冲击地压是矿山井巷或采场周围煤岩体,由于弹性变形能的瞬间释放而产生的以突然、急剧、猛烈破坏为特征的动力现象。随煤炭资源开采深度和开采强度的增加,冲击地压已成为煤矿开采领域面临的主要灾害之一[1-2]。目前,我国冲击地压矿井数量已由1985年的32座,增长至目前的近200座[1-2]。尤其“十一五”以来,陕西、内蒙、新疆等地大规模新开发深部煤炭资源,使得冲击地压灾害发生范围迅速向西部省份扩展,并在多个矿区内集中爆发,如陕西彬长矿区、麟北矿区,内蒙古呼吉尔特矿区、纳林河矿区,新疆硫磺沟矿区等,以上矿井投产初期动力显现问题十分突出。
以往案例统计表明,煤矿冲击地压主要发生在煤层回采导致的采动影响范围内。煤层大面积采空引起的应力积聚更为剧烈,动载扰动更为强烈,宏观上主要受采空区悬顶[3]、覆岩运移[4]、临空煤柱[5]、断层活化[6]等关键因素控制,在浅部[7]和深部矿井均有发生。统计表明,发生在原岩应力区掘进巷道的冲击地压较为罕见。但近年来,随着陕西、山东、内蒙古等地新开发深部矿井的陆续建设,该类冲击地压问题愈发严重。该类型冲击地压在基建矿井开拓期间和生产矿井工作面准备期间均有发生,其共同点在于:掘进巷道不受周围其他采掘扰动影响,即在原岩应力区掘进。如2013-03-07,胡家河煤矿402103工作面泄水巷掘进工作面后方35 m范围内发生冲击地压,顶底板移近500 mm,帮部破坏不明显。该巷道为402盘区内首条掘进巷道,距该掘进工作面240 m范围内无其他掘进作业和其他成型巷道,1 600 m范围内无回采作业。再如2013-08-05,星村煤矿3302工作面运输巷掘进工作面后方30~190 m发生强烈冲击地压,底臌最大量为700 mm,顶板最大下沉量为800 mm,两帮移近最大量为900 mm,距该掘进工作面500 m范围内无回采作业。统计发现,原岩应力区掘进冲击地压一般仅发生在埋深大于600 m的煤层,且冲击地点多分布褶曲、断层等地质构造,为水平构造应力主导的地应力场。冲击显现区一般滞后工作面,以强烈底臌、顶板下沉为主,帮部和工作面破坏程度相对较轻,甚至不破坏。由于掘进施工特点,现场工人“顾前不顾后”,对后方冲击危险时常忽视,更缺乏科学防治手段,易酿成死伤事故。造成以上问题的核心是,目前对原始构造应力场掘进冲击地压发生机理尚不完全清楚,缺乏可有效指导该类灾害监测及防范防治的理论基础。
长期以来,冲击地压机理研究主要围绕回采工作面展开,涉及覆岩结构[8-9]、采空区支承压力[10]、动静载叠加[11-12]等主题,较好的指导了回采工作面冲击地压治理工作。但煤层掘进与煤层回采相比,两者对煤岩层结构及巷道围岩载荷的影响方式和程度存在巨大差异。一般认识下回采冲击地压发生的必要条件在掘进巷道可能并不显著,甚至未出现。例如基建矿井发生的掘进冲击地压一般不涉及顶板断裂诱发动载的问题。可见,掘进冲击与回采冲击在发生机理方面可能存在较大不同,有必要对两者区分性研究。
掘进冲击地压多发生在工作面后方某一区间,且不同方位表现出的破坏程度不一,这表明巷道开掘后围岩能量演化具有空间分区特征,且其演化进程与时间和滞后距离密切相关。笔者针对深部构造应力场条件下的煤层掘巷,采用数值模拟手段,研究不同掘进速度下围岩弹性能演化的空间分区特征,建立能量分区演化模型,分析能量非稳态释放边界的形态与能量特征,从能量角度解释现场冲击破坏特征,为揭示深部原岩应力区煤巷掘进冲击地压发生的机制奠定基础。
