綜采采場頂板結構模型及“支架-圍巖”關系研究

吳士良，劉思利，佟金婉，王建行，史晨昊，趙吉玉

(山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590)

?

綜采采場頂板結構模型及“支架-圍巖”關系研究

吳士良，劉思利，佟金婉，王建行，史晨昊，趙吉玉

(山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590)

摘要：以綜采采場上覆巖層運動規(guī)律為核心，運用“傳遞巖梁”理論對采場頂板運動參數(shù)進行預計算，建立了采場頂板結構模型，詳細分析了支架在“給定變形”和“限定變形”兩種工作狀態(tài)下支護強度和活柱縮量的計算確定方法。研究結果表明：直接頂由多分層組成時，具有不同運動組合特性的各分層垮落步距不同。將對采場礦壓顯現(xiàn)有明顯影響的基本頂巖梁分為“單一巖梁”和“雙巖梁”結構。采場頂板控制設計中對直接頂采用“給定載荷”的工作方式，根據(jù)不同的控頂要求對基本頂采用“給定變形”或“限定變形”的工作方式。在基本頂“雙巖梁”結構下，既要防止下位巖梁運動時的切頂、活柱縮量超限等威脅，又要防止上位巖梁來壓時對采場的動壓沖擊。

關鍵詞：綜采采場；傳遞巖梁；頂板結構模型；支架-圍巖關系

長期以來，煤礦頂板事故多發(fā)，嚴重影響煤礦安全高效生產。因此，頂板控制一直是采礦科學領域研究的核心問題之一[1-2]。定量的頂板控制設計要求用具體數(shù)據(jù)來表達上覆巖層運動規(guī)律。由于采場圍巖條件的復雜性，支架與圍巖相互關系是多種多樣的[3]。因此，需要根據(jù)具體的采場條件對頂板巖層運動參數(shù)進行計算，為頂板控制設計提供基礎數(shù)據(jù)。采場“支架-圍巖”關系是研究采場頂板運動規(guī)律的關鍵，是頂板控制理論選擇和指導工作面支架選型的依據(jù)[4-5]。目前，國內外學者已經對采場礦壓理論進行了大量的研究工作，研究方法是多樣性、綜合性的，理論分析、數(shù)值模擬、相似模擬和現(xiàn)場實測等方法得到普遍應用。最具代表性的礦壓理論為錢鳴高院士提出的“砌體梁”結構模型和宋振騏院士提出的“傳遞巖梁”結構模型。“砌體梁”理論研究了支架工作狀態(tài)與控頂效果的關系，認為支架無法改變基本頂?shù)幕剞D變形，基本頂始終處于“給定變形”狀態(tài)[6-8]；“傳遞巖梁”理論分析了工作面頂板運動規(guī)律，認為支架對基本頂位態(tài)控制存在“給定變形”和“限定變形”兩種工作狀態(tài)[9-10]。本文主要運用“傳遞巖梁”理論對綜采采場頂板運動參數(shù)進行預計算，構建清晰、量化的頂板結構模型[11]，針對不同控頂要求，利用“位態(tài)方程”對基本頂“單一巖梁”或“雙巖梁”結構進行“給定變形”或“限定變形”的控制設計，以達到采場具有合理的支護強度和活柱下縮量不超限的要求。

1綜采采場頂板運動參數(shù)及頂板結構模型

對采場礦壓顯現(xiàn)有明顯影響的巖層范圍是有限的、可知的、可變化的和可控制的[12]。實踐證明，對采場礦壓顯現(xiàn)有明顯影響的巖層包括“直接頂”和“基本頂”兩部分[13]。因此，針對某一具體采場而言，掌握直接頂和基本頂?shù)倪\動規(guī)律，是正確進行頂板控制設計的前提。

1.1直接頂運動參數(shù)

直接頂運動參數(shù)主要包括：直接頂厚度及其巖性、初次垮落步距、周期垮落步距及正常推進階段直接頂懸頂距和懸頂系數(shù)等。

1.1.1直接頂厚度

1) 理論確定

(1)

其中：Mi—巖層厚度；h—開采厚度；KA—巖層碎脹系數(shù)。

2) 實測確定

(2)

1.1.2直接頂初次垮落步距

1) 直接頂由單一巖層組成(圖1(a))。當直接頂由單一巖層組成時，其初次垮落步距為

(3)

