CN113982694A - 基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法及应用 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法及应用，方法首先对工作面上覆岩层的关键层分布情况进行判定，并确定覆岩结构演化和失稳过程，计算覆岩结构初次失稳和周期失稳的能量值；然后，根据能量衰减的相关理论，计算覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量；接着将巷帮至高应力区积聚的弹性能和覆岩结构失稳传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量进行求和，得到单位长度巷道系统的总能量；再确定单位长度巷道冲击地压发生的临界能量；最后判断系统的总能量值与临界能量值的大小，分析是否发生冲击地压。本发明建立了覆岩结构演化与冲击地压的联系，为冲击地压的预测提供了一种新的途径。

Description

基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法及应用

技术领域

本发明涉及矿山安全生产技术领域，尤其涉及一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法及应用。

背景技术

近年来，冲击地压灾害在我国呈爆发式增长态势，目前已超过170余处矿井有发生冲击地压，巷道破坏累计30多千米，造成大量人员伤亡与财产损失，冲击地压灾害已经逐步演化为矿区社会公共安全问题。现场实践表明，冲击地压与覆岩运动造成的煤岩应力扰动有直接关系。特别是综放工作面煤层厚度大，覆岩运动范围广，对煤体扰动剧烈，更易发生失稳型冲击地压。因此，有必要从覆岩结构演化角度对冲击地压进行预测，以便更好的指导矿井的安全生产。

现有技术中，有的根据工作面采动边界条件，将多个工作面开采条件下的将覆岩结构分为“θ”型、“O”型、“S”型和“C”型4类，对冲击地压的机理进行分析；有的根据煤矿覆岩的整体空间结构形态，将覆岩空间结构分为“O－X”型、“F”型与“T”型三种基本类型，对覆岩空间结构演化诱发冲击地压的机制进行了研究。然而，这些技术都是针对某种特定位置下的覆岩结构进行分析，对冲击地压进行定性的分析，没有给出具体的冲击地压定量预测指标，实用性不强。

事实上，工作面开采形成的覆岩空间结构是一个动态演变过程，回采至不同位置的覆岩结构形态与上部坚硬岩层的分布密切相关，关键层控制的覆岩结构失稳会对冲击地压产生重要影响。本发明基于煤层上覆关键层的分布特征，得到厚煤层开采工作面开采过程中覆岩结构演化和失稳的过程，计算得到覆岩结构失稳的能量量值，根据冲击地方发生的临界能量，对冲击地压进行定量预测。

发明内容

针对上述现有技术的不足，本发明提供一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法及应用。

为解决上述技术问题，本发明所采取的技术方案是：一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，包括如下步骤：

步骤1：根据煤层顶板的赋存情况，采用关键层理论对工作面上覆岩层的关键层分布情况进行判定，过程如下：

步骤1.1：由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置，过程如下：

步骤1.1.1：假设第1层岩层为坚硬岩层，其上直至第m层岩层与之协调变形，而第m+1层岩层不与之协调变形，则第m+1层岩层是第2层坚硬岩层；

步骤1.1.2：由于第1层至第m层岩层协调变形，则各岩层曲率相同，各岩层形成组合梁，由组合梁原理推导出作用在第1层坚硬岩层上的载荷为：

其中，q₁(x)|_m为第m层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷；h_i、γ_i、E_i分别为第i层岩层的厚度、容重、弹性模量，i＝1，2，…，m；

步骤1.1.3：第m+1层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷为：

步骤1.1.4：由于第m+1层为坚硬岩层，其挠度小于下部岩层的挠度，第m+1层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷，则必然有：q₁(x)|_m+1<q₁(x)|_m，结合步骤1.1.2和步骤1.1.3的公式，得出：

步骤1.1.5：从煤层上方第1层岩层开始往上逐层计算，当满足步骤1.1.4的不等式时，则停止计算，则第m层岩层为第1层坚硬岩层，第1层岩层不是坚硬岩层；

步骤1.1.6：以此类推，直至确定出最上一层坚硬岩层，设为第n层坚硬岩层

步骤1.2：计算各坚硬岩层的破断距，过程如下：

步骤1.2.1：坚硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算，则第k层坚硬岩层破断距L_k为：

其中，h_k—第k层坚硬岩层的厚度；σ_k—第k层坚硬岩层的抗拉强度；q_k—第k层坚硬岩层承受的载荷；下标j代表第k层坚硬岩层所控软岩层组的分层号；m_k为第k层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_k,j、h_k,j和γ_k,j分别为第k层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.2：将表土层的弹性模量视为0，设表土层厚度为H，容重为γ，则最上一层坚硬岩层即第n层坚硬岩层上的载荷q_n为：

其中，m_n为第n层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_n,j、h_n,j和γ_n,j分别为第n层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为第n层坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.3：则第n层坚硬岩层破断距L_n为：

