復采工作面煤柱塑性區特性及上覆巖層運動規律研究

孫俊峰，楊　棟

（1.太原理工大學礦業工程學院，太原030024；2.大同市煤礦安全監管大隊，山西神池037034）

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復采工作面煤柱塑性區特性及上覆巖層運動規律研究

孫俊峰1，2，楊棟1

（1.太原理工大學礦業工程學院，太原030024；2.大同市煤礦安全監管大隊，山西神池037034）

摘要：在彈塑性力學極限平衡理論的基礎上建立了煤柱塑性區計算模型，分析得出制約煤柱塑性區寬度的因素主要包括：煤體單軸抗壓強度、開采深度、煤層厚度及硬度。通過對復采工作面的礦壓觀測及理論分析得到了采場上覆巖層的演化規律；得出在房柱式復采條件下回收底煤與上層煤柱時，回采巷道的超前支護距離為38 m；在煤柱下方回采時煤體應力、頂底板、兩幫移近量及壓力均大于采空區下方。

關鍵詞：塑性區；復采；支架載荷；巖層運動規律

在煤炭開采初期，受到設備及支護材料等諸多因素的制約，大多數煤礦采用房柱式開采[1]。在留設煤柱時往往過于保守，尤其針對稀有煤層而言，過寬的保護煤柱不僅造成了資源的浪費也給企業帶來一定損失[2-3]。受到采動影響后，在上覆巖層壓力作用下殘留的煤柱均遭受到不同程度的破壞，煤柱內應力分布已發生變化，進而影響上覆巖層的演化過程，這給復采工作帶來一定難度[4-5]。然而對復采工作面上覆巖層演化規律的研究較少，因此，本文以小型礦井房柱式開采為復采前提條件，運用彈塑性力學進一步分析影響煤柱塑性區寬度的因素及復采工作面上覆巖層的結構變化規律，并確定了復采工作面的超前支護距離，為復采工作提供理論及工程實踐依據。

1　殘留煤柱塑性區特性

由于復采煤柱的長度遠大于其寬度，在煤柱中間位置處截取剖面，此時，煤柱受力狀態簡化為平面應力問題，計算模型見圖1。

圖1　煤柱塑性區應力計算模型

1.1基本方程

由極限平衡理論可知，煤柱邊界一定區域內滿足極限平衡方程：

在塑性區與彈性區邊界處（X=x0處），邊界條件為：

式中：M為煤層厚度，m；Px為煤壁沿x方向的約束力，N；λ為側壓系數；c0為煤層與頂、底板煤層界面的粘聚力，MPa；φ0為煤層與頂、底板煤層界面的內摩擦角，°。

由方程（1）、（2）求解可知塑性區寬度[6]：

式中：M為煤層厚度，m；H為開采深度，m；k為應力集中系數；γ為上覆巖層平均容重，kN/m；Px為煤壁沿x方向的約束力，N；λ為側壓系數；C0為煤層與頂、底板煤層界面的粘聚力，MPa；φ0為煤層與頂、底板煤層界面的內摩擦角，°。

實際上Px=0，并且考慮開采擾動影響，式（3）簡化改寫為[7]：

式中：M為煤層厚度，m；H為開采深度，m；γ為上覆巖層平均容重，kN/m；Px為煤壁沿方向的約束力，N；R為塑性區寬度，m；k為應力集中系數；d為開采擾動因子；λ為側壓系數；C0為煤層與頂、底板煤層界面的粘聚力,MPa；φ0為煤層與頂、底板煤層界面的內摩擦角，°。

1.2房柱式開采后煤柱承載變形特性

就房柱式開采而言，由于煤柱與煤柱之間為采空區，所以煤柱由之前的三軸應力狀態轉變為現階段的二軸應力狀態，隨著煤柱復采工作的進行，此時煤柱在上覆巖層壓力與采動影響共同作用下，當煤柱周邊應力超過其自身強度，塑性區不斷加大，最終導致煤柱失穩破壞。如果正處于復采工作的煤柱突然失穩破壞，很可能引起下一個煤柱連鎖破壞，最終威脅整個復采工作面，所以下文將分析不同因素對煤柱塑性區寬度的影響，確定復采工作的超前支護距離。

