空巷顶板结构特征及稳定性因素分析_张亮.pdf
空巷顶板结构特征及稳定性因素分析 张亮1, 2,曲秋扬1, 2,解兴智1, 2 1. 煤炭科学研究总院 开采研究分院,北京 100013; 2. 天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013 [ 摘 要]综采工作面过空巷一直是影响安全高效回采的技术难题,通过构建过空巷时顶板结 构力学模型,分析了基本顶断裂位置、周期来压步距、基本顶厚度及空巷宽度对空巷基本顶稳定性的 影响。研究结果表明 当基本顶断裂线位于空巷上方时是最不安全的情况,并推出此种情况下安全过 空巷时支架所需提供的工作阻力; 空巷宽度与顶板稳定性成反比,周期来压步距与顶板稳定成正比, 基本顶厚度对顶板稳定性的影响较小。 [ 关键词]过空巷; 顶板破断特征; 稳定性因素 [ 中图分类号] TD327. 2[ 文献标识码] A[ 文章编号] 1006- 6225 201705- 0086- 03 Analysis of Stability Factors and Abandoned Roadway Roof Structure Characters ZHANG Liang1, 2,QU Qiu- yang1, 2,XIE Xing- zhi1, 2 1. Mining Institute,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China; 2. Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co. ,Ltd. ,Beijing 100013,China Abstract Fully mechanized working face pass abandoned roadway was difficulty technology problem that influence safety and high ef- fective mining,then roof mechanized model during pass abandoned roadway was built,then the influence factors to roof stability were analyzed,which included main roof broken position,periodic weighting distance,main roof thickness and abandoned roadway width and so on,the results showed that it was unsafe as main roof broken line located above abandoned roadway,then the working resist- ance of support that pass abandoned roadway safety was put forward,the abandoned roadway width and roof stability presented as in- verse ratio,the periodic weighting distance and roof stability presented as directly ratio,the influence that main roof thickness to roof stability was small. Key words pass abandoned roadway,roof broken characters; stability elements [ 收稿日期] 2017-05-27[ DOI] 10. 13532/j. cnki. cn11-3677/td. 2017. 05. 022 [ 基金项目] 国家青年科学基金 黄陇侏罗纪煤田松软富水顶板灾变机理研究 51504136 [作者简介] 张亮 1987- ,男,河北邯郸人,硕士,助理工程师,主要研究方向矿山压力与岩层控制。 [引用格式] 张亮,曲秋扬,解兴智 . 空巷顶板结构特征及稳定性因素分析 [J]. 煤矿开采,2017,22 5 86-88. 空巷是布置于综采工作面回采范围内的巷道, 根据空巷轴线和切眼轴向的相对位置,可分为平行 空巷和斜交空巷。当工作面回采过程中过平行空巷 时,顶板一次性揭露面积最大,空顶也最大,容易 发生片帮冒顶事故,因此最为危险。虽然现在过空 巷普遍采取调斜工作面快速推进,但效果却有好有 坏,有的空巷在不支护的情况下矿压显现也不明 显,而有的空巷在锚杆、锚网和单体联合支护下也 出现片帮冒顶情况,其主要原因是对空巷上方顶板 结构研究不足及由此形成的矿压规律不明,不能针 对性地找到一套安全可靠的工艺措施 [1-5 ]。 因此本文通过构建空巷顶板结构力学模型,分 析影响空巷顶板稳定性的几个关键因素,特别是基 本顶断裂线位置、采空区充填情况、空巷宽度和支 护情况对空巷顶板稳定的影响,并采取 3dec 离散 元数值模拟软件分析过空巷时顶板矿压规律及覆岩 变形破坏特征,基于以上研究设计神府矿区某矿 12103 工作面过空巷方案。 1空巷顶板结构特征分析 根据文献 [ 6-7] 可知,工作面在回采过程中 基本顶会超前工作面煤壁断裂,断裂后的岩块与垮 落的岩块铰接形成 “砌体梁”结构,当工作面推 进到铰接点下方时该结构容易发生滑落失稳或回转 失稳,由此会导致台阶下沉或切顶事故,而当工作 面存在空巷时,根据基本顶断裂线和空巷的相对位 置关系可将其分为两种情况,一是断裂线位于煤壁 上方,见图 1 a ; 二是断裂线位于空巷上方,见 图 1 b ,当基本顶断裂线位于空巷上方时,岩块 铰接点下方无煤柱支撑,此情况下铰接岩块极易发 生滑落失稳,因此以下对该情况下的顶板特征进行 力学分析。 