其中，h_n—第n层坚硬岩层的厚度；σ_n—第n层坚硬岩层的抗拉强度；q_n—第n层坚硬岩层承受的载荷

步骤1.3：对各坚硬岩层的破断距进行比较，确定关键层位置，过程如下：

步骤1.3.1：从最下一层坚硬岩层及第1层坚硬岩层开始逐层往上判别，第k层坚硬岩层若为关键层，其破断距应小于其上部坚硬岩层的破断距，即满足：L_k<L_k+1；

步骤1.3.2：若第k层坚硬岩层破断距L_k大于其上方第k+1层坚硬岩层破断距，则将第k+1层坚硬岩层承受的载荷加到第k层坚硬岩层上，重新计算第k层坚硬岩层的破断距L_k'；

步骤1.3.3：根据步骤1.3.1的判定方法，将重新计算第k层硬岩层破断距L_k'与其上部第k+2层坚硬岩层的破断距进行比较，若满足条件则认为第k+1层坚硬岩为关键层，其对应的破断距即为初次破断距记为l_ci；

步骤1.3.4：根据步骤1.3.1至步骤1.3.3的方法从下而上依次确定各个关键层，将最上面的关键层定位主关键层，其他的关键层定为亚关键层。

步骤2：确定工作面推进过程中主关键层和亚关键层作用下的覆岩结构演化和失稳过程，计算关键层控制下的覆岩结构初次失稳和周期失稳的能量值，过程如下：

步骤2.1：计算各关键层的周期破断距，得到各关键层的初次破断距和周期破断距；

其中，关键层的周期破断距l_zi为：

其中，h_i—第i层关键层的厚度，σ_i—第i层关键层的抗拉强度；q_i—第i层关键层承受的载荷；

步骤2.2：基于关键层的分布情况，对工作面开采过程中关键层控制下的覆岩垮落过程进行判定：

步骤2.2.1：各关键层破断的判别：

开采过程中关键层是否破断判别方法为：当关键层的悬露小于其极限跨距时，覆岩破坏不会向上发展；②当关键层的悬露大于其极限跨距时，如果不存在自由空间高度，覆岩破坏将终止，否则，继续向上发展；

工作面推进距离与岩层悬露距离的对应关系：

式中：L_G,j为第j层关键层断裂时的工作面推进长度；m为煤层顶板至该关键层下部的所有岩层数；h_i为第i层岩层的厚度；l_G,j为第j层关键层的极限断跨距；

分别为煤层顶板至该关键层之间的岩层前、后方断裂角；

该关键层下部自由空间高度为：

式中：Δ_i—第i层关键层下的自由空间高度；M—煤层采高；h_j—煤层顶板至第i层关键层之间的第j层岩层的厚度；k_j—煤层顶板至第i层关键层之间的第j层岩石的残余碎胀系数；

步骤2.2.2：软弱岩层破断的判别：

开采过程中，软弱岩层破断的判别方法为：当软弱层悬露距离小于其最大水平拉伸应变的跨距时，该岩层未发生破坏；当软弱层悬露距离大于其最大水平拉伸应变的跨距时，如果岩层的最大挠度大于其下部自由空间高度，覆岩破坏终止，否则，继续向上发展；

对于软弱岩层，最大水平拉伸应变时的极限跨距l_R为：

式中E—关键层之间软弱岩层的弹性模量，ε_max—关键层之间软弱岩层的最大水平拉伸应变，q为软弱岩层的载荷；

最大水平拉伸应变时的工作面推进距离为

式中：H—该岩层到煤层顶板的距离，l_R—岩梁受力弯曲产生最大水平拉伸应变值时的跨距；

软弱岩层的最大挠度为：

其中，I为软弱岩层梁结构的截面惯性矩；

步骤2.2.3：对工作面回采过程中，岩层垮落过程进行分析，确定各关键层初次破断和周期破断时工作面回采的位置；

步骤2.3：计算各个关键层初次破断产生的震动能量值：

其中，l_c为各关键层的初次断裂步距，q_g为关键层上部的载荷，g为重力常数，ρ_g为关键层的密度，ρ_s为关键层上部随动岩层的密度，E_g为关键层的弹性模量，h_c为煤层厚度，H为煤层顶板与关键层间岩层厚度，h_g为关键层厚度，h_s为关键层上部随动岩层厚度，η为震动能量占总能量的比率，K为关键层下部岩石的碎胀系数；

步骤2.4：计算各个关键层周期破断产生的震动能量值：

其中，l_z为各个关键层的周期破断距。

步骤3：根据能量衰减的相关理论，计算覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量U_动；

所述覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量计算公式如下：

U_动＝U₀l_e ^-λh₁L_c

其中，U₀—关键层初次破断或周期破断产生的初始震动能量；l_e—关键层断裂位置即震源至预测位置距离；λ—能量衰减系数，L_c—巷帮至高应力区范围的宽度。

步骤4：将巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静和覆岩结构失稳传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量U_动进行求和，得到单位长度巷道系统的总能量U_总；

所述巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静的计算方法如下：

步骤4.1：监测巷帮至高应力区垂直应力σ₁的分布曲线；

步骤4.2：根据围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线，确定塑性区宽度L_p和巷帮至高应力区宽度L_c；