2　煤壁塑性區寬度的討論

2.1塑性區概念

開挖時，采場煤壁應力超過其強度極限，采場煤壁附近的煤體首先破壞，并向內擴張，形成一個破壞區，稱為塑性區。

2.1影響塑性區寬度因素分析

由式（4）可知，不同因素下對煤柱塑性區寬的影響呈現如下規律[7]：1）煤體單軸抗壓強度增加，塑性區寬度變小。2）x0與H成正比關系，即采深增加，塑性區寬度相應變大。

3）在其他因素影響下，x0隨著M增加而變大，但不呈現線性規律變化。

4）煤層硬度一定時，煤層與頂、底板結合程度不同，塑性區寬度也不相同，隨著粘結性能的提高，塑性區寬度反而變小。

5）σy增大，x0變小；當煤體強度較高時，σy對x0影響相對較小，當煤體強度低時，σy對x0的影響相對較大。

3　復采工作面采空區圍巖結構演化規律

3.1采空區圍巖活動探討

在受到工作面采動影響后，工作面上覆巖層原有的應力平衡狀態被打破，當推進一段距離后，直接頂發生垮落。如果垮落的巖層不足以充滿采空區，這樣工作面上方的老頂在煤柱支承的條件下，形成兩端固定梁的狀態，由于煤柱之間的距離小于老頂的初次垮落步距，老頂暫時不會發生垮落，但隨著工作面繼續向前推進和時間的推移，固定梁兩端首先發生斷裂，此時暴露的老頂由最初的固定梁結構轉變為鉸接梁，由于此時鉸接梁中間受到較大的拉力，老頂從中間斷裂，進而發生垮落。老頂受力過程見圖2。

圖2　復采工作面頂板受力分析圖

3.2采空區內煤柱穩定性分析

通過上述分析，老頂的受力狀態由最初的固定梁結構逐漸演化成鉸接梁結構。由實驗可知，煤柱的破壞形式主要有3種，見圖3。在老頂經過暴露→變形→斷裂→垮落的過程后，上覆巖層的壓力通過煤柱，并最終傳遞給下部煤體及下部巖層。采空區巖層移動概貌圖見圖4。

圖3　煤柱破壞形式

圖4　采空區巖層移動概貌圖

4　復采工作面礦壓觀測

為掌握復采工作面在回采過程中礦壓特性及其規律，現場對復采工作面進行了礦壓觀測。在回采工作面兩端及中部布置測點，每個測點分別布置2個壓力計，針對2個順槽內頂底板移近量及其順槽受力情況和工作面支架壓力進行實時觀測。

4.1復采工作面情況概述

本工作面布置在刀柱工作面下部所遺留的煤層中，遺煤為3號煤層。下部遺棄煤層平均厚度2.0 m，工作面長75 m，走向長405 m，煤柱間距30 m，此次回采工作采用一次采全高并且回收上層煤柱。回采示意圖見圖5。巷道布置圖見圖6。

圖5　回采工作面回采示意圖

圖6　回采工作面巷道布置圖

4.2礦壓觀測結果及其規律分析

礦壓觀測顯示：

1）復采工作面初次來壓及周期來壓情況明顯。

2）煤柱與采空區下采場礦壓顯現不同。

3）在進入煤柱下方時支架所承受的載荷要比推出煤柱時大。

對以上3種現象進行分析：雖然上層老頂經過一系列的演化過程，跨落后，但是由于老頂的整體強度大，垮落的老頂仍然會相互擠壓形成鉸接拱結構，并形成新的平衡，此結構在受到老頂上覆巖層的作用下，進一步發生斷裂→失衡→垮落，從而復采工作面會出現較為明顯的初次來壓與周期來壓。剛剛推進到煤柱下方時，此時煤柱受采動影響不大，煤柱存在一定寬度的核區，并未完全失穩，所以煤柱仍然承受較大的頂板壓力，而在推進到采空區下方時，由于直接頂完全破碎，對上覆巖層傳遞下來的壓力起到了一定的緩沖作用，故此在煤柱下方時支架承受較大的載荷，進而呈現出不同的采場礦壓顯現。

