急倾斜煤层开采覆岩联动致灾特征分析

来兴平1,2,代晶晶1,李 超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.西安科技大学 安全科学与工程学院,陕西 西安 710054)

摘 要:针对乌鲁木齐矿区急倾斜煤层采空区顶板冲击失稳诱发动力灾害问题,根据乌东煤矿地质条件进行灾害成因分析,建立急倾斜煤层覆岩结构力学模型,结合顶板岩梁能量分布特征,明确致灾源头,提出防控措施;鉴于此,设计覆岩联动致灾物理相似模拟试验,采用红外热像与岩石破裂声发射(Acoustic Emission,AE)综合监测手段分析覆岩联动致灾阶段性“声-热”演化规律,结合3DEC离散元数值计算,确定灾源时空信息,指导动力灾害防控。研究结果表明:急倾斜煤层开采顶板岩梁与覆岩应力拱形成的“拱-梁”结构具有空间结构关联特征,该结构在高阶段水平分段短壁综放开采条件下失稳诱发动力灾害,将顶板岩梁按能量等级划分为本水平梁端起裂区、中部离层演生区和上水平拱脚高能区3个区域,其中上水平拱脚高能区为重点致灾区域;同时,在急倾斜煤层开采过程中覆岩结构动态破裂具有阶段性“声-热”演化规律,结合三区内热值异化程度与AE能率演化特征,将顶板破断周期划分为低水平发展、震前平静、加速活跃和松弛阶段,其中加速活跃阶段为灾害孕育期;基于研究结果制定了采空区顶板预裂爆破切顶解危措施,经全景智能钻孔窥视监测,致裂效果明显,灾害得到有效控制,为急倾斜煤层开采动力灾害防控提供借鉴。

关键词:急倾斜煤层;动力灾害;覆岩结构;红外热像;“声-热”演化特征

随着地下煤炭进入深部资源开采状态,深井开采面临如采掘工程中冲击地压、矿山同源地震诱发的煤与瓦斯突出、自燃等严峻的动力灾害问题[1-3],灾源分析成为深井煤炭安全开采的重大需求。乌鲁木齐矿区赋存独具特色的急倾斜厚煤层,主采水平进入深部,在高阶段水平分段短壁综放开采条件下动力灾害现象频发[4]

将急倾斜煤体采出后,采空区上方顶板岩梁与覆岩应力拱形成的“拱-梁”联动承载结构定义为覆岩结构。覆岩结构失稳微观表现为由微损伤演化、裂隙扩展到破坏力学行为全过程,此行为伴随岩物质内部结构改变和相关物理化学现象,如岩层破裂释放的弹性能转化为热能并以红外辐射的形式表现出来[5-7],宏观表现为顶板突发性垮落诱发动力灾害事故。

众多学者开展了深入的研究工作,取得诸多有益成果。石平五等[8]建立了急倾斜特厚煤层“跨层拱”结构力学模型,揭示了“跨层拱”结构滑落失稳、结构失稳和对工作面矿压显现的影响。齐庆新等[9]通过对矿井煤层的结构分析,研究了煤岩动力失稳的黏滑失稳机理并以此解释冲击地压的发生机理。鞠文君等[10]通过对急倾斜特厚煤层水平分段开采基本顶破坏特点的分析,建立了悬臂梁式基本顶断裂力学模型,推导得出悬臂基本顶岩层的能量表达式。戴华阳等[11]采用相似材料模型试验方法研究急倾斜特厚煤层水平分段开采条件下岩层移动、垮落的基本形式,认为浅部开采条件下岩层结构呈应力拱结构,深部开采岩层呈铰接岩梁结构。孙闯等[12]采用室内相似材料模拟实验方法及离散元数值计算方法研究急倾斜煤层坚硬顶板的塌落规律,分析顶板的突变塌落特征及范围。程卫民等[13]采用相似材料模拟的方法,探究坚硬顶板急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤方式开采时,由浅及深过程中顶板离层及裂隙发育规律与顶板运移和垮落规律。姜福兴等[14]通过研究采场边界条件与覆岩结构的关系,提出了影响采场冲击地压应力场的“载荷三带”岩层结构模型,并对采场可能发生的冲击地压进行分类和危险性判定,为针对性治理冲击地压提供理论依据。窦林名等[15]根据工作面上覆岩层边界状态的不同,将覆岩空间结构分为OX,F与T型3类。阐述了不同结构的断裂运动规律,针对不同覆岩结构特征制定防治措施,为冲击震动的预防工作提供理论指导。来兴平等[16-17]构建急倾斜坚硬岩柱动态破裂“声-热”演化特征模型试验,揭示了开采扰动作用下岩柱破裂过程中的声发射与温度演化规律,并通过力学分析、数值计算结合现场实测解释采动应力畸变致诱动力灾害机理。