以围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线上的峰值点为依据，即以支承应力峰值为依据，其中从巷帮至支承应力峰值的区域宽度为塑性区宽度L_p，支承应力峰值向巷道深部的区域为弹性区；以高于原岩应力的1.2-1.5倍区域为高应力区，确定巷帮至高应力区的宽度L_c。

步骤4.3：监测巷帮至高应力区垂直巷道方向的水平应力σ₂的分布曲线；

步骤4.4：监测巷帮至高应力区巷道方向的水平应力σ₃的分布曲线；

步骤4.5：采用以下公式计算得到巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静：

其中，μ—煤体的泊松比；E_煤—煤体的弹性模量，dV—巷帮至高应力区的体积微元。

步骤5：确定单位长度巷道冲击地压发生的临界能量U_临，过程如下：

步骤5.1：计算巷道单位长度巷帮至高应力区煤体发生冲击时产生的动能U_d，具体为U_d＝mv²/2，其中，m为巷帮至高应力区煤体的质量，v为冲击地压发生时煤体冲击破坏的最小速度；

步骤5.2：计算巷道单位长度未破坏的高应力区煤体发生塑性破坏消耗的能量U_p：

其中，σ_c—煤体的单轴抗压强度；E_煤—煤体的弹性模量，V_p—未破坏的高应力区煤体的体积；

步骤5.3：将步骤5.1和步骤5.2计算的能量值求和，得到巷道单位长度冲击地压发生的临界能量U_临。

步骤6：将单位长度巷道系统的总能量U_总与冲击地压发生的临界能量U_临进行比较，当系统的总能量值U_总大于临界能量值U_临时，视为发生冲击地压。

另一方面，本发明还提供上述基于能量系统分析的冲击地压监测方法在冲击地压预警中的应用，设定系统总能量的预警指标，达到预警指标后采取相应的防治措施，具体如下：

S1：将0.7倍的临界能量U_临设为橙色预警值，将0.9倍的临界能量U_临设为红色预警值；

S2：当系统总能量U_总达到橙色预警值时，根据能量主体来源，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少一种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于橙色预警值；

S3：当系统总能量U_总达到红色预警值时，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少两种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于红色预警值。

采用上述技术方案所产生的有益效果在于：

1、本发明提供的一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，从覆岩结构演化角度对厚煤层开采过程进行了分析，建立了覆岩结构演化与冲击地压的联系，为冲击地压的预测提供了一种新的途径。

2、本发明从能量角度，对围岩静载能量和覆岩大结构动载能量进行了计算。根据巷道围岩总能量与冲击地压的临界能量的关系，可以对覆岩结构失稳时的冲击地压是否发生进行预测。避免传统定性分析的主观臆断，科学精准地对冲击地压危险进行预判，可以有效指导冲击地压的防治工作

3、本发明的方法操作简单、可行性强，对坚硬顶板条件下其他矿井动力灾害和强矿压显现具有很好的借鉴作用。

附图说明

图1为本发明实施例中基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法的流程图；

图2为本发明实施例中煤层顶板的关键层分布情况；

图3为本发明实施例中覆岩大结构破坏的能量传递示意图；

图4为本发明实施例中裂隙带高度判断流程图；

图5为本发明实施例中监测得到的垂直应力σ₁的分布曲线图；

图6为本发明实施例中监测得到的垂直巷道方向的水平应力σ₂的分布曲线图；

图7为本发明实施例中监测得到的巷道方向的水平应力σ₃的分布曲线图；

其中，1-塑性区；2-弹性区；3-弹性区与塑性区的分界面即支承应力峰值位置；4-支承应力(垂直应力)峰值；5-支承压力影响边界；6-高应力区的临界应力；7-垂直应力σ₁的原岩应力；8-垂直巷道方向的水平应力σ₂的原岩应力；9-巷道方向的水平应力σ₃的原岩应力；L_a-塑性区宽度；L_c-巷帮至高应力区宽度。

具体实施方式

下面结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。

本实施例以某矿区某工作面为例，工作面倾向长度为200m，走向长度为1600m，煤层厚度为15m，采用综合机械化放顶煤方法开采。工作面顶板岩层的厚度及物理力学参数如表1所示。

表1工作面上覆岩层综合柱状及其物理力学参数

如图1所示，本实施例中基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法如下所述。

步骤1：根据煤层顶板的赋存情况，采用关键层理论对工作面上覆岩层的关键层分布情况进行判定，过程如下：

步骤1.1：由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置，过程如下：

步骤1.1.1：假设第1层岩层为坚硬岩层，其上直至第m层岩层与之协调变形，而第m+1层岩层不与之协调变形，则第m+1层岩层是第2层坚硬岩层；

步骤1.1.2：由于第1层至第m层岩层协调变形，则各岩层曲率相同，各岩层形成组合梁，由组合梁原理推导出作用在第1层坚硬岩层上的载荷为：

其中，q₁(x)|_m为第m层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷；h_i、γ_i、E_i分别为第i层岩层的厚度、容重、弹性模量，i＝1，2，…，m；

