陈　凯，张昌锁

（1.太原理工大学矿业工程学院，太原030024；2.神华包头能源有限责任公司李家壕煤矿，内蒙古巴彦淖尔017000）



大采高坚硬顶板工作面来压特征分析

陈凯1，2，张昌锁1

（1.太原理工大学矿业工程学院，太原030024；2.神华包头能源有限责任公司李家壕煤矿，内蒙古巴彦淖尔017000）

摘要：通过理论计算及RFPA数值模拟得出关岭山煤矿15202工作面顶板初次来压步距。理论计算表明：工作面在推进过程中，顶板初次来压步距为41.81 m；数值模拟表明：顶板初次来压步距为36 m左右；力学分析表明：大块度的作为直接顶关键层的坚硬顶板在破断后并不是整体作用在支架上的，由于其长度较大，重心通常位于支架后方，导致破断岩块发生回转运动。

关键词：初次来压；梁结构；岩层载荷；RFPA

坚硬顶板距离采场较近时会导致悬顶面积很大，大面积悬顶的突然冒落会带来冲击动压、对井下设备和工作人员造成危害。近年来，国内外很多学者对于工作面坚硬顶板进行了大量、系统而深入的研究。宋振骐[1]教授的“传递岩梁结构”建立了有关支架与围岩的位态方程，该理论为解决支护设计的定量化问题开辟了另一条途径。钱鸣高[2]教授提出将基本顶岩层简化成弹性悬露板模型，利用有关弹性悬臂板的力学特征对采场上覆岩层运动进行类比分析。贾喜荣[3]将顶板看做有弹性的薄板，并应用材料数学的知识对其求解，分析了顶板随工作面推进时的应力规律和断裂规律。许家林[4]通过对大采高综采工作面的现场实测与分析，认为复合关键层断裂是形成这种情况下工作面来压的条件。但是，上覆岩层的边界条件不同，单纯的用梁理论不足以解释所有的覆岩结构问题，层控制理论从传统的梁式结构向板式结构过度，而且对大采高坚硬顶板特征研究并不多见，尤其由于采高加大,大采高工作面支架稳定性、煤壁片帮等研究并不完善。本文通过理论分析，数值模拟，现场观测对工作面顶板运动规律进行了探讨研究，为关岭山煤业顶板管理提供了有力的依据。

1　工程概况

关岭山煤矿现回采15202工作面，工作面长度180 m，推进长度1 042 m。15号煤顶板为石灰岩，厚度5.6 m～9.5 m，平均7.5 m。15号煤层及顶底板柱状图见图1。

图1　15号煤层及顶底板柱状图

2　坚硬顶板大采高工作面来压特征分析

2.1初次来压的力学模型

对工作面矿压规律进行理论分析的关键是对其顶板岩层的整体和各分层之间的力的关系能够有清晰的认识。顶板各岩层之间影响因素多，受力情况复杂，这其中影响较大的是顶板断裂前后，其上岩层通过各级传递而产生作用的自重荷载。因此，对顶板上方的各层岩体的受力进行计算、分析成为了急需解决的问题。为计算方便，将采动岩层设定为厚度均一且受力均匀分布。计算载荷示意图见图2。

图2　计算载荷示意图

分析得出计算第1-n层受力公式为[2]：

式中：（qn）i为第1-n所受的力，kN；Ei为弹性模量，MPa；hi为各层岩石厚度，m；γi为体积力，kN/m3。

对于坚硬顶板而言，初次来压可按两端固支梁来计算其初次来压步距，固定梁受力分析如图3所示。

图3　固定梁结果受力分析

由于固定梁两端呈对称结构，梁两端的反力R1=R2，弯矩M1=M2，取∑Fy=0，则：

固定梁内任意截面I-I的弯矩为：

由材料力学知，梁内任意点的正应力σ为：

式（2）-（5）中：R1、R2为梁两端的反作用力，kN；q为梁上的均布载荷，kN/m；L为梁的长度，m；M为该点所在截面的弯矩，kN·m；y为该点离所在截面中性轴的距离，m；Jz为对称中性轴的断面矩，m2。

当σmax=RT时，表明岩层在这一位置所受的正应力达到该岩层所能承受的最大抗拉强度，岩层会在此处发生破坏。为此，这种梁断裂时的极限跨距为：

式中：L为极限跨距，m；h为岩梁厚度，m；RT为岩梁的岩体抗拉强度，MPa；q为岩梁及其上覆岩体的均布载荷，MPa。

2.2初次来压步距计算

通过计算可知，15号煤层顶板各段岩层自身载荷为：

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.

