深部礦井堅硬頂板切頂卸壓參數分析研究

蘇岳嶸

(山西朔州平魯區蘭花永勝煤業有限公司，山西 朔州 036900)

煤炭作為我國支柱性能源，歷經多年開采，淺部資源逐漸枯竭，并向深部轉移。深部開采條件下，綜放開采礦壓顯現劇烈，采場冒頂、支架活柱急劇下落等更加頻發，同時深部覆巖關鍵層大面積失穩，極易造成強烈的井下動力災害，嚴重影響礦井的安全高效生產[1-3]。

針對深部工作面開采礦壓顯現規律，眾多學者進行了深入研究。許姣[4]通過分析不同采高工作面超前支承應力分布和塑性區變化確定綜采工作面礦壓顯現規律，然后計算確定出合理的工作面支架，并進行數值模擬驗證；趙信強[5]針對大傾角特厚煤層條件，通過監測工作面支架工作阻力、初撐力、安全閥啟動、支架不保壓、不平衡率和周期來壓步距等對綜放面開采礦壓顯現規律進行研究；鄭玉春、郭洪濤等[6-7]分區監測回采工作面，在不同推進距離下，分析確定工作的周期來壓布局及來壓強度；李云飛等[8]利用“尤洛卡 KJ216”監測儀在正常回采期間和不連續回采期間工作面頂底板離層和工作面支架下沉量變化情況，確定礦壓顯現規律，為合理安排礦井生產，減少隱患提供依據；白雪斌[9]針對工作面回采中影響生產的大小周期來壓及強礦壓現象進行研究，通過監測確定初次來壓和周期來壓布局，大周期來壓和強礦壓步距，并利用相似模擬試驗，驗證覆巖破斷及關鍵塊失穩對工作面大小周期來壓及強礦壓的影響。

上述研究極大地豐富了工作面礦壓顯現的理論范疇，為實際操作提供了一定的方法，但主要通過監測方式確定礦壓顯現規律，對礦壓顯現，尤其是來壓內容的內在機理研究較少。本文以某礦5201工作面為實際背景，通過建立礦壓顯現模型，并進行實際監測，驗證模型合理性，為礦井的安全高效開采提供指導。

1 工程背景

1.1 工作面條件

5201工作面為采區首采面，位于3號煤層，煤層平均厚度5.6 m，煤層傾角2～5°，工作面地表標高+989～+1 150 m，煤層底板標高+376～+425 m，工作面走向長1 510 m.傾向長度300 m.5201工作面采用三巷布置，巷道掘進斷面4.6 m×3.4 m(寬×高)，凈斷面4.5 m×3.2 m.工作面采用傾斜長臂后退式綜放開采，全部垮落法管理頂板。

1.2 工作面巖性條件

覆巖主要屬于山西組，平均厚度57.28 m，主要由深灰色細粒砂巖、粉砂巖及灰黑色泥巖和煤層組成。其中，巷道直接頂為3.3 m厚的粉砂巖及泥巖，水平裂隙較為發育，含云母及植物化石碎片；基本頂為4.4 m厚的中粒砂巖，薄層狀，內含云母碎片；直接底為厚度0.67 m的泥巖，水平裂隙發育，內含植物化石碎片；基本底為厚度2.09 m的粉砂巖，波狀層理，于灰色薄層細粒砂巖互層。巷道巖性分布具體如圖1所示。

圖1 煤巖層分布圖

2 工作面礦壓規律分析

2.1 工作面覆巖運動特征分析

工作面開采過程中，巷道直接頂發生直接垮落，基本頂強度較高，暫時不會發生破壞，當工作面推進范圍繼續增大后，基本頂覆巖重量超過其極限破壞強度，基本頂發生破斷，形成初次來壓，此時基本頂將由傳統板結構轉換為兩端固支的梁結構，隨著工作面的持續推進，基本頂在覆巖載荷和自身重量作用下發生周期性破斷，破斷巖梁形成“一端固支一端簡支”的砌體梁結構，砌體梁結構失穩進一步造成基本頂巖梁結構失穩回轉，造成砌體梁結構周期性失穩。

在破壞形態上，上述過程具體表現為：基本頂在彎矩作用下首先形成O型破壞，隨著所受力矩轉移變化，在O型板內發生斷裂，裂隙發展貫通呈現X型破壞，當基本頂發生初次破斷后，在工作面形成初次來壓，初次來壓基本頂斷裂長度為初次來壓步距。隨著工作面推進范圍不斷增大，工作面基本頂呈現“O-X”周期性破斷，具體表現為：實體煤上方為關鍵塊A、巷道上方為巖塊B，采空區上方為關鍵塊C，具體如圖2所示。關鍵塊的周期性破斷在工作面表現為周期性來壓，相鄰兩關鍵塊C之間的距離為周期來壓步距。