步骤1.1.3：第m+1层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷为：

步骤1.1.4：由于第m+1层为坚硬岩层，其挠度小于下部岩层的挠度，第m+1层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷，则必然有：q₁(x)|_m+1<q₁(x)|_m，结合步骤1.1.2和步骤1.1.3的公式，得出：

步骤1.1.5：从煤层上方第1层岩层开始往上逐层计算，当满足步骤1.1.4的不等式时，则停止计算，则第m层岩层为第1层坚硬岩层，第1层岩层不是坚硬岩层；

步骤1.1.6：以此类推，直至确定出最上一层坚硬岩层，设为第n层坚硬岩层

本实施例中，具体计算过程如下：

q₁＝γ₁h₁＝26.31×3.2＝84.19kPa

计算第2层对第1层的作用，则q₁|₂为：

由此可知第2层5.3m厚的K3砂岩为第一层坚硬岩层；

同理计算：

q₂＝γ₂h₂＝25.44×5.3＝134.83kPa

由此可知第3层7.7m厚的中粒砂岩为第二层坚硬岩层；

q₃＝γ₃h₃＝26.73×7.7＝205.82kPa

q₃|₈＝413.37kPa

q₃|₉＝97.15kPa<q₃|₈，由此可知第9层14.8m厚的细粒砂岩为第三层坚硬岩层；

q₉＝γ₉h₉＝25.62×14.8＝379.17kPa

q₁₁|₉＝531.01kPa

q₁₂|₉＝580.26kPa

q₁₃|₉＝567.65kPa<q₁₂|₉，由此可知第13层13.7m厚的中粒砂岩为第四层坚硬岩层；

q₁₃＝γ₁₃h₁₃＝25.52×13.7＝349.62kPa

q₁₅|₁₃＝456.09kPa

q₁₆|₁₃＝522.6kPa

q₁₇|₁₃＝524.03kPa

q₁₈|₁₃＝556.29kPa

q₁₉|₁₃＝608.98kPa

q₂₀|₁₃＝650.47kPa

q₂₁|₁₃＝678.37kPa

q₂₂|₁₃＝644.87kPa<q₂₁|₁₃，由此可知第22层10.7m厚的细粒砂岩为第五层坚硬岩层；

q₂₂＝γ₂₂h₂₂＝26.82×10.7＝286.97kPa

由此可知第23层14.3m厚的粗粒砂岩为第六层坚硬岩层；

q₂₃＝γ₂₃h₂₃＝25.24×14.3＝360.93kPa

q₂₅|₂₃＝182.95kPa<q₂₄|₂₃，由此可知第25层25.4m厚的粗粒砂岩为第七层坚硬岩层。

经计算共确定了覆岩中共有七层硬岩层，分别为Y2、Y3、Y9、Y13、Y22、Y23、Y25岩层，其分布情况如图2所示。

步骤1.2：计算各坚硬岩层的破断距，过程如下：

步骤1.2.1：坚硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算，则第k层坚硬岩层破断距L_k为：

其中，h_k—第k层坚硬岩层的厚度；σ_k—第k层坚硬岩层的抗拉强度；q_k—第k层坚硬岩层承受的载荷；下标j代表第k层坚硬岩层所控软岩层组的分层号；m_k为第k层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_k,j、h_k,j和γ_k,j分别为第k层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.2：将表土层的弹性模量视为0，设表土层厚度为H，容重为γ，则最上一层坚硬岩层即第n层坚硬岩层上的载荷q_n为：

其中，m_n为第n层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_n,j、h_n,j和γ_n,j分别为第n层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为第n层坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.3：则第n层坚硬岩层破断距L_n为：

其中，h_n—第n层坚硬岩层的厚度；σ_n—第n层坚硬岩层的抗拉强度；q_n—第n层坚硬岩层承受的载荷

本实施例中，具体计算过程如下：

分别将覆岩中坚硬岩层的基础数据带入得到各个坚硬岩层的破断距中：

步骤1.3：对各坚硬岩层的破断距进行比较，确定关键层位置，过程如下：

步骤1.3.1：从最下一层坚硬岩层及第1层坚硬岩层开始逐层往上判别，第k层坚硬岩层若为关键层，其破断距应小于其上部坚硬岩层的破断距，即满足：L_k<L_k+1；

步骤1.3.2：若第k层坚硬岩层破断距L_k大于其上方第k+1层坚硬岩层破断距，则将第k+1层坚硬岩层承受的载荷加到第k层坚硬岩层上，重新计算第k层坚硬岩层的破断距L_k'；

步骤1.3.3：根据步骤1.3.1的判定方法，将重新计算第k层硬岩层破断距L_k'与其上部第k+2层坚硬岩层的破断距进行比较，若满足条件则认为第k+1层坚硬岩为关键层，其对应的破断距即为初次破断距记为l_ci；