上述研究对我国煤矿急倾斜煤层安全开采进行了有益探索,为后续研究奠定了基础。笔者分析了急倾斜煤层在高阶段水平分段短壁综放开采过程中覆岩结构失稳对动力灾害的诱导作用,设计了覆岩结构致灾物理相似模拟试验,通过分析致灾区红外热像特征、岩层破裂热红外辐射温度与声发射能率演化规律,确定灾害孕育期与重点致灾区,建立离散元三维数值模型进行验证,据此制定动力灾害防控措施,并对实际工程应用效果进行评价。为揭示急倾斜煤层动力灾害致灾机理及防控具有较重要的意义。

1 急倾斜煤层赋存及开采条件

西部大型亿万吨煤炭基地中乌鲁木齐矿区急倾斜煤层地质条件复杂,矿区中乌东煤矿北采区位于八道湾向斜北翼,整体呈向南倾斜的单斜构造。主采43号煤与45号煤层厚度分别为37.5 m和47.8 m,倾向157°,平均倾角45°。煤层顶板为块状粉砂岩夹有少量细砂岩,硬度较大、稳定性好。高阶段水平分段短壁综放开采过程中因煤层和顶板倾角接近自然安息角,顶板与煤体自然垮落难度增加,存在上水平残留三角煤,工作面顶板在垮落后沿倾向会形成类砌体梁结构,碎矸石、残留煤体、黄土及流沙等复合介质物填充形成覆层,采空区顶板上方形成覆岩“拱-梁”结构。随着开采深度增加,若不主动控制覆岩“拱-梁”结构动力稳定性,悬空顶板冲击失稳致使覆层结构破坏将导致动力灾害显现,严重影响煤矿安全高效生产。急倾斜煤层开采布局及岩层特征如图1所示。

图1 开采布局及岩层特征
Fig.1 Physical model and stratum characteristics

2 覆岩联动致灾力学分析

根据现场煤岩体赋存条件,通过合理简化受力状态,建立急倾斜煤层覆岩结构模型,如图2所示。其中,上水平采空区形成非对称覆岩“拱”结构,如图2(b)三铰拱ABC所示;本水平上覆顶板,形成具有一定倾角的“梁”式受力结构,如图2(b)斜梁CD段所示。

图2 覆岩结构模型
Fig.2 Linkage structure model

建立覆岩“拱”结构模型进行分析。图3(a)为三铰拱ABC模型。其中,A处为固定支座,C为单铰支座,ABC为倾向应力拱。煤层倾角为α;FA1FC1为支座AC处反力;f为铰B到起拱线的竖向距离;h为铰C到起拱线的垂直距离;H为三铰拱的水平推力;P1P2为分布载荷合力;a1b1分别为分布载荷合力P1CA铰的水平距离;a2b2分别为分布载荷合力P2CA铰的水平距离;l1l2分别为铰BCA铰的水平距离;lCA铰的水平距离。将A,C两端支座反力分别沿竖向和起拱线方向分解为相互斜交的分力FA1FZ,FC1FZ

图3 受力分解与基本体系
Fig.3 Force decomposition and basic system

考虑全拱的整体平衡。由力矩平衡条件∑MC=0及∑MA=0得两支座的竖向反力分别为

FA1=∑Pibi/lFC1=∑Piai/l (i=1,2)

(1)

由水平方向力平衡条件∑FX=0得

HA=HC=H=FZcos α

(2)

式中,HAHC分别为AC铰处水平推力。

取左半拱为隔离体,由力矩平衡条件∑MB=0有

FC1l1-P1(l1-a1)-Hf=0

(3)

求得

(4)

随着本水平煤层采出,上方顶板呈悬顶状态,形成具有一定倾角的“梁”式受力结构,如图3(b)所示,对顶板梁结构进行受力分析,求得

(5)

稳定态时,外界输入能被岩梁吸收储存,体现为顶板弯曲变形能。

δ1=HCsin α-FCcos α;δ2=qcos α;δ3=FCsin α-FCcos α,则岩梁在任意x截面的弹性变形能表达式为

(0≤xL)

