孙俊峰，杨　栋

（1.太原理工大学矿业工程学院，太原030024；2.大同市煤矿安全监管大队，山西神池037034）



复采工作面煤柱塑性区特性及上覆岩层运动规律研究

孙俊峰1，2，杨栋1

（1.太原理工大学矿业工程学院，太原030024；2.大同市煤矿安全监管大队，山西神池037034）

摘要：在弹塑性力学极限平衡理论的基础上建立了煤柱塑性区计算模型，分析得出制约煤柱塑性区宽度的因素主要包括：煤体单轴抗压强度、开采深度、煤层厚度及硬度。通过对复采工作面的矿压观测及理论分析得到了采场上覆岩层的演化规律；得出在房柱式复采条件下回收底煤与上层煤柱时，回采巷道的超前支护距离为38 m；在煤柱下方回采时煤体应力、顶底板、两帮移近量及压力均大于采空区下方。

关键词：塑性区；复采；支架载荷；岩层运动规律

在煤炭开采初期，受到设备及支护材料等诸多因素的制约，大多数煤矿采用房柱式开采[1]。在留设煤柱时往往过于保守，尤其针对稀有煤层而言，过宽的保护煤柱不仅造成了资源的浪费也给企业带来一定损失[2-3]。受到采动影响后，在上覆岩层压力作用下残留的煤柱均遭受到不同程度的破坏，煤柱内应力分布已发生变化，进而影响上覆岩层的演化过程，这给复采工作带来一定难度[4-5]。然而对复采工作面上覆岩层演化规律的研究较少，因此，本文以小型矿井房柱式开采为复采前提条件，运用弹塑性力学进一步分析影响煤柱塑性区宽度的因素及复采工作面上覆岩层的结构变化规律，并确定了复采工作面的超前支护距离，为复采工作提供理论及工程实践依据。

1　残留煤柱塑性区特性

由于复采煤柱的长度远大于其宽度，在煤柱中间位置处截取剖面，此时，煤柱受力状态简化为平面应力问题，计算模型见图1。

图1　煤柱塑性区应力计算模型

1.1基本方程

由极限平衡理论可知，煤柱边界一定区域内满足极限平衡方程：

在塑性区与弹性区边界处（X=x0处），边界条件为：

式中：M为煤层厚度，m；Px为煤壁沿x方向的约束力，N；λ为侧压系数；c0为煤层与顶、底板煤层界面的粘聚力，MPa；φ0为煤层与顶、底板煤层界面的内摩擦角，°。

由方程（1）、（2）求解可知塑性区宽度[6]：

式中：M为煤层厚度，m；H为开采深度，m；k为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，kN/m；Px为煤壁沿x方向的约束力，N；λ为侧压系数；C0为煤层与顶、底板煤层界面的粘聚力，MPa；φ0为煤层与顶、底板煤层界面的内摩擦角，°。

实际上Px=0，并且考虑开采扰动影响，式（3）简化改写为[7]：

式中：M为煤层厚度，m；H为开采深度，m；γ为上覆岩层平均容重，kN/m；Px为煤壁沿方向的约束力，N；R为塑性区宽度，m；k为应力集中系数；d为开采扰动因子；λ为侧压系数；C0为煤层与顶、底板煤层界面的粘聚力,MPa；φ0为煤层与顶、底板煤层界面的内摩擦角，°。

1.2房柱式开采后煤柱承载变形特性

就房柱式开采而言，由于煤柱与煤柱之间为采空区，所以煤柱由之前的三轴应力状态转变为现阶段的二轴应力状态，随着煤柱复采工作的进行，此时煤柱在上覆岩层压力与采动影响共同作用下，当煤柱周边应力超过其自身强度，塑性区不断加大，最终导致煤柱失稳破坏。如果正处于复采工作的煤柱突然失稳破坏，很可能引起下一个煤柱连锁破坏，最终威胁整个复采工作面，所以下文将分析不同因素对煤柱塑性区宽度的影响，确定复采工作的超前支护距离。

2　煤壁塑性区宽度的讨论

2.1塑性区概念

开挖时，采场煤壁应力超过其强度极限，采场煤壁附近的煤体首先破坏，并向内扩张，形成一个破坏区，称为塑性区。

2.1影响塑性区宽度因素分析

由式（4）可知，不同因素下对煤柱塑性区宽的影响呈现如下规律[7]：1）煤体单轴抗压强度增加，塑性区宽度变小。2）x0与H成正比关系，即采深增加，塑性区宽度相应变大。

3）在其他因素影响下，x0随着M增加而变大，但不呈现线性规律变化。

4）煤层硬度一定时，煤层与顶、底板结合程度不同，塑性区宽度也不相同，随着粘结性能的提高，塑性区宽度反而变小。

5）σy增大，x0变小；当煤体强度较高时，σy对x0影响相对较小，当煤体强度低时，σy对x0的影响相对较大。

3　复采工作面采空区围岩结构演化规律

3.1采空区围岩活动探讨

在受到工作面采动影响后，工作面上覆岩层原有的应力平衡状态被打破，当推进一段距离后，直接顶发生垮落。如果垮落的岩层不足以充满采空区，这样工作面上方的老顶在煤柱支承的条件下，形成两端固定梁的状态，由于煤柱之间的距离小于老顶的初次垮落步距，老顶暂时不会发生垮落，但随着工作面继续向前推进和时间的推移，固定梁两端首先发生断裂，此时暴露的老顶由最初的固定梁结构转变为铰接梁，由于此时铰接梁中间受到较大的拉力，老顶从中间断裂，进而发生垮落。老顶受力过程见图2。