其中：L0Z—直接頂初次垮落步距；[σt]—直接頂巖層抗拉強度。

2) 直接頂由多個分層組成(圖1(b))。當直接頂由多個分層組成時，需判斷組成直接頂?shù)母鞣謱舆\動組合關系，計算出具有不同運動特性的各分層垮落步距[14]。

相鄰巖層同時運動，則

(4)

相鄰巖層分開運動，則

(5)

其中：ES—下位巖層彈性模量；EC—上位巖層彈性模量；MS—下位巖層厚度(硬巖層)；MC—上位巖層厚度(軟巖層)。

假設直接頂由M1、M2、M3和M4四個分層組成。其中M1和M2同時運動，M3和M4同時運動。則直接頂初次垮落時，呈分層垮落特性，其初次垮落步距分別為：

(6)

(7)

圖1　直接頂初次垮落示意圖

1.1.3直接頂周期垮落步距

直接頂周期垮落步距按懸臂梁計算：

(8)

其中：LZ—直接頂周期垮落步距。

1.1.4直接頂懸頂系數(shù)

就直接頂重量而言，如果其懸頂距為0，則其巖重全部作用在支架上；如果懸頂距大于0，此時支架切頂線后方的直接頂巖重將會以力矩形式作用在控頂區(qū)內支架上，其作用力大于直接頂自身巖重。直接頂懸頂系數(shù)[9]計算公式為：

(9)

其中：LS—直接頂懸頂距；LK—工作面控頂距；S0—煤壁距支架合力作用點距離。

1.2基本頂運動參數(shù)

基本頂運動參數(shù)主要包括：基本頂厚度、初次來壓步距和周期來壓步距，其中來壓步距是最重要的參數(shù)。

1.2.1基本頂厚度

1) 理論確定

相鄰巖層同時運動(構成同一巖梁)，則滿足式(4)；相鄰巖層分別運動(構成不同巖梁)，則滿足式(5)。

2) 實測確定

基本頂為“單一巖梁”結構，支架承載值與推進步距間呈單一周期波動曲線(圖2(a))；基本頂為“雙巖梁”結構，支架承載值與推進步距間呈大小周期波動曲線(圖2(b))，小幅波動代表下位巖梁斷裂來壓，大幅波動代表上位巖梁斷裂來壓。

1.2.2基本頂初次來壓步距

1) 基本頂由“單一巖梁”構成，且上覆無軟巖層(圖3(a))。此時基本頂初次來壓步距為

(10)

2) 基本頂由“單一巖梁”構成，且上覆有軟巖層(圖3(b))。此時基本頂初次來壓步距為

(11)

其中：C0—基本頂初次來壓步距；ME—基本頂厚度；MC—軟巖層厚度；[σt]—基本頂巖層抗拉強度；γE—基本頂巖層容重。

圖2　基本頂不同巖梁結構礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

圖3　基本頂“單一巖梁”結構

3) 基本頂由“雙巖梁”構成。其組合可能有“下位巖梁-上位巖梁”、“下位巖梁-軟巖層-上位巖梁”、“下位巖梁-上位巖梁-軟巖層”和“下位巖梁-軟巖層-上位巖梁-軟巖層”四種類型，如圖4所示。根據(jù)巖梁上有無軟巖層作用，分別計算上、下位巖梁的初次來壓步距。

圖4　基本頂“雙巖梁”結構組圖

1.2.3基本頂周期來壓步距

基本頂初次來壓結束后，基本頂巖梁可近似看成是懸臂梁。

1) 基本頂巖梁上無軟巖層，該巖梁的周期來壓步距為

(12)

2) 基本頂巖梁上有軟巖層，該巖梁的周期來壓步距為[15]：

(13)

1.3綜采采場頂板結構模型

頂板運動是采場礦壓產生的根源。因此，摸清頂板運動規(guī)律是制定采場礦壓控制技術的依據(jù)，也是采場支架合理工作阻力確定的基礎工作，頂板結構模型是采場頂板運動規(guī)律的直觀量化表現(xiàn)。下位巖梁-上位巖梁型“雙巖梁”結構采場頂板結構模型如圖5所示。

圖5　“雙巖梁”結構頂板結構模型

2綜采采場“支架-圍巖”關系

采場“支架-圍巖”關系，包括支架對直接頂?shù)目刂品绞胶蛯卷數(shù)目刂品绞降葍蓚€部分。其中，對直接頂只能采取“給定載荷”的控制方式，對基本頂可以采取“給定變形”或“限定變形”的控制方式。

