极松软顶板工作面矿山压力活动规律.pdf

收稿日期 ２００４ － ０８ － １４ 作者简介 李新元（１９６５ － ） ，硕士 ，开滦技术中心高级工程师 ，主要从事采矿工程设计 、锚杆支护 、岩爆治理等技术管理和研究工作 ，现 在中国矿业大学北京校区攻读博士学位 。 文章编号 １００３ － ５９２３（２００４）０４ － ０００４ － ０４ 极松软顶板工作面矿山压力活动规律 李新元 １ ，２ ， 陈培华 １ ， 王吴宜 １ （１ ．开滦技术中心 ，河北 唐山 ０６３０１８ ； ２ ．中国矿业大学北京校区 资源与安全工程学院 ，北京 １０００１３） 摘 要 通过对印度 PVK 矿 Queen 煤层 No ． ２ 工作面的现场实测 ， 研究总结了浅埋深极松软顶板条件下 工作面开采的矿压显现活动规律 ， 提出了判断顶板来压活动的支架载荷增量判别法 ， 为浅埋深极松软顶板的 煤层开采提供了科学依据 。 关键词 浅埋深 ； 松软顶板 ； 矿压显现 ； 工作阻力 中图分类号 TD３２３ 文献标识码 B 1 引言 印度 PVK 矿 Queen 煤层 No ． ２ 工作面埋藏深 度为 ６５ ～ １０３ m ， 平均 ８９ m ， 煤层至地表基岩岩性 为粗砂岩 、中粗砂岩 、泥岩 、页岩互层 ，属第四纪沉 积 ， 强度低 ，为浅埋深极松软顶板 。 目前国内对于 典型浅埋煤层岩层控制已进行了很多研究 ［１ － ４］ ， 但 对于浅埋深极松软顶板的矿压控制研究较少 。 本 文通过对印度 PVK 矿 No ．２ 工作面的现场实测 ， 研究总结了浅埋深极松软顶板条件下工作面开采 的矿压显现活动规律 ， 提出了判断顶板来压活动的 支架载荷增量判别法 ， 为浅埋深极松软顶板的煤层 开采提供了科学依据 。 2 工作面地质和生产概况 No ． ２ 工作面开采 Queen 褐煤层 ，倾角为 ５ ～ ７ ， 厚度为 ９ m ， 本层开采中部 ， 采高为 ３ m ， 上下各 留 ３ ． ０ m 弃采 ， 煤层较硬 ， 裂隙不发育 。 工作面采 用伪俯斜开采 ， 走向长度 ６６０ m ，倾斜长度 １５０ m ， 两顺槽基本支护形式为锚梁网联合支护 。 工作面 标高为 ＋ ５４９ ～ ＋ ５８７ m ，距地表深度自开切眼逐 渐增大 ， 为 ６５ ～ １０３ m ， 上覆岩层结构如表 １ 所示 。 最上为表土层 ， 厚度 ２ ．７ m ；煤层至地表基岩岩性 为粗砂岩 、中粗砂岩 、泥岩 、页岩互层 ，属第四纪沉 积 ， 分层厚度为 ０ ． ０８ ～ ７ ． ０５ m ， 单向抗压强度平均 为 １３ ． １ MPa ， 在统计测定的 １９ 个岩层中 ，抗压强 度小于 １０ MPa 的岩层数占 ２７ ％ ，在 １０ ～ ２０ MPa 之间的岩层数占 ６６ ．７ ％，在 ２０ ～ ３０ MPa 之间的 岩层数仅占 ５ ． ５ ％ ， 为浅埋深极松软顶板 。 采用走向长壁综合机械化采煤 ， 全部垮落法处 理顶板 。 选用 MXA － ６０／３ ． ５G 型双滚筒采煤机 ， SGZ － ７６４／４００ 型中双链刮板运输机 。 