圖2 覆巖結構破斷示意

2.2 工作面初次來壓步距分析

基于彈性力學，建立關鍵層固支梁模型[10-11]，具體如圖3所示，圖中上覆巖層作用域關鍵層的應力等價為均布荷載q，關鍵層厚度為h，長度為l，建立豎向直角坐標系。

圖3 關鍵層固支梁模型示意

基于圖3分析可確定如下應力表達式：

(1)

式中：A、B、C、D、E、F、G、H和K為待定常數；σx、σy和τxy分別為固支梁關于x軸和y軸及xy平面的正應力和剪切應力。

因σx和σy關于y軸對稱，τxy關于x軸原點對稱，且基于下屬邊界條件：

(2)

聯系式(1)和式(2)確定下述結果：

(3)

依據對稱原理可知，在梁中心處，剪應力為零，此時橫截面正應力達到最大值，為第一主應力，則梁未破斷條件下的最大跨距表達式為：

(4)

(5)

式中：[σ]為梁的極限應力值；n為安全系數。

依據工作面實際條件，確定h=4.4 m，n=1.5，[σ]=7.6 MPa.依據組合梁理論可計算均布荷載q=0.454 MPa，代入式(5)可計算基本頂極限跨距，即初次來壓步距Ls=29.13 m.

5201工作面長度300 m，基于上述理論分析可知，工作面初次來壓步距較大，則易造成工作面大面積懸頂，理論懸頂面積8 739 m3.當工作面懸頂垮落時，易在工作面內產生沖擊地壓，造成安全事故，因此礦井實際生產中需要注意及時強制放頂，降低懸頂面積，避免工作面次生災害的發生。

2.3 工作面周期來壓步距分析

結合圖2所示內容，工作面覆巖發生初次破斷后，隨著開采空間繼續增大，煤層采出，頂板垮落，覆巖發生周期性破斷，并在工作面上方形成類似于懸臂梁結構，巷道上方形成覆巖關鍵塊結構，其中懸臂梁受力結構模型具體如圖4所示。

圖4 關鍵層破斷懸臂梁模型示意

圖4中，模型左側為固支端，q為關鍵層覆巖等價均布荷載；h為懸臂梁厚度；l為懸臂梁長度；M為固定端等價力矩；TF和Td分別為固支端剪力和正壓力；e為懸臂梁發生破斷橫截面任意一點；T和Tf分別為e點橫向作用力和豎向作用力。

依據圖4可列式：

(6)

邊界條件有：

(7)

聯立式(6)和式(7)可得：

(8)

取梁第二次破斷截面中心為坐標原點，同時忽略關鍵層破斷后采空區矸石于頂板巖塊間的水平力，即T=0，則第二次破斷極限安全跨距，即周期來壓步距為：

(9)

(10)

代入礦井實際參數可得周期來壓步距為l=10.46 m.

基于5201工作面實際概況，工作面周期來壓平均10.46 m處于較為合理范圍，理論懸頂面積3 138 m3，礦井實際生產中，需要及時做好預防，即保障支架或支柱的良好工作狀態，尤其在兩側端頭處，避免周期來壓后關鍵塊B回轉失穩，造成巷道圍巖變形加劇。

3 工作面礦壓監測

為了驗證模型的合理性，對5201工作面進行礦壓監測，監測區分為上、中、下3個測區，每個測區監測5個支架，其中上部測區監測1～5號支架，中部測區監測6～10號支架，下部測區監測11～15號支架，監測布置具體如圖5所示。

圖5 礦壓監測布置示意

監測系統使用YHJ60監測儀，主要對工作面液壓支架的工作阻力、初撐力等工作狀態進行監測分析，進一步確定基本頂初次來壓和周期來壓等相關情況。通過對監測數據進行整理分析，制定如表1和表2所示3個測區工作面初次來壓步距和周期來壓步距。

表1 基本頂初次來壓步距數據

表2 基本頂周期來壓步距數據

分析表1和表2可知，工作面實際開采初次來壓變化比較平穩，基本處于28～30 m范圍內，且上中下采區變化不大，總體處于比較平穩的狀態，總平均值29.12 m，與模型計算29.13 m基本吻合。工作面周期來壓變化較大，變化范圍8～14 m，中部測區較上下兩測區較大，結合圖2，說明工作面兩端礦壓顯現較為劇烈，關鍵塊B的失穩對未回采區域基本頂有影響，周期來壓總平均值10.28 m，與模型計算值10.46 m相差不大。說明礦壓模型能夠較好地預測工作面礦壓顯現狀況。

4 結 語

1) 對工作面覆巖結構破斷規律進行分析，確定工作面初次來壓和周期來壓主要受覆巖基本頂“O-X”破斷影響。

2) 通過建立固支梁模型，進行工作面關鍵層初次破斷極限安全跨距分析計算，確定初次來壓步距為29.13 m.

3) 建立懸臂梁模型，進行工作面關鍵層周期性坡段極限安全跨距分析，確定周期來壓步距為10.46 m.

4) 通過巷道分區監測進行力學模型驗證，確定初次來壓平均值為29.12 m，周期來壓步距平均值為10.28 m，較好地驗證了模型的有效性。