步骤1.3.4：根据步骤1.3.1至步骤1.3.3的方法从下而上依次确定各个关键层，将最上面的关键层定位主关键层，其他的关键层定为亚关键层。

本实施例的判定过程如下：

由此可以看出，第2坚硬岩层的破断距略小于第1坚硬岩层的破断距，第二坚硬岩层破断后载荷将全部加到第一坚硬岩层上，受第2坚硬岩层破断的影响，第1坚硬岩层和第2坚硬岩层同时破断。因此将作用在第二层坚硬岩层的载荷加在第一层坚硬岩层上重新计算。则

同理第4坚硬岩层的破断距小于第3坚硬岩层的破断距，第3坚硬岩层的破断距减小为：

第6坚硬岩层的破断距小于第5坚硬岩层的破断距，第5坚硬岩层的破断距减小为：

由L₇>L₅'>L₃'>L₁'，则第1、3、5坚硬岩层为亚关键层，第7坚硬岩层为主关键层，即Y2、Y9、Y22为亚关键层，Y25为主关键层。具体见表2、图2。工作面上覆岩层多为强度较高的坚硬岩层，满足关键层判别条件的岩层较多。亚关键层Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ分别距离煤层顶板3.2m、32.4m、143.5m，主关键层距离工作面顶板174.6m。

表2工作面关键层分布

步骤2：确定工作面推进过程中主关键层和亚关键层作用下的覆岩结构演化和失稳过程，计算关键层控制下的覆岩结构初次失稳和周期失稳的能量值，过程如下：

步骤2.1：计算各关键层的周期破断距，得到各关键层的初次破断距和周期破断距；

其中，关键层的周期破断距l_zi为：

其中，h_i—第i层关键层的厚度，σ_i—第i层关键层的抗拉强度；q_i—第i层关键层承受的载荷；

步骤2.2：基于关键层的分布情况，对工作面开采过程中关键层控制下的覆岩垮落过程进行判定，判定流程如图4所示：

步骤2.2.1：各关键层破断的判别：

开采过程中关键层是否破断判别方法为：当关键层的悬露小于其极限跨距时，覆岩破坏不会向上发展；②当关键层的悬露大于其极限跨距时，如果不存在自由空间高度，覆岩破坏将终止，否则，继续向上发展；

工作面推进距离与岩层悬露距离的对应关系：

式中：L_G,j为第j层关键层断裂时的工作面推进长度；m为煤层顶板至该关键层下部的所有岩层数；h_i为第i层岩层的厚度；l_G,j为第j层关键层的极限断跨距；

分别为煤层顶板至该关键层之间的岩层前、后方断裂角；

该关键层下部自由空间高度为：

式中：Δ_i—第i层关键层下的自由空间高度；M—煤层采高；h_j—煤层顶板至第i层关键层之间的第j层岩层的厚度；k_j—煤层顶板至第i层关键层之间的第j层岩石的残余碎胀系数；

本实施例中，工作面开采后，上部各岩层下的自由空间高度计算结果如表3所示。

表3各岩层自由空间高度计算

步骤2.2.2：软弱岩层破断的判别：

开采过程中，软弱岩层破断的判别方法为：当软弱层悬露距离小于其最大水平拉伸应变的跨距时，该岩层未发生破坏；当软弱层悬露距离大于其最大水平拉伸应变的跨距时，如果岩层的最大挠度大于其下部自由空间高度，覆岩破坏终止，否则，继续向上发展；

对于软弱岩层，最大水平拉伸应变时的极限跨距l_R为：

式中E—关键层之间软弱岩层的弹性模量，ε_max—关键层之间软弱岩层的最大水平拉伸应变，q为软弱岩层的载荷；

最大水平拉伸应变时的工作面推进距离为：

式中：H—该岩层到煤层顶板的距离，l_R—岩梁受力弯曲产生最大水平拉伸应变值时的跨距；

软弱岩层的最大挠度为：

其中，I为软弱岩层梁结构的截面惯性矩；

步骤2.2.3：对工作面回采过程中，岩层垮落过程进行分析，确定各关键层初次破断和周期破断时工作面回采的位置；

本实施例中，(1)各关键层初次破断分析：

Y1号岩层的破断距为

当工作面推进36.47m时，Y1号岩层破断，裂隙带发育高度为3.2m。由表2可知Y2号岩层(亚关键层Ⅰ)的破断距L₂＝52.18m，岩层的前方破断角取68°。计算Y2号岩层破断时工作面的推进距离L＝54.77m，Y3～Y8号岩层随Y2号岩层一起破断，裂隙带发育至Y8号岩层，发育高度为32.4m。同理可计算得Y9号岩层(亚关键层Ⅱ)破断时工作面的推进距离为108.77m，裂隙带发育高度为143.5m。Y22号岩层(亚关键层Ⅲ)破断时工作面的推进距离为192.98m，裂隙带发育高度为174.6m。从倾向上看，Y22号岩层(亚关键层Ⅲ)破断后Y25号岩层的悬露距离为58.58m，而Y25号岩层的破断距为104.18m，小于其悬露距离，在倾向上不满足破断条件。所以，Y25号岩层不随着工作的推进破断，裂隙带发育至Y24号岩层为止。最终通过理论计算取工作面覆岩垮裂带发育高度为180m。关键层初次断裂与工作面推进距离关系见表4。