图2　复采工作面顶板受力分析图

3.2采空区内煤柱稳定性分析

通过上述分析，老顶的受力状态由最初的固定梁结构逐渐演化成铰接梁结构。由实验可知，煤柱的破坏形式主要有3种，见图3。在老顶经过暴露→变形→断裂→垮落的过程后，上覆岩层的压力通过煤柱，并最终传递给下部煤体及下部岩层。采空区岩层移动概貌图见图4。

图3　煤柱破坏形式

图4　采空区岩层移动概貌图

4　复采工作面矿压观测

为掌握复采工作面在回采过程中矿压特性及其规律，现场对复采工作面进行了矿压观测。在回采工作面两端及中部布置测点，每个测点分别布置2个压力计，针对2个顺槽内顶底板移近量及其顺槽受力情况和工作面支架压力进行实时观测。

4.1复采工作面情况概述

本工作面布置在刀柱工作面下部所遗留的煤层中，遗煤为3号煤层。下部遗弃煤层平均厚度2.0 m，工作面长75 m，走向长405 m，煤柱间距30 m，此次回采工作采用一次采全高并且回收上层煤柱。回采示意图见图5。巷道布置图见图6。

图5　回采工作面回采示意图

图6　回采工作面巷道布置图

4.2矿压观测结果及其规律分析

矿压观测显示：

1）复采工作面初次来压及周期来压情况明显。

2）煤柱与采空区下采场矿压显现不同。

3）在进入煤柱下方时支架所承受的载荷要比推出煤柱时大。

对以上3种现象进行分析：虽然上层老顶经过一系列的演化过程，跨落后，但是由于老顶的整体强度大，垮落的老顶仍然会相互挤压形成铰接拱结构，并形成新的平衡，此结构在受到老顶上覆岩层的作用下，进一步发生断裂→失衡→垮落，从而复采工作面会出现较为明显的初次来压与周期来压。刚刚推进到煤柱下方时，此时煤柱受采动影响不大，煤柱存在一定宽度的核区，并未完全失稳，所以煤柱仍然承受较大的顶板压力，而在推进到采空区下方时，由于直接顶完全破碎，对上覆岩层传递下来的压力起到了一定的缓冲作用，故此在煤柱下方时支架承受较大的载荷，进而呈现出不同的采场矿压显现。

4.3顺槽矿压观测结果及其规律分析

通过对顺槽顶底板移近量、煤体应力、及顺槽受力情况进行观测与记录（见图7-图9），经分析得出以下结论：

距工作面煤壁38 m时，煤体应力、移近量（顶底板、两帮）、压力（顶、帮压）开始显现，随着工作面的不断推进，除顺槽两帮压力变化较小外，其它各项曲线均表现出明显的上升趋势，其中，顺槽的顶底板与两帮移近量在8 m～38 m范围内时，前者总是大于后者，但在0～8 m范围内两者位移量基本相同。而顺槽的顶压与帮压却呈现出不同的结果，在32 m～38 m范围内时，两者相差较小，但在0～30 m范围内顶压明显高于两帮压力。煤体应力在24 m～38 m范围内时应力变化较小，但在24 m以后应力变化出现较为明显。

图7　顺槽顶板、两帮压力与工作面煤壁距离曲线

图8　顺槽顶板、两帮移近量与工作面煤壁距离曲线

图9　前方煤体应力与工作面煤壁距离曲线

表1为支架处在不同位置时支架阻力的对比分析，由表中数据可知，支架处在煤柱下时载荷、位移量、煤体应力均比采空区下大。

表1　煤柱与采空区下回采巷道矿压参数比较

综上所述可知，复采时可以基本确定超前支护距离为30 m，通过实验数据分析又进一步验证了上述理论研究。

5　结论

1）由力学分析可知影响煤柱塑性区宽度的因素很多，不同因素对煤柱塑性区的影响有明显的差异。

2）通过对复采工作面上覆岩层演化过程的分析可知，在基本顶完全垮落时，上方老顶并没有突然垮落，而是经过最初的固定梁结构之间演变为铰接梁结构，经过时间的推移才进而发生破坏。

3）复采过程中，在回采到煤柱下方时相比在采空区内压力大，且复采工作面有较为明显的初次来压与周期来压。

4）通过矿压观测可知超前支护距离为38 m。

参考文献：

[1]孟达，王家臣，王进学.房柱式开采上覆岩层破坏与垮落机理[J].煤炭学报，2007，32（6）：577- 600.

[2]贾光胜，康立军.综放开采采准巷道护巷煤柱稳定性研究[J].煤炭学报，2002，27（2）：6- 10.

[3]王永,朱川曲,陈淼明.窄煤柱沿空掘巷煤柱稳定核区理论研究[J].湖科技大学学报（自然科学版）,2010,25(4):5- 8.

[4]李豪峰.我国煤炭产业现状及发展方向[J].中国能源,2003,25（4）：34- 36.

[5]王连国，缪协兴.煤柱失稳的突变学特性研究[J].中国矿业大学学报，2007，36（1）：7- 11

[6]马念杰，侯朝炯.采准巷道矿压理论及应[M].北京：煤炭工业出版社，1995.

[7]王卫军，侯朝炯.急倾斜煤层放顶煤顶煤破碎与放煤巷道变形机理分析[J].岩土工程学报，2001，23(5)：623- 626.

[8]吴立新，王金庄，郭增长.煤柱设计与监测基础[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.

（编辑：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

作者简介：孙俊峰（1988-），男，山西神池人，在读工程硕士，助理工程师，从事煤矿生产技术管理工作。

收稿日期：2015- 10- 06

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

文章编号：1672- 5050（2016）01- 0058- 04

中图分类号：TD353

文献标识码：A