考虑开采扰动对传统矿压理论的修正*

张 睛，王 东，刘长武

（1. 西华大学 能源与环境学院，四川 成都 610039；2. 四川省交通运输厅 公路规划勘察设计研究院，四川 成都 610041；3. 四川大学 水力学与山区河流开发保护国家重点实验室，四川 成都 610065）

考虑开采扰动对传统矿压理论的修正*

张 睛1，王 东2，刘长武3

（1. 西华大学 能源与环境学院，四川 成都 610039；2. 四川省交通运输厅 公路规划勘察设计研究院，四川 成都 610041；3. 四川大学 水力学与山区河流开发保护国家重点实验室，四川 成都 610065）

在深部开采卸荷作用下，采场围岩产生大量裂隙和损伤，直接顶岩层处在峰后阶段，液压支架的重复支撑使其完整性和稳定性都会产生明显降低。文中以埋深800m的邢东矿1126工作面为研究背景，对高水材料长壁充填开采工作面的直接顶岩层垮落步距进行了理论计算，修正了传统矿压理论，计算结果与现场监测实际情况吻合。

深部开采；峰后；液压支架；重复扰动；矿压理论

1 引言

煤炭深部开采中，高应力状态的直接顶岩层在开采卸荷的作用下往往产生屈服变形和破坏，属于峰后状态的岩体。另外，在液压支架的重复支撑作用下，将导致岩体裂隙发育程度的进一步发展，而这也是以往矿压理论中所忽视的。液压支架对高应力状态直接顶岩层的重复支撑，类似室内试验中振动荷载对岩石峰后阶段的影响。但是，目前关于岩石峰后特性研究的文献［1-3］较少涉及振动对岩体作用的研究成果，笔者在文献［4］中较为系统地研究了振动作用对峰后阶段岩石力学特性的影响规律。

2 邢东矿1126工作面概况

邢东矿1126工作面，埋深达到800m左右，且属于村庄下压煤。为降低1126工作面开采引起的地面沉降，减缓冲击地压等深部开采中的灾害发生，对采空区进行了超高水材料充填处理。充填的直接作用是减少了采空区的自由空间，从而使得上部岩层的移动规律发生改变。1126工作面顶底板岩层的分布情况如表1所示。

高水充填处理采空区时，采用的是双节式顶梁液压支架，顶梁的长度接近普通液压支架顶梁的2倍，这无疑增加了液压支架对直接顶岩层重复支撑的次数。重复支撑次数的增加，会加重峰后岩石裂隙发育程度，充填长壁开采工作面岩层分布如图1所示。

表1 1126工作面岩层结构及主要物理力学参数

图1 高水材料充填采空区工作面示意图

3 顶板岩层理论计算

按照钱鸣高院士［5］提出的“三带理论”及文献［6］中的方法，充填开采中顶板岩层的划分可以按照下式来计算：

式中：hi为自下而上第i层岩层的分层厚度，m；h为采高，m；d表示充填体的实际充填厚度，m；KA为直接顶岩层的碎胀系数，取1.25～1.50。由于1126工作面顶板较为坚硬，KA取下限1.25。由于充填体自身的物理、力学参数及充填质量影响着d的取值，初始充填厚度小于4.5m，只有4m左右；同时随着工作面的推进，采空区里的充填体会逐渐被压实、压缩，使得充填体最终厚度d小于初始厚度。因此，结合类似工程经验和现场观测，d的最终有效厚度在3～3.5m。出于安全考虑，此处取充填体有效厚度d为3.0m，在此基础上进行1126工作面顶板活动规律的分析。在采用双节式顶梁液压支架、高水充填开采条件下，1126工作面直接顶岩层由三部分组成。

（1）1号岩层下部的2m直接顶。

双节式顶梁液压支架，顶梁的长度接近普通液压支架顶梁的2倍，增加了液压支架对直接顶岩层（1号）重复支撑的次数。直接顶岩层由于埋深达到800m，初始地应力很高，在开采卸荷作用下会产生大量裂隙和损伤，可以认为1号直接顶岩层时处在峰后阶段，因此液压支架的重复支撑对其完整性和稳定性都会产生明显降低，这是以往矿压理论中所忽视的。通过现场实际观测，1号直接顶岩层在经历约20次液压支架的重复支撑后，裂隙发育程度和深度明显加深，裂隙深度随着重复支撑的次数增加而加大，裂隙最终深度为2m左右。

（2）1号岩层上部的0.67m直接顶。

由于该岩层在垮落前未与下部岩体形成力学联系，其荷载计算为：

考虑2号岩层对1号岩层的荷载

由于q12＜q11，故取其荷载为0.018MPa。

四周固定边界条件下顶板初次断裂步距为：

当计算板垮落的周期极限步距时，由于采空区一侧的约束由固支变为了简支，因此按照三边固支、一边简支的板来计算其垮落步距，计算公式如下：

式中u为岩层泊松比；q为岩层自重及其上荷载，MPa；λ为采空区几何形状系数，等于2a/2b；2a为工作面推进距离，m；

解公式（3）（4），得此部分直接顶的初次断裂步距为：17.5m，周期破断距16.7m。

（3）2号直接顶岩层。

该部分直接顶岩层垮落后与下位岩体可以形成力学联系，组成砌体梁结构。但在垮落前是否有力学联系，需要进一步判断。

可以通过其垮落前下部空间e来判断：

式中：M为采高；d为充填体实际厚度；SA为顶板允许下沉梁，一般取0.15～0.25m；∑H为下位岩层总厚度；KA为岩层碎胀系数，此处取1.25。

代入相关数据可得，2号直接顶岩层在垮落前，下层空间为0.6m左右，没有与下位岩层接触，因此该岩层在垮落前没有受到下位岩层的支撑力作用。因此，2号岩层的垮落步距计算与不充填时相同，初次断裂步距为17m，周期破断步距为16.5m。