彬长矿区位于陕西咸阳市彬县及长武县境内,主要开发黄陇侏罗纪煤田深部区煤炭资源,“十一五”之后陆续开展各深部矿井建设,主采煤层埋深600~1 000 m。部分矿井在原岩应力区煤层中开拓或准备期间即频发掘进冲击地压,导致建井周期拉长,采掘接续紧张。孟村矿井位于彬长矿区中西部,核定生产能力4.0 Mt/a,目前处于基建阶段。矿井主采4号煤层,首盘区煤层埋深约720 m,平均厚度24 m,裂隙发育,平均单轴抗压强度24 MPa,具有强冲击倾向性。主要大巷及回采巷道均布置在煤层中部,采用综合机械化掘进。矿井建设期间,煤层开拓大巷及工作面巷道掘进期间多次发生冲击地压。
模型长(x)×宽(y)×高(z)=110 m×55 m×44 m,巷道宽×高=5 m×4 m,巷道掘进轮廓位于模型的中心(图1)。采用应变软化模型计算。利用FLAC中Fish语言编制弹性能计算程序。主应力空间中单位岩体的弹性应变能计算公式[13]为
式中,Ue为弹性应变能;E0为弹性模量;σi为主应力;ν为泊松比。
图1 煤巷掘进数值模拟模型
Fig.1 Numerical model for excavation roadway in coal seam
初始材料参数依照孟村矿井首采区4号煤层及其顶底板物理力学测试数据,具体见表1。现场采用空心包体应力解除法进行地应力原位测量,该区域水平构造应力占主导地位,其中,最大主应力σ1=31 MPa,中间主应力σ2=26 MPa,最小主应力σ3=17.5 MPa。数值模型中,最大主应力垂直巷道轴向,中间主应力与巷道轴向平行,最小主应力为垂直应力。
(1)监测点布置
如图2所示,在掘进路径上设置监测断面,断面内设置有巷帮监测点B1,B2,…,B8,分别距离巷帮表面1,2,…,8 m。鉴于顶板与底板受力状态的相似性,仅选取底板进行分析,底板监测点D1,D2,…,D8,分别距离底板表面1,2,…,8 m。工作面监测点Q,位于断面中心。约定未掘进至监测断面时,至监测断面的距离为正值;掘进过监测断面时,该距离为负值。
表1 模型中煤岩层物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of coal formations in the model
岩性厚度/m弹性模量/GPa泊松比黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa顶板粗砂岩7.56.310.256.1381.31顶板粉砂岩2.58.510.266.7381.68煤层24.02.700.205.0361.40底板泥岩10.06.370.154.3390.93
图2 监测断面及监测点布置
Fig.2 Layout of the monitoring section and points
(2)掘进及监测方案
为消除边界效应,预先掘进20 m,运行至平衡,掘进30 m后开始监测。掘进过程中,每次开挖1 m,每次开挖后运行N时步,N分别取3,5,10,15,20,30,40,50,用于模拟不同的掘进速度。显然,间隔时步数小,代表掘进速度越快,反之亦然。每次开挖后,提取各监测单元弹性能密度。
图3,4显示了掘进间隔为5时步和40时步时扰动区围岩弹性能及弹塑性区分布情况,分别代表了快速掘进和慢速掘进时的情形。可见,在掘进工作面附近均存在一定范围的状态调整区,该范围弹性能演化及弹塑性转化最为剧烈,之后则趋于稳定。相对而言,快速掘进时调整区的范围更大。
图5显示了掘进间隔为5时步和40时步对应的底板各监测点弹性能变化情况。在掘进扰动范围内,围岩不同深度处的弹性能演化规律区别显著。
图3 掘进扰动区围岩弹性能分布云图(沿巷道中线垂直剖面)
Fig.3 Distribution of elasticity in disturbance zone of excavation roadway surrounding rock (Vertical section along the middle of the roadway)
