综采采场顶板结构模型及“支架-围岩”关系研究

吴士良，刘思利，佟金婉，王建行，史晨昊，赵吉玉

(山东科技大学 矿业与安全工程学院，山东 青岛 266590)



综采采场顶板结构模型及“支架-围岩”关系研究

吴士良，刘思利，佟金婉，王建行，史晨昊，赵吉玉

(山东科技大学 矿业与安全工程学院，山东 青岛 266590)

摘要：以综采采场上覆岩层运动规律为核心，运用“传递岩梁”理论对采场顶板运动参数进行预计算，建立了采场顶板结构模型，详细分析了支架在“给定变形”和“限定变形”两种工作状态下支护强度和活柱缩量的计算确定方法。研究结果表明：直接顶由多分层组成时，具有不同运动组合特性的各分层垮落步距不同。将对采场矿压显现有明显影响的基本顶岩梁分为“单一岩梁”和“双岩梁”结构。采场顶板控制设计中对直接顶采用“给定载荷”的工作方式，根据不同的控顶要求对基本顶采用“给定变形”或“限定变形”的工作方式。在基本顶“双岩梁”结构下，既要防止下位岩梁运动时的切顶、活柱缩量超限等威胁，又要防止上位岩梁来压时对采场的动压冲击。

关键词：综采采场；传递岩梁；顶板结构模型；支架-围岩关系

长期以来，煤矿顶板事故多发，严重影响煤矿安全高效生产。因此，顶板控制一直是采矿科学领域研究的核心问题之一[1-2]。定量的顶板控制设计要求用具体数据来表达上覆岩层运动规律。由于采场围岩条件的复杂性，支架与围岩相互关系是多种多样的[3]。因此，需要根据具体的采场条件对顶板岩层运动参数进行计算，为顶板控制设计提供基础数据。采场“支架-围岩”关系是研究采场顶板运动规律的关键，是顶板控制理论选择和指导工作面支架选型的依据[4-5]。目前，国内外学者已经对采场矿压理论进行了大量的研究工作，研究方法是多样性、综合性的，理论分析、数值模拟、相似模拟和现场实测等方法得到普遍应用。最具代表性的矿压理论为钱鸣高院士提出的“砌体梁”结构模型和宋振骐院士提出的“传递岩梁”结构模型。“砌体梁”理论研究了支架工作状态与控顶效果的关系，认为支架无法改变基本顶的回转变形，基本顶始终处于“给定变形”状态[6-8]；“传递岩梁”理论分析了工作面顶板运动规律，认为支架对基本顶位态控制存在“给定变形”和“限定变形”两种工作状态[9-10]。本文主要运用“传递岩梁”理论对综采采场顶板运动参数进行预计算，构建清晰、量化的顶板结构模型[11]，针对不同控顶要求，利用“位态方程”对基本顶“单一岩梁”或“双岩梁”结构进行“给定变形”或“限定变形”的控制设计，以达到采场具有合理的支护强度和活柱下缩量不超限的要求。

1综采采场顶板运动参数及顶板结构模型

对采场矿压显现有明显影响的岩层范围是有限的、可知的、可变化的和可控制的[12]。实践证明，对采场矿压显现有明显影响的岩层包括“直接顶”和“基本顶”两部分[13]。因此，针对某一具体采场而言，掌握直接顶和基本顶的运动规律，是正确进行顶板控制设计的前提。

1.1直接顶运动参数

直接顶运动参数主要包括：直接顶厚度及其岩性、初次垮落步距、周期垮落步距及正常推进阶段直接顶悬顶距和悬顶系数等。

1.1.1直接顶厚度

1) 理论确定

(1)

其中：Mi—岩层厚度；h—开采厚度；KA—岩层碎胀系数。

2) 实测确定

(2)

1.1.2直接顶初次垮落步距

1) 直接顶由单一岩层组成(图1(a))。当直接顶由单一岩层组成时，其初次垮落步距为

(3)

其中：L0Z—直接顶初次垮落步距；[σt]—直接顶岩层抗拉强度。

2) 直接顶由多个分层组成(图1(b))。当直接顶由多个分层组成时，需判断组成直接顶的各分层运动组合关系，计算出具有不同运动特性的各分层垮落步距[14]。

相邻岩层同时运动，则

(4)

相邻岩层分开运动，则

(5)

其中：ES—下位岩层弹性模量；EC—上位岩层弹性模量；MS—下位岩层厚度(硬岩层)；MC—上位岩层厚度(软岩层)。

假设直接顶由M1、M2、M3和M4四个分层组成。其中M1和M2同时运动，M3和M4同时运动。则直接顶初次垮落时，呈分层垮落特性，其初次垮落步距分别为：

(6)

(7)

图1　直接顶初次垮落示意图

1.1.3直接顶周期垮落步距

直接顶周期垮落步距按悬臂梁计算：

(8)