(6)

其中,EI为岩梁截面抗弯刚度,取90 GPa·m3;HM为埋深,取245 m,随着主采水平进入深部,考虑构造应力情况,垂直作用于顶板的载荷q=γHM(cos α+λ′sin α);γ为上覆岩层容重,取20 kN/m3;λ′为侧压系数,根据现场资料取1.3;P1P2为分布载荷合力,计算P1为2.2 MPa,P2为2.0 MPa,L为悬空顶板长度,取35.0 m,其他参数取值来源于本次物理模拟试验;由式(6)得到急倾斜悬空顶板CD岩梁能量分布及区域划分。

图4(a)为急倾斜煤层悬空顶板能量分布特征,图4(b)将悬空顶板岩梁按不同能级划分为本水平梁端起裂区(A区)、中部离层演生区(B区)、上水平拱脚高能区(C区)。如图4(a)所示,随着悬空岩梁长度增加,最大弯曲能量点由本水平梁端(A区)跃迁至上水平拱脚位置(C区)并呈加速增长趋势;随着岩梁角度增加,离层演生区(B区)低能域向中下部转移,但能量峰值位置不变,顶板中上区域弯曲变形能较大,上水平拱脚高能区(C区)结构失稳是动力灾害显现的重要原因。

岩梁自身存储的弯曲弹性能量与附加外力FCHC、岩梁跨度、强度,煤层倾角有关。三铰拱是附加外力和能量积聚的来源,动力灾害防控可从两方面考虑:① 通过减弱附加外力来控制能量输入大小。如优化放煤工艺充分放煤,减少上水平残留三角煤,以避免工作面顶板在垮落后沿倾向形成类砌体梁结构。② 通过限制岩梁跨度来控制能量输入面积,防止能量扩增,可实施顶板弱化或调整合理采放比来控制岩梁动力稳定性,以达到预防急倾斜煤层开采悬空覆岩结构冲击失稳诱发动力灾害显现的目的。

图4 急倾斜悬空顶板能量分布及区域划分
Fig.4 Energy distribution and regional division of steeply inclined suspended roof

3 覆岩联动致灾试验分析

3.1 物理相似模拟试验分析

3.1.1 物理模型设计

以乌东煤矿北采区地质条件为背景,根据相似条件和岩层物理力学参数,确定物理相似模拟材料配比。采用平面应力模型,尺寸为长×高×宽=300 cm×175 cm×20 cm,几何相似比为1∶200,模拟标高+742~+500 m地层范围。煤系地层物理力学参数及材料装填配比见表1,模型试验系统如图5所示。

3.1.2 试验设备及监测方案

试验中乌东北采区煤层采用水平分段综放开采,设定13个监测水平,采集每个水平煤层开采全过程(开采前、开切眼、放煤期、放煤后)中温度数据及声发射数据。利用FLUKE Ti300 Thermal Imagers 热红外成像(TIR)相机获取岩层破裂过程的红外辐射参数,分析整个试验过程中岩层破裂特征、红外辐射演化特征并对致灾区域辐射温度变化进行定量分析。其中,热红外成像相机温度灵敏度为0.01 ℃,图像分辨率为 640 PPI×480 PPI,热红外波段的电磁辐射发射率(λ)设定为0.95,图像采集速率可达到50幅/s。同时利用SDAES7.5声发射对比分析覆岩结构在整个形成周期中声发射能率与热红外温度场的阶段性对应关系。

3.1.3 红外监测理论依据

红外温度场反映某时刻红外温度的空间展布状态,是遥感岩石力学的基本概念之一[18]。热红外成像相机可直接测得投射至热像仪探测器上的辐射出射度,辐射出射度与红外温度之间的函数关系为

(7)

式中,TM为辐射出射度;η1η2为第一、二辐射常数;Ti为红外温度;ε为辐射率,热像仪探测光谱范围为λ1λ2 μm,当ε为常数,即煤岩体表面性状一定,可由TM间接确定Ti

表1 模型物理力学参数与材料装填配比
Table 1 Physical and mechanical parameters of the model and material filling ratio

