泉頭煤礦堅硬頂板大采高采場礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究

譚　毅，郭文兵

(1.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454000 ；2.太原華潤煤業(yè)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(xiàn)規(guī)律研究

譚毅1,2，郭文兵1

(1.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454000 ；2.太原華潤煤業(yè)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(xiàn)規(guī)律。通過現(xiàn)場調(diào)研、力學(xué)分析建立了工作面上方堅硬頂板的“懸臂梁-砌體梁”結(jié)構(gòu)的簡化模型。力學(xué)分析表明工作面礦壓顯現(xiàn)主要受懸臂梁的影響，高位砌體梁對回采空間礦壓顯現(xiàn)影響不大。通過材料力學(xué)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(shù)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(jié)果表明：理論計算和數(shù)值模擬結(jié)果與礦壓實測周期來壓步距接近，力學(xué)模型可以解釋該礦頂板破斷規(guī)律。

[關(guān)鍵詞]堅硬頂板；大采高；來壓步距；數(shù)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(xiàn)規(guī)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(fā)展迅速，采礦技術(shù)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(fù)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(shù)應(yīng)當(dāng)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(guī)律的深入分析，得到了采場頂板懸臂梁結(jié)構(gòu)和砌體梁結(jié)構(gòu)交互存在的力學(xué)模型，并基于兩力學(xué)模型計算了支架阻力[1]。郭衛(wèi)彬、劉長友等針對堅硬頂板大采高工作面壓架事故，采用數(shù)值模擬和力學(xué)分析的方法分析了采場頂板結(jié)構(gòu)，并計算了相應(yīng)情況下支架工作阻力[2]。弓培林通過現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)、物理實驗?zāi)M和力學(xué)分析建立了3種不同直接頂板條件下的大采高采場力學(xué)模型，并給出了相應(yīng)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(shù)手段，采用該技術(shù)能夠緩和頂板礦壓顯現(xiàn)[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(jù)。但是由于不同礦井煤層埋藏條件的不同，采場圍巖運移規(guī)律的研究應(yīng)基于對具體的地質(zhì)條件的深入分析，進(jìn)而探求相應(yīng)的規(guī)律。

本文通過現(xiàn)場觀測和力學(xué)分析針對晉城泉頭煤礦建立了“懸臂梁-砌體梁”頂板力學(xué)結(jié)構(gòu)，分析了懸臂梁和高位砌體梁各自對工作面礦壓顯現(xiàn)的影響；依據(jù)煤層頂板物理力學(xué)參數(shù)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(jìn)行數(shù)值模擬，對理論計算進(jìn)行驗證；通過礦壓觀測，對力學(xué)解算和模擬的結(jié)果進(jìn)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(jìn)長度1150m。工作面開采15號煤層，結(jié)構(gòu)簡單，賦存穩(wěn)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(shù)介于2～3之間。

頂板為深灰黑色厚層K2石灰?guī)r，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?guī)r力學(xué)參數(shù)進(jìn)行測定可知K2灰?guī)r頂板抗壓強(qiáng)度為107.71MPa，抗拉強(qiáng)度為9.48MPa，彈性模量為34.58GPa,泊松比34.31。

15號煤層及頂?shù)装甯鲙r層巖性、厚度見表1。

表1　15號煤層及頂?shù)装甯鲙r層巖性及厚度

2堅硬頂板條件下采場結(jié)構(gòu)力學(xué)分析

按經(jīng)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(jié)構(gòu)在采空區(qū)的支承體。

圖1為“懸臂梁-砌體梁”結(jié)構(gòu)的簡化力學(xué)模型。

圖1　采場頂板巖梁“懸臂梁-砌體梁”結(jié)構(gòu)力學(xué)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(qū)自由空間也較大。當(dāng)頂板為堅硬石灰?guī)r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(shù)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(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)。現(xiàn)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(jié)構(gòu)，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(jié)構(gòu)會出現(xiàn)在采空區(qū)上方。但是由于上覆巖層結(jié)構(gòu)距離工作面較遠(yuǎn)，對采場支護(hù)體系的影響較小。而鄰近工作面的堅硬頂板巖層抗拉強(qiáng)度大、堅硬巖層層厚大，容易在支架上方形成“懸臂梁”結(jié)構(gòu)，懸臂結(jié)構(gòu)的破斷、回轉(zhuǎn)會對采場支護(hù)體形成大的影響。

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

煤層上方堅硬巖層形成的“懸臂梁”結(jié)構(gòu)對其上方軟弱的泥巖進(jìn)行控制；“砌體梁”結(jié)構(gòu)對其上方巖層進(jìn)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?guī)r較為堅硬、能夠形成結(jié)構(gòu)，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?guī)r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?guī)r容重；γ2為泥巖容重；h1為K2石灰?guī)r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?guī)r抗拉強(qiáng)度。