表4关键层随工作面推进初次破断情况

(2)各关键层周期破断分析：

Y2号岩层(亚关键层Ⅰ)的周期破断距为：

该破断距对应的工作面推进距离计算得22.65m。

Y9号岩层(亚关键层Ⅱ)的周期破断距为：

该破断距对应的工作面推进距离计算得40.91m。

Y22号岩层(亚关键层Ⅲ)周期破断距为：

该破断距对应的工作面推进距离计算得89.56m。关键层周期破断与工作面推进距离关系见表5。

表5关键层随工作面推进周期破断情况

工作面回采位置/m	关键层周期破断
		77.42	Y2(亚关键层Ⅰ)
149.68	Y9(亚关键层Ⅱ)
		282.54	Y22(亚关键层Ⅲ)

步骤2.3：计算各个关键层初次破断产生的震动能量值：

其中，l_c为各关键层的初次断裂步距，q_g为关键层上部的载荷，g为重力常数，ρ_g为关键层的密度，ρ_s为关键层上部随动岩层的密度，E_g为关键层的弹性模量，h_c为煤层厚度，H为煤层顶板与关键层间岩层厚度，h_g为关键层厚度，h_s为关键层上部随动岩层厚度，η为震动能量占总能量的比率，K为关键层下部岩石的碎胀系数；

各个关键层初次破断产生的震动能量值见表6

表6各个关键层初次破断的能量

步骤2.4：计算各个关键层周期破断产生的震动能量值：

其中，l_z为各个关键层的周期破断距。

各个关键层周期破断产生的震动能量值见表7。

表7各个关键层周期破断的能量

步骤3：根据能量衰减的相关理论，计算覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量U_动；

所述覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量计算公式如下：

U_动＝U₀l_e ^-λh₁L_c

其中，U₀—关键层初次破断或周期破断产生的初始震动能量；l_e—关键层断裂位置即震源至预测位置距离；λ—能量衰减系数，1.5；L_c—巷帮至高应力区范围的宽度，45m。

计算得到工作面回采过程中覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值位置的能量，其能量传递的过程示意如图3所示，各关键层破断传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量如表8所示：

表8关键层破断传递至回采巷道超前支承应力峰值处(工作面前方10m)的能量

步骤4：将巷道表面至高应力区积聚的弹性能U_静和覆岩结构失稳传递至工作面的能量U_动进行求和，得到单位长度巷道系统的总能量U_总；

所述巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静的计算方法如下：

步骤4.1：监测巷帮至高应力区区垂直应力σ₁的分布曲线；

监测得到的垂直应力分布曲线见下式，如图5所示。

步骤4.2：根据围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线，确定塑性区宽度L_p和巷帮至高应力区宽度L_c；

以围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线上的峰值点为依据，即以支承应力峰值为依据，其中从巷帮至支承应力峰值的区域宽度为塑性区宽度L_p，为10m，支承应力峰值向巷道深部的区域为弹性区；以高于原岩应力的1.5倍区域为高应力区,确定巷帮至高应力区的宽度L_c，为45m。

步骤4.3：监测巷帮至高应力区垂直巷道方向的水平应力σ₂的分布曲线；

监测得到的垂直应力分布曲线见下式，如图6所示。

步骤4.4：监测巷帮至高应力区巷道方向的水平应力σ₃的分布曲线；

监测得到的垂直应力分布曲线见下式，如图7所示。

步骤4.5：采用以下公式计算得到巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静：

其中，μ—煤体的泊松比；E_煤—煤体的弹性模量，dV—巷帮至高应力区的体积微元。

计算得到巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静为4.4×10⁷J。

步骤5：确定单位长度巷道冲击地压发生的临界能量U_临，过程如下：

步骤5.1：计算巷道单位长度巷帮至高应力区煤体发生冲击时产生的动能U_d，具体为U_d＝mv²/2＝6.1×10⁷J，其中，m为巷帮至高应力区煤体的质量，具体为1.2×10⁶Kg，v为冲击地压发生时煤体冲击破坏的最小速度，取10m/s；

步骤5.2：计算巷道单位长度未破坏的高应力区煤体发生塑性破坏消耗的能量U_p：

其中，σ_c—煤体的单轴抗压强度,14MPa；E—煤体的弹性模量，3.7GPa，V_p—未破坏的高应力区煤体的体积，未破坏高应力区的长度为35m，高度为15m，体积为1575m³；

得到未破坏的高应力区煤体发生塑性破坏消耗的能量U_p＝1.4×10⁷J。

步骤5.3：将步骤5.1和步骤5.2计算的能量值求和，得到巷道单位长度冲击地压发生的临界能量U_临＝7.5×10⁷J。

步骤6：将单位长度巷道系统的总能量U_总与冲击地压发生的临界能量U_临进行比较，当系统的总能量值U_总大于临界能量值U_临时，视为发生冲击地压。

另一方面，本发明还提供上述基于能量系统分析的冲击地压监测方法在冲击地压预警中的应用，设定系统总能量的预警指标，达到预警指标后采取相应的防治措施，具体如下：

S1：将0.7倍的临界能量U_临设为橙色预警值，为5.25×10⁷J；将0.9倍的临界能量U_临设为红色预警值，为6.75×10⁷J；

S2：当系统总能量达到橙色预警值时，根据能量主体来源，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少一种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于橙色预警值；

