季 成，孔令海，王 寅，边 戈

(1.煤炭科学技术研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院)，北京 100013；3.陕西长武亭南煤业有限公司，陕西 长武 713602)

矿山压力与灾害控制

跨采工作面下部巷道的冲击危险性评价及防治

季 成1，2，孔令海1，2，王 寅1，2，边 戈3

(1.煤炭科学技术研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院)，北京 100013；3.陕西长武亭南煤业有限公司，陕西 长武 713602)

以亭南煤矿207工作面跨采泄水巷冲击危险性为研究对象，利用数值模拟和理论分析的方法，从围岩的应力值、变形量和弹性应变能3个方面对泄水巷的冲击危险性进行分析，并采用人工爆破的方法对泄水巷进行解危。研究结果表明：工作面在跨采泄水巷期间超前采动应力峰值维持在35MPa左右，工作面距离泄水巷10～20m时，泄水巷左右两帮围岩变形量最大值为60mm，煤体积聚的弹性应变能达到冲击所需的最小能量值108.03kJ/m3，将泄水巷评价为严重冲击危险区域，泄水巷采用人工爆破解危后，回采过程中避免了泄水巷发生冲击地压，为类似跨采巷道条件下的冲击地压防治提供相应参考。

跨采巷道；冲击地压；弹性应变能；围岩位移

随着井下回采设备能力和支护能力的不断提高，为减少搬家次数,工作面的走向长度随之不断增加，许多工作面在回采过程中会出现跨采巷道的情况，在地应力和采动应力双重影响下跨采的下部巷道经常出现冒顶和片帮等问题[1-3]，因此急切需要对下部巷道的稳定性和安全性进行评价,并有针对性地进行防治工作。

我国专家学者从不同角度对跨采巷道的稳定性进行了研究，主要有：季成[4]采用微震监测技术对近距离跨采开切眼阶段的覆岩破坏规律进行研究，并划分了不同的跨采阶段。潘伟国[5]对深部底板巷道群跨采技术进行研究，选择了合理的支护方式和支护参数。李学华[6]对高水平应力条件下的巷道围岩稳定性进行模拟研究，得到了巷道围岩破坏特征并提出了非均匀支护体系。谢文兵[7]对近距离跨采巷道围岩稳定性影响因素进行分析，得到了近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用的结论。以上研究成果主要是针对工作面跨采下部巷道的变形规律和围岩稳定性进行研究，没有将煤岩冲击倾向性对跨采下部巷道稳定性的影响考虑进去，当具有冲击危险性煤岩体内的应力值超过极限应力值时，下部巷道存在发生冲击地压的可能，容易造成工作面人员伤亡和设备损失，因此有必要对跨采工作面下部巷道的冲击危险性进行研究。

1 工作面概况

亭南煤矿207工作面开采4号煤层，地面标高：+858～+1074m，平均埋深590.5m，工作面长200m，走向长2250m，煤层平均厚度22m，平均倾角4°。采用分层开采，4上煤层为8m，4下煤层14m，先采上分层。

207工作面最大涌水量为180m3/h，为了便于集中排水，在距离开切眼800m的煤层中开挖了一条宽×高=4m×3m的泄水巷，由于底板为铝质泥岩，遇水软化膨胀，所以泄水巷距离底板2m，工作面和泄水巷层间距为9m，空间位置见图1所示。4上煤层具有弱冲击倾向性，4下煤层具有强冲击倾向性，其顶板具有强冲击倾向性，底板具有弱冲击倾向性。

图1 巷道空间位置

2 模型建立

以亭南煤矿207工作面的现场地质条件为基础，建立FLAC3D三维模型进行数值模拟。模型尺寸为长×宽×高=300m×300m×88m，共有155000个单元和169027个节点。采用摩尔-库伦准则模型，边界条件：侧面x,y方向限制水平移动，z底面方向限制垂直移动，z顶部方向上施加向下12.80MPa均布载荷用于模拟上覆岩层的自重应力，各岩层的物理力学参数见表1所示。