图4 掘进扰动区围岩弹塑性区分布(沿巷道中线垂直剖面)
Fig.4 Distribution of elastic and plastic zone in disturbance zone of excavation roadway surrounding rock (Vertical section along the middle of the roadway)
图5 底板弹性能典型变化曲线
Fig.5 Typical change curves of roof elastic energy
(1)快速掘进时,底板1 m处弹性能在工作面前方即已由原始积聚水平开始释放,且释放速度逐渐加快,滞后工作面8 m时完全释放。
(2)底板3 m处弹性能在工作面附近变化不大,滞后工作面7 m时开始逐渐积聚,滞后工作面14 m时达到58.9×104 J/m3,是原始积聚水平的1.5倍,之后开始不断释放,滞后工作面35 m时释放完毕。
(3)底板5 m处弹性能的变化更为滞后,约在掘进过后12 m时开始积聚,滞后28 m时积聚速度加快,滞后39 m时积聚速度趋缓,最终稳定在93.6×104 J/m3,是原始积聚水平的2.4倍。掘进作业对底板7 m处的影响相对较小,其弹性能变化趋势与底板5 m处一致,但变化幅度更小。
对比图5(a)与图5(b)可知,与快速掘进相比,慢速掘进时底板3,5,7 m处弹性能演化总体规律相似,但各演化阶段的持续时间和距离更短。慢速掘进时底板1 m处弹性能演化趋势与快速掘进时显著不同,其在工作面前方存在短距离的能量积聚过程,开挖后则快速释放,直至释放完毕,释放距离为滞后工作面0~2 m,大幅小于快速掘进时的能量释放范围。
图6,7显示了掘进间隔为5时步和40时步时扰动区巷帮围岩弹性能及弹塑性区分布情况。与巷道顶底板类似,在掘进工作面附近均存在一定范围的状态调整区,该范围弹性能演化及弹塑性转化最为剧烈,之后则趋于稳定。但巷帮能量变化特征与顶底板差异较大。
图8显示了掘进间隔为5时步和40时步对应的巷帮各监测点弹性能的变化情况。
图6 掘进扰动区围岩弹性能分布云图(沿巷道腰线水平剖面)
Fig.6 Distribution of elasticity in disturbance zone of excavation roadway surrounding rock (horizontal section along the center of the roadway wall)
图7 掘进扰动区围岩弹塑性区分布(沿巷道腰线水平剖面)
Fig.7 Distribution of elastic and plastic zone in disturbance zone of excavation roadway surrounding rock (horizontal section along the center of the roadway wall)
图8 巷帮弹性能典型变化曲线
Fig.8 Typical change curves of roadway wall elastic energy
(1)快速掘进时,掘进扰动区巷帮围岩弹性能均呈现释放状态。相较于深部围岩,浅部围岩释放速度更快,释放量更大。
(2)慢速掘进时,巷帮1 m处弹性能呈现“先积聚—后释放”的变化规律,而深部围岩则均呈现释放状态。
(3)各种掘进速度下,巷帮1 m处弹性能最终完全释放,而深部围岩只是部分释放,且深部释放量要小于浅部。如掘进间隔40时步条件下,巷帮1 m处弹性能最大降幅约为100%,巷帮3 m处降幅约为47.4%,巷帮5 m处降幅约为38.4%,巷帮7 m处降幅约为32%。