岩性弹性模量/MPa泊松比抗拉强度/MPa抗压强度/MPa容重/(kN·m-3)配比质量/kg河沙石膏大白粉粉砂岩1 3100.224.3236.023.4072828.730.823.28细砂岩1 2780.244.5135.723.107379.520.410.95粉砂岩1 3000.214.3431.224.5072814.780.421.69细砂岩1 3200.234.4033.225.4073711.440.491.14粉砂岩1 3000.204.1035.023.2074611.640.671.00粉砂岩1 3000.243.7832.122.0072814.550.421.6643号煤8480.321.2012.913.1220∶20∶1∶540.902.0510.23炭质泥岩1 2000.261.4419.021.278285.910.150.59粉砂岩1 3000.234.4237.926.7372811.640.331.33细砂岩1 3500.204.6138.225.4573711.540.491.15粉、细砂岩1 3420.234.5436.626.5174614.550.831.25粉砂岩1 2780.214.6038.625.7372814.550.421.66炭质泥岩1 1500.281.4618.424.238285.910.150.5945号煤层8480.321.2012.913.1220∶20∶1∶530.681.537.67泥质粉岩1 1900.261.7817.823.4182814.780.371.48炭质泥岩1 2200.291.8918.421.3283717.740.671.55粉砂岩1 3450.234.3434.224.8372885.152.439.73

图 5 相似材料模型及监测仪器布局
Fig.5 Similar material model and layout of monitoring instruments

从岩层表面导出的红外热像序列与位置坐标和时间变量有关,对应关系表示为

f=f(x,y,z,t)

(8)

式中,z为红外热值;xy分别为红外温度矩阵的行号和列号;t为时间。

平均红外温度(Average Infrared Radiation Temperature,AIRT)描述为采动过程中岩层整体温度水平,平均红外温度为

(9)

式中,TA为平均红外温度;n为红外温度矩阵中温度点数;xk为红外温度矩阵第k个点的温度值。

统计热物理学[19]认为宏观规律是物质总量充分累积并达到足够巨大的程度以后,由大量微观自由度的集体行为演生出来的、脱离了系统微观细节的另一个层面的规律。故在研究联动结构状态及其演化规律时,首要就是建立恰当的状态参量,从微观角度看,最恰当的描述语言是力学语言,即采动应力状态。从宏观角度看,往往关心的是结构宏观状态,如红外温度场。故建立微观与宏观状态参量的关系。根据热弹理论认为裂隙煤岩体上某点温度与采动主应力之和成比例关系,得到温度异化量与采动应力量化关系为

(10)

其中,Δσ为采动应力变化量;T为裂隙煤岩体的表面绝对温度;ΔT为温度异化值;α为热膨胀系数;C为煤岩体标准条件下的比热容;ρ为煤岩体密度。综上所述,煤体开采过程中,覆岩结构红外温度场异化现象是综放开采扰动作用所致。

3.1.4 红外热像特征

试验选取+600 m,+575 m水平煤层进行分析。数据处理时,消去工作面液压支架产生的温度,减少外来热辐射对工作面附近围岩的影响,以已消去外来热辐射的热像为标准,进行热辐射温度场异化分析。

图6为+600 m水平煤层开采热像。+600 m水平煤层开采前期,上水平采空区呈单拱结构A,拱内破裂岩层引起热像温度场起伏变化,采空区空腔温度降低,最低温度达11.7 ℃;放煤后期,覆岩呈“拱-梁”结构,如图6(b)所示。顶煤放出,卸荷作用引起工作面附近岩层温度场异化,顶板岩梁出现影响范围达25 m的高温辐射区,应力场与红外辐射温度场之间呈现对应关系。开采图与热像图对比拱脚切线角度均为69°,且覆岩垮落拱分布相同,说明温度场分异边界与岩层垮落结构形态一致,另一条温度分异边界弧B与水平夹角呈70°,此异常现象可为+575 m水平煤层开采提供预警信息。

图6 +600 m水平煤层开采热像
Fig.6 TIR images of fracture and instability of +600 m horizontal coal seam

图7为+575 m水平煤层开采热像。+575 m水平煤层开采前期,覆岩垮落形态维持“拱-梁”结构,随放煤进行,悬空顶板长度增至45 m,此时顶板岩梁中部区域内微裂隙发育、扩展、贯通,岩层表面出现了细小颗粒弹落。热像图7(a)中顶板侧“上水平拱脚区”和“本水平梁端区”出现局部温度急剧升高的特征,最高温度达14.51 ℃,原温度分异边界A下移至悬臂顶板上部,出现新的温度分异边界B,C。放煤结束,如图7(b)所示,悬空顶板垮落,携带高能量的岩块瞬间崩落,破坏瞬间出现剧烈高温辐射,采空区内煤岩张、剪性破坏耦合,高低温热值交换,体系混乱,熵值增大,此时覆岩破坏形态呈单拱结构C。热像图中顶板高温场向上方传递,形成新温度分异边界拱C,距工作面水平距离30 m,在拱顶处产生高温热区。

