崔 峰 ，馮港歸 ，賈 沖 ，張隨林 ，孫敬軒

（1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院, 陜西 西安 710054；2.西安科技大學(xué) 教育部西部礦井開采及災(zāi)害防治重點實驗室, 陜西 西安 710054；3.自然資源部煤炭資源勘查與綜合利用重點實驗室, 陜西 西安 710021）

0 引 言

我國中東部煤炭資源逐漸瀕臨枯竭，煤炭開采戰(zhàn)略重心逐漸向西部地區(qū)轉(zhuǎn)移[1]，隨著采煤技術(shù)與裝備水平的發(fā)展，礦井開采強(qiáng)度逐漸增大，開采擾動強(qiáng)度過大時產(chǎn)生的動力災(zāi)害更具沖擊性和突然性[2]，致使沖擊地壓已成為目前威脅煤礦安全最為突出的動力災(zāi)害之一[3]。而影響沖擊地壓的因素眾多，礦井開采強(qiáng)度作為眾多開采技術(shù)影響因素之一，近些年來隨著對沖擊地壓研究工作的深入與細(xì)化，逐漸受到重視。開采強(qiáng)度的不同主要體現(xiàn)在煤層采高、工作面寬度、推進(jìn)速度等參數(shù)的差異。在采高、工作面寬度等確定的情況下，主要受推進(jìn)速度的影響，特別是近距離煤層開采存在實體煤下單次采動與采空區(qū)下重復(fù)采動的復(fù)雜空間影響，煤巖賦存條件特殊，不同采動強(qiáng)度下動靜載疊加誘發(fā)強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的機(jī)制復(fù)雜，因此亟需開展沖擊地壓礦井近距離特厚煤層綜放工作面推進(jìn)速度研究。近距離煤層指井田開采范圍內(nèi)相鄰兩層煤的層間距離較小，開采時相互影響的煤層[4]，一般采用下行開采，在上層煤開采結(jié)束后，其上部覆巖垮落，下層煤二次開采造成重復(fù)采動，對覆巖結(jié)構(gòu)的整體性造成嚴(yán)重影響[5]。在工作面推進(jìn)速度研究方面，現(xiàn)場實踐發(fā)現(xiàn)，工作面高速推進(jìn)易誘發(fā)沖擊地壓等動力災(zāi)害，諸多學(xué)者根據(jù)煤層資源賦存條件等取得不同的研究成果，其中張宏偉等[6]認(rèn)為隨推進(jìn)速度提高，煤體應(yīng)力升高速率加快，煤體脆性增強(qiáng)，進(jìn)而導(dǎo)致煤巖沖擊傾向性增強(qiáng)。王家臣等[7]認(rèn)為工作面推進(jìn)速度提高，基本頂斷前積聚的彈性應(yīng)變能及初始動能增加，發(fā)生破斷失穩(wěn)的可能性越大。譚云亮等[8]分析不同開采因素與所產(chǎn)生動能之間關(guān)系，得到開采進(jìn)尺與所產(chǎn)生的動能之間呈正相關(guān)關(guān)系。馮龍飛等[9]研究發(fā)現(xiàn)推進(jìn)速度越快圍巖單位時間內(nèi)積聚的能量越多，結(jié)合微震監(jiān)測分析得到大采高工作面安全臨界推進(jìn)速度為4 m/d。筆者[10-11]通過對采動影響的微震監(jiān)測分析，得到寬溝煤礦B4-1煤層推進(jìn)速度為4 m/d 時較為合宜。謝廣祥等[12]認(rèn)為推進(jìn)速度越快，超前支承壓力峰值越大，且峰值位置距離煤壁越近。閆憲磊[13]指出推進(jìn)速度越快，煤巖發(fā)生沖擊地壓危險性越高。劉金海等[14]揭示了工作面高速推采、非勻速開采時沖擊危險性較大，易誘發(fā)沖擊地壓。趙同彬等[15]通過微震活動表現(xiàn)出的低能高頻現(xiàn)象認(rèn)為推進(jìn)速度為4.0 m/d 左右時，更有利于覆巖能量釋放。馬海峰等[16]發(fā)現(xiàn)隨著推進(jìn)速度的增加，煤巖的峰值強(qiáng)度呈不斷增大趨勢。崔峰等[17]基于加卸載響應(yīng)比研究認(rèn)為沖擊地壓礦井急傾斜巨厚煤層工作面推進(jìn)速度為4.8 m/d 時能較好實現(xiàn)安全高效開采。

上述學(xué)者通過理論分析、模擬試驗、現(xiàn)場監(jiān)測等不同方法，對工作面推進(jìn)速度影響下的采場圍巖礦壓及沖擊危險性進(jìn)行了有益的探索，為后續(xù)相關(guān)研究奠定了堅實的基礎(chǔ)，但針對沖擊地壓礦井近距離煤層綜放工作面推進(jìn)速度的研究相對較少。因此，采用數(shù)值模擬、理論分析等方法，對沖擊地壓礦井近距離煤層綜放工作面合理推進(jìn)速度展開綜合研究，為類似工程條件下沖擊地壓災(zāi)害防治提供理論基礎(chǔ)。