图9,10分别显示了不同掘进速度下工作面前方弹性能分布曲线,可见,慢速掘进时掘进工作面出现能量集中区,而快速掘进时,工作面能量总体处于释放状态。
图9 快速掘进时工作面处弹性能变化曲线
Fig.9 Curves of elastic energy at the face with rapid excavation
图10 慢速掘进时工作面处弹性能变化曲线
Fig.10 Curves of elastic energy at the face with slow excavation
围岩弹性能的变化是各向主应力综合做功的结果。如图11所示,分别选取xy剖面上的帮部单元B和xz剖面上的底板单元D进行主应力做功分析。忽略巷道影响范围内重力的影响,可认为巷道周围主应力方向是分别按照xy和xz平面对称分布的,由于单元B或D处于对称平面上,其主应力方向为水平或垂直的,因此将该单元主应力用方向应力σx,σy,σz代替[14]。可得该单元弹性应变能为
式中,εx,εy,εz分别为σx,σy,σz方向上的主应变。巷道开挖导致围岩应力调整,主应力在主应变方向上做功,设ΔUx,ΔUy,ΔUz分别为该过程中σx,σy,σz做功增量,则开挖导致的单元弹性应变能变化量为
ΔU=ΔUx+ΔUy+ΔUz
(3)
由于x方向限制位移,ΔUx=0。围岩应力调整过程中,水平应力σy及垂直应力σz做功分别为
式中,σy0,σz0为开挖前单元的水平应力和垂直应力;σy1,σz1为开挖后单元的水平应力和垂直应力。
图11 开挖前后围岩单元体应力及弹性应变能变化
Fig.11 Variation of stress and elastic strain energy of element before and after excavation
对于底板单元D,水平应力做正功,ΔUy>0,垂直应力做负功,ΔUz<0,总功ΔU>0,因此,图5中底板弹性区弹性能出现积聚。而对于帮部单元B,水平应力做负功,ΔUy<0,垂直应力做正功,ΔUz>0,总功ΔU>0,因此,图5中帮部弹性区弹性能出现释放。可见,巷道开挖后,各向应力都将对围岩做功,但最大主应力的做功特征主导着弹性能的变化趋势。虽然巷帮垂直应力集中,但同时水平应力会释放,而弹性能变化是各向应力综合做功的结果,在最大主应力(水平应力)做负功的背景下,即便垂直应力做正功,帮部弹性能仍然下降。
依照数值模拟结论,在巷道的平、剖面图上,分别标记各方位不同深度围岩的弹性能演化特征点,主要包括弹性能积聚起始点、弹性能释放起始点、弹性能趋于稳定起始点、弹性向塑性转化起始点等。然后将不同深度的同一类特征点用平滑曲线相连,即得构造应力场煤巷掘进弹性能空间分区演化模型,如图12所示。模型分为慢速掘进和快速掘进两类,分别绘出沿巷道轴向垂直剖面和沿巷道腰线水平剖面上能量演化进程。根据煤巷掘进过程中各区间围岩弹性能的状态和变化特征,将其划分为6类见表2。各区间围岩在能量演化路径所处的位置如图13所示。
图12 构造应力场煤巷掘进围岩弹性能空间分区演化模型
Fig.12 Spatial evolution model of elastic energy of excavation roadway surrounding rock in tectonic stress field
表2 各区间围岩弹性能状态描述
Table 2 State description of the rock properties at each zone
类别序号能量状态能量变化特征弹塑性状态Ⅰ持续积聚弹性Ⅱ调整剧烈释放弹性向塑性转化Ⅲ缓慢释放弹性Ⅳ能量已充分释放塑性Ⅴ稳定能量已完成集中弹性Ⅵ能量已部分释放弹性
图13 各区间围岩在能量演化路径所处的位置
Fig.13 Location of the surrounding rocks in the energy evolution path
