泉頭煤礦堅硬頂板大采高采場礦壓顯現規律研究

譚　毅，郭文兵

(1.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000 ；2.太原華潤煤業有限公司，山西 太原 030200)

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泉頭煤礦堅硬頂板大采高采場礦壓顯現規律研究

譚毅1,2，郭文兵1

(1.河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000 ；2.太原華潤煤業有限公司，山西 太原 030200)

[摘要]針對堅硬頂板大采高工作面頂板控制困難的問題，研究了工作面礦壓顯現規律。通過現場調研、力學分析建立了工作面上方堅硬頂板的“懸臂梁-砌體梁”結構的簡化模型。力學分析表明工作面礦壓顯現主要受懸臂梁的影響，高位砌體梁對回采空間礦壓顯現影響不大。通過材料力學的計算原理得到晉城泉頭煤礦15301工作面初次來壓步距為47.76m，周期來壓步距為19.43m。通過數值模擬得到工作面初次來壓步距約為42.35m，周期來壓步距約為17.28m，礦壓實測周期來壓步距平均16.19m。結果表明：理論計算和數值模擬結果與礦壓實測周期來壓步距接近，力學模型可以解釋該礦頂板破斷規律。

[關鍵詞]堅硬頂板；大采高；來壓步距；數值模擬

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.018

[引用格式]譚毅，郭文兵.泉頭煤礦堅硬頂板大采高采場礦壓顯現規律研究[J].煤礦開采，2015，20(5)：66-69.

近年來我國大采高采煤工藝發展迅速，采礦技術和裝備均已逐步成熟。由于大采高工作面開采空間大，開采擾動劇烈，加之煤層賦存條件復雜，因此對于不同開采條件下的大采高工作面其圍巖控制技術應當具體考慮。李化敏等通過對不連溝大采高綜放采場支架來壓規律的深入分析，得到了采場頂板懸臂梁結構和砌體梁結構交互存在的力學模型，并基于兩力學模型計算了支架阻力[1]。郭衛彬、劉長友等針對堅硬頂板大采高工作面壓架事故，采用數值模擬和力學分析的方法分析了采場頂板結構，并計算了相應情況下支架工作阻力[2]。弓培林通過現場礦壓顯現、物理實驗模擬和力學分析建立了3種不同直接頂板條件下的大采高采場力學模型，并給出了相應的支架阻力計算方法[3]。劉躍東等研究了特厚堅硬頂板超前爆破弱化的技術手段，采用該技術能夠緩和頂板礦壓顯現[4]。這些成果為堅硬頂板采場圍巖控制研究提供了理論和方法依據。但是由于不同礦井煤層埋藏條件的不同，采場圍巖運移規律的研究應基于對具體的地質條件的深入分析，進而探求相應的規律。

本文通過現場觀測和力學分析針對晉城泉頭煤礦建立了“懸臂梁-砌體梁”頂板力學結構，分析了懸臂梁和高位砌體梁各自對工作面礦壓顯現的影響；依據煤層頂板物理力學參數計算了堅硬頂板的來壓步距，采用RFPA軟件對工作面來壓情況進行數值模擬，對理論計算進行驗證；通過礦壓觀測，對力學解算和模擬的結果進行驗證。

1工作面賦存及回采情況

晉城泉頭煤礦15301工作面長150m，推進長度1150m。工作面開采15號煤層，結構簡單，賦存穩定，一般含1～2層夾矸。煤層厚度約5.1m，煤層傾角0～10°，堅固性系數介于2～3之間。