其中：LZ—直接顶周期垮落步距。

1.1.4直接顶悬顶系数

就直接顶重量而言，如果其悬顶距为0，则其岩重全部作用在支架上；如果悬顶距大于0，此时支架切顶线后方的直接顶岩重将会以力矩形式作用在控顶区内支架上，其作用力大于直接顶自身岩重。直接顶悬顶系数[9]计算公式为：

(9)

其中：LS—直接顶悬顶距；LK—工作面控顶距；S0—煤壁距支架合力作用点距离。

1.2基本顶运动参数

基本顶运动参数主要包括：基本顶厚度、初次来压步距和周期来压步距，其中来压步距是最重要的参数。

1.2.1基本顶厚度

1) 理论确定

相邻岩层同时运动(构成同一岩梁)，则满足式(4)；相邻岩层分别运动(构成不同岩梁)，则满足式(5)。

2) 实测确定

基本顶为“单一岩梁”结构，支架承载值与推进步距间呈单一周期波动曲线(图2(a))；基本顶为“双岩梁”结构，支架承载值与推进步距间呈大小周期波动曲线(图2(b))，小幅波动代表下位岩梁断裂来压，大幅波动代表上位岩梁断裂来压。

1.2.2基本顶初次来压步距

1) 基本顶由“单一岩梁”构成，且上覆无软岩层(图3(a))。此时基本顶初次来压步距为

(10)

2) 基本顶由“单一岩梁”构成，且上覆有软岩层(图3(b))。此时基本顶初次来压步距为

(11)

其中：C0—基本顶初次来压步距；ME—基本顶厚度；MC—软岩层厚度；[σt]—基本顶岩层抗拉强度；γE—基本顶岩层容重。

图2　基本顶不同岩梁结构矿压显现规律

图3　基本顶“单一岩梁”结构

3) 基本顶由“双岩梁”构成。其组合可能有“下位岩梁-上位岩梁”、“下位岩梁-软岩层-上位岩梁”、“下位岩梁-上位岩梁-软岩层”和“下位岩梁-软岩层-上位岩梁-软岩层”四种类型，如图4所示。根据岩梁上有无软岩层作用，分别计算上、下位岩梁的初次来压步距。

图4　基本顶“双岩梁”结构组图

1.2.3基本顶周期来压步距

基本顶初次来压结束后，基本顶岩梁可近似看成是悬臂梁。

1) 基本顶岩梁上无软岩层，该岩梁的周期来压步距为

(12)

2) 基本顶岩梁上有软岩层，该岩梁的周期来压步距为[15]：

(13)

1.3综采采场顶板结构模型

顶板运动是采场矿压产生的根源。因此，摸清顶板运动规律是制定采场矿压控制技术的依据，也是采场支架合理工作阻力确定的基础工作，顶板结构模型是采场顶板运动规律的直观量化表现。下位岩梁-上位岩梁型“双岩梁”结构采场顶板结构模型如图5所示。

图5　“双岩梁”结构顶板结构模型

2综采采场“支架-围岩”关系

采场“支架-围岩”关系，包括支架对直接顶的控制方式和对基本顶的控制方式等两个部分。其中，对直接顶只能采取“给定载荷”的控制方式，对基本顶可以采取“给定变形”或“限定变形”的控制方式。

2.1直接顶初次垮落期间

直接顶初次垮落时，必须按照最危险状态(直接顶沿煤壁处切断)考虑，支架至少能承担起直接顶初次垮落步距一半的重量。

(14)

其中：PT—支架工作阻力。

2.2基本顶初次来压期间

(15)

(16)

其中：A—直接顶作用力；γZi—组成直接顶各分层的容重；MZi—组成直接顶各分层的厚度；fZi—组成直接顶各分层的悬顶系数；KT—岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比控制。

图6　整体切断顶板示意图

对于可能整体切断的岩层，由于顶板剪断运动迅猛，采场将受到明显的动压冲击。此时，如果支架阻力不足，极易发生顶板沿煤壁切下的重大冒顶事故(图6)。为此，支架工作阻力应能防止顶板沿煤壁切断，而把切断线控制在控顶距之外。此时，支架支护强度和活柱下沉量应满足[16]：

(17)

(18)

其中：γK—整体切断岩层的容重；MK—整体切断岩层的厚度；LK—整体切断岩层的切断步距；ε—支架活柱的额定缩量。

2.3基本顶周期来压期间

2.3.1支架在“给定变形”状态下工作

当支架在“给定变形”状态下工作时，支架对顶板的运动不能起到阻止作用，来压结束后，基本顶岩梁沉降至最终无阻碍沉降值ΔhA，采场顶板下沉量将达到最大值。

当基本顶岩梁运动使采场最大顶板下沉量较小时，应对基本顶岩梁采取“给定变形”的“让压”支护方案[17]。因为，采用此工作状态，所需支架支护强度最小。如果基本顶岩梁运动结束时ΔhA比较大，若对岩梁运动不加限制，采场支架会因活柱缩量超限而被压死；在这种情况下，应对岩梁运动采取“限定变形”的工作状态，在既定支护强度下，使岩梁运动在采场的矿压显现不超过控顶要求的范围。