表1 各岩层物理力学参数

3 数值模拟结果及分析

3.1 超前支承应力

为分析回采对泄水巷围岩应力的影响，绘测工作面与泄水巷不同距离时工作面前方支承应力分布曲线，见图2。

图2 工作面超前支承应力与推进度关系曲线

泄水巷位于800m处，从图2中能够看出随着207工作面的推进，工作面跨采下部泄水巷过程中超前支承应力峰值没有发生明显变化，应力的峰值维持在35MPa左右，应力集中系数为2.3，峰值在工作面前方8m左右，支承应力影响区在工作面前方0～60m。当工作面回采距离开切眼780m(距离泄水巷20m)，泄水巷围岩的垂直应力分布云图见图3。

图3 泄水巷围岩应力

从图3能够看出泄水巷周围的垂直应力值为25.6MPa，超过4下煤层的单轴抗压强度平均值25.46MPa，达到了煤体应力极限承受强度，存在泄水巷结构突然失稳的可能。

图4为巷道围岩变形与工作面推进距离的关系曲线。

图4 泄水巷围岩位移曲线

从图4能够看出随着工作面与泄水巷的距离不断减小，泄水巷围岩整体向自由空间移动。顶板下沉最大值为52mm，发生在距离开切眼790m(距离泄水巷10m)处，随后逐渐恢复40mm的状态，主要原因是4煤属于中硬煤层，在超前采动应力作用下层间煤层产生向下较大弹性变形和跨采后弹性应变能释放变形恢复综合作用的结果。底板向上发生位移，变形量基本维持在15mm，没有产生明显底鼓现象。随着工作面的推进，右帮位移逐渐增大，在工作面距开切眼780m时(距离泄水巷20m)达到最大值30mm，而后在工作面回采到泄水巷正上方时由于卸压作用，位移值迅速降低恢复到6mm，工作面跨采后在后方采空区冒落岩石的作用下逐渐变形到26mm；随着工作面的推进，左帮位移呈现逐渐增加的趋势，距离开切眼820m(距离泄水巷20m)时，位移由15mm迅速增加到32mm，而后逐渐变小。

泄水巷两帮和顶板呈现了“逐渐变大-再变小”的规律，距离开切眼780时(距离泄水巷20m)发生明显变化。泄水巷左帮和右帮呈现不同规律，左帮和右帮的最大位移量都为30mm左右，虽然两帮距离仅有4m，但右帮位移呈现先增大后减小的规律，而左帮位移出现逐渐增加的规律。右帮由于位于工作面侧更加容易受到采动影响，左帮远离工作面且泄水巷减弱了采动水平应力对左帮的影响，所以在跨采前10m(工作面距离开切眼790m)位移时才迅速增加。跨采巷道期间泄水巷左帮的位移变化落后右帮10m的距离，左帮和右帮位移变化具有规律不同和时间不同步的现象。

3.2 弹性应变能分析

通过上文分析可知工作面距离开切眼780m时(距离泄水巷20m)泄水巷围岩位移量变化最大，且整体变形量小于60mm，而通常情况下跨采的下部巷道围岩变形量为200mm以上[8-9]，因此泄水巷围岩处于弹性状态，积聚了大量的弹性应变能，而弹性应变能突然释放将导致冲击地压的发生[10-11]，因此从围岩弹性应变能角度入手，能够更加准确做出泄水巷冲击危险性评价结果。

煤岩体在变形破坏过程中，若与外界无能量交换，则能量耗散与应变能储存满足下式：

U=Ud+Ue

(1)

式中,U为外力功输入的总能量；Ud为耗散能；Ue为岩石储存的弹性应变能。

煤岩储存的弹性应变能的表达式为[12]:

(2)

式中,E为弹性模量；ν为泊松比。

单位体积煤岩体产生动力破坏所需的最低总能量为[13]

(3)

