近直立特厚煤层冲击危险源辨识及控制研究

林 军，杜涛涛，刘旭东

(1.国家能源集团新疆能源有限责任公司，新疆 乌鲁木齐 830000;2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013；3.中煤科工开采研究院有限公司,北京 100013；4. 天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

0 引 言

我国急倾斜煤层矿井分布在全国20余个矿区100多座矿井，储量约占我国煤炭探明总量的1/5。近直立煤层指煤层倾角为85°～90°，主要分布在内蒙古、新疆、甘肃等地区。近几年，近直立煤层冲击地压矿井开始增多，冲击显现强度不断增强，并呈现出不同的冲击地压显现规律和特点[1]。

急倾斜特厚煤层在开采方法、围岩移动、变形规律、采场应力分布规律等方面的研究较多，而近直立特厚煤层冲击地压致灾规律、评价方法、防治技术等方面研究的相对较少。阎跃观等[2]揭示了地表移动变形规律和围岩垮落、破坏机理，浅部开采覆岩破坏以陷落和张裂为主要特征，深部开采以离层带裂隙顺层通达地表和台阶错落下沉为主要特征；王宁波等[3]获得了急倾斜特厚煤层巷道围岩破碎具有分区分布特征，揭示了急倾斜煤层仰斜开采实体煤侧和工作面前方均存在应力增高区，采空区上方为应力降低区；文献[4-5]采用理论计算和相似模拟试验研究了急倾斜煤层综采走向分段胶结充填覆层变形破断特性及移动规律，采用数值模拟探究了采空区控顶方式对采场围岩控制的效果；于贵良等[6]分析了急倾斜特厚煤层水平分段开采的冲击地压发生影响因素，开展了冲击地压预测预报，采取了切顶爆破、煤体爆破等卸压措施；鞠文君等[7-9]揭示了45°急倾斜特厚煤层开采顶板岩层移动的复杂性、周期来压的双重性、陷落区的叠加性和动态性、应力场和位移场的不均衡性等规律；建立了沿倾斜方向基本顶悬臂梁断裂的力学模型,提出了爆破断顶矿压防治技术。陈建强等[10-11]提出非均布载荷下的非对称三铰拱巷道受力模型，研究了急倾斜煤层巷道变形机理，并修正了综合指数评价法内5项地质因素指标，建立了急倾斜特厚煤层冲击地压危险性评价模型；蓝航[12]建立了急倾斜特厚煤层水平分段开采两侧采空岩柱的外伸梁力学模型，提出了“撬杆效应”；杜涛涛等[13]揭示了应力异常和“诱冲关键层”是近直立特厚煤层的冲击地压主要致灾因素；曹民远等[1]确定了近直立煤层冲击危险评价指标，并对评价指标进行分级；孙秉成等[14]采取顶板深孔预裂爆破、煤体注水与煤体卸压爆破方法进行近直立特厚煤层冲击地压防治，实践表明有效降低了煤体的应力集中和冲击危险性。近直立特厚煤层由于赋存条件特殊，且近些年才开始出现冲击地压灾害，因此研究仍相对较少，尚有很多需要深入研究的问题。

以乌东煤矿南区近直立特厚煤层特定区域为研究背景，采用PASAT M便携式微震仪、ARAMIS M/E微震监测系统，结合案例开展近直立特厚煤层特定区域冲击地压致灾的动静载荷源辨识，并在此基础上，开展了煤体爆破和注水控制静载危险源，地面岩柱处理+井下岩柱处理联合控制岩柱动载源实践，有效降低了近直立特厚煤层冲击地危险性。

1 工程概况

1.1 矿井概况

乌东煤矿南区主采煤层为B1+2煤层和B3+6煤层，两煤层间岩柱从西向东逐渐变薄，岩柱厚度在53～110 m，平均厚度79.53 m。B1+2煤层平均厚度37.45 m，直接顶为粉砂岩及砂质泥岩，直接底为粉砂岩。B3+6煤层位于B1+2煤层北部，煤层平均厚度48.87 m。直接顶和直接底岩性均为粉砂岩。两煤层平均倾角87°，属近直立特厚煤层，地面标高为+850 m，回采水平标高为+500 m，掘进工作面标高为+475 m，如图1所示。

图1 +475 m水平工作面布置Fig.1 Working face layout in +475 m horizontal

1.2 特定区域冲击显现频发

1)分层石门保护煤柱边界区域。不同水平分层的终采线以外错方式留设，不同分层石门保护煤柱形成典型的台阶结构，如图2所示。

图2 煤柱台阶结构Fig.2 Step structure of coal pillar

现场实践表明，矿井自+522 m水平开始，矿压显现明显变得强烈，尤其在上分层终采线区域；在+500 m水平、+475 m水平分层，掘进工作面在上分层终采线区域时，动力效应也明显增强。

2)保护煤柱等“高阶段”区域。早期浅部开采时，形成遗留煤柱；随着采煤技术发展，采用综合机械化采煤时，原上方小煤窑井田边界就形成了残留煤柱，煤柱高度大于分段高度的区域，称之为“高阶段”。