模型中,应用不同图案显示了弹性能演化过程中各种状态的分布区间。水平构造应力场煤巷掘进围岩弹性能演化过程及特征如下:
(1)围岩弹性能从原岩状态E0开始演化,共表现出3种能量路径,6类区间分布在3种路径的不同阶段。其中路径1和路径2以帮部和工作面为主,路径3以顶底板为主。
(2)围岩弹性能演化特征与掘进速度关系密切。快速掘进时,围岩弹性能量动态演化持续范围更大。不同掘进速度下围岩弹性能最终演化状态基本一致。
(3)不同方位围岩演化特征差异显著。顶底板内同时存在能量积聚区(Ⅰ)和释放区(Ⅱ),而巷帮仅存在能量释放区(Ⅲ)。工作面围岩在慢速掘进时呈现为能量积聚区(Ⅰ),快速掘进时转换为能量释放区(Ⅱ)。
(4)慢速掘进时,顶底板弹性能积聚起始点超前于工作面,围岩浅部和深部煤体均有发生。快速掘进时,顶底板弹性能积聚起始点滞后于工作面,且仅限于深部煤体。
(5)顶底板弹性能释放区(Ⅱ)在沿走向垂直剖面上呈对称的“双翼”型。随着掘进速度的增大,“翼长”不断增加,即在走向上有更大范围煤体处于能量释放状态。工作面附近的能量释放区主要集中在顶底板浅部,随着滞后工作面距离的增加,能量释放区不断向深部转移,直至稳定。
(6)慢速掘进时,巷帮浅部弹性能超前于工作面开始积聚,在工作面附近开始积聚释放。快速掘进时,巷帮浅部弹性能超前于工作面开始释放。
(7)不同掘进速度下,巷帮深部区均处于弹性能释放状态,且掘进速度越快,在走向上处于能量释放状态的范围越大。与巷帮浅部不同的是,发生能量释放的深部煤体仍处于弹性状态。
由图12,13可知,围岩破坏过程发生于能量剧烈释放区(Ⅱ),其模拟结果对分析破坏特征机制具有重要意义。但由于煤岩动力破坏机理的复杂性,数值计算方法无法精确反映煤岩的动力学破坏过程,图12中显示的能量演化进程是建立在能量稳态释放基础之上,与常规矿压现象相符。但冲击地压的典型特点是,煤岩体能量在冲击前稳态积聚,在冲击时非稳态释放[15],冲击破坏过程中煤岩体能量演化路径将发生新的变化。如图14所示,在常规矿压条件下,能量剧烈释放(Ⅱ)主要通过图13中的稳态的路径1和路径3实现,而在冲击地压条件下,非稳态路径4取代稳态路径1,非稳态路径5取代稳态路径3。可见从原岩状态开始,直至冲击破坏的临界状态,之间的能量演化过程是可供冲击地压巷道掘进加以利用的。
图14 冲击地压条件下Ⅱ区能量演化路径
Fig.14 Energy evolution path of Ⅱzone under rockburst condition
图15~17展示了冲击地压巷道不同掘进速度下弹性能主要演化阶段的3类边界。边界的类型主要依据弹性能的变化及弹、塑性区的转换情况确定。其中,起始蓄能边界是指受掘进扰动影响,弹性能开始积聚的边界;非稳态释能边界是指弹性能剧烈释放(可能引起冲击破坏)的起始边界,也是弹性区向塑性区转化的边界;稳态释能边界是指弹性能缓慢释放的起始边界,边界前、后均为弹性区。对于冲击地压研究,非稳态释能边界附近是潜在冲击启动区,研究其分布规律及影响因素对于阐释掘进冲击地压机制及显现特征具有重要意义。
图15 顶底板弹性能演化特征边界模型
Fig.15 Feature boundary model of elastic energy evolution in roof and floor
图16 底板弹性能非稳态释放特征点至工作面距离的 变化曲线
Fig.16 Curves of distance between unsteady release feature point of elastic energy and roadway face in floor
图17 巷帮弹性能演化特征边界模型
