冲击地压的能量机理及其应用
姚精明1，何富连2，徐 军3，窦林名4
(1. 重庆大学 西南资源开发及环境灾害控制工程教育部重点实验室，重庆，400044；
2. 中国矿业大学 资源与安全工程学院，北京，100083；
3. 中煤集团沈阳设计院，辽宁 沈阳，110015；
4. 中国矿业大学 矿业学院，江苏 徐州，221008)
摘 要：
摘 要：根据煤岩体在变形过程中宏细观能量耗散，得出煤岩体裂纹尖端拉应力过大而失稳扩展是冲击地压发生的根本原因；定义弹性能衰减度和塑性能变化率。研究结果表明：弹性能衰减度与弹性模量E成正比，当受载煤
岩体应变达到
时，弹性能衰减度取得最大值
，若弹性能衰减度大于临界值，则冲
击地压就会发生；塑性能变化率和岩体破坏过程中电磁辐射脉冲数呈0.168的正比关系；降低煤体裂纹尖端拉应力和弹性模量是防治冲击地压的有效途径，在此基础上提出煤层注水防治7339工作面冲击地压的方案，工程实践证明，该方案是切实有效的。
关键词：
中图分类号：TD324 文献标识码：A 文章编号：1672-7207(2009)03-0808-06
Energy mechanism of rock burst and its application
YAO Jing-ming1, HE Fu-lian2, XU Jun3, DOU Lin-ming4
(1. Key Laboratory of Education Ministry of the Exploitation of Southwest Resources and Environment Disaster Control Project, Chongqing University, Chongqing 400044; China;
2. School of Resources and Safety Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing 100083, China;
3. Shenyang Design and Research Institute of Sino-coal Engineering Group, Shenyang 110015, China;
4. School of Mines, China University of Mining and Technology, Xuzhou 221008, China)
Abstract: Based on theories of macroscopical and microscopical energy dissipation during rock and coal mass distortion, it is proved that the reason why crack development is unstable is that tensile at crack tip causes rock burst to happen. Elastic energy attenuation degree and plastic energy change rate were defined. The results show that the maximum value is when strain of loaded coal-rock is , and rock burst happens when elastic energy attenuation degree surpasses the marginal value. The pulse number of electromagnetic radiation is directly proportional to plastic energy change rate. Decreasing tensile at crack tip and elastic module are effective ways to prevent rock burst from happening. In this foundation, water infusion is brought out to prevent rock burst in face 7339 from happening. Project practice proves that the scheme is effective.
Key words: crack; energy dissipation; plastic energy change rate; elastic energy attenuation degree; electromagnetic radiation
