大采高堅硬頂板工作面來壓特征分析

陳　凱，張昌鎖

（1.太原理工大學礦業工程學院，太原030024；2.神華包頭能源有限責任公司李家壕煤礦，內蒙古巴彥淖爾017000）

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大采高堅硬頂板工作面來壓特征分析

陳凱1，2，張昌鎖1

（1.太原理工大學礦業工程學院，太原030024；2.神華包頭能源有限責任公司李家壕煤礦，內蒙古巴彥淖爾017000）

摘要：通過理論計算及RFPA數值模擬得出關嶺山煤礦15202工作面頂板初次來壓步距。理論計算表明：工作面在推進過程中，頂板初次來壓步距為41.81 m；數值模擬表明：頂板初次來壓步距為36 m左右；力學分析表明：大塊度的作為直接頂關鍵層的堅硬頂板在破斷后并不是整體作用在支架上的，由于其長度較大，重心通常位于支架后方，導致破斷巖塊發生回轉運動。

關鍵詞：初次來壓；梁結構；巖層載荷；RFPA

堅硬頂板距離采場較近時會導致懸頂面積很大，大面積懸頂的突然冒落會帶來沖擊動壓、對井下設備和工作人員造成危害。近年來，國內外很多學者對于工作面堅硬頂板進行了大量、系統而深入的研究。宋振騏[1]教授的“傳遞巖梁結構”建立了有關支架與圍巖的位態方程，該理論為解決支護設計的定量化問題開辟了另一條途徑。錢鳴高[2]教授提出將基本頂巖層簡化成彈性懸露板模型，利用有關彈性懸臂板的力學特征對采場上覆巖層運動進行類比分析。賈喜榮[3]將頂板看做有彈性的薄板，并應用材料數學的知識對其求解，分析了頂板隨工作面推進時的應力規律和斷裂規律。許家林[4]通過對大采高綜采工作面的現場實測與分析，認為復合關鍵層斷裂是形成這種情況下工作面來壓的條件。但是，上覆巖層的邊界條件不同，單純的用梁理論不足以解釋所有的覆巖結構問題，層控制理論從傳統的梁式結構向板式結構過度，而且對大采高堅硬頂板特征研究并不多見，尤其由于采高加大,大采高工作面支架穩定性、煤壁片幫等研究并不完善。本文通過理論分析，數值模擬，現場觀測對工作面頂板運動規律進行了探討研究，為關嶺山煤業頂板管理提供了有力的依據。

1　工程概況

關嶺山煤礦現回采15202工作面，工作面長度180 m，推進長度1 042 m。15號煤頂板為石灰巖，厚度5.6 m～9.5 m，平均7.5 m。15號煤層及頂底板柱狀圖見圖1。

圖1　15號煤層及頂底板柱狀圖

2　堅硬頂板大采高工作面來壓特征分析

2.1初次來壓的力學模型

對工作面礦壓規律進行理論分析的關鍵是對其頂板巖層的整體和各分層之間的力的關系能夠有清晰的認識。頂板各巖層之間影響因素多，受力情況復雜，這其中影響較大的是頂板斷裂前后，其上巖層通過各級傳遞而產生作用的自重荷載。因此，對頂板上方的各層巖體的受力進行計算、分析成為了急需解決的問題。為計算方便，將采動巖層設定為厚度均一且受力均勻分布。計算載荷示意圖見圖2。

圖2　計算載荷示意圖

分析得出計算第1-n層受力公式為[2]：

式中：（qn）i為第1-n所受的力，kN；Ei為彈性模量，MPa；hi為各層巖石厚度，m；γi為體積力，kN/m3。

對于堅硬頂板而言，初次來壓可按兩端固支梁來計算其初次來壓步距，固定梁受力分析如圖3所示。

圖3　固定梁結果受力分析

由于固定梁兩端呈對稱結構，梁兩端的反力R1=R2，彎矩M1=M2，取∑Fy=0，則：

固定梁內任意截面I-I的彎矩為：

由材料力學知，梁內任意點的正應力σ為：

式（2）-（5）中：R1、R2為梁兩端的反作用力，kN；q為梁上的均布載荷，kN/m；L為梁的長度，m；M為該點所在截面的彎矩，kN·m；y為該點離所在截面中性軸的距離，m；Jz為對稱中性軸的斷面矩，m2。

當σmax=RT時，表明巖層在這一位置所受的正應力達到該巖層所能承受的最大抗拉強度，巖層會在此處發生破壞。為此，這種梁斷裂時的極限跨距為：

式中：L為極限跨距，m；h為巖梁厚度，m；RT為巖梁的巖體抗拉強度，MPa；q為巖梁及其上覆巖體的均布載荷，MPa。

2.2初次來壓步距計算

通過計算可知，15號煤層頂板各段巖層自身載荷為：

q1=γ1h1=26.5×2.55=67.58 kN/m2；

q2=γ2h2=27×3.25=87.75 kN/m2；

q3=γ3h3=27.1×1.35=36.59 kN/m2；

q4=γ4h4=26.8×2.5=67 kN/m2.