图7 +575 m水平煤层开采热像
Fig.7 TIR images of fracture and instability of +575 m horizontal coal seam

综上可知:① 覆岩“拱-梁”结构中“拱脚区”及“梁端区”局部应力集中导致顶板破坏,表现出局部温度急剧升高的特征,且破坏前后,有显著的温度波动现象,带状增温异常是顶板破裂失稳的重要红外前兆。② 采空区顶板断裂卸压,经历了常温—升温—降温热能变化过程,说明煤层开采过程存在能量的聚集到释放过程。

3.1.5 “声-热”演化特征

对顶板岩梁不同应力性质区域的平均红外辐温度(AIRT)特征进行分析[20-21]。监测区域如图8所示,其中区域P1,P2,P3分别为工作面顶板侧20 m范围3个区域的AIRT值。

图 8 典型区域在热像中的圈定
Fig.8 Delineation of typical areas in thermal images

图9为+575 m煤层回采过程AIRT-时间和AE能率-时间曲线对照。深部急倾斜煤层开采覆岩“拱-梁”结构演化周期内,AE能率发生明显突变与AIRT曲线出现异常具有类似时序变化,表现出4阶段特征。

图9 +575 m煤层回采全过程AIRT-时间和AE能率-时间
曲线对照
Fig.9 Comparison diagram of AIRT-time and AE energy rate-
time curve in the whole process of mining in +575 m coal seam

① 第I阶段(开采前):拱梁形成期属于低水平发展阶段。该阶段随应力水平的提高,P1,P2,P3区因应力性质不同,导致辐射温度场异化,AE能率先增后降,持续时间较长。② 第II阶段(开切眼):拱梁趋稳期属于震前平静阶段,该阶段P1,P2区域AIRT达到拐点,P3区AIRT持续增加,而AE能率整体下降趋势,存在300 s的冲击失稳前平静期。③ 第Ⅲ阶段(放煤期):拱梁失稳期属于加速活跃阶段,岩层处于高应力阶段,热像分异现象加剧;P1,P2张性区AIRT下降,P3压性区达到AIRT拐点,持续时间较短且破坏剧烈。AE能率峰值达到370 V·μs/min。④ 第Ⅳ阶段(放煤后):拱梁消逝期属于松弛平静阶段。此阶段各区域因积聚的能量不断释放,AIRT减小,同时AE能率急剧减小至80 V·μs/min。

覆岩“拱-梁”结构失稳表现出阶段性和区域性的“声-热”空间演化特征:低水平发展阶段、震前平静阶段、加速活跃阶段、松弛平静阶段。① 从发生时间来看,温度突变主要集中在拱梁趋稳期和拱梁失稳期;② 从发生地点来看,岩梁中上部较底板温度交换频繁且强烈;③ 从发生区域来看,温度交换多发生在悬空岩梁附近;④ 从发生现象来看,红外破裂前兆表现为温度突增型。覆岩结构失稳前兆表现为AE能率经历短期平静阶段。

3.2 数值计算

根据乌东矿北采区煤岩层特征构建3DEC离散元数值计算模型,对致灾区域进行分析。如图10所示,从结构上看,采空区承载结构为“拱-梁”覆岩结构;从力学发育机制上看,悬空岩梁沿倾斜方向从下至上依次为肩角起裂区、离层演生区、高能挤压区;从顶板变形特征上看,由不同顶板倾斜长度下顶板变形曲线知,顶板倾斜长度增加,其变形量和变形增长速率依次增加,顶板位移曲线具有明显突变性,最大变形位置均沿顶板倾斜方向的中部偏上,靠近拱脚高能挤压区。