ZZ７６００ － ２２／３４ 型四柱支撑掩护式液压支架 ， 设计工作阻力 ７６００ kN ， 初撑力 ６１８５ kN ，支护强度 １ ． ２ MPa ，适 用高度 ２ ． ２ ～ ３ ． ４ m ， 支架宽度 １ ． ５ m 。 3 工作面矿压显现特征 3 ． 1 顶板活动特点 3 ． 1 ． 1 顶煤初次垮落 随着工作面开采 ，当其推进到距开切眼 １５ m 时 ， 上方直接顶煤初次垮落 。 3 ． 1 ． 2 顶板初次来压 随着推采 ，当工作面推进到 ３７ 、４７ 、５８ m 时 ， 顶板发生垮落 ， 采空区内有逆风流压出 ，但支架和 煤壁均无动压显现 。 当工作面推进到 ６５ m 时 ，支 架阻力急剧上升 ，顶板淋水加大 ，煤壁出现片帮冒 顶现象 ， 片帮深度 ０ ． ５ ～ １ ． ０ m ，冒落高度达 ０ ． ５ ～ １ ． ０ m ， 工作面产生初次来压 。 Queen 煤层至地表的所有岩层强度都很低 ，没 有一层坚硬顶板 ， 在开采过程中将不会形成“梁”或 “板”的结构 。 那么 ，如此浅埋深 、极松软的顶板条 件 ， 其初次来压步距为什么如此大呢 现场实测和理论研究结果表明 ［５］ ， 随着工作面 推采 ，上方顶板将悬露 、断裂 ，形成块体 ，因而可视 ４ ２００４ ．№ ４ 矿山压力与顶板管理 顶板岩层为碎块体 ，即松散介质 ，这种介质可达到 接近地表的所有岩层 ，松散介质相互挤压 、相互作 用 ， 形成“压力拱”结构 ，压力拱承担了上部岩层的 重量 ，并将其传递至拱脚 ，形成支承压力 。 随着推 采 ，“压力拱” 范围不断增大 。 当工作面推进到 ６５ m时 ， “压力拱”失稳破坏 ，产生初次来压 。 在 “压力拱”结构的下位岩层 ， 直接顶煤随工作面的开 采而垮落 ， 紧邻的粗砂岩 、中粗砂岩顶板将由于超 过自重应力而垮落 ， 因此 ，当工作面推进到 ３７ 、 ４７ 、 ５８ m 时 ， 采空区内有顶板垮落现象 ， 但这种垮落不 会影响到整个“压力拱”结构的失稳 ，只有当“压力 拱”失稳时 ， 才会发生初次来压 。 表 １ 顶板覆岩结构（No ． ２８２ 钻孔） 序号岩性 层厚 ／m 埋深 ／m σy ／MPa σL ／MPa γ ／kN m－ ３ １地表土２ ． ７０２ ． ７０ ２浅黄色砂岩６ ． ４５９ ． １５ ３浅褐色砂岩７ ． ０５１６ ． ２０１５ ． ０２１ ． ３ ４褐色细中砂岩１ ． ５３１７ ． ７３ ５中粗砂岩互层１０ ． ４７２８ ． ２０４ ． ９１８ ． ９ ６粗砂岩２ ． ０６３０ ． ２６２４ ． ４２ ． ６６２２ ． ０ ７中粗砂岩互层３ ． ９４３４ ． ２０１１ ． ３０ ． ９０２０ ． ５ ８黄褐色粗砂岩２ ． ３３３６ ． ５３８ ． ８０ ． ８９１８ ． ７ ９褐色粗砂岩２ ． ０３３８ ． ５６６ ． ６０ ． ６３１８ ． ６ １０泥岩砂岩互层１ ． ６４４０ ． ２０１０ ． ０２ ． ０６２０ ． ６ １１褐色中粗砂岩０ ． ４３４０ ． ６３１５ ． ６１ ． ３７２２ ． １ １２灰色泥岩２ ． ９３４３ ． ５６ １３页岩泥岩互层２ ． ０８４５ ． ６４ １４灰色泥岩１ ． ８９４７ ． ５３ １５褐色砂岩互层１０ ． ８５８ ． ３３ １６褐色粗砂岩３ ． ０６１ ． ３３６ ． ８１９ ． ９ １７中粗砂岩３ ． ０６４ ． ３３１４ ． ５１ ． ４１２０ ． ４ １８灰色中粗砂岩３ ． ０６７ ． ３３１５ ． ８１ ． ４６２０ ． ６ １９灰色中粗砂岩３ ． ０７０ ． ３３１３ ． １１ ． ２７２０ ． ９ ２０中粗砂岩互层３ ． ５９７３ ． ９２１２ ． １０ ． ８８１９ ． ５ ２１灰色中粗砂岩１ ． ９８７５ ． ９０１８ ． ４１ ． ２６２０ ． ４ ２２灰色粗砂岩１ ． ０３７６ ． ９３１６ ． ２１ ． ０７２０ ． ４ ２３中粗砂岩１ ． ３７７８ ． ３０１６ ． ５１ ． ５４２２ ． ０ ２４灰色中粗砂岩１ ． ８６８０ ． １６１３ ． ００ ． ７８２１ ． １ ２５灰色粗砂岩４ ． １４８４ ． ３０１３ ． ５１ ． ２２２１ ． ２ ２６灰色中粗砂岩１ ． ４３８５ ． ７３１４ ． ７１ ． １２２１ ． ４ ２７皇后煤层９ ． ０９４ ． ７３ ２８深灰色砂岩６ ． ３３１０１ ． ０６ 3 ． 1 ． 3 地表初次下沉与工作面来压 当工作面推进到 ８２ m 时 ， 采空区顶板发生垮 落 ， 发出低沉的“隆隆”声 ， 似从远方传来 ， 有较大的 “逆风” 压 出 ，支架 有震 动 感 ，片 帮 深 度 １ ．０ ～ ２ ． ５ m ， 冒顶高度达到 ０ ．８ ～ ３ ．０ m ，来压强度比初 次来压强烈 ， 持续时间长达 ５ d 。 据地表移动观测 站（A３５）观测 ， 在来压前 ，测定的地表下沉量 S 累 计为 １３０ mm ， 下沉指数 η 为 ４ ． ７ mm／（m d） ，在 开始来压滞后两天测量 ，地表下沉严重 ，下沉量达 到 ７８５ mm ， 下沉指数 η为 ２０ ． ２ mm／（m d） ， 如图 １ 所示 。 开采范围内地表同时出现多条裂隙 ，经过 地面和井下对照分析 ， 确认此次来压与地表的初次 下沉是短时间内相继发生的 。 图 １ 地表下沉量和下沉指数变化（A３５ 测点） 3 ． 1 ． 4 周期来压 随着工作面的继续推进 ， 顶板岩层结构周期性 悬露 、 失稳 ， 并产生周期来压 ， 周期来压步距 ９ ． ７ ～ １７ ． ８ m ， 平均为 １６ ． ３ m 。 3 ． 2 支架载荷增量判别来压法 以工作面推进距离为横坐标 ， 以支架时间加权 工作阻力增量（ Pt－ P０）为纵坐标 ，绘出支架时间 加权工作阻力增量沿推进方向的分布曲线 。 如图 ２ 所示 。 图 ２ 时间加权工作阻力增量变化曲线 来压步距的判别按下式表示 ΔPt≥ Δ Pt＋ σ 式中 ΔPt为时间加权工作阻力增量 ； Δ Pt为时间加权工作阻力增量平均值 ； σ为均方差 。 现场实测统计 ， 工作面支架时间加权工作阻力 增量平均值 Δ Pt为 １８６ kN ，均方差 σ 为 ２３７ kN ， 当 Pt≥ １８６ ＋ ２３７ ＝ ４２３ kN 时 ， 判定工作面来压 。 统计结果如表 ２ 所示 ，可以看出 ，采用支架载 荷增量方法判别的来压与现场观测的来压显现基 本是吻合的 。 顶板的初次来压步距为 ６５ m ， 持续 ２ d 。 