將q1、q2、q3、q4代入式（7）中可知，第一段頂板初次斷裂步距L01，按“梁”計算，可知：

同理，第二至第四段的初次斷裂步距分布為：

綜上所述可知，15號煤層頂板初次來壓步距L04=41.81 m。

3　工作面來壓特征數值模擬分析

3.1數值模型

工作面來壓特征數值分析力學模型見圖4，每步回采0.63 m。

圖4　數值分析力學模型

3.2數值分析

圖5為頂板初次來壓過程數值模擬，可以看出，堅硬頂板是隨著工作面推進呈現逐漸破壞狀態。當推進22.68 m時，頂板未呈現變形，巖體具有較好的完整性；推進24 m左右時，頂板出現里層現象；推進27 m左右時，頂板出現斷裂，頂板受到下拉、上壓作用，裂隙向下發展；當推進28 m左右時，頂板巖層繼續破斷，裂隙逐漸向上發展；推進29 m左右時，堅硬頂板完全破斷，堅硬頂板的破斷導致其上方軟弱巖層也發生了破壞；工作面推進34 m左右時頂板巖層繼續破斷，破斷裂隙繼續發展，破斷裂隙貫通；工作面推進36 m左右時，堅硬頂板徹底破斷，并垮落在采空區，之前相互咬合的巖層徹底分離。堅硬懸臂梁頂板在煤壁上方破斷，工作面頂板下沉達到最大。

圖5　頂板初次來壓過程數值模擬

數值模擬可以看出，隨著工作面的推進，懸露頂板的長度增大，回采空間上方發生的巖層破斷是逐步發生的。當開采空間跨度接近或超過巖層的極限破斷跨距時，巖層會發生局部的破斷。工作面繼續推進，由于頂板懸跨距的加大巖層的破斷會沿著局部破斷裂隙繼續發育，最終整個裂隙貫通形成堅硬頂板的破斷。

4　15202工作面礦壓觀測

此次礦壓觀測共布置5條支架載荷測線，本文從中選取其中1條作為研究對象。測線布置見圖6。

整個觀測期間，采煤機割煤168.4刀，工作面前行107 m，取數據較好的5個支架數據，分別為2號架、26號架、48號架、70號架、94號架，其余支架數據作為參考。圖7為2號支架工作阻力實測圖，工作面來壓步距數據分析如表1所示。

圖6　觀測站（線、點）布置

圖7　工作面下部測線（2號）支架工作阻力實測圖

表1　下部測線周期來壓步距及強度數據

由表1可知，下部測線周期來壓步距9.25 m～24.35 m，平均15.02 m；影響范圍一般為0.63 m～5.68 m，平均2.14 m；來壓平均工作阻力一般分布在5 538.96 kN～6 179.02 kN之間，平均6 016.07 kN，是額定工作阻力（8 800 kN）的68.4%，最大6 449.81 kN，是額定工作阻力（8 800 kN）的73.3%；動載系數在1.23～1.75之間，平均1.43。

5　結論

1）通過理論分析和計算得到了堅硬頂板大采高工作面頂板的初次來壓步距為41.81m，通過數值模擬堅硬頂板初次來壓步距為36m，對比分析表明由于模擬軟件考慮了煤巖體非均勻性和實驗室測定煤巖體參數相對現場的差異，因此導致模擬所得的破斷步距相對較小。

2）通過礦壓觀測對工作面支架循環末阻力、時間加權平均阻力、初撐力進行了分析。結果表明：15202工作面支架的初撐力利用率較好，能夠滿足工作面對頂板的控制要求。

參考文獻:

[1]宋振騏.實用礦山壓力控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，1989:88- 96.

[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，1994:72- 100.

[3]賈喜榮.巖石力學與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010:262- 269.

[4]許家林，鞠金峰.特大采高綜采面關鍵層結構形態及其對礦壓顯現的影響[J].巖石力學與工程學報，2011（8）:1547- 1556.

（編輯：樊敏）

Weighting Feature Analysis of Mining Face with Large-mining-height and Hard Roof

CHEN Kai1,2, ZHANG Changsuo1
(1. College of Mining Engineering, Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024, China; 2. Lijiahao Mine, Baotou Energy Co., Ltd., Shenhua Group, Bayannur 017000, China)

Abstract:Theoretical calculation and RFPA numerical simulation could obtain the first weighting interval of the roof of No.15202 working face in Guanlingshan Mine. In the advancing of the working face, the roof first weighting interval is determined as 41.81 meters by the theoretical calculation and around 36 meters by the numerical simulation. In addition, mechanical analysis indicates that big and hard roof, as the key layer of direct roof, does not impact on support as a whole part after breaking. Because of its great length, its center of gravity usually locates at the back of the support, which could cause the rotary motion of broken rocks.

Keywords:first weighting; beamstructure; rock load; RFPA

作者簡介：陳凱（1985-），男，內蒙古巴彥淖爾人，在讀工程碩士，助理工程師，從事煤礦開采技術等方面的研究工作。

收稿日期：2015- 10- 16

DOI:10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.01.016

文章編號：1672- 5050（2016）01- 0054- 04

中圖分類號：TD385

文獻標識碼：A