2基本顶断裂线位于空巷上方时的力学分析 从图 1 b可以看出,岩块 A 和岩块 B “铰 接结构”的稳定性决定着工作面顶板矿压的大小, 68 第 22 卷 第 5 期 总第 138 期 2017 年 10 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 22No. 5 Series No. 138 October2017 ChaoXing 图 1空巷顶板破断类型 是关键块体,因此主要对岩块 A 和岩块 B 进行力 学分析。岩块 A 和岩块 B 的长度 L 为基本顶周期 来压步距,P1和 P2为块体承受的载荷,θ1为岩块 A 的转角,θ2为岩块 B 的转角,T 为铰接点的水平 力,Q 为铰接点的摩擦力,W1为岩块 A 在采空区 的下沉量,W2为岩块 B 在采空区的下沉量,h 为 基本顶厚度,x 为空巷宽度,R1为支架支撑力,R2 为块体受到矸石的支撑力 图 2 。 图 2空巷顶板结构力学分析 根据岩块回转的几何接触关系,岩块端角挤压 接触面高度近似为 [8 ] a 0. 5 h - Lsinθ1 1 鉴于岩块间是塑性铰接关系,图 2 水平力 T 作 用点可取 0. 5a。 取 A 点力矩 MA 0,并近似认为 R2 P 2,可 得 Q Lcosθ1 hsinθ1 L- P1 0. 5Lcosθ1 hsinθ1 T h - a - W2 R1X 0 2 由几何关系可得 W1 Lsinθ 1 3 W2 L sinθ1 sinθ 2 4 根据文献 [8 ], sinθ 1 4sinθ 2 5 Q Ttanφ,tanφ 0. 5 6 取竖直方向的合力为 0,可得 2Q R2 P 1 7 将式 3 、 4 、 5 、 6 、 7代入到式 2中可得 R1 P 1[ L - hsinθ1 h - 1. 5Lsinθ1]/ Lcosθ1 hsinθ1 L h - 1. 5Lsinθ1 - 2X 8 从式 8中可以直接看出,空巷宽度 X 与支 架所需支撑力成反比,空巷越宽,支架需要提供的 支撑力越大,上覆载荷 P1与支架所需支撑力成正 比,而周期来压步距 L、基本顶厚度 h 和支架所需 支撑力的关系不能直观看出。 现采用单一元素分析法,分别分析以上 3 个因 素对过空巷时支架所需提供支撑力的影响。根据实 践经验可知周期来压步距 L 一般在 15 ~ 30m 之 间,基本顶厚度 h 在 5~25m 之间,空巷宽度一般 在 3~10m 之间,岩块角度 θ1在 1~5之间。 2. 1空巷宽度对过空巷的影响 取基本顶周期来压步距为 25m,基本顶厚度为 10m,岩块转角为 3,当空巷宽度分别从 3m 到 9m 取值时,支架所需提供支撑力从 0. 62P1提高到 0. 8P1 图 3 ,空巷宽度越大,过空巷时顶板稳定 性越差。 图 3空巷宽度对过空巷时顶板稳定性的影响 2. 2基本顶厚度对过空巷的影响 取周期来压步距为 25m,岩块转角为 3,空 巷宽度为 6m,当基本顶厚度从 5m 增加到 19m 时, 支架所需提供支撑力从 0. 67P1缓慢提高到 0. 73P1 图 4 ,可以看出基本顶厚度对过空巷顶板稳定性 影响较小。 图 4基本顶厚度对过空巷时顶板稳定性的影响 2. 3周期来压步距对过空巷的影响 取基本顶厚度为 10m,岩块转角为 3,空巷 宽度为 6m,当周期来压步距从 15m 逐步增加到 30m 时,支架所需支撑力从 0. 85P1下降到 0. 65P1 78 张亮等 空巷顶板结构特征及稳定性因素分析2017 年第 5 期 ChaoXing 图 5 ,可以看出周期来压步距越长,过空巷时风 险越小。 图5 周期来压步距对过空巷时顶板稳定性的影响 3过空巷安全性分析 3. 1空巷工作面概况 神府 矿 区 某 矿 12103 综 采 工 作 面,走 向 1200m,倾向 250m,距切眼 150m 处存在一个平行 切眼的空巷,空巷尺寸为 5m 3m,采用直径 18mm,长度为 2. 2m 的锚杆支护;工作面采用 ZY10000kN 液压支架支护顶板,支架高度 2~4m, 全垮落法管理顶板; 12103 煤层厚度 3m,坚固性 系数 f 1. 2,埋深 180m,直接顶为 6m 的砂质泥 岩,基本顶厚度为 8m 的细粒砂岩;基本顶周期来 压步距为 23m。 3. 2过空巷安全性分析 根据直接顶厚度 H6m,采高 m3m,基本顶 来压步距 L23m,岩石碎涨系数 Kp1. 3,可得岩 块转角 θ1arcsin [ m- Kp -1 H/L] 3 将上述参数代入公式 8可得 R10. 62P1 根据组合梁理论可知基本顶及载荷层重量 P1 5857. 6kN/m R1 0. 62P1 3631. 7kN/m 支架工作阻力 p 应为 p R1rHcb 式中,b 为支架宽度,1. 75m;r 为直接顶岩石容 重,21. 2kN/m3; c 为支架顶梁长度,5. 5m。 p7579. 8kN<10000kN 根 据 上 述 分 析 可 知 , 支 架 额 定 工 作 阻 力 10000kN 大于过空巷时所需的支撑力,因此只要保 证支架良好工作状态,过空巷时基本顶不会发生台 阶下沉或切顶事故。 4结论 1基本顶断裂位置是影响空巷顶板稳定性 的关键因素,当基本顶断裂线处于空巷上方时,顶 板铰接结构最易失稳,容易导致切顶或台阶下沉。 2空巷宽度和顶板稳定性成反比,基本顶 周期来压步距和顶板稳定性成正比,基本顶厚度对 顶板稳定性的影响较小。 3定量分析了过空巷基本顶稳定性和支架 工作阻力的关系,可以得出过空巷时保持顶板稳定 所需支架工作阻力,理论上解决了工作面过空巷的 技术难题。 [ 参考文献] [ 1] 刘畅,弓培林,王 开,等 . 复采工作面过空巷顶板稳定 性 [J]. 煤炭学报,2015,40 2 314-322. 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