1 工程概況及數(shù)值模型建立

1.1 工程概況

寬溝煤礦隸屬國能新疆寬溝礦業(yè)有限責(zé)任公司，為典型的沖擊地壓礦井，行政區(qū)隸屬昌吉州呼圖壁縣管轄，井田東西長約9.7 km，南北寬約3.15 km，井田面積約20.132 5 km2，礦井主要賦存B4-1 和B2 兩層煤，其中B4-1 煤層具有強(qiáng)沖擊傾向性，頂板具有弱沖擊傾向性，煤層平均厚度3.0 m，平均傾角14°，其主采的W1145 工作面傾向?qū)挾燃s175 m，走向長度約746 m，目前已回采結(jié)束。在B4-1 煤層下方約43.8 m 的B2 煤層具有弱沖擊傾向性，頂板具有強(qiáng)沖擊傾向性，煤層平均埋深約392 m，煤層平均厚度9.5 m，煤層傾角為12°～14°，頂板多為粉砂質(zhì)泥巖、粉砂巖；底板多為粉砂巖、中砂巖，結(jié)構(gòu)簡單，不含夾矸，屬穩(wěn)定特厚煤層。其主采的W1123 工作面傾向?qū)挾燃s192 m，走向長度約1 468 m，采用綜放開采，采高3.2 m，放煤高度6.3 m，采放比為1∶1.97，B4-1煤層與B2 煤層工作面分布情況如圖1 所示。

圖1 工作面開采布局Fig.1 Mining layout of working face

由圖1 可知，W1123 工作面回采面臨著在上覆B4-1 煤層實體煤下單次采動與W1145 工作面采空區(qū)下重復(fù)采動的復(fù)雜環(huán)境，上覆B4-1 煤層實體煤與采空區(qū)交界作為邊界支承點，承受著采空區(qū)覆巖破斷后傳遞的應(yīng)力，在實體煤一定區(qū)域內(nèi)形成支承壓力升高區(qū)，在其下方巖層一定范圍內(nèi)形成應(yīng)力集中區(qū)，隨著B2 煤層W1123 工作面的開采，工作面的采動應(yīng)力和W1145 采空區(qū)交界實體煤引起的應(yīng)力集中區(qū)疊加，形成一個新的應(yīng)力集中區(qū)，該區(qū)域的形成在一定程度上會加劇下部W1123 工作面礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度，煤層交界覆巖結(jié)構(gòu)特征如圖2 所示。

圖2 采動覆巖結(jié)構(gòu)及應(yīng)力分布Fig.2 Overlying rock structure and stress distribution during mining

1.2 數(shù)值分析模型的構(gòu)建及方案設(shè)計

鑒于3DEC 數(shù)值模擬分析能夠很好反映工作面覆巖運移垮落、能量積聚特征等，根據(jù)寬溝煤礦地質(zhì)條件，借助3DEC 數(shù)值模擬軟件，建立并基于現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)校核了數(shù)值模型，采用理想彈塑性本構(gòu)模型莫爾?庫侖準(zhǔn)則判斷巖體的破壞。

通過數(shù)值模擬試驗，對W1123 工作面不同推進(jìn)速度下的采場圍巖礦壓規(guī)律及沖擊危險性進(jìn)行研究，其W1123 工作面區(qū)域鉆孔局部綜合柱狀（ZK201）如圖3 所示。根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)調(diào)查與巖石力學(xué)試驗結(jié)果綜合確定煤巖物理力學(xué)參數(shù)，數(shù)值模擬實驗中煤層頂?shù)装甯浇鼌^(qū)域主要煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 部分巖層煤巖力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of rock strata and coal rocks

圖3 W1123 工作面局部鉆孔綜合柱狀（ZK201）Fig.3 Comprehensive histogram of local drilling in W1123 working face (ZK201)

建立寬溝煤礦走向數(shù)值模擬模型的尺寸為：長×寬×高為1 600 m×60 m×378 m，采用摩爾?庫倫準(zhǔn)則判斷煤巖體的破壞，將模型頂部未模擬巖層換算成5.4 MPa 的等效載荷施加于模型頂部，四周和底邊限制變形，得到W1123 工作面走向數(shù)值計算模型如圖4 所示，為去除邊界效應(yīng)，B1 煤層及B2 煤層邊界煤柱均留設(shè)65 m。