在此 之前的顶板垮落 ， 如工作面推进到 ３７ 、４７ 、 ５８ m 的 垮落 ，虽然采空区内都有风流压出 ，甚至在顺槽 １００ m 外感觉到 ， 但工作面无压力增加显现 ， 支架 ５矿山压力与顶板管理 ２００４ ．№ ４ 表 ２ 采用支架载荷增量法法确定的来压参数 来压 顺序 推进 距离 ／m 来压 步距 ／m 来压强度／kN 架－ １ PmPt 来压前来压时K来压前来压时K′ 持续 天数 ／d 备 注 １６５ ． ０ ～ ７２ ． ３６５２７３９３２３４１ ． １８２６５７３０７７１ ． １５２初次来压 ２８２ ． ０ ～ ９６ ． ２９ ． ７２９０９５２１４１ ． ７９２８７３４７４３１ ． ６５５ 地表下沉与 来压相继发生 ３１１３ ． １ ～ １１８ ． ６１６ ． ９３１１６３６６５１ ． １８２８９６３３５２１ ． １６３ 第一次 周期来压 ４１３５ ． ２ ～ １４０ ． １１６ ． ６２８８１３３１２１ ． １５２６７１３００４１ ． １３２ ５１５７ ． ９１７ ． ８２９９９３４６９１ ． １６２８８１３３３２１ ． １６１ ６１７１ ． ６１３ ． ７３０３８３３９１１ ． １２２９７４３０３８１ ． ０２１１ 图 ３ 支架阻力频率分布 仍处于初撑支护状态 ，故不能判定为初次来压 ，只 有当推进到 ６５ m 时 ，工作面煤壁发生片帮 ，顶板 冒落 ， 淋水增大 ， 液压支架增阻较快 ， 顶板发生初次 来压 。 3 ． 3 顶板来压强度 顶板初次来压步距 ６５ m ， 垮落面积１００１０ m ２ ， 来压强度为 １ ． １５ ， 持续 ２ d 。 与地表下沉相继发生 的来压步距为 ８２ m ， 垮落面积为 １２６２８ m ２ ， 来压强 度为 １ ．６５ ，持续 ５ d 。 周期来压步距步距 ９ ．７ ～ １７ ． ８ m ， 平均为 １６ ． ３ m ， 强度系数为 １ ． １６ ，持续时 间为 １ ～ ３ d 。 4 支架支护阻力测定 实测初撑力平均值为 ３０３８ kN ， 为额定初撑力 的 ５０ ％ ； 最大值为 ４２３４ kN ， 为额定值的 ６９ ． ６ ％ 。 实测最大工作阻力 Pm的平均值为 ３３０６ kN ， 为额定值的 ４３ ． ５ ％ ； 最大值为 ４７４３ kN ，为额定值 的 ６２ ． ４ ％。 实测时间加权工作阻力的平均值为 ３１８４ kN ， 为额定值的 ４１ ． ９ ％ ； 最大值为 ４７４３ kN ，为额定值 的 ６２ ． ４ ％ 。 现场测试结果表明 ，支架支护阻力是 适应 ２ 号工作面顶板活动特点的 ， 能承受剧烈来压 的顶板活动 。 支架阻力的频率分布是支架工作状况的重要 指标 。 图 ３a 、b 、c 为支架初撑力 、时间加权工作阻 力 、 最大工作阻力在开采过程中的频率分布 。 实测 初撑力小于 ３４７５ kN／架（ P０＋ σ）的数占全部统计 数的 ８０ ％ ， 大于 ３９１２ kN／架（ P０＋ ２σ）的数仅占全 部统计数的 ３ ．６ ％ 。实测时间加权工作阻力小于 ３６６９KN／架（Pt＋ σ）的数占全部统计数的 ８１ ．８ ％ ， 大于 ４１２４ kN／架（ Pt＋ ２σ）的数仅占全部统计数的 ３ ．