永華一礦采場礦壓理論研究與應用

張 飛 劉小超 李俊峰 張正武 劉德峰 張 衡

(1.內蒙古科技大學 礦業工程學院;2.河南煤業化工集團焦煤公司趙固二礦;3.山西煤炭進出口集團蒲縣萬家莊煤業有限公司)

礦山巖體的原巖應力在礦體被開采以前是一直處于平衡狀態的。當礦體開采打破了原巖應力的原始平衡狀態時，就會致使巖體的應力得到重新分布，最終達到一種新的平衡狀態。在這種礦體開采的影響下，會造成礦巖壓力顯現現象。這些礦巖壓力現象的原因主要是由于回采工作面前后支撐壓力的變化、老頂的初次來壓、老頂的周期來壓所造成的［1］。因此，對于采場礦壓的理論研究是有必要的。本研究以永華一礦2106工作面為例，通過理論計算和現場觀測對比分析，得出采場礦壓的理論計算用以指導生產。

1 采場礦壓的理論分析

1.1 回采工作面的支撐壓力分析［2-3］

隨著向深部發展，巖體由采掘后的二向應力狀態逐漸轉變為三向應力狀態。如果巷道的兩側是松軟的巖層，如頁巖、煤等，在這樣的壓力作用下就有可能發生破壞。這里以圓形巷道來研究分析巷道兩側的支撐壓力，即分析回采工作面前后的支撐壓力狀況。

極限平衡區內的靜力平衡方程為

極限平衡條件為

式中，m為極限平衡區內的切向應力，n為極限平衡區內的徑向應力，C為巖體的黏聚力，φ為巖體的內摩擦角，r為所研究極限平衡區的半徑。

把(2)式代入(1)式積分整理，得

式中，r1為圓形巷道半徑。

根據式(3)，可將煤壁受力區分為增壓區和減壓區，增壓區即是通常說的支撐壓力區［4］?？芍?，支撐壓力區的邊界一般可以取高于原巖應力的5%處作為分界處。具體的支撐壓力的分區情況如圖1所示。

圖1 支撐壓力分布

1.2 老頂的初次來壓步距［5-6］

當老頂懸露達到極限跨距時，老頂會發生變形失穩，從而導致頂板的急劇下沉，工作面支架呈現受力普遍加大的現象，即為老頂的初次來壓，從開切眼到初次來壓時工作面推進的距離為初次來壓步距。因此，掌握老頂的初次來壓步距，對采場頂板來壓的預測預報，對生產的安全指導具有重要的作用。

老頂的初次來壓步距可以通過把工作面和采空區上方的頂板視為懸臂梁來計算。假設懸臂梁的兩端是固定的，設梁的寬度為單位寬度，則梁內任意一點的正應力為

式中，M為梁的彎矩，h為斷面的長，y為任意一點到中心線的距離。

根據固定梁的計算可知，最大的彎矩出現在梁的兩端處:

此處的最大拉應力為

當σmax達到該處的抗拉極限σt時，在該處的巖層會被拉裂。因此，梁斷裂時的極限跨距為

式中，q為老頂上載荷。多層老頂上載荷qn的巖層載荷計算圖如圖2所示。

圖2 巖層載荷計算圖

老頂所受載荷的計算式為

式中，hi為第i巖層的厚度;Ei第i巖層的彈性模量。

由于剪切應力形成的極限跨距比拉應力形成的極限跨距大得多，所以關于剪應力所形成的極限跨距就不考慮了。

1.3 老頂的周期來壓步距

隨著工作面的推進，在老頂初次來壓以后，裂隙帶巖層形成的結構將始終經歷穩定、失穩、再穩定的階段周期性變化［7-8］。由于裂隙帶巖層周期性失穩而引起的頂板來壓現象，如頂板下沉速度急劇增加、支柱所承受的載荷普遍增加等稱之為周期來壓。兩次周期來壓之間工作面推進的距離稱之為老頂的周期來壓步距。

老頂的周期來壓步距是通過老頂的懸臂式折斷來確定的。計算原理同上，則老頂的周期來壓步距為

2 工程實例

2.1 2106工作面的地質概況

永華一礦2106工作面位于－365 m水平西翼軌道運輸大巷以南、21采區軌道上山西翼。西部為西薛村村莊保護煤柱，東部與2105工作面相鄰，南部為2104工作面、北部為2108采煤工作面(均未開采)。本面開采二疊系山西組二1煤層，二1煤呈半亮型，黑色、灰黑色粉狀，似金屬光澤。煤層較穩定。煤層走向近東西，傾向北;煤層為緩傾斜煤層，傾角為15°～20°，平均傾角17°。煤層結構簡單，局部含夾矸，厚度在0.1～0.4 m之間。煤層受滑動構造影響，組織疏松，強度低，普氏硬度系數小于0.3，回采時煤層易冒落、片幫。根據2106巖石巷實際揭露巖層情況和現有鉆孔資料分析，2106工作面煤層穩定，但局部有褶曲等構造，煤厚在2.7～5.2 m，平均煤厚3.6 m。對該工作面的基本頂、直接頂、偽頂的巖石進行鉆孔取樣，隨后在對其進行室內試驗，并通過Hoek－Brown準則［9］將室內測出的巖石物理參數轉變為巖體力學參數。煤層頂板的巖體力學參數如表1所示。