圖4 數(shù)值模擬模型設(shè)計Fig.4 Design of numerical simulation model

設(shè)計模擬方案采用一次采全高的開采方法，對于沖擊地壓礦井的推進(jìn)速度研究，業(yè)內(nèi)學(xué)者[7,9-10,15]大多采用4 m/d 作為安全或中等推進(jìn)速度。隨著礦井機(jī)械化水平的提高及智能監(jiān)測設(shè)備的應(yīng)用，一定程度上實現(xiàn)了對沖擊地壓等事故的精準(zhǔn)防控，在保證安全生產(chǎn)的前提下，部分礦井將提高工作面推進(jìn)速度作為提升礦井生產(chǎn)能力的首選措施。筆者對此加以充分考慮，在綜合考慮上述因素的基礎(chǔ)上，此次將推進(jìn)速度暫定為4.0 m/d 以下、4.0～8.0 m/d，8.0 m/d 以上3 個區(qū)域范圍，將推進(jìn)速度劃分為低速、中速、高速3 種推進(jìn)速度。同時為對比工作面推進(jìn)至同一位置時推進(jìn)速度對采動應(yīng)力、能量積聚、覆巖破斷特征及煤巖沖擊危險性的影響規(guī)律，結(jié)合寬溝煤礦采煤機(jī)滾筒0.8 m 的單次截深，設(shè)計3.2、6.4、9.6 m/d 作為低速、中速、高速推進(jìn)速度，根據(jù)設(shè)計的3 種推進(jìn)速度，將模型W1123 工作面煤層走向開挖區(qū)域網(wǎng)格劃分采用3.2、6.4、9.6 m/d 推進(jìn)速度下的最大公因子3.2 m，以此來保證同一數(shù)值模型進(jìn)行不同推進(jìn)速度下試驗效果分析，進(jìn)一步提高了數(shù)值模擬的準(zhǔn)確性，在靠近煤層附近區(qū)域的頂板巖層中，為了使數(shù)值模擬效果更接近于實際，更好地模擬出覆巖運移破斷等效果，塊體尺寸相對較小，隨著逐漸遠(yuǎn)離煤層，塊體尺寸略微增大。并據(jù)此展開近距離煤層綜放工作面不同推進(jìn)速度對采動應(yīng)力、能量積聚、覆巖破斷特征及沖擊危險性分析。

2 不同推進(jìn)速度對采動應(yīng)力變化與覆巖能量積聚特征的影響

地下煤體開采對煤體來說是卸載過程，相反對周圍巖體是加載過程，推進(jìn)速度作為開采強(qiáng)度的主要影響因素之一，其對煤巖體內(nèi)部應(yīng)力、能量演化影響顯著，為此本次采用數(shù)值模擬試驗分析不同推進(jìn)速度下的超前支承壓力分布、覆巖的彈性能積聚等規(guī)律。

2.1 推進(jìn)速度對采動應(yīng)力的影響

由于W1123 工作面煤層賦存空間復(fù)雜，地下開采活動的進(jìn)行造成采場圍巖應(yīng)力的轉(zhuǎn)移及重新分布，破壞了原有的應(yīng)力平衡狀態(tài)，推進(jìn)速度越快，周圍巖體的加載速率越大[18]。推進(jìn)速度提高導(dǎo)致周圍巖體加卸載活動劇烈，加劇了圍巖局部應(yīng)力集中現(xiàn)象，易誘發(fā)覆巖發(fā)生破斷失穩(wěn)。

為研究工作面在實體煤下回采和采空區(qū)下回采的超前支承壓力演化規(guī)律，分析了工作面以不同推進(jìn)速度推進(jìn)至相同位置時工作面前方的頂板應(yīng)力演化規(guī)律，并選取工作面推進(jìn)至280、600、800、1 000、1 300 m 五個位置，繪制出超前支承壓力演化趨勢如圖5 所示。

圖5 不同推進(jìn)速度超前支承壓力演化規(guī)律Fig.5 Evolution law of advance abutment pressure at different advancing speeds

由圖5 可知，工作面分別在實體煤與采空區(qū)下回采時，超前支承壓力峰值均隨工作面向前推進(jìn)不斷增大，其影響范圍隨工作面的推進(jìn)不斷向前推移，峰值應(yīng)力隨之向前推移，且隨推進(jìn)速度的提高，超前支承壓力峰值也隨之不斷增大。實體煤下超前支承壓力明顯大于采空區(qū)下，在接近上覆B1 煤層W1145工作面開切眼后方100 m 左右范圍內(nèi)出現(xiàn)了較為明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象，超前支承分布近似呈現(xiàn)“雙峰值”現(xiàn)象。主要是由于上覆W1145 工作面回采后，其開切眼左側(cè)實體煤承載了部分未垮落覆巖結(jié)構(gòu)以及邊界未壓實的鉸接結(jié)構(gòu)的應(yīng)力，W1123 回采形成的采動應(yīng)力與W1145 工作面采空區(qū)的殘余支承壓力疊加，致使應(yīng)力水平升高，當(dāng)工作面推進(jìn)至上覆W1145 開切眼附近時，超前支承壓力峰值快速上升，峰值應(yīng)力達(dá)到最大。

