永华一矿采场矿压理论研究与应用

张 飞 刘小超 李俊峰 张正武 刘德峰 张 衡

(1.内蒙古科技大学 矿业工程学院;2.河南煤业化工集团焦煤公司赵固二矿;3.山西煤炭进出口集团蒲县万家庄煤业有限公司)

矿山岩体的原岩应力在矿体被开采以前是一直处于平衡状态的。当矿体开采打破了原岩应力的原始平衡状态时，就会致使岩体的应力得到重新分布，最终达到一种新的平衡状态。在这种矿体开采的影响下，会造成矿岩压力显现现象。这些矿岩压力现象的原因主要是由于回采工作面前后支撑压力的变化、老顶的初次来压、老顶的周期来压所造成的［1］。因此，对于采场矿压的理论研究是有必要的。本研究以永华一矿2106工作面为例，通过理论计算和现场观测对比分析，得出采场矿压的理论计算用以指导生产。

1 采场矿压的理论分析

1.1 回采工作面的支撑压力分析［2-3］

随着向深部发展，岩体由采掘后的二向应力状态逐渐转变为三向应力状态。如果巷道的两侧是松软的岩层，如页岩、煤等，在这样的压力作用下就有可能发生破坏。这里以圆形巷道来研究分析巷道两侧的支撑压力，即分析回采工作面前后的支撑压力状况。

极限平衡区内的静力平衡方程为

极限平衡条件为

式中，m为极限平衡区内的切向应力，n为极限平衡区内的径向应力，C为岩体的黏聚力，φ为岩体的内摩擦角，r为所研究极限平衡区的半径。

把(2)式代入(1)式积分整理，得

式中，r1为圆形巷道半径。

根据式(3)，可将煤壁受力区分为增压区和减压区，增压区即是通常说的支撑压力区［4］。可知，支撑压力区的边界一般可以取高于原岩应力的5%处作为分界处。具体的支撑压力的分区情况如图1所示。

图1 支撑压力分布

1.2 老顶的初次来压步距［5-6］

当老顶悬露达到极限跨距时，老顶会发生变形失稳，从而导致顶板的急剧下沉，工作面支架呈现受力普遍加大的现象，即为老顶的初次来压，从开切眼到初次来压时工作面推进的距离为初次来压步距。因此，掌握老顶的初次来压步距，对采场顶板来压的预测预报，对生产的安全指导具有重要的作用。

老顶的初次来压步距可以通过把工作面和采空区上方的顶板视为悬臂梁来计算。假设悬臂梁的两端是固定的，设梁的宽度为单位宽度，则梁内任意一点的正应力为

式中，M为梁的弯矩，h为断面的长，y为任意一点到中心线的距离。

根据固定梁的计算可知，最大的弯矩出现在梁的两端处:

此处的最大拉应力为

当σmax达到该处的抗拉极限σt时，在该处的岩层会被拉裂。因此，梁断裂时的极限跨距为

式中，q为老顶上载荷。多层老顶上载荷qn的岩层载荷计算图如图2所示。

图2 岩层载荷计算图

老顶所受载荷的计算式为

式中，hi为第i岩层的厚度;Ei第i岩层的弹性模量。

由于剪切应力形成的极限跨距比拉应力形成的极限跨距大得多，所以关于剪应力所形成的极限跨距就不考虑了。

1.3 老顶的周期来压步距

随着工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构将始终经历稳定、失稳、再稳定的阶段周期性变化［7-8］。由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象，如顶板下沉速度急剧增加、支柱所承受的载荷普遍增加等称之为周期来压。两次周期来压之间工作面推进的距离称之为老顶的周期来压步距。

老顶的周期来压步距是通过老顶的悬臂式折断来确定的。计算原理同上，则老顶的周期来压步距为

2 工程实例

2.1 2106工作面的地质概况

永华一矿2106工作面位于－365 m水平西翼轨道运输大巷以南、21采区轨道上山西翼。西部为西薛村村庄保护煤柱，东部与2105工作面相邻，南部为2104工作面、北部为2108采煤工作面(均未开采)。本面开采二叠系山西组二1煤层，二1煤呈半亮型，黑色、灰黑色粉状，似金属光泽。煤层较稳定。煤层走向近东西，倾向北;煤层为缓倾斜煤层，倾角为15°～20°，平均倾角17°。煤层结构简单，局部含夹矸，厚度在0.1～0.4 m之间。煤层受滑动构造影响，组织疏松，强度低，普氏硬度系数小于0.3，回采时煤层易冒落、片帮。根据2106岩石巷实际揭露岩层情况和现有钻孔资料分析，2106工作面煤层稳定，但局部有褶曲等构造，煤厚在2.7～5.2 m，平均煤厚3.6 m。对该工作面的基本顶、直接顶、伪顶的岩石进行钻孔取样，随后在对其进行室内试验，并通过Hoek－Brown准则［9］将室内测出的岩石物理参数转变为岩体力学参数。煤层顶板的岩体力学参数如表1所示。