将q1、q2、q3、q4代入式（7）中可知，第一段顶板初次断裂步距L01，按“梁”计算，可知：

同理，第二至第四段的初次断裂步距分布为：

综上所述可知，15号煤层顶板初次来压步距L04=41.81 m。

3　工作面来压特征数值模拟分析

3.1数值模型

工作面来压特征数值分析力学模型见图4，每步回采0.63 m。

图4　数值分析力学模型

3.2数值分析

图5为顶板初次来压过程数值模拟，可以看出，坚硬顶板是随着工作面推进呈现逐渐破坏状态。当推进22.68 m时，顶板未呈现变形，岩体具有较好的完整性；推进24 m左右时，顶板出现里层现象；推进27 m左右时，顶板出现断裂，顶板受到下拉、上压作用，裂隙向下发展；当推进28 m左右时，顶板岩层继续破断，裂隙逐渐向上发展；推进29 m左右时，坚硬顶板完全破断，坚硬顶板的破断导致其上方软弱岩层也发生了破坏；工作面推进34 m左右时顶板岩层继续破断，破断裂隙继续发展，破断裂隙贯通；工作面推进36 m左右时，坚硬顶板彻底破断，并垮落在采空区，之前相互咬合的岩层彻底分离。坚硬悬臂梁顶板在煤壁上方破断，工作面顶板下沉达到最大。

图5　顶板初次来压过程数值模拟

数值模拟可以看出，随着工作面的推进，悬露顶板的长度增大，回采空间上方发生的岩层破断是逐步发生的。当开采空间跨度接近或超过岩层的极限破断跨距时，岩层会发生局部的破断。工作面继续推进，由于顶板悬跨距的加大岩层的破断会沿着局部破断裂隙继续发育，最终整个裂隙贯通形成坚硬顶板的破断。

4　15202工作面矿压观测

此次矿压观测共布置5条支架载荷测线，本文从中选取其中1条作为研究对象。测线布置见图6。

整个观测期间，采煤机割煤168.4刀，工作面前行107 m，取数据较好的5个支架数据，分别为2号架、26号架、48号架、70号架、94号架，其余支架数据作为参考。图7为2号支架工作阻力实测图，工作面来压步距数据分析如表1所示。

图6　观测站（线、点）布置

图7　工作面下部测线（2号）支架工作阻力实测图

表1　下部测线周期来压步距及强度数据

由表1可知，下部测线周期来压步距9.25 m～24.35 m，平均15.02 m；影响范围一般为0.63 m～5.68 m，平均2.14 m；来压平均工作阻力一般分布在5 538.96 kN～6 179.02 kN之间，平均6 016.07 kN，是额定工作阻力（8 800 kN）的68.4%，最大6 449.81 kN，是额定工作阻力（8 800 kN）的73.3%；动载系数在1.23～1.75之间，平均1.43。

5　结论

1）通过理论分析和计算得到了坚硬顶板大采高工作面顶板的初次来压步距为41.81m，通过数值模拟坚硬顶板初次来压步距为36m，对比分析表明由于模拟软件考虑了煤岩体非均匀性和实验室测定煤岩体参数相对现场的差异，因此导致模拟所得的破断步距相对较小。

2）通过矿压观测对工作面支架循环末阻力、时间加权平均阻力、初撑力进行了分析。结果表明：15202工作面支架的初撑力利用率较好，能够满足工作面对顶板的控制要求。

参考文献:

[1]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1989:88- 96.

[2]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，1994:72- 100.

[3]贾喜荣.岩石力学与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010:262- 269.

[4]许家林，鞠金峰.特大采高综采面关键层结构形态及其对矿压显现的影响[J].岩石力学与工程学报，2011（8）:1547- 1556.

（编辑：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

作者简介：陈凯（1985-），男，内蒙古巴彦淖尔人，在读工程硕士，助理工程师，从事煤矿开采技术等方面的研究工作。

收稿日期：2015- 10- 16

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

文章编号：1672- 5050（2016）01- 0054- 04

中图分类号：TD385

文献标识码：A