工作面在實體煤下回采時，隨著工作面推進(jìn)速度的不斷提高，超前支承壓力峰值不斷增大。從圖5a 可以看出，當(dāng)工作面以3.2 m/d 回采時，超前支承壓力逐漸由40.85 MPa 增加至55.56 MPa，增加了14.71 MPa，增幅約36%；從圖5b 推進(jìn)速度提高至6.4 m/d 時可以看出，超前支承壓力逐漸由46.94 MPa 增加至74.48 MPa，增加了27.54 MPa，增幅約58.67%；從圖5c 推進(jìn)速度提高至9.6 m/d 時可以看出，超前支承壓力逐漸由50.35 MPa 增加至111.36 MPa，增加了61.01 MPa，增幅約121.17%。結(jié)合圖5a、圖5b、圖5c 可以看出工作面推進(jìn)至同一位置時的超前支承壓力隨推進(jìn)速度的提高明顯升高，當(dāng)工作面推進(jìn)至280、600、800 m 時，超前支承壓力峰值隨推進(jìn)速度的提高分別從40.85 MPa 增加至50.35，44.39 MPa 加至55.50，55.56 MPa 增加至111.36 MPa，3 個不同位置的超前支承壓力峰值隨推進(jìn)速度的提升其幅值分別增加了23.26%、25.03%、100.43%。

而在采空區(qū)下回采時，由于W1145 采空區(qū)的存在，對采空區(qū)與W1123 工作面中間的巖層起到一定程度的卸荷作用，使得W1123 工作面上覆巖層承擔(dān)的應(yīng)力相對比較小，當(dāng)工作面以3.2 m/d 回采時，超前支承壓力逐漸由24.86 MPa 增加至32.90 MPa，增加了8.04 MPa，增幅約32.34%；當(dāng)推進(jìn)速度提高至6.4 m/d 時，超前支承壓力逐漸由37.49 MPa 增加至41.18 MPa，增加了3.69 MPa，增幅約9.84%；當(dāng)推進(jìn)速度提高至9.6 m/d 時，超前支承壓力逐漸由42.33 MPa增加至43.26 MPa，增加了0.93 MPa，增幅約2.2%。

工作面推進(jìn)至不同位置時，超前支承壓力峰值與不同推進(jìn)速度的關(guān)系如圖6 所示。由圖6 可知，工作面以3.2、6.4、9.6 m/d 的推進(jìn)速度推進(jìn)至同一位置時的平均峰值應(yīng)力分別為39.75、50.35、60.56 MPa，中速（6.4 m/d）、高速（9.6 m/d）推進(jìn)速度下的峰值應(yīng)力比低速分別增加約26.67%、52.35%。峰值應(yīng)力隨著推進(jìn)速度的增加呈明顯的非線性遞增趨勢，且其增幅逐漸增加，其非線性表達(dá)式為：y=335.101 57?306.337 71e(?0.01142v)。

圖6 峰值應(yīng)力與不同推進(jìn)速度的關(guān)系Fig.6 Relationship between peak stress and different advancing speed

從上述分析可知，推進(jìn)速度越快，超前支承壓力峰值愈大，峰值應(yīng)力隨推進(jìn)速度增加呈明顯的非線性遞增趨勢，且其增幅逐漸增加。在實體煤下回采時，超前支承壓力峰值隨推進(jìn)速度的提高不斷增大，其增幅隨之不斷增加，推進(jìn)速度較低時，采場圍巖內(nèi)部應(yīng)力水平相對較為緩和。而在采空區(qū)下回采時，超前支承壓力較實體煤下明顯降低，隨推進(jìn)速度的提高，峰值應(yīng)力水平呈現(xiàn)略微升高的趨勢，但與在實體煤下回采時的應(yīng)力水平相比還相差甚遠(yuǎn)，其增幅隨推進(jìn)速度的提高呈現(xiàn)逐漸降低的趨勢。

2.2 推進(jìn)速度對覆巖能量積聚的影響

推進(jìn)速度的不同造成上覆頂板巖層的應(yīng)力有所不同，進(jìn)而導(dǎo)致覆巖內(nèi)能量變化不一，煤巖體內(nèi)的能量聚集和突然釋放容易誘發(fā)動力災(zāi)害事故。相關(guān)研究表明覆巖破斷一般超前于工作面發(fā)生[19]。因此，繪制如圖7 所示工作面回采過程中的覆巖結(jié)構(gòu)演化特征。

圖7 工作面覆巖結(jié)構(gòu)特征Fig.7 Structural characteristics of overlying strata in working face

同時建立如圖8 所示的頂板巖層簡支梁模型。

圖8 頂板巖層簡支梁模型Fig.8 Simply supported beam model of roof strata

其彎矩M(x)為

式中：q為上覆巖層均布荷載，MPa；x為截面到支點的距離，m；L為極限長度，m；b為巖梁寬度，取1 m。

通過積分計算得到該簡支梁積聚的彈性能W為

式中：E為巖層的彈性模量，GPa；I為轉(zhuǎn)動慣量kg·m2。

由式（2）可知，覆巖積聚的能量與覆巖懸空長度呈正相關(guān)性，而覆巖的極限懸空長度與推進(jìn)速度密切相關(guān)，推進(jìn)速度越快，覆巖懸空長度越長，隨著覆巖懸空長度的增加，覆巖積聚的彈性能顯著增加。結(jié)合表1 所示巖層物理力學(xué)參數(shù)，根據(jù)3DEC 數(shù)值模擬試驗研究得出不同推進(jìn)速度下頂板的初次垮落破斷距分別為54.4、64、76.8 m，取其上方均布載荷q=8 MPa，轉(zhuǎn)動慣量I=h3/12，并計算覆巖初次破斷時的彈性能見表2。