S3：当系统总能量达到红色预警值时，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少两种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于红色预警值。

本实施例中，工作面回采过程中，关键层控制下覆岩结构失稳下的冲击地压判定如下表9所示。在工作面回采至54.77和149.68m时，为橙色预警，采用钻孔卸压对煤体进行卸压；在工作面回采至108.77m时，为红色预警，采用顶板预裂爆破相结合的方法，降低冲击地压危险。

表9关键层破断传递至回采巷道超前支承应力峰值10m处的能量

Claims (10)

1.一种基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，包括如下步骤：

步骤1：根据煤层顶板的赋存情况，采用关键层理论对工作面上覆岩层的关键层分布情况进行判定；

步骤2：确定工作面推进过程中主关键层和亚关键层作用下的覆岩结构演化和失稳过程，计算关键层控制下的覆岩结构初次失稳和周期失稳的能量值；

步骤3：根据能量衰减的相关理论，计算覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量U_动；

步骤4：将巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静和覆岩结构失稳传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量U_动进行求和，得到单位长度巷道系统的总能量U_总；

步骤5：确定单位长度巷道冲击地压发生的临界能量U_临；

步骤6：将单位长度巷道系统的总能量U_总与冲击地压发生的临界能量U_临进行比较，当系统的总能量值U_总大于临界能量值U_临时，视为发生冲击地压。

2.根据权利要求1所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤1的过程如下：

步骤1.1：由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置；

步骤1.2：计算各坚硬岩层的破断距；

步骤1.3：对各坚硬岩层的破断距进行比较，确定关键层位置。

3.根据权利要求2所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤1.1的过程如下：

步骤1.1.1：假设第1层岩层为坚硬岩层，其上直至第m层岩层与之协调变形，而第m+1层岩层不与之协调变形，则第m+1层岩层是第2层坚硬岩层；

步骤1.1.2：由于第1层至第m层岩层协调变形，则各岩层曲率相同，各岩层形成组合梁，由组合梁原理推导出作用在第1层坚硬岩层上的载荷为：

其中，q₁(x)|_m为第m层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷；h_i、γ_i、E_i分别为第i层岩层的厚度、容重、弹性模量，i＝1，2，…，m；

步骤1.1.3：第m+1层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷为：

步骤1.1.4：由于第m+1层为坚硬岩层，其挠度小于下部岩层的挠度，第m+1层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷，则必然有：q₁(x)|_m+1<q₁(x)|_m，结合步骤1.1.2和步骤1.1.3的公式，得出：

步骤1.1.5：从煤层上方第1层岩层开始往上逐层计算，当满足步骤1.1.4的不等式时，则停止计算，则第m层岩层为第1层坚硬岩层，第1层岩层不是坚硬岩层；

步骤1.1.6：以此类推，直至确定出最上一层坚硬岩层，设为第n层坚硬岩层。

4.根据权利要求2所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤1.2的过程如下：

步骤1.2.1：坚硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算，则第k层坚硬岩层破断距L_k为：

其中，h_k—第k层坚硬岩层的厚度；σ_k—第k层坚硬岩层的抗拉强度；q_k—第k层坚硬岩层承受的载荷；下标j代表第k层坚硬岩层所控软岩层组的分层号；m_k为第k层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_k,j、h_k,j和γ_k,j分别为第k层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.2：将表土层的弹性模量视为0，设表土层厚度为H，容重为γ，则最上一层坚硬岩层即第n层坚硬岩层上的载荷q_n为：

其中，m_n为第n层坚硬岩层所控软岩层的层数；E_n,j、h_n,j和γ_n,j分别为第n层坚硬岩层所控软岩层组中第j层岩层的弹性模量、分层厚度和容重，当j＝0时，为第n层坚硬岩层的力学参数；

步骤1.2.3：则第n层坚硬岩层破断距L_n为：

其中，h_n—第n层坚硬岩层的厚度；σ_n—第n层坚硬岩层的抗拉强度；q_n—第n层坚硬岩层承受的载荷。

5.根据权利要求2所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤1.3的过程如下：

步骤1.3.1：从最下一层坚硬岩层及第1层坚硬岩层开始逐层往上判别，第k层坚硬岩层若为关键层，其破断距应小于其上部坚硬岩层的破断距，即满足：L_k<L_k+1；

步骤1.3.2：若第k层坚硬岩层破断距L_k大于其上方第k+1层坚硬岩层破断距，则将第k+1层坚硬岩层承受的载荷加到第k层坚硬岩层上，重新计算第k层坚硬岩层的破断距L_k'；

步骤1.3.3：根据步骤1.3.1的判定方法，将重新计算第k层硬岩层破断距L_k'与其上部第k+2层坚硬岩层的破断距进行比较，若满足条件则认为第k+1层坚硬岩为关键层，其对应的破断距即为初次破断距记为l_ci；

