永華一礦采場礦壓理論研究與應(yīng)用

張 飛 劉小超 李俊峰 張正武 劉德峰 張 衡

(1.內(nèi)蒙古科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院;2.河南煤業(yè)化工集團(tuán)焦煤公司趙固二礦;3.山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)蒲縣萬家莊煤業(yè)有限公司)

礦山巖體的原巖應(yīng)力在礦體被開采以前是一直處于平衡狀態(tài)的。當(dāng)?shù)V體開采打破了原巖應(yīng)力的原始平衡狀態(tài)時，就會致使巖體的應(yīng)力得到重新分布，最終達(dá)到一種新的平衡狀態(tài)。在這種礦體開采的影響下，會造成礦巖壓力顯現(xiàn)現(xiàn)象。這些礦巖壓力現(xiàn)象的原因主要是由于回采工作面前后支撐壓力的變化、老頂?shù)某醮蝸韷骸⒗享數(shù)闹芷趤韷核斐傻模?］。因此，對于采場礦壓的理論研究是有必要的。本研究以永華一礦2106工作面為例，通過理論計算和現(xiàn)場觀測對比分析，得出采場礦壓的理論計算用以指導(dǎo)生產(chǎn)。

1 采場礦壓的理論分析

1.1 回采工作面的支撐壓力分析［2-3］

隨著向深部發(fā)展，巖體由采掘后的二向應(yīng)力狀態(tài)逐漸轉(zhuǎn)變?yōu)槿驊?yīng)力狀態(tài)。如果巷道的兩側(cè)是松軟的巖層，如頁巖、煤等，在這樣的壓力作用下就有可能發(fā)生破壞。這里以圓形巷道來研究分析巷道兩側(cè)的支撐壓力，即分析回采工作面前后的支撐壓力狀況。

極限平衡區(qū)內(nèi)的靜力平衡方程為

極限平衡條件為

式中，m為極限平衡區(qū)內(nèi)的切向應(yīng)力，n為極限平衡區(qū)內(nèi)的徑向應(yīng)力，C為巖體的黏聚力，φ為巖體的內(nèi)摩擦角，r為所研究極限平衡區(qū)的半徑。

把(2)式代入(1)式積分整理，得

式中，r1為圓形巷道半徑。

根據(jù)式(3)，可將煤壁受力區(qū)分為增壓區(qū)和減壓區(qū)，增壓區(qū)即是通常說的支撐壓力區(qū)［4］?？芍?，支撐壓力區(qū)的邊界一般可以取高于原巖應(yīng)力的5%處作為分界處。具體的支撐壓力的分區(qū)情況如圖1所示。

圖1 支撐壓力分布

1.2 老頂?shù)某醮蝸韷翰骄啵?-6］

當(dāng)老頂懸露達(dá)到極限跨距時，老頂會發(fā)生變形失穩(wěn)，從而導(dǎo)致頂板的急劇下沉，工作面支架呈現(xiàn)受力普遍加大的現(xiàn)象，即為老頂?shù)某醮蝸韷海瑥拈_切眼到初次來壓時工作面推進(jìn)的距離為初次來壓步距。因此，掌握老頂?shù)某醮蝸韷翰骄?，對采場頂板來壓的預(yù)測預(yù)報，對生產(chǎn)的安全指導(dǎo)具有重要的作用。

老頂?shù)某醮蝸韷翰骄嗫梢酝ㄟ^把工作面和采空區(qū)上方的頂板視為懸臂梁來計算。假設(shè)懸臂梁的兩端是固定的，設(shè)梁的寬度為單位寬度，則梁內(nèi)任意一點(diǎn)的正應(yīng)力為

式中，M為梁的彎矩，h為斷面的長，y為任意一點(diǎn)到中心線的距離。

根據(jù)固定梁的計算可知，最大的彎矩出現(xiàn)在梁的兩端處:

此處的最大拉應(yīng)力為

當(dāng)σmax達(dá)到該處的抗拉極限σt時，在該處的巖層會被拉裂。因此，梁斷裂時的極限跨距為

式中，q為老頂上載荷。多層老頂上載荷qn的巖層載荷計算圖如圖2所示。

圖2 巖層載荷計算圖

老頂所受載荷的計算式為

式中，hi為第i巖層的厚度;Ei第i巖層的彈性模量。

由于剪切應(yīng)力形成的極限跨距比拉應(yīng)力形成的極限跨距大得多，所以關(guān)于剪應(yīng)力所形成的極限跨距就不考慮了。

1.3 老頂?shù)闹芷趤韷翰骄?/h3>

隨著工作面的推進(jìn)，在老頂初次來壓以后，裂隙帶巖層形成的結(jié)構(gòu)將始終經(jīng)歷穩(wěn)定、失穩(wěn)、再穩(wěn)定的階段周期性變化［7-8］。由于裂隙帶巖層周期性失穩(wěn)而引起的頂板來壓現(xiàn)象，如頂板下沉速度急劇增加、支柱所承受的載荷普遍增加等稱之為周期來壓。兩次周期來壓之間工作面推進(jìn)的距離稱之為老頂?shù)闹芷趤韷翰骄唷?/p>

老頂?shù)闹芷趤韷翰骄嗍峭ㄟ^老頂?shù)膽冶凼秸蹟鄟泶_定的。計算原理同上，則老頂?shù)闹芷趤韷翰骄酁?/p>

2 工程實(shí)例

2.1 2106工作面的地質(zhì)概況

永華一礦2106工作面位于－365 m水平西翼軌道運(yùn)輸大巷以南、21采區(qū)軌道上山西翼。西部為西薛村村莊保護(hù)煤柱，東部與2105工作面相鄰，南部為2104工作面、北部為2108采煤工作面(均未開采)。本面開采二疊系山西組二1煤層，二1煤呈半亮型，黑色、灰黑色粉狀，似金屬光澤。煤層較穩(wěn)定。煤層走向近東西，傾向北;煤層為緩傾斜煤層，傾角為15°～20°，平均傾角17°。煤層結(jié)構(gòu)簡單，局部含夾矸，厚度在0.1～0.4 m之間。煤層受滑動構(gòu)造影響，組織疏松，強(qiáng)度低，普氏硬度系數(shù)小于0.3，回采時煤層易冒落、片幫。根據(jù)2106巖石巷實(shí)際揭露巖層情況和現(xiàn)有鉆孔資料分析，2106工作面煤層穩(wěn)定，但局部有褶曲等構(gòu)造，煤厚在2.7～5.2 m，平均煤厚3.6 m。對該工作面的基本頂、直接頂、偽頂?shù)膸r石進(jìn)行鉆孔取樣，隨后在對其進(jìn)行室內(nèi)試驗(yàn)，并通過Hoek－Brown準(zhǔn)則［9］將室內(nèi)測出的巖石物理參數(shù)轉(zhuǎn)變?yōu)閹r體力學(xué)參數(shù)。煤層頂板的巖體力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 巖體力學(xué)參數(shù)

2.2 老頂?shù)某醮蝸韷汉椭芷趤韷翰骄嗟睦碚撚嬎?/h3>

(1)老頂巖層梁所受的載荷。第1層本身的載荷

第2層本身的載荷

第3層本身的載荷

由此可知，應(yīng)考慮第2層對第1層的影響。第3層由于本身強(qiáng)度大、巖層厚，對第1層載荷不起作用。因此，第1層巖層所受載荷大為283 kPa。

(2)老頂初次來壓步距。

(3)老頂周期來壓步距。

3 試驗(yàn)工作面的礦壓觀測

采用在綜放支架前、后立柱上安裝YHY60(B)礦用本安型數(shù)字壓力計，可實(shí)現(xiàn)24 h連續(xù)自動記錄支柱壓力。沿工作面設(shè)上、中、下3個測站，共12個分機(jī)，分別安放在2、9、10、29、30、49、50、69、70、89、90、103支架上，分別對應(yīng)1～12號分機(jī)。12臺分機(jī)同時工作，24 h不間斷觀測，每隔2～3 d有專人進(jìn)行數(shù)據(jù)采集并檢查儀器是否工作正常，采集器為FCH2G/1礦用本安型手持采集器。礦壓觀測設(shè)備原理如圖3所示。

本次礦壓觀測從2011年10月10日至2011年12月10日，期間共推進(jìn)72.7 m。從12個分機(jī)進(jìn)行記錄分析。選擇對3個測站的1、6、12號分機(jī)采集的數(shù)據(jù)進(jìn)行分析。