表2 不同推進(jìn)速度覆巖初次破斷距及彈性能特征Table 2 Initial breaking distance and elastic properties of overlying strata at different advancing speeds

從表2 中得出，隨著推進(jìn)速度的不斷提高，覆巖頂板初次垮落步距不斷增加，覆巖內(nèi)積聚的彈性能隨之不斷增加，工作面以3.2、6.4、9.6 m/d 推進(jìn)時覆巖初次破斷時覆巖內(nèi)積聚的彈性能分別為11.79、26.57、66.11 kJ。中速（6.4 m/d）、高速（9.6 m/d）推進(jìn)速度下的覆巖彈性能分別是低速（3.2 m/d）時的2.25 倍、5.61 倍。

同時結(jié)合三向應(yīng)力狀態(tài)下巖體應(yīng)變能密度公式[20]，計算煤巖體單位積內(nèi)積聚的彈性能：

式中：U為巖體彈性勢能，J/m3；σ1，σ2，σ3為巖體三向應(yīng)力，Pa；μ為巖體的泊松比。

將W1123 工作面不同推進(jìn)速度推進(jìn)至覆巖初次破斷時覆巖應(yīng)力及煤巖物理力學(xué)參數(shù)代入式（3），計算并繪制出如圖9 所示不同推進(jìn)速度覆巖初次破斷時覆巖應(yīng)變能密度演化趨勢。

圖9 不同推進(jìn)速度覆巖初次破斷時覆巖應(yīng)變能密度演化趨勢Fig.9 Evolution trend of strain energy density of overlying strata during initial fracture of overlying strata at different advancing speeds

從圖9 中可以看出，不同推進(jìn)速度推進(jìn)至覆巖初次破斷時，應(yīng)變能密度演化趨勢呈相似性，且實體煤下應(yīng)變能密度遠(yuǎn)高于上覆W1145 采空區(qū)下。采空區(qū)內(nèi)由于應(yīng)力釋放導(dǎo)致應(yīng)變能密度極低，當(dāng)W1123 工作面以3.2 m/d 推進(jìn)時在工作面煤壁前方應(yīng)變能密度出現(xiàn)激增現(xiàn)象，應(yīng)變能密度為43.82 kJ/m3，而后出現(xiàn)緩慢下降趨勢，在上覆W1145 工作面開切眼后方約100 m 位置時應(yīng)變能不斷增加，在距離開切眼約50 m 時應(yīng)變能再次出現(xiàn)激增現(xiàn)象，應(yīng)變能密度為30.27 kJ/m3，與實體煤下超前支承壓力分布規(guī)律的“雙峰值”現(xiàn)象相對應(yīng)，在實體煤下應(yīng)變能密度呈現(xiàn)出先減后增的演化趨勢；當(dāng)推進(jìn)速度提高至6.4 m/d 時，煤壁前方應(yīng)變能密度激增至53.10 kJ/m3，在距離W1145 開切眼約50 m 時應(yīng)變能密度激增至36.10 kJ/m3；而當(dāng)推進(jìn)速度提高至9.6 m/d 時，煤壁前方應(yīng)變能密度激增至64.71 kJ/m3，在距離W1145 開切眼約50 m 時應(yīng)變能密度激增至37.17 kJ/m3。在上覆W1145 開切眼附近，應(yīng)變能密度均出現(xiàn)驟降現(xiàn)象，而后緩慢增長，在停采線附近出現(xiàn)緩慢下降趨勢，在W1145 采空區(qū)下應(yīng)變能密度均呈現(xiàn)出先增→平穩(wěn)過渡→后減的演化趨勢。

綜上可知，隨著工作面推進(jìn)速度的提高，覆巖初次破斷距越大，頂板懸空距離越長，覆巖內(nèi)積聚的能量不斷增加，初次破斷時應(yīng)變能密度隨之不斷增加，同時工作面不同推進(jìn)速度推進(jìn)至覆巖初次破斷時的應(yīng)變能密度演化趨勢可劃分為采空區(qū)應(yīng)變能密度降低階段、工作面前方應(yīng)變能密度激增、實體煤下先降低后緩慢增長階段、W1145 采空區(qū)下先增后減的演化趨勢。

3 不同推進(jìn)速度的覆巖運移破斷特征及沖擊危險性分析

不同推進(jìn)速度對采動應(yīng)力與覆巖能量積聚影響較為顯著，隨著煤巖體采出后，采場應(yīng)力演化與能量積聚造成覆巖集中破斷，引起工作面的礦壓顯現(xiàn)，其顯現(xiàn)的強(qiáng)度與覆巖運移特征密切相關(guān)，覆巖運移破斷是引起動力失穩(wěn)、造成沖擊的主要原因，因此分析不同推進(jìn)速度下覆巖破斷特征及煤巖沖擊危險性對于礦井安全、高效生產(chǎn)尤為重要。