６ ％ 。 实测最大工作阻力小于 ３８４６ kN／架（ Pm ＋ σ）的数占全部统计数的 ８５ ．５ ％ ，大于 ４３５９ kN／ 架（Pm＋ ２σ）的数仅占全部统计数的 ３ ． ６ ％ 。 图 ４ 为支架的运转特性统计结果 。 图示中 ，a 表示初撑式 ，b 表示一次增阻式 ， c 表示二次及多次 增阻式 ， d 表示降阻式 。 图 ４ 支架的运转特性 （a） 前柱 ； （b）后柱 从图中可以看出 （１） 初撑式 前柱初撑式占 ２９ ． ９ ％ ， 后柱初撑 式占 ４５ ． ３ ％ ， 后柱比前柱的高 ５２ ％ ． 这种特性反映 ６ ２００４ ．№ ４ 矿山压力与顶板管理 初撑力和支架工作阻力相等 ， 原因是顶板压力小于 初撑力 ， 支架处于等劲状态 ，此时测不出顶板的真 实压力 。 （２） 一次增阻式 一次增阻式前柱占 ４４ ． ３ ％ ， 后柱占 １８ ． ２ ％ ， 前柱比后柱高 １ ． ４３ 倍 。 这种特性 反映随时间延续支护阻力增大 ， 说明支架在支撑顶 板 ， 此比率越高 ， 说明支架运转越正常 ， 设计的参数 越合理 。 （３） 二次及多次增阻式 二次及多次增阻式 前柱占 ２０ ． ９ ％ ， 后柱占 ８ ． ４ ％ ，前柱比后柱高 １ ． ４９ 倍 ， 这反映在承受顶板动载上前柱比后柱高 １ ．４９ 倍 。 （４） 降阻式 降阻式前柱占 ４ ．９ ％ ，后柱占 ２９ ． １ ％ ， 后柱比前柱高 ４ ．９４ 倍 。 降阻特性反映随 时间延续支护阻力降低 ， 表现在工作面上方为 ３ m 厚的顶煤在矿山压力作用下破碎 ， 后立柱与顶煤接 触不好 ， 其顶板压力消耗在塑性垫层中而传递不到 支架顶梁 ， 支架后立柱与顶立柱支护阻力越随时间 延续而降低 ， 这与在来压阶段内 ，部分支架的工作 阻力反而降低的规律是相一致的 。 5 主要结论 （１）No ． ２ 工作面矿压显现明显 ， 顶板初次来压 步距为 ６５ m ， 来压强度为 １ ． １５ 。 与地表下沉相继 发生的来压步距为 ８２ m ，来压强度为 １ ．６５ 。 周期 来压步距平均为 １６ ． ３ m ，强度系数为 １ ．１６ 。 支架 初撑力平均值为 ３０３８ kN ，为支架设计初撑力的 ５０ ％ ；支 架 时 间 加 权 工 作 阻 力 的 平 均 值 为 ３１８４ kN ， 为额定值的 ４１ ．９ ％ ；实测最大工作阻力 的最大值为 ４７４３ kN ，为额定值的 ６２ ．４ ％。 支架 的工作阻力频率分布合理 ，运转特性良好 ，适应 No ． ２ 工作面的地质与开采技术条件 。 （２）研究表明 ， 在浅埋深极松软顶板条件下 ， 随 着工作面推采 ，极松软顶板将悬露 、断裂 ，形成块 体 ， 因而可视顶板岩层为碎块体 ， 即松散介质 ， 这种 介质可达到接近地表的所有岩层 ， 松散介质相互挤 压 、 相互作用 ， 形成“压力拱”结构 ， 压力拱承担了上 部岩层的重量 ， 并将其传递至拱脚 ， 形成支承压力 。 随着推采 ， “压力拱”范围不断增大 。 当工作面推进 到 ６５ m 时 ， “压力拱”失稳破坏 ， 产生初次来压 。 （３）在浅埋深极松软顶板条件下 ，采用支架载 荷增量法能作出较好地判断 ， 与现场观测结果是相 一致的 。 该方法可在类似的顶板开采条件下推广 应用 。 参考文献 ［１］ 黄庆享 ．浅埋煤层的矿压特征与浅埋煤层定义［J］ ．岩石力学 与工程学报 ， ２００２ ， ２１（８） １１７４ 一 １１７７ ． ［２］ 黄庆享 ，钱鸣高 ，石平五 ．浅埋煤层采场老顶周期来压结构分 析［J］ ．煤炭学报 ， １９９９ ， ２４（６） ５８１ 一 ５８５ ． ［３］ 侯忠杰 ．浅埋煤 层关键层研 究［J］ ． 煤炭 学 报 ，１９９９ ，２４（４） ３５９ － ３６３ ． ［４］ 吕军 ，侯忠杰 ．影响浅埋煤层矿压显现规律的研究［J］ ． 矿山 压力与顶板管理 ， ２００２ ， （２） ３９ － ４１ ． ［５］ Li Jianmin ， Li Xinyuan ． Application of the Chinese － made Fully Mechanized Coal Mine Equipment and the Technology in PVK Coal Mine in India［A］ ． Proceedings of the Interna唱 tional Mining Tech＇９７ Symposium ［C］ ．Beijing China Coal Industry Publishing House ， １９９７ ．１０１ － １１０ ． ［６］ 钱鸣高 ，刘听成 ．矿山压力及其控制［ M］ ． 北京 煤炭工业出 版社 ， １９９６ ． ２８８ － ２９０ ． （上接第 ３ 页） 表 ２ １２２１（３）综放面顺槽矿压分布实测结果表 观测内容 无采动 影响区 ／m 采动影响 明显区 ／m 采动影响 剧烈区 ／m 支承压力 峰值位置 ／m 巷道表面位移＞ ６１６１ ～ ２６ ． ６＜ ２６ ． ６１４ ． ６ 顺槽支架位移＞ ６１ ． ５６１ ． ５ ～ ２９＜ ２９１５ 围岩深部位移＞ ６３ ． ５６３ ． ５ ～ ２７ ． １＜ ２７ ． １１４ ． ９ 顺槽支架压力＞ ６６ ． ３６６ ． ３ ～ ３０＜ ３０１６ ． ２ 平均＞ ６３６３ ～ ２８＜ ２８１５ 5 结论 （１） FLAC 数值模拟软件特别能适合求解非 线性大变形问题 ，在岩土工程问题中应用广泛 ，是 数值模拟理论中一种有效的方法 。 （２） 模拟结果表明 采场附近围岩活动剧烈 ， 应力集中系数大 ； 煤层底板支承压力以一定的传递 角传播 ， 影响深度大 。 （３） 利用 FLAC 数值模拟 ， 可较好地掌握综放 采场围岩压力分布规律 ， 为巷道合理布置提供理论 依据 。 参考文献 ［１］ 钱鸣高 ，刘听成 ．矿山压力及其控制［ M］ ． 北京 煤炭工业出 版社 ， １９８３ ． ［２］ 陈炎光 ，陆士良 ．中国煤矿巷道围岩控制［ M］ ． 徐州 中国矿 业大学出版社 ， １９９４ ． ［３］ 恭纪文 ．应力与变形的数值模型方法数值模拟软件 FLAC 介绍［J］ ．华东地质学院学报 ， ２００２ ， （２５）３ ２２０ － ２２７ ． ７矿山压力与顶板管理 ２００４ ．№ ４