Fig.17 Feature boundary model of elastic energy evolution in rosdway wall
模型中O代表工作面位置,D1,D2,D3,D4均位于底板非稳态释能边界上,分别表示底板以下1,2,3,4 m处非稳态释能起始点。S1,S2,S3,S4均位于底板起始蓄能边界上,分别表示底板以下1,2,3,4 m处能量起始积聚点。B1位于帮部非稳态释能边界上,表示帮部以深1 m处非稳态释能起始点。B2,B3位于帮部稳态释能边界上,分别表示帮部以深2,3 m处稳态释能起始点。
(1)形态特征
图15表明,随着滞后工作面距离的增加,非稳态释能边界由浅部逐渐向深部延伸,直至消失。该边界受掘进速度影响较大,低速掘进时,在垂直剖面上呈碗型曲线,高速掘进时,在垂直剖面上呈钟型曲线。
为定量化描述曲线弯曲特征,图16统计了不同掘进间隔时步下底板非稳态释能边界特征点滞后工作面距离的变化情况。深部区(3,4) m能量非稳态释放点滞后工作面的距离与掘进间隔时步呈幂函数关系。浅部区(1,2) m在高速掘进条件下能量非稳态释放点将超前于工作面。可见,掘进速度增大时(掘进间隔小于15时步),底板非稳态释能边界在走向上同时向两端扩展。可认为,掘进速度越大,顶底板面临冲击地压风险的走向范围也就越大。
(2)能量特征
基于前文数值模拟结论,将底板非稳态释能边界特征点对应的能量演化曲线画出。低速掘进时,各特征点均经历了能量积聚过程(Si→Di,i=1,2,3,4)。由于空间位置的不同,各特征点破坏前的能量积聚水平存在差异,ED1<ED2<ED3<ED4。与低速掘进条件下规律不同的是,高速掘进时,浅部特征点D1,D2破坏前未发生能量积聚过程,而是从原岩状态下直接释放,因此,各特征点破坏前的能量水平为ED1=ED2=E0<ED3<ED4。但无论掘进速度如何,更加滞后工作面的深部煤体在临界失稳状态下的能量积聚水平更高,一旦发生冲击,瞬间释放弹性能总量可能更大,冲击造成的破坏性也就更强。
(1)形态特征
图15显示,巷帮能量释放边界均位于工作面附近。与顶底板不同的是,巷帮浅部(深1 m)为非稳态释放,深部(2 m以深)为稳态释放。低速掘进时,巷帮非稳态释能边界位于工作面两侧,稳态释能边界超前于工作面。高速掘进时,巷帮非稳态边界超前于工作面,稳态释能边界滞后于工作面。可见,无论掘进速度如何,巷帮潜在冲击启动区均位于工作面附近,且掘进速度较高时,工作面具有冲击可能性。
(2)能量特征
基于前文数值模拟结论,将巷帮释能边界特征点对应的能量演化曲线画出。低速掘进时,非稳态释能边界特征点B1经历了能量积聚过程,与底板非稳态边界特征点破坏前的能量积聚水平相比,有EB1<ED1<ED2<ED3<ED4,可见,巷帮能量积聚水平小于顶底板。而稳态释能边界上的B2,B3未发生能量积聚过程,而是从原岩状态下直接释放,且未造成煤体破坏。高速掘进时,非稳态释放边界和稳态释放边界特征点能量均直接从原岩状态开始演化,由于空间位置的不同,只有浅部特征点B1能量释放引起煤体破坏。
基于煤巷掘进围岩能量非稳态释放边界附近为潜在冲击启动区的认识,对构造应力场掘进冲击地压发生特征及其机制进行解释。
(1)冲击地压发生的范围和方位
构造应力场条件下,巷帮能量非稳态释放边界位于工作面附近,因此,帮部冲击地压一般发生在工作面附近,高速掘进时可伴随工作面冲击。但由于巷帮和工作面能量非稳态释放时能量值等于或略高于原岩状态,因此,一般只有原始弹性能水平已处于高位时,才会发生严重的帮部冲击和工作面冲击。统计亦发现,煤矿原岩应力场掘进冲击地压案例当中,仅造成帮部和工作面破坏的比例很小,该类冲击主要分布在大采深矿井,如陕西高家堡煤矿4煤层埋深830 m,2014-11-13,一盘区辅运大巷工作面冲击抛出3.4 m2的大块煤,同时左帮近工作面8 m范围离层,6根锚杆被拉断;另外,部分埋深较浅的煤层若存在显著相变,同样可引起工作面煤体弹性能高度积聚,如新疆硫磺沟煤矿(4-5)04运输巷埋深497 m,工作面煤质、硬度变化较大,2013-01-30,工作面冲击引起左肩窝抛出大量煤体,3人被埋。