2.1直接頂初次垮落期間

直接頂初次垮落時，必須按照最危險狀態(tài)(直接頂沿煤壁處切斷)考慮，支架至少能承擔起直接頂初次垮落步距一半的重量。

(14)

其中：PT—支架工作阻力。

2.2基本頂初次來壓期間

(15)

(16)

其中：A—直接頂作用力；γZi—組成直接頂各分層的容重；MZi—組成直接頂各分層的厚度；fZi—組成直接頂各分層的懸頂系數(shù)；KT—巖重分配系數(shù)，受直接頂厚度與采高之比控制。

圖6　整體切斷頂板示意圖

對于可能整體切斷的巖層，由于頂板剪斷運動迅猛，采場將受到明顯的動壓沖擊。此時，如果支架阻力不足，極易發(fā)生頂板沿煤壁切下的重大冒頂事故(圖6)。為此，支架工作阻力應能防止頂板沿煤壁切斷，而把切斷線控制在控頂距之外。此時，支架支護強度和活柱下沉量應滿足[16]：

(17)

(18)

其中：γK—整體切斷巖層的容重；MK—整體切斷巖層的厚度；LK—整體切斷巖層的切斷步距；ε—支架活柱的額定縮量。

2.3基本頂周期來壓期間

2.3.1支架在“給定變形”狀態(tài)下工作

當支架在“給定變形”狀態(tài)下工作時，支架對頂板的運動不能起到阻止作用，來壓結束后，基本頂巖梁沉降至最終無阻礙沉降值ΔhA，采場頂板下沉量將達到最大值。

當基本頂巖梁運動使采場最大頂板下沉量較小時，應對基本頂巖梁采取“給定變形”的“讓壓”支護方案[17]。因為，采用此工作狀態(tài)，所需支架支護強度最小。如果基本頂巖梁運動結束時ΔhA比較大，若對巖梁運動不加限制，采場支架會因活柱縮量超限而被壓死；在這種情況下，應對巖梁運動采取“限定變形”的工作狀態(tài)，在既定支護強度下，使巖梁運動在采場的礦壓顯現(xiàn)不超過控頂要求的范圍。

此時，支架支護強度和活柱下沉量應滿足：

(19)

(20)

其中ΔhA為基本頂巖梁最終無阻礙沉降值。

2.3.2支架在“限定變形”狀態(tài)下工作

當支架在“限定變形”狀態(tài)下工作時，巖梁的位態(tài)受到支架工作阻力的限制，支架與頂板建立起力學平衡關系，來壓結束后，采場最終頂板下沉量為控制所要求的頂板下沉量Δhi。要保證頂板控制狀態(tài)良好，必須增大支架工作阻力，將Δhi控制在一個較小范圍內[18]。

這個世界的人情之美，拳拳心意，應該還有很好的“送魚帖”“送豆帖”“送瓜帖”……這些純美的心意書帖，寫在過往的時空，或在路上，即將抵達，將一個季節(jié)的耕種與生長，寫在純美的宣紙上。

此時，支架支護強度和活柱下沉量應滿足：

(21)

(22)

其中Δhi為控制所要求的頂板下沉量。

當采場存在“雙巖梁”結構，支架在“限定變形”狀態(tài)下工作時，除把采場最大頂板下沉量控制在允許縮量和工作空間要求的范圍內，還應使下位巖梁在上位高強度巖梁來壓前，在控制范圍內與上位高強度巖梁間不產生離層，防止動壓沖擊。

3實例分析

3.1基本頂“單一巖梁”控制設計

某綜采面煤層厚度2.0 m，直接頂為厚4.5 m的粉砂巖，基本頂為厚4.0 m的細砂巖，實測基本頂巖梁來壓步距12.0 m，來壓時無明顯動壓沖擊。

所以，利用實測參數(shù)建立位態(tài)方程

因此，支護強度0.47 MPa能夠滿足采場的控頂要求。

3.2基本頂“雙巖梁”控制設計

某礦綜采面厚度2.0 m，直接頂為厚4.5 m的頁巖和粉砂巖，初次垮落步距15.0 m左右。基本頂包括兩個巖梁，第二巖梁比較堅硬，來壓步距大，來壓時采場有明顯的動壓沖擊。工作面控頂距為5.2 m，支架最大活柱縮量為400 mm。實測相關參數(shù)見表1。

表1　實測基本頂巖梁運動參數(shù)