由于历史开采原因，形成了原五一煤矿(里程980～1 358 m)、大梁煤矿(里程1 215～1 530 m)以及大洪沟防洪渠保护煤柱(里程2 060～2 274 m)等台阶结构，图3a为原五一煤矿边界区域遗留煤体形成的高阶段区域，在+500 m水平开采至该区域时曾发生冲击显现；图3b为大洪沟防洪渠保护煤柱，在+475 m水平掘进至该区域时曾发生冲击显现，实践表明，上述特定区域易发生冲击地压显现。

图3 矿井“高阶段”结构Fig.3 Coal mine "high stage" structure

2 近直立煤层冲击地压致灾因素辨识

为研究特定区域冲击地压发生原因及致灾因素，采用PASAT-M便携式微震仪、ARAMIS M/E微震监测系统对近直立煤层冲击地压致灾因素进行辨识。

2.1 近直立特厚煤层静载危险源辨识

煤体静载冲击致灾源辨识采用PASAT-M便携式微震仪探测系统，如图4所示，包括记录手持电脑、采集主站、分站、电池、连接线。

图4 PASAT-M系统结构Fig.4 PASAT-M system structure

通过理论研究与现场实践，建立了冲击地压危险源辨识模型，获得了冲击地压危险性指数C与冲击危险分类关系，见表1。

表1 冲击地压危险性分类Table 1 Classification of rock burst hazards

通过PASAT-M便携微震仪对里程1 380～1 420 m“高阶段”区域进行探测，探测结果如图5所示。 由图5可知“高阶段”影响区域为1 380～1 460 m，该区域煤体应力分布异常，形成高应力集中，该区域辨识结果为中等冲击危险区域。

图5 “高阶段”冲击地压危险辨识结果Fig.5 Identification results of “high stage” rock burst hazard

根据静载冲击致灾辨识方法，认为近直立煤层特定区域形成了高应力集中，冲击地压危险性高，容易发生冲击显现。

2.2 近直立特厚煤层动载源辨识

采用ARAMIS M/E微震监测系统进行动载荷源辨识，系统包括地面和井下两部分，如图6所示。

图6 ARAMIS M/E系统结构Fig.6 ARAMIS M/E system structure

通过微震监测揭示近直立特厚煤层顶板-煤层-底板结构的活动特征，辨识主要诱发冲击地压显现的岩层及层位。

近直立特厚煤层开采过程中围岩活动产生的微震事件，按发生位置、能量等级进行统计，结果表明： 70.4%的能量事件发生在岩柱，18.5%发生在B1底板，9.3 %发生在B6顶板，1.8%发生在煤层中；矿井0.7%的高能量事件的诱发过冲击显现，诱发冲击显现的微震事件能级一般大于106J，且主要发生在B2-B3煤层之间的岩柱，106J以下的能级事件尚未诱发冲击地压显现。通过开采期间动态冲击地压危险源辨识，确定了近直立特厚煤层B2-B3煤层间岩柱活动是主要动载源。

如图7所示，在防洪渠煤柱边界的“高阶段”区域，+475 m水平掘进工作面距离+500 m水平B3+6煤层原开切眼约40 m，向台阶煤柱与防洪渠保护煤柱区域掘进期间发生了1起冲击地压显现。

图7 +475 m水平B6巷道冲击显现位置Fig.7 Level of +475 m B6 roadway rock burst location

为辨识本次冲击地压致灾因素及参与载荷源，分别调取冲击发生时刻前后一段时间的微震数据，制定地震波CT探测方案应用PASAT M便携式微震仪进行探测，开展引起此次冲击显现的动载荷与静载荷源辨识。

微震数据分析表明，冲击显现前后各1 h，围岩未产生能量大于103J以上微震事件，反映了本次冲击过程不受围岩突然活动的动载荷影响，并由此推断主要为特定区域的静载荷导致。

冲击地压显现发生后，采用地震波CT探测技术开展了台阶煤柱和防洪渠区域煤体应力探测，探测结果如图8所示，揭示了在+475 m水平工作面里程2 000～2 060 m台阶煤柱和防洪渠煤柱影响区域，曾形成高应力集中，从而确定了该特定区域形成的高应力集中是冲击显现发生的主要原因。

图8 +475 m水平B3+6工作面冲击危险探测Fig.8 Level of +475 m in B3+6 face rock burst hazard detection

综上，采用近直立煤层冲击地压致灾因素辨识技术，认为特定区域煤体具有高应力集中特征，废弃矿井井筒保护煤柱、老矿井开采遗留煤柱、终采线煤柱等特定空间结构，是主要静载危险源形成条件；采掘过程围岩剧烈活动是近直立特厚煤层诱发冲击显现动载荷源，B2-B3煤层之间岩柱活动是主要冲击致灾源。