步骤1.3.4：根据步骤1.3.1至步骤1.3.3的方法从下而上依次确定各个关键层，将最上面的关键层定位主关键层，其他的关键层定为亚关键层。

6.根据权利要求1所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤2的过程如下：

步骤2.1：计算各关键层的周期破断距，得到各关键层的初次破断距和周期破断距；

其中，关键层的周期破断距l_zi为：

其中，h_i—第i层关键层的厚度，σ_i—第i层关键层的抗拉强度；q_i—第i层关键层承受的载荷；

步骤2.2：基于关键层的分布情况，对工作面开采过程中关键层控制下的覆岩垮落过程进行判定：

步骤2.2.1：各关键层破断的判别：

开采过程中关键层是否破断判别方法为：当关键层的悬露小于其极限跨距时，覆岩破坏不会向上发展；②当关键层的悬露大于其极限跨距时，如果不存在自由空间高度，覆岩破坏将终止，否则，继续向上发展；

步骤2.2.2：软弱岩层破断的判别：

开采过程中，软弱岩层破断的判别方法为：当软弱层悬露距离小于其最大水平拉伸应变的跨距时，该岩层未发生破坏；当软弱层悬露距离大于其最大水平拉伸应变的跨距时，如果岩层的最大挠度大于其下部自由空间高度，覆岩破坏终止，否则，继续向上发展；

步骤2.2.3：对工作面回采过程中，岩层垮落过程进行分析，确定各关键层初次破断和周期破断时工作面回采的位置；

步骤2.3：计算各个关键层初次破断产生的震动能量值：

其中，l_c为各关键层的初次断裂步距，q_g为关键层上部的载荷，g为重力常数，ρ_g为关键层的密度，ρ_s为关键层上部随动岩层的密度，E_g为关键层的弹性模量，h_c为煤层厚度，H为煤层顶板与关键层间岩层厚度，h_g为关键层厚度，h_s为关键层上部随动岩层厚度，η为震动能量占总能量的比率，K为关键层下部岩石的碎胀系数；

步骤2.4：计算各个关键层周期破断产生的震动能量值：

其中，l_z为各个关键层的周期破断距。

7.根据权利要求1所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述覆岩结构失稳动载能量传递至回采巷道超前支承应力峰值处的能量计算公式如下：

U_动＝U₀l_e ^-λh₁L_c

其中，U₀—关键层初次破断或周期破断产生的初始震动能量；l_e—关键层断裂位置即震源至预测位置距离；λ—能量衰减系数，L_c—巷帮至高应力区范围的宽度。

8.根据权利要求1所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静的计算方法如下：

步骤4.1：监测巷帮至高应力区垂直应力σ₁的分布曲线；

步骤4.2：根据围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线，确定塑性区宽度L_p和巷帮至高应力区宽度L_c；

以围岩垂直应力σ₁监测得到应力分布曲线上的峰值点为依据，即以支承应力峰值为依据，其中从巷帮至支承应力峰值的区域宽度为塑性区宽度L_p，支承应力峰值向巷道深部的区域为弹性区；以高于原岩应力的1.2-1.5倍区域为高应力区，确定巷帮至高应力区的宽度L_c；

步骤4.3：监测巷帮至高应力区垂直巷道方向的水平应力σ₂的分布曲线；

步骤4.4：监测巷帮至高应力区巷道方向的水平应力σ₃的分布曲线；

步骤4.5：采用以下公式计算得到巷帮至高应力区积聚的弹性能U_静：

其中，μ—煤体的泊松比；E_煤—煤体的弹性模量，dV—巷帮至高应力区的体积微元。

9.根据权利要求1所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法，其特征在于，所述步骤5的过程如下：

步骤5.1：计算巷道单位长度巷帮至高应力区煤体发生冲击时产生的动能U_d，具体为U_d＝mv²/2，其中，m为巷帮至高应力区煤体的质量，v为冲击地压发生时煤体冲击破坏的最小速度；

步骤5.2：计算巷道单位长度未破坏的高应力区煤体发生塑性破坏消耗的能量U_p：

其中，σ_c—煤体的单轴抗压强度；E_煤—煤体的弹性模量，V_p—未破坏的高应力区煤体的体积；

步骤5.3：将步骤5.1和步骤5.2计算的能量值求和，得到巷道单位长度冲击地压发生的临界能量U_临。

10.根据权利要求1至9中的任意一项所述的基于覆岩结构演化的厚煤层开采冲击地压预测方法在冲击地压预警中的应用，其特征在于，设定系统总能量的预警指标，达到预警指标后采取相应的防治措施，具体如下：

S1：将0.7倍的临界能量U_临设为橙色预警值，将0.9倍的临界能量U_临设为红色预警值；

S2：当系统总能量U_总达到橙色预警值时，根据能量主体来源，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少一种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于橙色预警值；

S3：当系统总能量U_总达到红色预警值时，采用煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压方法中至少两种方法有针对性的局部防冲措施，直至能量低于红色预警值。

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