式中:Ic为围岩应力与强度比值;σ为围岩应力;[σc]为围岩强度。

Ic可以反映煤岩体在冲击时的强度破坏准则,但其不能反映破坏后释放能量的强弱程度。

2.3 基于剩余能量释放强度的冲击危险性判别

潘一山等[14]提出采用冲击能指数与动态时间的比值来表征煤岩体冲击释放能量的强度,引入了冲击能量速度指数WST,计算公式见式(12):

WST=KE/tD

(12)

式中:WST为冲击能量速度指数;KE为冲击能指数;tD为动态破坏时间,s。

冲击能量速度指数反映了煤岩体破坏后释放单位能量的大小,但该指标的先决条件是煤岩体必须发生破坏。

2.4 冲击危险判别的理论表达

根据上述研究,冲击地压发生大致经历煤岩体冲击前的储能、冲击破坏以及冲击后的能量释放3个阶段,故煤岩体冲击危险性主要和其储能能力、破坏强度以及剩余能量释放速率有关。提出采用煤岩体弹性能指数、应力比指数及冲击能量速度指数共同表征煤岩体冲击危险性,见式(13):

煤岩体的冲击危险性=f(WET,Ic,WST)

(13)

式中:WET为弹性能指数;Ic为围岩应力与强度比;WST为冲击能量速度指数。

3 特厚煤层巷道冲击危险性工程判据研究

基于冲击危险性判别的理论基础,认为特厚煤层巷道发生冲击地压的危险性主要和巷道煤岩体储能能力、破坏准则以及破坏后释放能量程度有关。引入冲击危险指数CW表征其冲击危险性,见式(14):

CW=f(WET,Ic,WST)

(14)

式中:CW为冲击危险指数;WET为弹性能指数;Ic为围岩应力与强度比值;WST为冲击能量速度指数。

采用模糊数学的方法[15],分别研究各指标对冲击危险性的隶属度,进而形成可以应用于工程实践的冲击危险性评价多元指数法及分级指标。

1)弹性能指数对冲击危险性隶属度

在煤岩体破坏的基础上,提出弹性能量指数WET与冲击危险性的关系见表1。

根据以上研究,采用模糊数学的方法提出弹性能指数对冲击危险性事件的隶属度fWET如式(15)所示:

表1 弹性能指数与冲击危险性关系Table 1 Relationship between elastic energy index and rock burst risk

(15)

2)围岩应力与强度比对冲击危险性隶属度

研究巷道围岩破坏与冲击危险的关系,根据工程经验提出应力比指数Ic与冲击危险性的关系见表2。

表2 应力比指数与冲击危险性关系Table 2 Relationship between stress ratio index and rock burst risk

根据以上研究,采用模糊数学的方法提出应力比Ic对冲击危险性事件隶属度fIc如式(16)所示:

(16)

3)剩余能量释放强度对冲击危险性隶属度

潘一山等[14]定义了冲击能量速度指数与冲击危险性的关系,见表3。

表3 冲击能量速度指数与冲击危险性关系Table 3 Relationship between impact energy speed index and rock burst risk

根据以上研究,采用模糊数学的方法提出冲击能量速度指数对冲击危险性事件隶属度fWST见式(17):

(17)

4)冲击危险性评估方法及分级

通过研究各指标对冲击危险性的隶属度,结合式(14),(15),(16),(17)可得了冲击危险性指数CW见式(18):

CW=K1fWET+K2fIc+K3fWST

(18)

式中:CW为冲击危险指数;K1为弹性能指数影响冲击危险性的权重系数;K2为应力比指数影响冲击危险性的权重系数;K3为冲击能量速度指数影响冲击危险性的权重系数;其中K1+K2+K3=1。根据工程经验通常情况下取K1=K2=0.4,K3=0.2。如果具体评价煤层地质条件清晰,可根据实际情况调整权重系数。