圖3 綜采支架工作阻力連續(xù)記錄儀

(1)2號支架位于工作面下端頭，基本頂初次來壓步距為28.2 m，周期來壓步距為8.4～11.4 m，平均為9.9 m;50號支架位于工作面中部，基本頂初次來壓步距為33.2 m，周期來壓步距為8.4～13.2 m，平均為12.1 m，103號支架位于工作面上端頭，初次來壓步距為31.4 m，周期來壓步距為8.6～13.5 m，平均為11 m。采場工作面的初次來壓步距平均約為31 m，周期來壓步距平均為11 m。

(2)在基本頂初次來壓期間，工作面下端頭最大加權(quán)工作阻力為3076.5 kN/架，平均加權(quán)工作阻力為2 419 kN/架，占額定工作阻力的76%，動壓系數(shù)為1.1;工作面中部最大加權(quán)工作阻力為3 498.19 kN/架，平均加權(quán)工作阻力為3 101 kN/架，占額定工作阻力的97%，動壓系數(shù)為1.26;工作面上端頭最大加權(quán)工作阻力為3 030.21 kN/架，平均加權(quán)工作阻力為2 521.62 kN/架，占額定工作阻力的79%，動壓系數(shù)為1.45。以上表明，老頂?shù)膩韷簭?qiáng)度雖然不是很大，動壓系數(shù)在1.1～1.45之間，但是在來壓時支架的工作阻力都增大［10］。

從工作面的上端頭、中部、下端頭支架上的工作阻力數(shù)據(jù)可以看出，實(shí)際的支撐壓力的分布情況符合支撐壓力的分區(qū)，即在采場前方或巷道兩側(cè)出現(xiàn)了增壓區(qū)，在采場和巷道上部出現(xiàn)了減壓區(qū);老頂?shù)膩韷翰骄嗟睦碚撚嬎阒岛同F(xiàn)場的實(shí)際觀測值相差不是很大，所以老頂?shù)膩韷翰骄嗟睦碚撚嬎隳軌蛑笇?dǎo)采場工作面的安全生產(chǎn)。

4 結(jié)論

(1)采場的支撐壓力、老頂?shù)某醮蝸韷?、老頂?shù)闹芷趤韷含F(xiàn)象是由于礦山的開采造成的，是造成礦山壓力顯現(xiàn)的主要因素，如造成頂板下沉、支柱變形與折損、局部冒頂、工作面頂板沿煤壁切落(或稱大面積冒頂)等，因此，能夠?qū)ζ溥M(jìn)行理論計算，并作出提前預(yù)警，可以達(dá)到安全生產(chǎn)的要求。

(2)以永華一礦2106工作面為工程實(shí)例，通過室內(nèi)試驗(yàn)測出煤層頂板的物理力學(xué)參數(shù)，通過Hoek－Brown準(zhǔn)則對其進(jìn)行轉(zhuǎn)化得到巖體力學(xué)參數(shù)，并對來壓步距進(jìn)行理論計算;同時對該工作面進(jìn)行現(xiàn)場觀測，并對觀測結(jié)果進(jìn)行分析。最終對比分析得出，來壓步距理論計算值和現(xiàn)場觀測結(jié)果相差不是很大，說明理論計算能夠?yàn)槊旱V的安全生產(chǎn)提供一個理論參考，能夠指導(dǎo)生產(chǎn)的安全進(jìn)行。

［1］ 錢鳴高，繆協(xié)興.采場礦壓理論研究的新發(fā)展［J］.礦山壓力與頂板管理，1996(2):17-20.

［2］ 錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制［M］.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2003.

［3］ 賈喜榮.礦山巖層力學(xué)［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，1997.

［4］ 徐永圻.煤礦開采學(xué)［M］.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社，1999.

［5］ 錢鳴高.采場礦山壓力與控制［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，1983.

［6］ 繆協(xié)興.采場基本頂初次來壓時的穩(wěn)定性分析［J］.中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，1989(3):88-92.

［7］ 陳炎光，錢鳴高.中國煤礦采場圍巖控制［M］.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社，1994.

［8］ 布雷斯B H G，布朗E T.地下采礦巖石力學(xué)［M］.馮樹仁，等，譯.北京:煤炭工業(yè)出版社，1990.

［9］ 張金團(tuán)，楊學(xué)堂，易 武.Hoek－Brown準(zhǔn)則m及s參數(shù)的確定方法.［J］.山西建筑，2007(9):30-31.

［10］ 楊群林.淺析支架阻力與圍巖活動的相互作用關(guān)系［J］.山東煤炭科技，2002(1):40-45.