頂板為深灰黑色厚層K2石灰巖，厚度平均7.5m；底板為泥巖，厚度10.3～15.7，平均13.1m。

對工作面頂板石灰巖力學參數進行測定可知K2灰巖頂板抗壓強度為107.71MPa，抗拉強度為9.48MPa，彈性模量為34.58GPa,泊松比34.31。

15號煤層及頂底板各巖層巖性、厚度見表1。

表1　15號煤層及頂底板各巖層巖性及厚度

2堅硬頂板條件下采場結構力學分析

按經典的采場理論[5]分析可知，直接頂破壞后會一定程度碎脹，這部分垮落巖體將作為上覆巖梁結構在采空區的支承體。

圖1為“懸臂梁-砌體梁”結構的簡化力學模型。

圖1　采場頂板巖梁“懸臂梁-砌體梁”結構力學模型

如圖1所示，由于大采高采場開采空間大，因此回采過后采空區自由空間也較大。當頂板為堅硬石灰巖時，頂板巖層破斷后塊度較大。大塊度的巖塊冒落后碎脹系數小，難以形成足夠高度的破碎巖塊堆。因此，堅硬頂板破斷后很難形成穩定的鉸接結構。現有研究表明[2，5-8]，堅硬頂板上覆巖層仍然會在更高層位形成結構，但是由于堅硬頂板“懸臂梁”的自承能力及巖層破斷角的原因，結構會出現在采空區上方。但是由于上覆巖層結構距離工作面較遠，對采場支護體系的影響較小。而鄰近工作面的堅硬頂板巖層抗拉強度大、堅硬巖層層厚大，容易在支架上方形成“懸臂梁”結構，懸臂結構的破斷、回轉會對采場支護體形成大的影響。

建立如圖1所示模型后，通過材料力學的計算原理容易得到工作面礦壓顯現的各種參數。

煤層上方堅硬巖層形成的“懸臂梁”結構對其上方軟弱的泥巖進行控制；“砌體梁”結構對其上方巖層進行控制并傳遞一部分載荷給下方的泥巖。泥巖一定程度的壓縮、變形，緩和了上覆巖層的載荷的傳遞。

3工作面來壓步距計算

3.1　工作面頂板載荷計算

在斷裂步距計算以前，需計算各段巖層的載荷q。分析表明，由于K4灰巖較為堅硬、能夠形成結構，不會成為堅硬頂板破斷時的隨動層，故不考慮該巖層對“懸臂梁”的載荷作用，只計算K2灰巖上方軟弱泥巖及其自身的載荷作用[9-10]。則：

q=γ1h1+γ2h2=26.5×10+27×7.5=467.5(kN/m2)

式中，γ1為K2石灰巖容重；γ2為泥巖容重；h1為K2石灰巖厚度；h2為泥巖厚度。

3.2　堅硬頂板初次來壓步距

初次來壓步距的計算可按兩端固支梁受均布載荷斷裂長度考慮，載荷值為q，則頂板初次來壓步距L0為：

式中，σt為K2石灰巖抗拉強度。

3.3　堅硬頂板周期來壓步距

當采場上方頂板之上覆蓋有較厚的軟弱泥巖巖層時，可視作均布載荷作用在頂板巖梁上，如圖2所示。

圖2　采場頂板巖梁均布載荷懸臂梁力學模型

由于此時采空區冒落矸石高度較小，難以形成頂板鉸接結構，頂板巖梁可按懸臂梁考慮，載荷值為q，其極限跨距Lz為：

忽略次要因素，此時頂板破斷的極限跨距可近似為頂板巖梁的周期來壓步距。

根據前述公式，周期來壓步距計算如下：

4采場頂板巖梁礦壓顯現規律數值模擬分析

本次數值模擬采用RFPA 軟件，該軟件考慮了巖石的非均勻性，將巖石材料的不均質性參數引入到計算單元；單元是線彈-脆性或彈-塑性的，單元的彈模和強度等其他參數服從Weibull 分布；破壞單元不具備抗拉能力，但是具備一定的抗壓能力，并且破壞單元的力學特性變化是不可逆的；假設巖石是各向同性體[9]。

對每個模型計算10次，減小計算機運行時產生的隨機性對模擬結果的影響。模型尺寸為140m×20m，劃分700×100網格，每步回采0.63m，數值模型的物理力學參數按煤礦現場取芯實驗室測定的參數，模型采用平面應變分析。

4.1　采場初次來壓規律模擬

由圖3可見，回采距離達到42.35m時，頂板發生拉伸破壞，出現明顯的破斷裂隙，破斷裂隙位置在回采空間兩端。可以看出，這一階段頂板巖梁的下沉量較小。回采距離達到45.36m時，破斷后頂板回轉、垮落。分析可知，由于大采高開采空間較大、堅硬頂板破斷后碎脹系數小，頂板很難形成“三鉸拱”結構。而煤層上方堅硬頂板垮落后，上覆軟弱的泥巖破壞、冒落，當冒落矸石達到一定高度時會在K4灰巖處形成“砌體梁”結構。

圖3　采場頂板巖梁初次來壓模擬

數值模擬可知，初次來壓步距約為42.35m，與理論計算有一定的差別，這主要是因為數值模擬加載層沒有隨堅硬頂板同步變形，且數值模擬中考慮了煤巖體的非均勻性，而理論計算時，未考慮煤巖體的非均勻性。