提出基于冲击危险性指数CW的煤岩冲击危险性工程判别分级指标,将其分为无、弱、中等和强4个等级,见表4。

表4 冲击危险性工程判据指标Table 4 Engineering judgment criteria of rock burst risk

4 工程应用

4.1 工作面概况

陕西某矿3803孤岛工作面煤层厚度9~13 m,平均煤厚9.58 m。工作面走向长约2 110 m,倾向长约210 m,平均采深约350 m,最深处距地表约560 m,工作面上、下巷均留有6 m煤柱进行掘进,见图6所示。针对该工作面的开采条件,采用冲击危险性评价的多元指数法对该工作面掘进期间的冲击危险性进行评价。

图6 水帘洞煤矿三采区示意Fig.6 Schematic diagram of No.3 mining area in Shuiliandong coal mine

4.2 掘进巷道冲击危险性评价

基于应力叠加原理[5,16],通过计算可得3803工作面掘进期间上、下巷垂直应力分布曲线如图7所示。

图7 3803工作面掘进期间应力分布Fig.7 Stress distribution in 3803 working face during

1)多元指数法评价

3803工作面上、下巷均布置在煤体中,故巷道围岩强度取煤体的单向抗压强度20.07 MPa,煤体WET为4.99,WST为82.5,根据多元指数评价法结合式(18)取权重系数K1,K2,K3分别为0.4,0.4,0.2。计算可得工作面掘进期间上、下巷冲击危险性曲线如图8所示,根据评价结果,结合表1可知掘进期间上、下巷均具有中等冲击地压危险。

图8 基于多元指数法评价的3803工作面掘进期间上、下巷冲击危险性示意Fig.8 Schematic diagram on rock burst risk of upper and lower roadways in 3803 working face during excavation based on assessment of multivariate indexes method

2)其他冲击危险性评价方法

采用综合指数法评价3803工作面掘进巷道冲击危险指数为0.73,具有中等冲击地压危险性。应力叠加法评价以煤体单轴抗压强度的1.5,1.8和2.0倍作为掘进巷道冲击危险性弱、中等及强的判别值,根据图7所示的3803工作面掘进期间上、下巷道垂直应力估算结果,评价可得3803掘进巷道冲击地压危险性为无。

综上,多元指数法、综合指数法以及应力叠加法评价工作面掘进巷道冲击危险性分别为中等、中等及无。该矿井在非孤岛工作面开采时已有冲击显现,孤岛工作面开采应力将更为集中,故将其冲击危险性评价为中等较为合理。

4.3 基于冲击危险性评价的卸压方案

根据多元指数法评价冲击危险性的结果,3803掘进工作面上、下巷具有中等冲击地压危险性,其冲击地压防治方案如下:

1)迎头防冲措施

工作面掘进期间在迎头前方施工孔深20 m,孔径42 mm的钻屑法检测孔,如钻屑法不超标则继续掘进;如钻屑法超标则在迎头施工3个孔深30 m,孔径133 mm的卸压钻孔,卸压后再进行钻屑法检测,直至不超标方可继续掘进。每掘进10 m再施工1个20 m的钻屑法检测孔,实现循环。

2)巷帮防冲措施

在掘进迎头后方巷道实体帮每隔3 m施工孔径133 mm,孔深20 m卸压钻孔,钻孔距巷道底板不小于0.5 m,卸压钻孔距迎头最大距离不超过10 m。

5 结论

1)研究了特厚煤层巷道能量储存、应力分布及围岩强度特征,揭示了特厚煤层相比于薄及中厚煤层开采具有巷道储存能量高、应力分布范围广及围岩强度低3个主要冲击特征。

2)提出了特厚煤层巷道综合弹性能指数、应力比指数和冲击能量速度指数的冲击危险性评价多元指数法。采用模糊数学方法对各指标进行量化,使得冲击危险性评价结果更趋量化。

3)分别采用多元指数法、综合指数法和应力叠加法对陕西某矿3803工作面掘进期间巷道冲击危险性进行了评价,评价结果合理且为特厚煤层巷道冲击危险性评价提供了参考。

4)根据多元指数法评价的巷道冲击危险性结果,在3803工作面掘进期间迎头和巷帮采取了合理的卸压措施,保证了工作面的安全开采。

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