4.3順槽礦壓觀測結果及其規律分析

通過對順槽頂底板移近量、煤體應力、及順槽受力情況進行觀測與記錄（見圖7-圖9），經分析得出以下結論：

距工作面煤壁38 m時，煤體應力、移近量（頂底板、兩幫）、壓力（頂、幫壓）開始顯現，隨著工作面的不斷推進，除順槽兩幫壓力變化較小外，其它各項曲線均表現出明顯的上升趨勢，其中，順槽的頂底板與兩幫移近量在8 m～38 m范圍內時，前者總是大于后者，但在0～8 m范圍內兩者位移量基本相同。而順槽的頂壓與幫壓卻呈現出不同的結果，在32 m～38 m范圍內時，兩者相差較小，但在0～30 m范圍內頂壓明顯高于兩幫壓力。煤體應力在24 m～38 m范圍內時應力變化較小，但在24 m以后應力變化出現較為明顯。

圖7　順槽頂板、兩幫壓力與工作面煤壁距離曲線

圖8　順槽頂板、兩幫移近量與工作面煤壁距離曲線

圖9　前方煤體應力與工作面煤壁距離曲線

表1為支架處在不同位置時支架阻力的對比分析，由表中數據可知，支架處在煤柱下時載荷、位移量、煤體應力均比采空區下大。

表1　煤柱與采空區下回采巷道礦壓參數比較

綜上所述可知，復采時可以基本確定超前支護距離為30 m，通過實驗數據分析又進一步驗證了上述理論研究。

5　結論

1）由力學分析可知影響煤柱塑性區寬度的因素很多，不同因素對煤柱塑性區的影響有明顯的差異。

2）通過對復采工作面上覆巖層演化過程的分析可知，在基本頂完全垮落時，上方老頂并沒有突然垮落，而是經過最初的固定梁結構之間演變為鉸接梁結構，經過時間的推移才進而發生破壞。

3）復采過程中，在回采到煤柱下方時相比在采空區內壓力大，且復采工作面有較為明顯的初次來壓與周期來壓。

4）通過礦壓觀測可知超前支護距離為38 m。

參考文獻：

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[8]吳立新，王金莊，郭增長.煤柱設計與監測基礎[M].徐州：中國礦業大學出版社，2000.

（編輯：樊敏）

Plastic Zone Features of Coal Pillars and Movement of Overlying Strata on Repeated Mining Face

SUN Junfeng1,2, YANG Dong1
(1. College of Mining Engineering, Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024, China; 2. Datong Coal Mine Safety Supervision Brigade, Shenchi 037034, China )

Abstract:Based on the limit equilibriumtheoryofelastic- plastic mechanics, calculation model ofthe plastic zone ofcoal pillars is established toanalyze and conclude that the major factors restricting the width of the plastic zone include: uniaxial compressive strength of coal mass, mining depth, coal seam thickness and hardness. The pressure observation and theoretical analysis obtain the development regularity of overlying strata. The distance of advance support is 38 meters when bottom coal and upper coal pillar are recovered in the room- pillar repeated mining. In addition, the coal stress, roof- floor and two- side convergence and stress when miningunder the pillars are larger than those when miningunder the goaf.

Keywords:plastic zone; repeated mining; support load; strata movement regularity

作者簡介：孫俊峰（1988-），男，山西神池人，在讀工程碩士，助理工程師，從事煤礦生產技術管理工作。

收稿日期：2015- 10- 06

DOI:10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.01.017

文章編號：1672- 5050（2016）01- 0058- 04

中圖分類號：TD353

文獻標識碼：A