表1 巖體力學參數

2.2 老頂的初次來壓和周期來壓步距的理論計算

(1)老頂巖層梁所受的載荷。第1層本身的載荷

第2層本身的載荷

第3層本身的載荷

由此可知，應考慮第2層對第1層的影響。第3層由于本身強度大、巖層厚，對第1層載荷不起作用。因此，第1層巖層所受載荷大為283 kPa。

(2)老頂初次來壓步距。

(3)老頂周期來壓步距。

3 試驗工作面的礦壓觀測

采用在綜放支架前、后立柱上安裝YHY60(B)礦用本安型數字壓力計，可實現24 h連續自動記錄支柱壓力。沿工作面設上、中、下3個測站，共12個分機，分別安放在2、9、10、29、30、49、50、69、70、89、90、103支架上，分別對應1～12號分機。12臺分機同時工作，24 h不間斷觀測，每隔2～3 d有專人進行數據采集并檢查儀器是否工作正常，采集器為FCH2G/1礦用本安型手持采集器。礦壓觀測設備原理如圖3所示。

本次礦壓觀測從2011年10月10日至2011年12月10日，期間共推進72.7 m。從12個分機進行記錄分析。選擇對3個測站的1、6、12號分機采集的數據進行分析。

圖3 綜采支架工作阻力連續記錄儀

(1)2號支架位于工作面下端頭，基本頂初次來壓步距為28.2 m，周期來壓步距為8.4～11.4 m，平均為9.9 m;50號支架位于工作面中部，基本頂初次來壓步距為33.2 m，周期來壓步距為8.4～13.2 m，平均為12.1 m，103號支架位于工作面上端頭，初次來壓步距為31.4 m，周期來壓步距為8.6～13.5 m，平均為11 m。采場工作面的初次來壓步距平均約為31 m，周期來壓步距平均為11 m。

(2)在基本頂初次來壓期間，工作面下端頭最大加權工作阻力為3076.5 kN/架，平均加權工作阻力為2 419 kN/架，占額定工作阻力的76%，動壓系數為1.1;工作面中部最大加權工作阻力為3 498.19 kN/架，平均加權工作阻力為3 101 kN/架，占額定工作阻力的97%，動壓系數為1.26;工作面上端頭最大加權工作阻力為3 030.21 kN/架，平均加權工作阻力為2 521.62 kN/架，占額定工作阻力的79%，動壓系數為1.45。以上表明，老頂的來壓強度雖然不是很大，動壓系數在1.1～1.45之間，但是在來壓時支架的工作阻力都增大［10］。

從工作面的上端頭、中部、下端頭支架上的工作阻力數據可以看出，實際的支撐壓力的分布情況符合支撐壓力的分區，即在采場前方或巷道兩側出現了增壓區，在采場和巷道上部出現了減壓區;老頂的來壓步距的理論計算值和現場的實際觀測值相差不是很大，所以老頂的來壓步距的理論計算能夠指導采場工作面的安全生產。

4 結論

(1)采場的支撐壓力、老頂的初次來壓、老頂的周期來壓現象是由于礦山的開采造成的，是造成礦山壓力顯現的主要因素，如造成頂板下沉、支柱變形與折損、局部冒頂、工作面頂板沿煤壁切落(或稱大面積冒頂)等，因此，能夠對其進行理論計算，并作出提前預警，可以達到安全生產的要求。

(2)以永華一礦2106工作面為工程實例，通過室內試驗測出煤層頂板的物理力學參數，通過Hoek－Brown準則對其進行轉化得到巖體力學參數，并對來壓步距進行理論計算;同時對該工作面進行現場觀測，并對觀測結果進行分析。最終對比分析得出，來壓步距理論計算值和現場觀測結果相差不是很大，說明理論計算能夠為煤礦的安全生產提供一個理論參考，能夠指導生產的安全進行。

［1］ 錢鳴高，繆協興.采場礦壓理論研究的新發展［J］.礦山壓力與頂板管理，1996(2):17-20.

［2］ 錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制［M］.徐州:中國礦業大學出版社，2003.

［3］ 賈喜榮.礦山巖層力學［M］.北京:煤炭工業出版社，1997.

［4］ 徐永圻.煤礦開采學［M］.徐州:中國礦業大學出版社，1999.

［5］ 錢鳴高.采場礦山壓力與控制［M］.北京:煤炭工業出版社，1983.

［6］ 繆協興.采場基本頂初次來壓時的穩定性分析［J］.中國礦業大學學報，1989(3):88-92.

［7］ 陳炎光，錢鳴高.中國煤礦采場圍巖控制［M］.徐州:中國礦業大學出版社，1994.

［8］ 布雷斯B H G，布朗E T.地下采礦巖石力學［M］.馮樹仁，等，譯.北京:煤炭工業出版社，1990.

［9］ 張金團，楊學堂，易 武.Hoek－Brown準則m及s參數的確定方法.［J］.山西建筑，2007(9):30-31.

［10］ 楊群林.淺析支架阻力與圍巖活動的相互作用關系［J］.山東煤炭科技，2002(1):40-45.