此时，支架支护强度和活柱下沉量应满足：

(19)

(20)

其中ΔhA为基本顶岩梁最终无阻碍沉降值。

2.3.2支架在“限定变形”状态下工作

当支架在“限定变形”状态下工作时，岩梁的位态受到支架工作阻力的限制，支架与顶板建立起力学平衡关系，来压结束后，采场最终顶板下沉量为控制所要求的顶板下沉量Δhi。要保证顶板控制状态良好，必须增大支架工作阻力，将Δhi控制在一个较小范围内[18]。

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此时，支架支护强度和活柱下沉量应满足：

(21)

(22)

其中Δhi为控制所要求的顶板下沉量。

当采场存在“双岩梁”结构，支架在“限定变形”状态下工作时，除把采场最大顶板下沉量控制在允许缩量和工作空间要求的范围内，还应使下位岩梁在上位高强度岩梁来压前，在控制范围内与上位高强度岩梁间不产生离层，防止动压冲击。

3实例分析

3.1基本顶“单一岩梁”控制设计

某综采面煤层厚度2.0 m，直接顶为厚4.5 m的粉砂岩，基本顶为厚4.0 m的细砂岩，实测基本顶岩梁来压步距12.0 m，来压时无明显动压冲击。

所以，利用实测参数建立位态方程

因此，支护强度0.47 MPa能够满足采场的控顶要求。

3.2基本顶“双岩梁”控制设计

某矿综采面厚度2.0 m，直接顶为厚4.5 m的页岩和粉砂岩，初次垮落步距15.0 m左右。基本顶包括两个岩梁，第二岩梁比较坚硬，来压步距大，来压时采场有明显的动压冲击。工作面控顶距为5.2 m，支架最大活柱缩量为400 mm。实测相关参数见表1。

表1　实测基本顶岩梁运动参数

1) 直接顶初次垮落期间

需要考虑直接顶初次垮落时切顶威胁，为此：

2) 防止基本顶第二岩梁初次来压时动压冲击

减小第二岩梁初次来压时动压冲击关键是，尽可能保证来压前夕第一岩梁与第二岩梁在控顶区范围内紧贴。为此：

第二岩梁初次来压结束后顶板最大下沉量为：

由上述分析可知，初次来压阶段，支架支护强度为0.35 MPa时，最大活柱缩量为260 mm<ε=400 mm。因此，支架支护强度0.35 MPa，既能满足防止动压冲击，又能保证活柱下缩量不超限的要求。

3) 防止基本顶第二岩梁周期来压时动压冲击

防止周期来压时第二岩梁的动压冲击，同样需保证来压前夕第一岩梁与第二岩梁在控顶区范围内紧贴。则

第二岩梁来压结束时，相对于该支护强度下的最大顶板下沉量为：

此时，活柱缩量为495 mm，超过其允许限度400 mm。因此，必须提高支护强度，将顶板下沉量控制在ΔhT=ε=400 mm以内，此时：

因此，支护强度0.52 MPa既能保证初次来压期间和周期来压期间采场不受基本顶第二岩梁的动压冲击，又能保证活柱缩量不超限的要求。

4结论

1) 构成采场直接顶的各分层间运动组合特性不同，则其垮落步距不同，直接顶呈分层垮落特点。

2) 构成采场基本顶分为“单一岩梁”和“双岩梁”结构，根据岩梁上方有无软岩层作用，分为“下位岩梁-上位岩梁”、“下位岩梁-软岩层-上位岩梁”、“下位岩梁-上位岩梁-软岩层”和“下位岩梁-软岩层-上位岩梁-软岩层”四种类型。

3) 根据采场控顶要求的不同，支架对基本顶岩梁采取“给定变形”或“限定变形”的工作方式。当采场上方存在高强度的上位岩梁时，必须采取“限定变形”的工作方式，减小动压冲击。

参考文献：

[1]陈苏社.特殊地质条件下综采工作面顶板控制技术[J].煤炭科学技术,2014,42(2):124-128.

CHEN Sushe.Roof control technology of fully-mechanized coal mining face under special geological conditions[J].Coal Science and Technology,2014,42(2):124-128.

[2]杨敬轩，鲁岩，刘长友，等.坚硬厚顶板条件下岩层破断及工作面矿压显现特征分析[J].采矿与安全工程学报，2013，30(2):211-217.