3.1 推進(jìn)速度對覆巖運移破斷特征的影響

隨著煤層采出后，其覆巖空間演化特征普遍發(fā)生變化，主要表現(xiàn)在圍巖開始活動，引起覆巖結(jié)構(gòu)上的變形、破壞和相對位置上的改變，隨著開采的不斷擾動與破壞，進(jìn)一步造成覆巖運移破斷，而工作面的礦壓顯現(xiàn)主要是由采動覆巖集中破斷運動引起的，為研究推進(jìn)速度對覆巖破斷的影響，選取3 種速度推進(jìn)至相同位置（以推進(jìn)至141.8 m 時）覆巖演化情況進(jìn)行分析。筆者以位移云圖分析覆巖運移與貫通情況，進(jìn)而得到覆巖變形破壞情況。

由圖10 工作面不同推進(jìn)速度的覆巖破壞特征可以看出，當(dāng)工作面以3.2 m/d 的速度推進(jìn)至141.8 m時，采空區(qū)覆巖中部向上產(chǎn)生近似三角形狀的發(fā)育趨勢，最大位移約2.75 m，距離頂板愈遠(yuǎn)，位移變化量越小；當(dāng)推進(jìn)速度提高至6.4 m/d 時，采空區(qū)左側(cè)覆巖出現(xiàn)明顯下沉，覆巖下沉進(jìn)一步向上擴(kuò)展，區(qū)域進(jìn)一步加大，采空區(qū)中部下沉較為明顯的區(qū)域不斷向上擴(kuò)展，最大位移為4.68 m；而當(dāng)速度提高至9.6 m/d 時，采空區(qū)左側(cè)覆巖下沉愈加強(qiáng)烈，除了采空區(qū)覆巖頂板位移變化強(qiáng)烈外，上覆巖層位移變化不斷增大，并與周圍巖體相互貫通，最大變化量為6.86 m；從位移云圖可以看出，采空區(qū)右側(cè)邊界與上覆W1145 工作面開切眼形成近似半橢球形包絡(luò)線，當(dāng)推進(jìn)速度為3.2、6.4 m/d 時，采空區(qū)覆巖右側(cè)端部與W1145 工作面開切眼形成相連通的2 個層次分明的半橢球形包絡(luò)線，當(dāng)推進(jìn)速度提高至9.6 m/d 時，采空區(qū)覆巖上部僅剩一個與W1145 工作面開切眼相連通的包絡(luò)線，且覆巖變化量大、運移破斷劇烈，呈現(xiàn)出明顯的非連續(xù)變形發(fā)育特征，采空區(qū)下部覆巖運移演化快速向上傳遞并逐漸貫通。

圖10 工作面不同推進(jìn)速度的覆巖破壞特征Fig.10 Failure characteristics of overlying strata at different advancing speeds in working face

綜上分析，隨著推進(jìn)速度的增加，覆巖位移變化量不斷增大，即覆巖破壞高度及范圍進(jìn)一步擴(kuò)大，呈現(xiàn)出明顯的非連續(xù)變形發(fā)育特征。由于W1123 工作面從開切眼開始，需經(jīng)歷實體煤下?上覆W1145工作面采空區(qū)下2 個階段回采過程，因此，選取不同推進(jìn)速度實體煤下的覆巖破斷形態(tài)進(jìn)行對比分析，不同推進(jìn)速度下W1123 工作面在實體煤下回采時覆巖破斷形態(tài)如圖11 所示。

圖11 工作面在實體煤下回采覆巖破壞特征Fig.11 Failure characteristics of overlying strata in mining face under solid coal

從圖11 可知，工作面在實體煤下回采結(jié)束時，覆巖破斷下沉均呈現(xiàn)出梯形結(jié)構(gòu)，在采空區(qū)覆巖兩端中下部位移變化量交替區(qū)域（紅、綠色變化交替區(qū)）裂隙較為發(fā)育，隨著推進(jìn)速度的增加，覆巖破斷范圍進(jìn)一步加大，其主要體現(xiàn)在采空區(qū)右上方覆巖顏色交替變化區(qū)域內(nèi)，推進(jìn)速度由3.2 m/d 逐漸增加到9.6 m/d 時，采空區(qū)右側(cè)區(qū)域內(nèi)（方框及橢圓圈內(nèi)）的位移進(jìn)一步加大，范圍進(jìn)一步擴(kuò)展，說明隨著推進(jìn)速度提高，覆巖破斷范圍進(jìn)一步加大，導(dǎo)致采空區(qū)覆巖變化量進(jìn)一步加大，覆巖運移愈加強(qiáng)烈，直至W1123工作面回采結(jié)束，覆巖破斷形態(tài)如圖12 所示。

圖12 工作面回采結(jié)束時覆巖結(jié)構(gòu)破斷形態(tài)Fig.12 Fracture morphology of overlying rock structure at the end of mining in working face