1) 直接頂初次垮落期間

需要考慮直接頂初次垮落時切頂威脅，為此：

2) 防止基本頂?shù)诙r梁初次來壓時動壓沖擊

減小第二巖梁初次來壓時動壓沖擊關鍵是，盡可能保證來壓前夕第一巖梁與第二巖梁在控頂區(qū)范圍內緊貼。為此：

第二巖梁初次來壓結束后頂板最大下沉量為：

由上述分析可知，初次來壓階段，支架支護強度為0.35 MPa時，最大活柱縮量為260 mm<ε=400 mm。因此，支架支護強度0.35 MPa，既能滿足防止動壓沖擊，又能保證活柱下縮量不超限的要求。

3) 防止基本頂?shù)诙r梁周期來壓時動壓沖擊

防止周期來壓時第二巖梁的動壓沖擊，同樣需保證來壓前夕第一巖梁與第二巖梁在控頂區(qū)范圍內緊貼。則

第二巖梁來壓結束時，相對于該支護強度下的最大頂板下沉量為：

此時，活柱縮量為495 mm，超過其允許限度400 mm。因此，必須提高支護強度，將頂板下沉量控制在ΔhT=ε=400 mm以內，此時：

因此，支護強度0.52 MPa既能保證初次來壓期間和周期來壓期間采場不受基本頂?shù)诙r梁的動壓沖擊，又能保證活柱縮量不超限的要求。

4結論

1) 構成采場直接頂?shù)母鞣謱娱g運動組合特性不同，則其垮落步距不同，直接頂呈分層垮落特點。

2) 構成采場基本頂分為“單一巖梁”和“雙巖梁”結構，根據(jù)巖梁上方有無軟巖層作用，分為“下位巖梁-上位巖梁”、“下位巖梁-軟巖層-上位巖梁”、“下位巖梁-上位巖梁-軟巖層”和“下位巖梁-軟巖層-上位巖梁-軟巖層”四種類型。

3) 根據(jù)采場控頂要求的不同，支架對基本頂巖梁采取“給定變形”或“限定變形”的工作方式。當采場上方存在高強度的上位巖梁時，必須采取“限定變形”的工作方式，減小動壓沖擊。

參考文獻：

[1]陳蘇社.特殊地質條件下綜采工作面頂板控制技術[J].煤炭科學技術,2014,42(2):124-128.

CHEN Sushe.Roof control technology of fully-mechanized coal mining face under special geological conditions[J].Coal Science and Technology,2014,42(2):124-128.

[2]楊敬軒，魯巖，劉長友，等.堅硬厚頂板條件下巖層破斷及工作面礦壓顯現(xiàn)特征分析[J].采礦與安全工程學報，2013，30(2):211-217.

YANG Jingxuan，LU Yan，LIU Changyou，et al.Analysis on the rock failure and strata behavior characteristics under the condition of hard and thick roof[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):211-217.

[3]高峰，錢鳴高，繆協(xié)興.采場支架工作阻力與頂板下沉量類雙曲線關系的探討[J].巖石力學與工程學報，1999，18(6)：658-662.GAO Feng,QIAN Minggao,MIAO Xiexing.Discussion on support working resistance and roof subsidence hyperbolic relationship[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1999,18(6):658-662.

[4]錢鳴高,何富連,王作棠,等.再論采場礦山壓力理論[J].中國礦業(yè)大學學報,1994,23(3):1-6.

QIAN Minggao，HE Fulian，WANG Zuotang，et al.A further discussion on the theory of the strata behaviors in longwall mining[J].Journal of China University of Mining & Technology,1994,23(3):1-6.

[5]萬峰,張洪清,韓振國.液壓支架初撐力與工作面礦壓顯現(xiàn)關系研究[J].煤炭科學技術,2011,39(6):18-20.

WAN Feng，ZHANG Hongqing，HAN Zhenguo.Study on relationship between initial support force of hydraulic powered support and mine strata pressure behavior of coal mining face[J].Coal Science and Technology,2011,39(6):18-20.

[6]錢鳴高,繆協(xié)興,何富連.采場“砌體梁”結構的關鍵塊分析[J].煤炭學報,1994,19(6):557-563.

QIAN Minggao,MIAO Xiexing,HE Fulian.Analysis of key blocks in the structure of “masonry beam”[J].Journal of China Coal Society,1994,19(6):557-563.

[7]錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2003:68-70.

[8]侯忠杰.對淺埋煤層“短砌體梁”、“臺階巖梁”結構與砌體梁理論的商榷[J].煤炭學報,2008,33(11):1201-1204.