在进行直接顶岩层厚度折减的基础上，运用矿压理论计算，得出1126工作面直接顶岩层的初次垮落步距为17.2m，周期垮落步距为16.5m。然而，传统矿压理论没有考虑直接顶岩层在液压支架重复支撑作用下裂隙带的发育情况，计算得出的直接顶岩层的垮落步距在50m左右。

4 现场监测

为研究1126充填工作面液压支架工作阻力随工作面推进的变化规律，在工作面中间位置的液压支架后柱和前柱分别布置1台KJ216-F型顶板压力监测分站，监测的数据为支柱内油压，它的变化可以反映出液压支架对直接顶岩层的支护阻力以及顶板岩层的活动规律。该系统采用山东尤洛卡自动化装备股份有限公司提供的KJ216-F型顶板压力监测分站，实现地面在线远程监测。监测结果如图2所示。

从图2可以看出：（1）液压支架后柱的支护阻力高于前柱，前柱的平均支护阻力为24.9MPa，而支架前柱的平均支护阻力为34.4MPa，比前柱高出38%。究其原因，一方面是工作面处顶板的部分重量由煤壁承担，而后架上方顶板的下沉及转动回引起支架后柱支护阻力的增加；另一方面是由于直接顶岩层在液压支架的重复支撑作用下，顶板岩层的破碎程度和深度自工作面向采空区均增加，因而液压支架承担的直接顶破碎岩块的重量逐渐增加。（2）在工作面向前推进过程中，支架后柱支护阻力出现周期性变化，前柱支护阻力无明显变化。说明在工作面回采过程中，顶板岩层存在周期性破断现象；同时由于来压系数较小，排除老顶来压可能，即是由于直接顶的周期破断引起的液压支架支护阻力周期性变化。从图2中可以看出，直接顶的周期破断步距在10～20m左右，小于传统矿压理论计算的50m，而且与本文的计算结果是吻合的。

图2 液压支架阻力与工作面推进度关系

5 结论

通过理论计算和现场监测，对双节式顶梁液压支架重复扰动下的1126工作面顶板岩层进行了分析，得到以下结论：采用双节式顶梁液压支架高水充填条件下，1126工作面最下层的2m左右的直接顶岩层在高地应力和液压支架重复支撑扰动等因素作用下，松散破碎，随采随冒，容易诱发冒顶等事故。因此，在进行直接顶岩层的破断距离计算时，对传统矿压理论进行修正，去除最下层2.0m的破碎岩体，计算得到1126工作面直接顶岩层的初次垮落步距为17.2m，周期垮落步距为16.5m，小于传统理论的计算结果，然而与现场液压支架支柱支护阻力监测数据吻合。

［1］Spencer, J.W., Jr.. Stress relaxation at low frequencies in fluid saturated rocks: Attenuation and modulus Dispersion[J]. J. Geophys. Res, 1981, 86(B3):1803-1812．

［2］葛修润, 卢应发. 循环载荷作用下岩石疲劳破坏和不可逆应变问题的探讨[J]. 岩土工程学报, 1992, 114(3):56-60.

［3］林大能, 陈寿如. 循环冲击荷载作用下岩石损伤规律的试验研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 22(24):4094-4098.

［4］王东. 岩石峰后非线性力学特性及其工程相应[D]. 成都: 四川大学博士论文, 2013.

［5］钱鸣高, 刘听成. 矿山压力及其控制(修订版)[M]. 北京: 煤炭工业出版社, 1992.

［6］侯忠杰. 断裂带老顶的判别准则及在浅埋煤层中的应用[J]. 煤炭学报, 2003, 28(1):8-12.

The Modification of Traditional Mine Pressure Theory Conducted by Mining Disturbance

ZHANG Jing1, WANG Dong2, LIU Chang-wu3
（1. Energy & Environment College of Xihua University, Chengdu 610039, Sichuan, China; 2.Sichuan Provincial Transport Department Highway Planning, Survey, Design and Research Institute, Chengdu 610041, Sichuan, China; 3.State Key Laboratory of Hydraulics and Mountain River Protection and Development of Sichuan University, Chengdu 610065, Sichuan, China）

Due to the unloading in deep mining, fracture and crush is widely existed in wall rock of stope. Since direct roof stratum was already in the post peak status, the repeat prop up would decrease its integrity and stability significantly. Taking the Xingdong 1126 working face in 800 meter deep as research background, this paper amended the mine pressure theory and calculated collapse distance of direct roof stratum in longwall mining filling with high water content. At last, the monitor data was agreed with the calculated results well.

deep mining；post peak；hydraulic support；repeat disturbance；mine pressure theory

TU452

A

1009-3842（2015）01-0036-03

2014-12-30

国家重点基础研究发展计划（973计划）（2010CB226802）；四川大学水力学国重室开放基金（SKHL1312）；西华大学重点科研基金项目（z1320404）

张婧（1986-），女，湖北武汉人，讲师，博士，主要从事地质灾害、水力学及河流动力学方面研究。E-mail: phyllis_zj@yeah.net