图10 覆岩结构特征
Fig.10 Linkage structural characteristics

可见,深部急倾斜煤层开采过程中,若不主动控制覆岩结构动力稳定性,未塌落顶板悬空距离过大,顶板冲击失稳将诱发动力灾害显现。

4 现场动力灾害防控实践

通过分析深部动力灾害产生原因,结合乌东矿实际地质条件设计动力灾害防控方案[22],采用钻孔窥视系统评价方案实施效果。

4.1 防控措施

在+575 m水平煤层东翼工作面南巷施工顶板爆破孔,爆破孔成扇形布置,每排施工3个爆破孔,其中3号爆破孔沿拉裂角布置。经计算得出切顶孔排距为12 m,角度向东68°。考虑端头支架和开采扰动会对巷道顶部形成破碎区域,同时便于顶板管理和确保安全开采,封孔长度不小于炮孔长的1/3,因此炮孔封孔长度为20 m,装药长度20 m。1,2号炮孔目的为剥离顶板岩石充填采空区,3号炮孔目的为增加或增大顶板岩体裂隙,促进顶板断裂垮落,采空区顶板弱化方案钻孔布置如图11所示。

图11 采空区顶板弱化方案钻孔空间布置
Fig.11 Spatial layout of boreholes for roof weakening scheme in goaf

爆破孔采用乳胶基质炸药,每排炮孔使用炸药0.618 t。装药工艺:采用正向装药;爆破工艺:一次起爆;封孔工艺:采用黄土和马丽散进行封堵,炮孔布置参数见表2。

表2 炮孔布置参数
Table 2 Hole layout parameters

序号炮孔角度炮孔深度/m装药深度/m装药量/kg封孔深度/m雷管消耗/发1号向北83°向东68°40202062022号向南77°向东68°40202062023号向南55°向东68°4020206202总和12060618606

图12 全景孔壁裂隙窥视成像及统计特征
Fig.12 Panoramic hole wall crack peep imaging and statistical characteristics

4.2 防控效果评价

顶板弱化效果与力学变形密切相关。通过全景智能钻孔窥视得到岩体内部变形特征图像,揭示采空区顶板弱化效果。在+575 m水平煤层东翼工作面顶板巷(工作面南端头)施工窥视孔,窥视孔设计长度22 m,倾角60°,偏角70°,全景孔壁裂隙窥视成像及统计特征如图12所示。

从图12可得:1.0~10.0 m内孔壁粗糙,横向、纵向裂隙发育明显,局部破碎严重;隙宽与隙长呈增长趋势,在10 m位置处裂隙贯穿,最大隙长达8 cm。11.0~22.0 m内孔壁环向、横向裂隙发育完全,隙宽增加,平均隙长达6 cm,说明孔壁破碎,致裂效果明显,实现了采煤工作面悬空顶板及时冒落,保证了工作面的安全生产。

5 结 论

(1)分析了急倾斜煤层在高阶段水平分段短壁综放开采过程动力灾害产生原因。即覆岩“拱-梁”结构在高卸荷开采扰动下失稳诱发动力灾害。

(2)覆岩“拱-梁”结构失稳表现出“三区四阶”的“声-热”演化特征。“三区”即梁端肩角起裂区、中部离层演生区、拱脚高能挤压区;“四阶”即低水平发展阶段、震前平静阶段、加速活跃阶段、松弛平静阶段。其中拱脚高能挤压区为重点致灾区、加速活跃阶段为灾害孕育期。

(3)离散元数值计算结果与物理相似模拟试验结果基本吻合,能够反映动力灾害产生源头及致灾区结构失稳特征。

(4)利用全景智能钻孔窥视进行动力灾害防控效果评价。针对乌东北采区+575 m水平煤层重点致灾区制定弱化措施,有效释放顶板集中应力,动力灾害得到控制。

参考文献(References):

[1] 谢和平,周宏伟,薛东杰,等.煤炭深部开采与极限开采深度的研究与思考[J].煤炭学报,2014,37(4):535-542.

XIE Heping,ZHOU Hongwei,XUE Dongjie,et al.Research and consideration on deep coal mining and critical minin depth[J].Journal of China Coal Society,2014,37(4):535-542.

[2] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803-2813.

HE Manchao,XIE Heping,PENG Suping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.

[3] DOU Linming,MU Zonglong,LI Zhenlei,et al.Research progress of monitoring,forecasting,and prevention of rockburst in underground coal mining in China[J].International Journal of Coal Science & Technology,2014,1(3):278-288.

[4] 来兴平,孙欢,蔡明,等.急斜煤层浅转深综放开采煤岩动力灾害诱发机理[J].西安科技大学学报,2017,37(3):305-311.

LAI Xingping,SUN Huan,CAI Ming,et al.Mechanism of dynamic hazards due to coal and rock mass instability in extremely steep coal seams with the deepening mining[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2017,37(3):305-311.