從圖12 中可以看出，覆巖破斷下沉呈現(xiàn)出梯形結(jié)構(gòu)，同時由于上覆B1 煤層W1145 工作面的存在，使得模型右側(cè)區(qū)域覆巖的變形明顯高于實體煤下，在采空區(qū)兩側(cè)中下部位移變化量交替區(qū)域，裂隙離層較為發(fā)育。隨著推進(jìn)速度的提高，覆巖右側(cè)端部及W1145 開切眼附近區(qū)域上覆巖層位移波動較大的范圍及變化量進(jìn)一步加大，當(dāng)推進(jìn)速度由3.2 m/d增加至9.6 m/d 時，右側(cè)端部覆巖位移變化量逐漸加大，W1145 開切眼附近上覆巖層位移變化量也隨推進(jìn)速度的增加不斷增大，且由于開切眼的存在，導(dǎo)致變化量較大的區(qū)域不斷向左邊實體煤上方覆巖擴(kuò)展，進(jìn)一步說明隨著推進(jìn)速度的增加，覆巖位移變化量大、破斷范圍廣，覆巖運移劇烈的特點。

3.2 不同推進(jìn)速度沖擊危險性分析

煤巖沖擊傾向性是評估及預(yù)測沖擊地壓危險程度的主要依據(jù)之一[21]。由于寬溝煤礦B2 煤層頂板具有強(qiáng)沖擊傾向性，通常煤巖體沖擊傾向性越強(qiáng)，煤層開采引起采場應(yīng)力重新分布，易在局部形成高度應(yīng)力集中現(xiàn)象，越易誘發(fā)沖擊地壓。

業(yè)界學(xué)者公認(rèn)的沖擊危險性工程判據(jù)可概括為“引起沖擊的應(yīng)力至少應(yīng)大于煤巖單軸抗壓強(qiáng)度且煤巖具有沖擊傾向性”，通常將圍巖外應(yīng)力與圍巖抗壓強(qiáng)度的比值記為Im，引起沖擊地壓發(fā)生的必要條件是圍巖外應(yīng)力超過煤巖單軸抗壓強(qiáng)度，即Im>1。將應(yīng)力比Im在1～1.5，1.5～3、大于3 時相對應(yīng)的沖擊危險性劃分為弱、中等、強(qiáng)沖擊3 種危險性[22]。為方便表述，將應(yīng)力比值Im稱為沖擊危險性指數(shù)。計算公式如下：

式中：σp為前方煤體支承壓力，MPa；σc為煤樣抗壓強(qiáng)度，MPa。

通過數(shù)值模型監(jiān)測工作面推進(jìn)至不同區(qū)域的超前支承壓力峰值，結(jié)合B2 煤體的單軸抗壓強(qiáng)度（26.76 MPa），根據(jù)式（4）計算并繪制如圖13 所示沖擊危險性指數(shù)分布。

圖13 不同推進(jìn)速度下沖擊危險性分析Fig.13 Impact risk analysis at different advancing speeds

由圖13 可知，在工作面不同回采區(qū)域，由于工作面推進(jìn)過程中擾動程度不一，造成不同區(qū)域沖擊危險性指數(shù)呈現(xiàn)波浪式分布，在初始采動及采空區(qū)下回采時，沖擊危險性較為緩和。當(dāng)工作面以3.2 m/d 的速度推進(jìn)時，沖擊危險性逐漸從無沖擊?弱沖擊?中等沖擊區(qū)域過渡，在沖擊高危區(qū)域，最大沖擊危險性指數(shù)約為2.0；當(dāng)推進(jìn)速度提高至6.4 m/d 時，沖擊危險性從弱沖擊?中等沖擊區(qū)域過渡，回采全過程沖擊危險性主要以中等沖擊為主，在高危險沖擊區(qū)域，最大沖擊危險性指數(shù)接近3，即將觸碰到強(qiáng)沖擊的臨界值；當(dāng)推進(jìn)速度提高至9.6 m 時，沖擊危險性明顯升高，逐步從弱沖擊?中等沖擊?強(qiáng)沖擊區(qū)域過渡，在接近上覆W1145 開切眼附近應(yīng)力集中區(qū)域時，最大沖擊危險性指數(shù)約為4.2，沖擊危險性異常升高。工作面在實體煤下回采時，隨著推進(jìn)速度的提高，沖擊危險性不斷增加，在距離W1145 工作面開切眼約100 m 時沖擊危險性開始穩(wěn)步上升，變化幅度較大，上覆W1145 采空區(qū)與實體煤的交界區(qū)域為明顯的高危險區(qū)域，工作面距離上覆W1145 開切眼愈近沖擊危險性越高。工作面過渡到W1145 采空區(qū)下回采時，沖擊危險性呈現(xiàn)緩慢下降的趨勢，相較于實體煤下回采，采空區(qū)下回采時沖擊危險性明顯較低，沖擊危險性隨推進(jìn)速度的變化幅度也明顯小于實體煤下。