3 近直立特厚煤层冲击地压防治实践

针对静载荷源辨识结果，采用煤层注水与爆破的方法降低特定区域煤体高应力集中，释放煤体积聚的能量；针对动载荷源辨识结果，采取井上、井下联合弱化岩柱强度的方法控制围岩的剧烈活动，减弱岩柱活动的动载作用，降低诱发冲击的可能性。

3.1 煤体静载集中控制实践

以里程1 380～1 420 m“高阶段”区域为例，在+500 m水平B3+6工作面回采至该区域前，提前对该区域的煤体进行卸压处理，避免冲击地压发生。

1)煤层注水。在+500 m水平B3+6煤层里程1 500 m煤门向西侧煤体施工3个注水孔，注水孔孔径100 mm，水平角度为10°，孔长152 m，封孔长度20 m，玛丽散封孔，如图9所示。注水方式采用动压注水，注水泵泵压控制在5～10 MPa，直至煤壁出现一定程度的渗水。

图9 煤体注水孔布置Fig.9 Coal body water injection hole arrangement

2)煤层卸压爆破。针对位置里程1 380～1 420 m“高阶段”区域，从+500 m水平B3巷里程1 380～1 400 m巷道北帮垂直于煤壁每隔4 m布置1排ø113 mm爆破孔，每排6个，呈扇形布置，其中每排的①③⑤号炮孔与②④⑥炮孔错开1 m的间距，共计6排。

3)效果检验。“高阶段”区域煤体卸压前，里程1 360～1 460 m波速出现异常，煤体中波速超过3 m/ms，煤体形成高应力集中，卸压后，煤体波速降低至1.8 m/ms，表明煤体卸压改变了煤体的完整性，降低了煤体应力集中程度，探测结果如图10所示。

图10煤体卸压效果Fig.10 Coal body pressure relief effect

3.2 岩柱动载井上、井下联合控制实践

针对B2-B3煤层之间岩柱厚度、高度大、易弯曲产生弹性能积聚、单一水平难有效处理的问题，提出多水平联合岩柱处理方法，即“地面岩柱处理+井下岩柱处理”的控制方法。

1)地面岩柱爆破控制实践。地面岩柱爆破孔布置在里程1 400 m处，共布置4个爆破孔。该位置为特定区域：五一煤矿保护煤柱边界及“高阶段”区域，在该区域实施岩柱控制具有重要意义。

岩柱地面爆破孔使用潜孔钻机施工，倾角90°、直径300 mm、钻孔深度分别为1号孔240 m、2号孔248 m、3号孔245 m、4号孔254 m，每孔装药125 m，采用分段装药，如图11所示：Ⅱ段为装药段，装药长度60 m，V段为装药段，装药长度60 m，4个爆破孔，每孔平均装药11.5 t，共计装药46 t、Ⅲ、Ⅳ为隔离段，长度5 m，为充填物，Ⅰ为封孔段，封孔长度113 m，采用黄土封孔。

图11 岩柱地面爆破孔布置Fig.11 Ground blast hole layout of rock pillar

2)井下岩柱弱化控制实践。为了有效降低邻近采掘空间岩柱活动强度，在+500 m水平B2巷里程1 355 m处，垂直巷道帮沿岩体倾向施工石门及卸压硐室。石门长度20 m，断面积4 m2，卸压硐室断面积18 m2。

卸压硐室分别沿走向和倾向布置扇形孔，走向共布置4排孔，分别是1—4排，每排布置5个扇形孔，倾向方向布置4排孔，分别是5—8排，每排布置2个扇形孔，平面布置如图12所示。

图12 井下岩柱处理方案Fig.12 Underground rock pillar treatment scheme

3)效果检验。如图13所示，通过地震波CT探测，爆破后岩柱平均波速由3.8 m/ms降低至3.6 m/ms。通过爆破前后波速对比可知，爆破对改变岩柱应力分布、降低应力集中程度有明显效果。

微震监测表明，岩柱爆破处理前，日释放能量达到3.5×107J以上，岩柱活动剧烈，爆破后，日释放能量明显降低，低于5×106J，岩柱活动强度有效降低，如图14所示。

图14 爆破前后岩柱活动能量Fig.14 Rock pillar energy before and after blasting

4 结 论

1)基于地震波CT探测技术，近直立特厚煤层静载荷源辨识结果表明，特定区域是近直立特厚煤层主要静载冲击危险源，易引起煤体局部高应力集中。

2)微震监测表明，矿井0.7%高能量事件产生冲击致灾，70.4%的冲击致灾事件发生在两煤层之间的岩柱，确定了B2-B3煤层间岩柱活动是主要动载冲击危险源。

3)近直立特厚煤层特定区域煤体产生高应力集中，当围岩活动释放大量能量，在强动载作用下，动静载叠加诱发冲击显现。

4)采用煤体卸压爆破及煤层注水控制静载危险源，地面岩柱处理+井下岩柱处理多水平联合控制岩柱动载源，现场实践表明采取的控制方法有效降低了煤岩体应力集中和围岩活动强度。