[5] MA L Q,SUN H.Spatial-temporal infrared radiation precursors of coal failure under uniaxial compressive loading[J].Infrared Physics & Technology,2018,93:144-153.

[6] MA L Q,SUN H,ZHANG Y,et al.The role of stress in controlling infrared radiation during coal and rock failures[J].Strain,2018,54(6):e12295.

[7] 来兴平,刘小明,单鹏飞,等.采动裂隙煤岩破裂过程热红外辐射异化特征[J].采矿与安全工程学报,2019,36(4):777-785.

LAI Xingping,LIU Xiaoming,SHAN Pengfei,et al.Study on thermal infrared radiation variation of fractured coal-rock mass failure during mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2019,36(4):777-785.

[8] 石平五,张幼振.急斜煤层放顶煤开采“跨层拱”结构分析[J].岩石力学与工程学报,2006,25(1):79-82.

SHI Pingwu,ZHANG Youzhen.Structural analysis of arch of spanning strata of top coal caving in steep seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2006,25(1):79-82.

[9] 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,1995,13(4):174-177.

QI Qingxin,LIU Tianquan,SHI Yuanwei.Mechanism of frction slid-ing destability of rock burst[J].Ground Preesure and Strata Control,1995,13(4):174-177.

[10] 鞠文君,郑建伟,魏东,等.急倾斜特厚煤层多分层同采巷道冲击地压成因及控制技术研究[J].采矿与安全工程学报,2019,36(2):280-289.

JU Wenjun,ZHENG Jianwei,WEI Dong,et al.Study on the causes and control technology about the coal bump in multi-layered mining roadway in steep-thick coal seams[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2019,36(2):280-289.

[11] 戴华阳,郭俊廷,易四海,等.特厚急倾斜煤层水平分层开采岩层及地表移动机理[J].煤炭学报,2013,38(7):1109-1115.

DAI Huayang,GUO Junting,YI Sihai,et al.The mechanism of stra-ta and surface movements induced by extra-thick steeply inclined coal seam applied horizontal slice mining[J].Journal of China Coal Society,2013,38(7):1109-1115.

[12] 孙闯,陈东旭,程耀辉,等.急倾斜煤层坚硬顶板塌落规律及控制研究[J].岩石力学与工程学报,2019,38(8):1647-1658.

SUN Chuang,CHEN Dongxu,CHENG Yaohui,et al.Study on collapse rule and control of hard roof in steeply inclined coal seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2019,38(8):1647-1658.

[13] 程卫民,孙路路,王刚,等.急倾斜特厚煤层开采相似材料模拟试验研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(3):387-392.

CHENG Weimin,SUN Lulu,WANG Gang,et al.Simulation test of similar materials in mining inclined extra-thick coal seam[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2016,33(3):387-392.

[14] 姜福兴,刘懿,张益超,等.采场覆岩的载荷三带结构模型及其在防冲领域的应用[J].岩石力学与工程学报,2016,35(12):2398-2408.

JIANG Fuxing,LIU Yi,ZHANG Yichao,et al.The three zone structure loading model of overlying strata and its applications on rock burst prevention[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2016,35(12):2398-2408.

[15] 窦林名,贺虎.煤矿覆岩空间结构OX-F-T演化规律研究[J].岩石力学与工程学报,2012,31(3):453-460.

DOU Linming,HE Hu.Study of OX-F-T spatial structure evolution of overlying strata in coal mines[J].Chinese Journal of Rock Mchanics and Engineering,2012,31(3):453-460.

[16] 来兴平,孙欢,单鹏飞,等.急倾斜坚硬岩柱动态破裂“声-热”演化特征实验[J].岩石力学与工程学报,2015,34(11):2285-2292.

LAI Xingping,SUN Huan,SHAN Pengfei,et al.Acoustic emission and temperature variation in failure process of hard rock pillars sandwiched between thick coal seams of extremely steep[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2285-2292.

[17] 来兴平,杨毅然,陈建强,等.急斜特厚煤层群采动应力畸变致诱动力灾害控制[J].煤炭学报,2016,41(7):1610-1616.

LAI Xingping,YANG Yiran,CHEN Jianqiang,et al.Control of dnamic hazards induced by mining stress distortion in extremely steep and thick coal seams[J].Journal of China Coal Society,2016,41(7):1610-1616.