3.3　堅硬頂板周期來壓步距

當(dāng)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(xué)模型

由于此時采空區(qū)冒落矸石高度較小，難以形成頂板鉸接結(jié)構(gòu)，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(jù)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(xiàn)規(guī)律數(shù)值模擬分析

本次數(shù)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(zhì)性參數(shù)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(qiáng)度等其他參數(shù)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(xué)特性變化是不可逆的；假設(shè)巖石是各向同性體[9]。

對每個模型計算10次，減小計算機(jī)運行時產(chǎn)生的隨機(jī)性對模擬結(jié)果的影響。模型尺寸為140m×20m，劃分700×100網(wǎng)格，每步回采0.63m，數(shù)值模型的物理力學(xué)參數(shù)按煤礦現(xiàn)場取芯實驗室測定的參數(shù)，模型采用平面應(yīng)變分析。

4.1　采場初次來壓規(guī)律模擬

由圖3可見，回采距離達(dá)到42.35m時，頂板發(fā)生拉伸破壞，出現(xiàn)明顯的破斷裂隙，破斷裂隙位置在回采空間兩端?？梢钥闯?，這一階段頂板巖梁的下沉量較小。回采距離達(dá)到45.36m時，破斷后頂板回轉(zhuǎn)、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(shù)小，頂板很難形成“三鉸拱”結(jié)構(gòu)。而煤層上方堅硬頂板垮落后，上覆軟弱的泥巖破壞、冒落，當(dāng)冒落矸石達(dá)到一定高度時會在K4灰?guī)r處形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)。

圖3　采場頂板巖梁初次來壓模擬

數(shù)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(shù)值模擬加載層沒有隨堅硬頂板同步變形，且數(shù)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(shù)值模擬

由圖4可見，回采距離達(dá)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(nèi)發(fā)生局部破壞。

圖4　采場頂板巖梁周期來壓過程

回采距離達(dá)到17.28m時，頂板彎曲下沉量增大，在煤壁上方頂板發(fā)生全面斷裂。堅硬頂板回轉(zhuǎn)、垮落，沒有形成鉸接結(jié)構(gòu)。堅硬頂板垮落后，最終K4灰?guī)r層位會形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)，“砌體梁”結(jié)構(gòu)對工作面支護(hù)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(xué)模型中計算結(jié)果19.43m相近，說明力學(xué)模型建立合理。理論計算未考慮巖體的各向異性，是造成結(jié)果存在較小差異的主要原因。

5采場頂板巖梁礦壓顯現(xiàn)規(guī)律現(xiàn)場實測

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

圖5　現(xiàn)場觀測支架選取位置

對現(xiàn)場液壓支架實際觀測數(shù)據(jù)進(jìn)行整理，得到工作面推進(jìn)76m左右工作面各測線支架時間加權(quán)

圖6　采場上部支架時間加權(quán)平均工作阻力

圖7　采場中部支架時間加權(quán)平均工作阻力

圖8　采場下部支架時間加權(quán)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(xiàn)的周期來壓步距不一致，呈現(xiàn)分區(qū)域來壓。分析研究現(xiàn)場數(shù)據(jù)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(yīng)支架的動載系數(shù)不完全相同，平均動載系數(shù)大致在1.25～1.43之間，平均為1.33。結(jié)合現(xiàn)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(zhì)構(gòu)造、工作面的推進(jìn)速度、頂板巖性及現(xiàn)場管理等因素變化而造成的。

6結(jié)論

(1)大采高采場采空區(qū)自由空間較大，堅硬石灰?guī)r頂板垮落后碎脹系數(shù)小，難以形成足夠高度的破碎巖塊堆，導(dǎo)致堅硬頂板在采空區(qū)垮落很難在采場附近的堅硬頂板形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)。堅硬頂板垮落后會在更高層位形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)， “砌體梁”結(jié)構(gòu)對采場支護(hù)影響較小。工作面礦壓

顯現(xiàn)主要受懸臂梁的影響，高位砌體梁對回采空間礦壓顯現(xiàn)影響不大。

(2)通過現(xiàn)場調(diào)研、力學(xué)分析建立了工作面上方堅硬頂板的“懸臂梁-砌體梁”結(jié)構(gòu)的簡化模型。通過建立力學(xué)模型、材料力學(xué)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(xiàn)場礦壓觀測采場頂板巖梁周期來壓步距均值為16.19m，結(jié)果相近。

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[責(zé)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(xué)基金資助項目(51374092)

[收稿日期]2015-03-11

[中圖分類號]TD326

[文獻(xiàn)標(biāo)識碼]A

[文章編號]1006-6225(2015)05-0066-04