掘进速度越大,顶底板非稳态释放边界沿走向范围越大,即可能发生冲击地压范围也就越大,冲击位置滞后工作面的距离越大。因此,对于构造应力场掘进巷道,顶底板冲击地压是主要威胁,尤其底板留有底煤时。巷帮冲击地压的发生条件包括高原岩应力和快速掘进。
(2)冲击地压破坏强度
冲击地压破坏强度与冲击主体释放的弹性能大小、支护强度、围岩强度等因素密切相关。由于顶板和帮部均使用锚杆支护,而底板不施加任何支护,底板的破坏强度与底板能量非稳态释放时的积聚水平直接相关。相较于巷帮和工作面,顶底板能量非稳态释放时积聚水平更高。相较于工作面附近顶底板,滞后区域顶底板能量非稳态释放时积聚水平更高。因此,考虑到顶板和帮部支护作用,底板滞后区冲击地压发生的强度更大,工作面附近顶底板和巷帮冲击强度相对较小。该分析结论与现实中掘进冲击的显著破坏区多远离工作面的现象是相符的。典型案例为2011-11-03河南千秋煤矿21221下巷掘进冲击地压,该巷道邻近落差达50~500 m的F16逆断层,地层局部直立或倒转,构造应力极大。冲击后,工作面向后0~70 m范围仅有轻微底臌,而70~420 m范围底臌变形严重,局部基本闭合。
需要指出的是,由于掘进机的反复碾压和可能的积水浸泡作用,底板浅部煤体裂隙迅速发育,弹性能耗散殆尽,因此底板浅部难以成为冲击启动区,只有滞后区域的深部区才有可能演化为冲击启动区。
(3)冲击破坏特征
巷帮和工作面的能量非稳态释放区(潜在冲击启动区)均位于围岩浅部,即冲击主体一般是浅部支护范围内的煤体,冲击后一般表现为工作面抛出大煤块,支护不及时引起超前漏顶,巷帮浅部炸帮、开裂、与深部区离层,锚杆拉断等。由于掘进作业工人多集中于工作面附近,因此帮部和工作面冲击造成危害往往较大。
随着滞后工作面距离的增加,顶底板能量非稳态释放区向深部发展,且能量积聚水平显著大于浅部。冲击后,深部冲击启动区煤体释放大量弹性能,作用于上覆塑性区煤体,将后者抬升导致明显底臌。由于顶板有锚索支护,整体性较好,滞后区冲击能量较高时会发生整体下沉。如2014-07-20,孟村煤矿401101措施巷掘进期间发生冲击,工作面后方98~140 m顶板下沉220~300 mm,3处漏顶,底臌最大500 mm,帮部无明显破坏。
(1)建立了慢速掘进和快速掘进条件下,构造应力场煤巷掘进围岩弹性能分区演化模型,依据弹性能所处状态及变化特征的不同,可将掘进巷道围岩划分为6类区间。
(2)构造应力场掘进条件下,顶底板内同时存在能量积聚区和释放区,而巷帮仅存在能量释放区,这与最大主应力的做功特征密切相关。随着掘进速度的增大,工作面围岩可由能量集聚区转换为能量释放区。
(3)掘进速度增大时,围岩弹性能释放区的走向范围将同时向两端扩展,非稳态释能边界沿走向不断拉长,具有冲击风险的范围不断扩大。
(4)构造应力场中,巷帮潜在冲击启动区位于工作面附近,帮部冲击发生必要条件包括高原岩应力和快速掘进。巷帮和工作面潜在冲击启动区均位于围岩浅部。
(5)由于滞后区顶底板能量非稳态释放前积聚水平更高,加上顶板和帮部支护作用,导致底板滞后区冲击破坏强度要大于工作面附近顶底板和巷帮冲击破坏强度。
本文研究结论与构造应力场煤巷掘进较为吻合,后期将继续采用实验室试验和现场实测方法加以多角度佐证。
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