[18] 刘善军,吴立新,王川婴,等.遥感-岩石力学(VIII)——论岩石破裂的热红外前兆[J].岩石力学与工程学报,2004,23(10):1621-1627.

LIU Shanjun,WU Lixin,WANG Chuanying,et al.Remote sensing-rock mechanics(VIII)—tir omens of rock fracturing[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(10):1621-1627.

[19] 赵柳.统计热物理学[M].北京:科学出版社,2019.

[20] 马立强,王烁康,张东升,等.煤单轴压缩加载试验中的红外辐射噪声特征与去噪方法[J].采矿与安全工程学报,2017,34(1):114-120.

MA Liqiang,WANG Shuokang,ZHANG Dongsheng,et al.Infrared radiation noise characteristics and its denosing method during coal uniaxial compression loading test[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2017,34(1):114-120.

[21] 范立民,马雄德,蒋辉,等.西部生态脆弱矿区矿井突水溃沙危险性分区[J].煤炭学报,2016,41(3):531-536.

FAN Limin,MA Xiongde,JIANG Hui,et al.Risk evaluation on water and sand inrush in ecologically fragile coal mine[J].Journal of China Coal Society,2016,41(3):531-536.

[22] 神华新疆能源有限责任公司.神新能源公司乌东北采区矿压防治成套技术与应用[R].西安:西安科技大学,2015.

Analysis on hazard characteristics of overburden structure in steeply inclined coal seam

LAI Xingping1,2,DAI Jingjing1,LI Chao3

(1.School of Energy Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China; 2.Key Laboratory of Western Mines and Hazard Prevention,Ministry of Education,Xian 710054,China; 3.College of Safety Science and Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China)

Abstract:Aiming at the problem of dynamic hazard caused by roof impact instability in goaf of steeply inclined coal seam in Urumqi mining area,according to the geological conditions of Wudong Coal Mine,the cause of the hazard was analyzed,and a mechanical model of overburden structure in steeply inclined coal seam is established.Combined with the characteristics of roof energy distribution,the source of hazard is clarified,and prevention and control measures are put forward.Meanwhile,the physical similarity simulation test of hazard caused by over-burden structure is designed,the temperature and acoustic emission (AE) parameters were recorded with the infrared thermal instruments and AE sensors,and the discrete element numerical calculation is used to obtain the spatiotemporal information of the hazard source to guide the prevention and control of dynamic hazard.The results show that the “arch-beam” structure formed by roof rock beam and overburden stress arch in steeply inclined coal seam has the characteristics of spatial structure correlation,and the instability of this structure induces dynamic hazard under the condition of high stage horizontal sectional short wall fully mechanized top coal caving mining.Also,the energy distribution of the roof rock beam can be divided into three zones:shoulder angle initiation zone,separated evolution zone and high energy compression zone,among which the high energy compression zone is the key hazard causing area.Furthermore,the dynamic fracture of overburden structure has the characteristics of periodic temperature and AE parameters,combined with the evolution characteristics of average infrared radiation temperature and AE energy rate in the three zones,the roof failure period can be divided into low level development,pre-earthquake calm,accelerated active and relaxation stages,in which the accelerated active stage is the hazard preparation stage.Based on the research results,the pre-cracking measures of goaf roof are formulated,the effect of borehole television is obvious,and the hazard is effectively controlled,which provides a reference for the prevention and control of dynamic hazard in steeply inclined coal seam mining.

Key words:steeply inclined coal seam;dynamic hazard;overburden structure;infrared thermal image;AE and temperature variation

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来兴平,代晶晶,李超.急倾斜煤层开采覆岩联动致灾特征分析[J].煤炭学报,2020,45(1):122-130.doi:10.13225/j.cnki.jccs.YG19.1405

LAI Xingping,DAI Jingjing,LI Chao.Analysis on hazard characteristics of overburden structure in steeply inclined coal seam[J].Journal of China Coal Society,2020,45(1):122-130.doi:10.13225/j.cnki.jccs.YG19.1405

中图分类号:TD324

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2020)01-0122-09

收稿日期:2019-10-15

修回日期:2019-11-28

责任编辑:郭晓炜

基金项目:陕西省自然科学基础研究计划重点资助项目(2019JLZ-04);国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2015CB251602);国家自然科学基金煤炭联合基金重点资助项目(U1361206)

作者简介:来兴平(1971—),男,宁夏平罗人,教授,博士生导师。E-mail:laixp@xust.edu.cn