HOU Zhongjie.Concept of both short voussoir beam and step beam in shallow seam and voussoir beam theory[J].Journal of China Coal Society,2008,33(11):1201-1204.

[9]宋振騏.實用礦山壓力控制[M].北京:中國礦業(yè)大學出版社,1988:75-76.

[10]盧國志，湯建泉，宋振騏.傳遞巖梁周期裂斷步距與周期來壓步距差異分析[J].巖土工程學報，2010，32(4)：538-541.

LU Guozhi,TANG Jianquan,SONG Zhenqi.Difference between cyclic fracturing and cyclic weighting interval of transferring rock beams[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2010,32(4):538-541.

[11]吳士良,劉思利.頂板結構模型法計算確定綜采面支架合理支護強度[J].山東科技大學學報(自然科學報),2015，34(6):40-44.WU Shiliang,LIU Sili.Roof structure model method to calculate and determine the reasonable supporting strength of fully mechanized coal mining face[J].Journal of Shandong University of Science and Technology(Natural Science),2015,34(6)：40-44.[12]尹增德.采動覆巖破壞特征及其應用研究[D].青島:山東科技大學,2007.

[13]文志杰,趙曉東,尹立明,等.大采高頂板控制模型及支架合理承載研究[J].采礦與安全工程學報,2010,27(2)：255-258.

WEN Zhijie,ZHAO Xiaodong,YIN Liming,et al.Study on mechanical model and reasonable working-condition parameters in mining stope with large mining height[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2010,27(2):255-258.

[14]文志杰,湯建泉,王洪彪.大采高采場力學模型及支架工作狀態(tài)研究[J].煤炭學報,2011,36(增1):42-46.

WEN Zhijie,TANG Jianquan,WANG Hongbiao.Study on mechanical model and hydraulic support working state in mining stope with large mining height[J].Journal of China Coal Society,2011,36(S1):42-46.

[15]姜福興.采煤工作面頂板控制設計及其專家系統(tǒng)[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2010:18-19.

[16]譚云亮.礦山壓力與巖層控制[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2008:52-53.

[17]姜福興,尹永明,朱權潔,等.基于微震監(jiān)測的千米深井厚煤層綜放面支架圍巖關系研究[J].采礦與安全工程學報，2014,31(2):167-174.

JIANG Fuxing,YIN Yongming,ZHU Quanjie,et al.Relationship between support and surrounding rock of fully mechanized caving face in thick coal seam of kilometer deep mine based on microseismic monitoring technology[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2):167-174.

[18]郭燾.綜采工作面合理支護強度確定[J].煤,2009,18(12):42-44.GUO Tao.Determination of reasonable supporting strength in fully mechanized coal mining face[J].Coal,2009,18(12)：42-44.

(責任編輯：呂海亮)

收稿日期：2015-11-24

作者簡介：吳士良(1964—),男,江蘇宜興人,教授,博士,主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究. 劉思利(1991—),男,山東濟寧人,碩士研究生,主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究，本文通信作者.E-mail: liusili300@163.com

中圖分類號：TD323

文獻標志碼：A

文章編號：1672-3767(2016)04-0044-08

Study on Roof Structure Model and Support-surrounding Rock Relationship at Fully-mechanized Coal Mining Face

WU Shiliang, LIU Sili, TONG Jinwan, WANG Jianhang, SHI Chenhao, ZHAO Jiyu

(College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China)

Abstract:With overlying strata movement law at fully-mechanized coal mining face as the core, the roof movement parameters were predicated and calculated by using the “transferring beam” theory and a roof structure model of fully-mechanized coal mining face was established to analyze the calculation method of support strength and shrinkage under the working conditions of “given deformation” and “l(fā)imited deformation”. The results show that when the immediate roof is composed of multiple layers, the caving step distances of layers with different movement characteristics are different. The main roof, which had obvious influence on the stope pressure, was divided into “single rock beam” structure and “double rock beam” structure. The “given load” working method was adopted in the roof control design of immediate roofs and methods of “given deformation” or “l(fā)imited deformation” were used in main roof according to different control requirements. In the main roof with “double rock beam” structure, threats such as the overrun of cutting and live column shrinkage during the movement of lower rock beam as well as the dynamic impact on the stope when pressure came to the upper rock beam had to be prevented.

Key words:fully-mechanized coal mining face; transferring beam; roof structure model; support-surrounding rock relationship