由上分析可知，隨推進(jìn)速度的提高，工作面沖擊危險性明顯增加，尤其表現(xiàn)在距W1145 開切眼約100 m 區(qū)域，沖擊危險性穩(wěn)步上升，在開切眼附近沖擊危險性快速升高，隨推進(jìn)速度由3.2 m/d 逐漸遞增至9.6 m/d 的過程中，沖擊危險性指數(shù)隨之由2.0 遞增至4.2，由中等沖擊危險性躍升至強(qiáng)沖擊危險性。

4 W1123 工作面推進(jìn)速度合理確定

通過上述推進(jìn)速度對超前支承壓力、覆巖能量積聚、覆巖運移破斷特征及沖擊危險性分析的研究發(fā)現(xiàn)：推進(jìn)速度越快，超前支承壓力峰值愈大，采動影響范圍越廣，峰值應(yīng)力隨推進(jìn)速度增加呈明顯的非線性遞增趨勢，且其增幅逐漸增加。在實體煤下回采超前支承壓力峰值隨推進(jìn)速度的提高不斷增大，其增幅隨之不斷增加，而在采空區(qū)下回采超前支承壓力隨推進(jìn)速度提高呈現(xiàn)略微升高的趨勢，其增幅隨推進(jìn)速度提高呈現(xiàn)逐漸降低的趨勢；同時推進(jìn)速度提高覆巖初次破斷距越大，破斷時釋放的能量隨之增加，將覆巖初次破斷時應(yīng)變能密度演化趨勢劃分為采空區(qū)應(yīng)變能降低階段、應(yīng)變能激增階段、實體煤下先降后增過渡階段、W1145 采空區(qū)下先增后降的演化趨勢。同時推進(jìn)速度越快，覆巖位移變化量愈大、破斷范圍廣，運移演化劇烈，呈現(xiàn)出非連續(xù)變形發(fā)育特征，采空區(qū)下部覆巖的運移演化很快向上傳遞并相互貫通。

工作面沖擊危險性隨推進(jìn)速度提高顯著增加，實體煤下沖擊危險性指數(shù)顯著高于采空區(qū)下，沖擊危險性隨推進(jìn)速度的變化也明顯大于采空區(qū)下，尤其表現(xiàn)在距W1145 開切眼約100 m 區(qū)域，沖擊危險性穩(wěn)步上升，在開切眼附近沖擊危險性快速升高，當(dāng)推進(jìn)速度大于6.4 m/d 時，沖擊危險性指數(shù)大于3，處于強(qiáng)沖擊危險性區(qū)域，相較于中等沖擊危險性，當(dāng)工作面煤巖體處于強(qiáng)沖擊危險性范疇時，煤巖體內(nèi)部應(yīng)力高度集中，通常造成采場圍巖難以支護(hù)等情況，此時需要加大圍巖卸壓力度，加強(qiáng)支護(hù)強(qiáng)度，以防出現(xiàn)沖擊地壓等動力災(zāi)害。通過上文分析，匯總出近距離煤層綜放工作面推進(jìn)速度綜合影響統(tǒng)計表見表3。

表3 近距離煤層推進(jìn)速度綜合影響統(tǒng)計Table 3 Statistical of comprehensive influence of advancing speed of contugous coal seam

針對寬溝煤礦近距離特厚煤層綜放工作面推進(jìn)速度效應(yīng)展開綜合分析，通過研究B2 煤層W1123工作面不同推進(jìn)速度下超前支承壓力、能量積聚、覆巖破斷、煤巖沖擊危險性等演化特征，綜合研究認(rèn)為W1123 工作面在保證安全高效生產(chǎn)前提下的相對適宜的推進(jìn)速度應(yīng)不大于6.4 m/d。

5 結(jié) 論

1）隨著推進(jìn)速度的提高，峰值應(yīng)力不斷增大，呈明顯的非線性遞增趨勢，其增幅也隨之逐漸增加。隨推進(jìn)速度的提高，覆巖初次破斷距不斷增大，覆巖能量積聚快速增加，應(yīng)變能密度也隨之顯著增加，在煤壁前方呈現(xiàn)明顯激增現(xiàn)象。

2）工作面推進(jìn)至同一位置時覆巖位移變化量隨推進(jìn)速度增加急劇增加，破壞范圍廣，呈現(xiàn)出明顯的非連續(xù)變形特征，推進(jìn)速度愈快，覆巖破斷范圍越廣，運移演化愈劇烈。

3）隨推進(jìn)速度的提高工作面沖擊危險性隨之顯著增加，在實體煤下回采時的沖擊危險性指數(shù)遠(yuǎn)大于采空區(qū)下，變化幅度隨推進(jìn)速度提高明顯增大，上覆W1145 采空區(qū)與實體煤的交界區(qū)域為明顯的高危險區(qū)域，工作面距離上覆W1145 開切眼愈近沖擊危險性越高。數(shù)值模擬研究結(jié)果綜合認(rèn)為W1123工作面推進(jìn)速度應(yīng)以不大于6.4 m/d。