4.2　工作面周期來壓數值模擬

由圖4可見，回采距離達到15.89m時，頂板彎曲下沉量變大，“懸臂梁”頂板彎曲下沉，在工作面前方煤壁內發生局部破壞。

圖4　采場頂板巖梁周期來壓過程

回采距離達到17.28m時，頂板彎曲下沉量增大，在煤壁上方頂板發生全面斷裂。堅硬頂板回轉、垮落，沒有形成鉸接結構。堅硬頂板垮落后，最終K4灰巖層位會形成“砌體梁”結構，“砌體梁”結構對工作面支護影響不大。

由模擬的圖4可知，采場頂板巖梁周期來壓步距約為17.28m，與力學模型中計算結果19.43m相近，說明力學模型建立合理。理論計算未考慮巖體的各向異性，是造成結果存在較小差異的主要原因。

5采場頂板巖梁礦壓顯現規律現場實測

沿工作面方向選取6架支架進行礦壓觀測，共3組測線，每條測線取2架支架以消除隨機誤差，工作面測線布置如圖5所示。

圖5　現場觀測支架選取位置

對現場液壓支架實際觀測數據進行整理，得到工作面推進76m左右工作面各測線支架時間加權

圖6　采場上部支架時間加權平均工作阻力

圖7　采場中部支架時間加權平均工作阻力

圖8　采場下部支架時間加權平均工作阻力

平均工作阻力如圖6，7，8所示。

對比圖6，7，8可知，各組支架顯現的周期來壓步距不一致，呈現分區域來壓。分析研究現場數據可知，各測線的周期來壓步距不完全相同，大致在5.62～24.35m之間。對各測線測定取均值，均值在13.4～19.02m之間，平均16.19m。各測線所對應支架的動載系數不完全相同，平均動載系數大致在1.25～1.43之間，平均為1.33。結合現場實際觀察可知，這種差異是由于周期來壓步距隨頂板的地質構造、工作面的推進速度、頂板巖性及現場管理等因素變化而造成的。

6結論

(1)大采高采場采空區自由空間較大，堅硬石灰巖頂板垮落后碎脹系數小，難以形成足夠高度的破碎巖塊堆，導致堅硬頂板在采空區垮落很難在采場附近的堅硬頂板形成“砌體梁”結構。堅硬頂板垮落后會在更高層位形成“砌體梁”結構， “砌體梁”結構對采場支護影響較小。工作面礦壓

顯現主要受懸臂梁的影響，高位砌體梁對回采空間礦壓顯現影響不大。

(2)通過現場調研、力學分析建立了工作面上方堅硬頂板的“懸臂梁-砌體梁”結構的簡化模型。通過建立力學模型、材料力學的計算原理可以得到晉城泉頭煤礦15301工作面采場頂板巖梁初次來壓步距為47.76m，周期來壓步距為19.43m。

(3)通過模擬得到采場頂板巖梁初次來壓步距約為42.35m，周期來壓步距約為17.28m，現場礦壓觀測采場頂板巖梁周期來壓步距均值為16.19m，結果相近。

[參考文獻]

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[責任編輯：潘俊鋒]

Underground Pressure Behavior of Large-mining-height Mining Field under Hard Roof in Quantou Colliery

TAN Yi1,2，GUO Wen-bing1

(1.Energy Science & Engineering School，Henan Polytechnic University，Jiaozuo 454000，China； 2.Taiyuan Huarun Coal Co.，Ltd.,Taiyuan 030200，China)

Abstract：In order to solve the difficult problem of hard roof control in large-mining-height mining face，a simplified “cantilever beam-voussoir beam” structure model of hard roof was set up with mechanics theory.Mechanics analysis showed that underground pressure behavior was mainly influenced by cantilever beam.Based on material mechanics，the first roof weighting pace of 15301 mining face was obtained to be 47.76m，and periodical weighting pace was about 19.43m. Through the numerical simulation,the first roof weighting pace of the mining face was about 42.35m,and periodical weighting pace was about 17.28m,periodical weighting pace of measurement was 16.19m.Theoretical calculation and numerical simulation results were near observation data which showed that the mechanics model could explain roof breakage rule of the mine.

Keywords：hard roof；large mining height；roof weighting pace；numerical simulation

[作者簡介]譚毅 (1985-)，男， 四川遂寧人，博士研究生，研究方向為礦山壓力與巖層控制。

[基金項目]國家自然科學基金資助項目(51374092)

[收稿日期]2015-03-11

[中圖分類號]TD326

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2015)05-0066-04