式中，σc为最大单轴抗压强度。

207工作面在跨采泄水巷过程中两帮弹性应变能的变化如图5所示，在整个跨采泄水巷过程中两帮所积聚的弹性应变能在50～140kJ/m3之间。随着工作面的推进在超前采动应力的作用下煤体内的弹性应变能峰值也随着工作面的推进逐渐前移，在距离泄水巷10m(工作面距离切眼790m)时，根据式(2)计算得到泄水巷两帮储存的弹性应变能达到最大值140kJ/m3，根据式(3)得到的4下煤发生冲击的最小能量为108.03kJ/m3，由于两帮的弹性应变能大于发生冲击所需的最小能量，因此认为泄水巷会在工作面跨采过程中发生冲击地压。

图5 不同回采阶段泄水巷两帮弹性应变能分布

综上所述，工作面距离开切眼780～790m(距离泄水巷20～10m)时，泄水巷围岩的应力值达到最大，泄水巷煤体中积聚的弹性应变能达到了所需的最小能量，由于顶板和下分层煤体均具有强冲击危险性，根据冲击地压的应力控制理论，具有冲击倾向性煤岩体达到极限强度时，在采动应力作用下容易发生冲击地压，因此从应力、弹性应变能角度判别，泄水巷具有强冲击危险性。

4 解危措施

经过上文分析泄水巷在工作面跨采过程中具有强冲击危险性，为避免泄水巷发生冲击地压，造成人员伤亡、设备损坏以及影响工作面的正常生产，需要对泄水巷采取解危措施。除了在采煤工作面前方20～30m区域上下巷道采取加强支护和防冲措施之外，需要在工作面距离开切眼600m(距离泄水巷200m)前进行爆破，破坏围岩结构，破坏围岩积聚变形能的条件，从而达到冲击地压的防治目的。

表2 泄水巷爆破布置参数

图6 207泄水巷炮孔布置

5 结 论

(1)在跨采期间工作面前方支承应力峰值维持在35MPa左右，工作面距离开切眼780～790(距离泄水巷20～10m)时，泄水巷围岩的垂直应力达到了极限破坏强度25.46MPa，同时位移量达到最大，左帮位移变化落后右帮10m的距离，泄水巷两帮和顶板位移呈现了“逐渐变大-再变小”的规律。

(2)工作面距离开切眼790m(距离泄水巷10m)时，泄水巷两帮储存的弹性应变能达到最大值140kJ/m3，远大于发生冲击地压所需最小能量108.03kJ/m3。

(3)从采动应力和弹性应变能两个方面判断泄水巷具有强冲击危险性，采用爆破方法对泄水巷进行解危，保证了工作面安全跨采泄水巷。

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[责任编辑：潘俊锋]

Rock Burst Hazard Evaluation and Prevention of Lower Roadway of Cross Mining Working Face

JI Cheng1，2，KONG Ling-hai1，2，WANG Yin1，2，BIAN Ge3

(1.Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute，Beijing 100013，China;2.State Key Laboratory of Coal Resource High Effective Mining & Clean Utilization(China Coal Research Institute)，Beijing 100013，China；3.Shaanxi Changwu Tingnan Coal Industry Co.，Ltd.，Changwu 713602，China)

The paper takes rock burst hazard of water drain roadway influenced by overhead mining of 207 working face of Tingnan coal mine，according numerical simulation and theory analysis ，the hazard were analyzed from surrounding rock strain value，deformation and elastic strain energy，then artificial explosion was applied.The research results showed that the ahead mining stress peak value was 35MPa during water drain roadway influenced by working face mining，the maximal deformation of two sides of water drain roadway was 60mm，when the distance working face to water drain roadway was 10-20m，the minimum energy value that elastic strain energy accumulate in coal body reached rock burst was 108.03kJ/m3，and water drain roadway was determined as seriously rock burst zone，after artificial explosion was applied，rock burst would be avoided during mining process，it references for similar situation.

roadway influenced by overhead mining；rock burst；elastic strain energy，surrounding rock displacement

2016-07-04

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.020

国家自然科学基金项目(51304117)

季 成(1987-)男,北京人,助理研究员,硕士研究生,主要从事冲击地压防治工作。

季 成，孔令海，王 寅，等.跨采工作面下部巷道的冲击危险性评价及防治[J].煤矿开采，2017，22(1)：84-87.

TD324.2

A

1006-6225(2017)01-0084-04