表1 岩体力学参数

2.2 老顶的初次来压和周期来压步距的理论计算

(1)老顶岩层梁所受的载荷。第1层本身的载荷

第2层本身的载荷

第3层本身的载荷

由此可知，应考虑第2层对第1层的影响。第3层由于本身强度大、岩层厚，对第1层载荷不起作用。因此，第1层岩层所受载荷大为283 kPa。

(2)老顶初次来压步距。

(3)老顶周期来压步距。

3 试验工作面的矿压观测

采用在综放支架前、后立柱上安装YHY60(B)矿用本安型数字压力计，可实现24 h连续自动记录支柱压力。沿工作面设上、中、下3个测站，共12个分机，分别安放在2、9、10、29、30、49、50、69、70、89、90、103支架上，分别对应1～12号分机。12台分机同时工作，24 h不间断观测，每隔2～3 d有专人进行数据采集并检查仪器是否工作正常，采集器为FCH2G/1矿用本安型手持采集器。矿压观测设备原理如图3所示。

本次矿压观测从2011年10月10日至2011年12月10日，期间共推进72.7 m。从12个分机进行记录分析。选择对3个测站的1、6、12号分机采集的数据进行分析。

图3 综采支架工作阻力连续记录仪

(1)2号支架位于工作面下端头，基本顶初次来压步距为28.2 m，周期来压步距为8.4～11.4 m，平均为9.9 m;50号支架位于工作面中部，基本顶初次来压步距为33.2 m，周期来压步距为8.4～13.2 m，平均为12.1 m，103号支架位于工作面上端头，初次来压步距为31.4 m，周期来压步距为8.6～13.5 m，平均为11 m。采场工作面的初次来压步距平均约为31 m，周期来压步距平均为11 m。

(2)在基本顶初次来压期间，工作面下端头最大加权工作阻力为3076.5 kN/架，平均加权工作阻力为2 419 kN/架，占额定工作阻力的76%，动压系数为1.1;工作面中部最大加权工作阻力为3 498.19 kN/架，平均加权工作阻力为3 101 kN/架，占额定工作阻力的97%，动压系数为1.26;工作面上端头最大加权工作阻力为3 030.21 kN/架，平均加权工作阻力为2 521.62 kN/架，占额定工作阻力的79%，动压系数为1.45。以上表明，老顶的来压强度虽然不是很大，动压系数在1.1～1.45之间，但是在来压时支架的工作阻力都增大［10］。

从工作面的上端头、中部、下端头支架上的工作阻力数据可以看出，实际的支撑压力的分布情况符合支撑压力的分区，即在采场前方或巷道两侧出现了增压区，在采场和巷道上部出现了减压区;老顶的来压步距的理论计算值和现场的实际观测值相差不是很大，所以老顶的来压步距的理论计算能够指导采场工作面的安全生产。

4 结论

(1)采场的支撑压力、老顶的初次来压、老顶的周期来压现象是由于矿山的开采造成的，是造成矿山压力显现的主要因素，如造成顶板下沉、支柱变形与折损、局部冒顶、工作面顶板沿煤壁切落(或称大面积冒顶)等，因此，能够对其进行理论计算，并作出提前预警，可以达到安全生产的要求。

(2)以永华一矿2106工作面为工程实例，通过室内试验测出煤层顶板的物理力学参数，通过Hoek－Brown准则对其进行转化得到岩体力学参数，并对来压步距进行理论计算;同时对该工作面进行现场观测，并对观测结果进行分析。最终对比分析得出，来压步距理论计算值和现场观测结果相差不是很大，说明理论计算能够为煤矿的安全生产提供一个理论参考，能够指导生产的安全进行。

［1］ 钱鸣高，缪协兴.采场矿压理论研究的新发展［J］.矿山压力与顶板管理，1996(2):17-20.

［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，2003.

［3］ 贾喜荣.矿山岩层力学［M］.北京:煤炭工业出版社，1997.

［4］ 徐永圻.煤矿开采学［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1999.

［5］ 钱鸣高.采场矿山压力与控制［M］.北京:煤炭工业出版社，1983.

［6］ 缪协兴.采场基本顶初次来压时的稳定性分析［J］.中国矿业大学学报，1989(3):88-92.

［7］ 陈炎光，钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1994.

［8］ 布雷斯B H G，布朗E T.地下采矿岩石力学［M］.冯树仁，等，译.北京:煤炭工业出版社，1990.

［9］ 张金团，杨学堂，易 武.Hoek－Brown准则m及s参数的确定方法.［J］.山西建筑，2007(9):30-31.

［10］ 杨群林.浅析支架阻力与围岩活动的相互作用关系［J］.山东煤炭科技，2002(1):40-45.