随着开采规模的不断扩大，浅部资源日益减少，我国矿山都相继进入深部资源开采状态。目前，我国煤矿开采深度以每年8~12 m的速度递增，东部矿井正以每年100~250 m的速度发展，可以预计，在未来20 a我国很多煤矿开采深度将达1.0~1.5 km[1]。随着开采深度的增加，采矿工程面临的问题更加复杂，由此产生的工程灾害事故更严重，而冲击地压更是如此。理论和实践表明，矿井深部开采极易发生冲击地 压[1-3]。要对冲击地压进行有效防治，首先必须分析其在深部开采下的发生机理。我国研究者在这方面进行了大量的研究，如：窦林名等[3-4]建立了冲击地压弹塑性体突变模型；张晓春等[5]建立了煤矿片帮型冲击地压和岩爆的层裂板结构失稳破裂模型；章梦涛[6]提出了冲击地压失稳理论；齐庆新等[7]提出了冲击地压的粘滑失稳机理，李江腾等[8]提出了硬岩矿柱纵向劈裂失稳突变理论。这些理论从不同角度分析了冲击地压的发生机理，但是，由于深部开采岩石力学复杂，冲击地压发生的影响因素很多，对深部开采冲击地压的发生机理研究还需进一步深入。为此，本文作者从煤岩体在变形过程中宏细观能量耗散角度出发，借助损伤力学理论，分析煤岩体发生冲击地压的原因，建立冲击地压发生的能量判据，提出电磁辐射预测冲击地压的标准，在此基础上提出冲击地压的防治措施，并进行现场检验。
1 煤岩体发生冲击地压时的能量耗散细观分析
巷道掘好或地下煤体采出之后，顶底板和夹持煤体形成一个系统能量消耗－外界能量流入的平衡系统。由热力学定理可知，系统为了保持平衡，自动处于较低能量状态，当外界能量输入打破系统原有的平衡时，系统自发寻找该系统的薄弱环节而释放能 量[9-11]。当外界流入的能量大于系统破坏时消耗的能量时，盈余的能量就会以机械能的形式释放出来，能量释放的猛烈程度取决于盈余能量，若盈余能量越多，则系统失去稳定性释放能量也就越大。系统的这种失稳是从系统煤体内部的裂纹失稳扩展开始的。在此，对裂纹扩展进行能量分析。
由裂纹成核原理可知，裂纹是由位错反应产生的，根据Cottrell位错塞模型，位错发生位错反应的应变能为[12]：
假定形成的新裂纹长度为C，则新表面产生的自由表面能为：
形成裂纹C时，系统释放的能量为：
裂纹扩展时裂纹尖端拉应力做功消耗的能量为：
则形成大位错所需能量为：
当能量平衡时，必有
，于是，
当方程(3)有解时，表示外界流入的能量完全被裂纹扩展所消耗，煤岩体系统稳定；当方程(3)无解时，表示外界流入的能量没有完全被裂纹扩展所消耗，存在盈余能量，系统失稳而容易发生冲击地压。显然，上述方程无解的条件是：
由式(7)式可知，减少受载岩体裂纹承受的拉应力，系统就会趋于稳定，受载岩体的冲击地压就被 消除。
2 岩体发生冲击地压时的能量耗散宏观分析
岩体在受载过程中会产生弹性变形和塑性变形。假设该物理过程与外界没有热交换，且岩体损伤是缓慢的，忽略变形过程中产生的辐射能，根据热力学第一定律，外力做功所产生的能量被岩体弹性变形和塑性变形所消耗，有：
由前面的分析可知，冲击地压是聚集在岩体的弹性能突然释放的一种动力现象，其发生在受载岩体的残余变形阶段[3, 14-15]。弹性能释放的猛烈程度可用于判断冲击地压是否发生及其显现强度。一般当煤体单位时间释放弹性能达到1.25 J/m3时，冲击地压就会发 生[3]。因此，可以用残余变形阶段岩体弹性能的衰减度来评判冲击地压是否发生。弹性能衰减度
可用下式计算：
对(13)式求导，有：
。 (15)
由式(14)可知，弹性能的衰减度与弹性模量成正比。当应变等于
时，弹性能衰减度取得最大值
；当弹性能衰减度最大值达
到或超过某一值
时，冲击地压就容易发生。其中，为材料弹性能衰减度临界值，可通过实验获得。
由以上分析可知，弹性能衰减度最大值与E呈 正比。
根据格里菲斯强度理论可知，当裂纹尖端处的有效应力达到形成新裂纹所需的能量时，裂纹开始扩展，此时，裂纹尖端最大拉应力为[16]：
因此，只要降低煤岩体弹性模量，裂纹尖端的拉应力会降低，煤岩体弹性能衰减度也会降低，从而，冲击地压就不易发生。
在单轴条件下，岩体变形过程中产生的塑性变形能随时间的变化率为：
根据岩体变形破裂产生电磁辐射的机理，电磁辐射是岩体内部裂纹受载扩展和微元体相互摩擦所 致[17-19]，即电磁辐射是岩体受载过程发生塑性破坏造成的。因此，岩体变形破裂过程中塑性能变化率与产生的电磁辐射信号存在某种对应关系。为此，对标准煤样利用伺服实验机进行单轴压缩实验，得到煤体的应力应变曲线(见图1)、塑性能变化率随时间变化曲线(见图2)以及塑性能变化率和电磁辐射脉冲数拟合曲线(见图3)。
图1 塑性能变化率随时间变化曲线
Fig.1 Relationship between plastic energy change rate and time
图2 煤样电磁辐射信号脉冲数变化
Fig.2 Relationship between EMR pulse number and time
图3 某矿EME脉冲数与塑性能变化率的关系
Fig.3 Relationship between EMR pulse number and plastic energy change rate
从图1可以看出，塑性能变化率在加载初期出现较大增加，然后，减小或者为0，并出现一段较平缓的增加区域。当煤体临近破坏时，又大幅度增加，这与煤体受载时电磁辐射信号的变化规律完全一致(见图2)。由图3可知，在岩体破裂过程中塑性能变化率与产生的电磁辐射的信号呈正相关关系，即
从式(18)可以看出，电磁辐射脉冲数不但与岩体的损伤速率、应变和应变率有关，而且与岩体的弹性模量呈正相关关系。这就解释了对于同种材料，弹性模量大的，其电磁辐射信号就强的原因。
3 现场应用
开采煤层为孔庄矿7339工作面7号煤层，该煤层厚度平均为4.5 m，煤层倾角平均为25?，采深为-698.1~ -778.3 m。煤层伪顶是厚度为0.7 m黑色泥岩，直接顶是厚度为2.5 m深灰色砂质泥岩，节理裂隙发育，易冒落；老顶是厚度为8.0 m的粉砂岩和中砂岩。底板是厚度为1.4 m的灰黑色砂质泥岩。该工作面位于7337水采工作面下方，2个工作面间护巷煤柱呈不规则倒台阶状，宽度为6~30 m；工作面走向长度为815 m，倾向长度为136 m，采用走向沿长壁、轻型综采放顶煤采煤法。采用全部垮落法处理采空区。
该工作面在回采时，冲击地压造成的危险性较大。根据对该工作面煤体煤样浸水实验，孔庄矿7号煤体的物理力学性质与煤体中的含水量有密切关系，当煤体的含水率从1.5%变化至5.5%时，煤体的弹性模量从6.1 Gpa降低到3.91 GPa，下降35.9%。煤体的弹性模量与其含水率呈负指数关系，见图4。弹性模量降低使煤体的应力集中程度降低，从而导致裂纹尖端拉应力降低。为此，采用护巷煤柱注水方案对孔庄矿7339工作面材料道冲击地压进行防治。在超前工作面煤壁100 m之内，在7339工作面回风顺槽每间隔10 m在护巷煤柱打1个注水孔，孔垂直巷道，顺层布置于巷帮中部，注水孔深15 m，孔径均为65 mm，封孔均封在破裂带以外，注水压力为8~13 MPa、高压注水时间不小于30 h，30 h后可改为静压注水。
图4 煤体含水率与煤体弹性模量关系曲线
Fig.4 Relationship between moisture content and elastic modulus of coal
图5 2005—03—22工作面7339材料道电磁辐射规律
Fig.5 Radiation law of electromagnetic in roadway of 7339 face on March 22, 2005
图6 2005—04—28工作面7339材料道电磁辐射规律
Fig.6 Radiation law of electromagnetic in roadway of 7339 face on April 28, 2005
从图5可以看出，在2005—03—22，未采取措施时煤体电磁辐射非常强，说明煤体处于一个较高应力状态，煤体积储能量多，煤体容易发生冲击地压(电磁辐射监测冲击地压的机理见文献[6])。
采取该措施后，于2005—04—28所测得的电磁辐射规律见图6。可以看出，电磁辐射的幅值维持在一个较小值，此时，煤体变形处于稳定低应力状态。煤体的应力集中程度较低，说明2005—04下旬的煤层注水效果非常显著。
4 结 论
a. 煤体内部裂纹由于拉应力过大而失稳扩展是导致冲击地压发生的根本原因。
b. 煤岩体的弹性能衰减度与其弹性模量呈正比，
当受载煤岩体应变为
时，弹性能衰减度取得最大值
；当弹性能衰减度达到
临界值时，冲击地压就容易发生。因此，可以通过实验方法确定弹性能衰减度临界值，以此来评价现场冲击地压的危险性。
c. 煤岩体塑性能变化率与煤岩体破坏过程中电磁辐射脉冲数呈0.168的比例关系。
d. 降低煤体裂纹尖端拉应力和弹性模量是防治冲击地压的有效途径，煤层注水可以显著降低煤体弹性模量和裂纹的拉应力。
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收稿日期：2008-08-10；修回日期：2008-11-15
基金项目：国家自然科学基金资助项目(50074030)；国家自然科学基金重大资助项目(50490270)
通信作者：姚精明(1979-)，男，四川广安人，博士，从事冲击地压和巷道支护的研究；电话：13883423368；E-mail: yao_jing_ming@qq.com