YANG Jingxuan，LU Yan，LIU Changyou，et al.Analysis on the rock failure and strata behavior characteristics under the condition of hard and thick roof[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):211-217.

[3]高峰，钱鸣高，缪协兴.采场支架工作阻力与顶板下沉量类双曲线关系的探讨[J].岩石力学与工程学报，1999，18(6)：658-662.GAO Feng,QIAN Minggao,MIAO Xiexing.Discussion on support working resistance and roof subsidence hyperbolic relationship[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1999,18(6):658-662.

[4]钱鸣高,何富连,王作棠,等.再论采场矿山压力理论[J].中国矿业大学学报,1994,23(3):1-6.

QIAN Minggao，HE Fulian，WANG Zuotang，et al.A further discussion on the theory of the strata behaviors in longwall mining[J].Journal of China University of Mining & Technology,1994,23(3):1-6.

[5]万峰,张洪清,韩振国.液压支架初撑力与工作面矿压显现关系研究[J].煤炭科学技术,2011,39(6):18-20.

WAN Feng，ZHANG Hongqing，HAN Zhenguo.Study on relationship between initial support force of hydraulic powered support and mine strata pressure behavior of coal mining face[J].Coal Science and Technology,2011,39(6):18-20.

[6]钱鸣高,缪协兴,何富连.采场“砌体梁”结构的关键块分析[J].煤炭学报,1994,19(6):557-563.

QIAN Minggao,MIAO Xiexing,HE Fulian.Analysis of key blocks in the structure of “masonry beam”[J].Journal of China Coal Society,1994,19(6):557-563.

[7]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社,2003:68-70.

[8]侯忠杰.对浅埋煤层“短砌体梁”、“台阶岩梁”结构与砌体梁理论的商榷[J].煤炭学报,2008,33(11):1201-1204.

HOU Zhongjie.Concept of both short voussoir beam and step beam in shallow seam and voussoir beam theory[J].Journal of China Coal Society,2008,33(11):1201-1204.

[9]宋振骐.实用矿山压力控制[M].北京:中国矿业大学出版社,1988:75-76.

[10]卢国志，汤建泉，宋振骐.传递岩梁周期裂断步距与周期来压步距差异分析[J].岩土工程学报，2010，32(4)：538-541.

LU Guozhi,TANG Jianquan,SONG Zhenqi.Difference between cyclic fracturing and cyclic weighting interval of transferring rock beams[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2010,32(4):538-541.

[11]吴士良,刘思利.顶板结构模型法计算确定综采面支架合理支护强度[J].山东科技大学学报(自然科学报),2015，34(6):40-44.WU Shiliang,LIU Sili.Roof structure model method to calculate and determine the reasonable supporting strength of fully mechanized coal mining face[J].Journal of Shandong University of Science and Technology(Natural Science),2015,34(6)：40-44.[12]尹增德.采动覆岩破坏特征及其应用研究[D].青岛:山东科技大学,2007.

[13]文志杰,赵晓东,尹立明,等.大采高顶板控制模型及支架合理承载研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(2)：255-258.

WEN Zhijie,ZHAO Xiaodong,YIN Liming,et al.Study on mechanical model and reasonable working-condition parameters in mining stope with large mining height[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2010,27(2):255-258.

[14]文志杰,汤建泉,王洪彪.大采高采场力学模型及支架工作状态研究[J].煤炭学报,2011,36(增1):42-46.

WEN Zhijie,TANG Jianquan,WANG Hongbiao.Study on mechanical model and hydraulic support working state in mining stope with large mining height[J].Journal of China Coal Society,2011,36(S1):42-46.

[15]姜福兴.采煤工作面顶板控制设计及其专家系统[M].北京:煤炭工业出版社,2010:18-19.

[16]谭云亮.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社,2008:52-53.

[17]姜福兴,尹永明,朱权洁,等.基于微震监测的千米深井厚煤层综放面支架围岩关系研究[J].采矿与安全工程学报，2014,31(2):167-174.

JIANG Fuxing,YIN Yongming,ZHU Quanjie,et al.Relationship between support and surrounding rock of fully mechanized caving face in thick coal seam of kilometer deep mine based on microseismic monitoring technology[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2):167-174.

[18]郭焘.综采工作面合理支护强度确定[J].煤,2009,18(12):42-44.GUO Tao.Determination of reasonable supporting strength in fully mechanized coal mining face[J].Coal,2009,18(12)：42-44.

(责任编辑：吕海亮)

收稿日期：2015-11-24

作者简介：吴士良(1964—),男,江苏宜兴人,教授,博士,主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究. 刘思利(1991—),男,山东济宁人,硕士研究生,主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究，本文通信作者.E-mail: liusili300@163.com

中图分类号：TD323

文献标志码：A

文章编号：1672-3767(2016)04-0044-08

Study on Roof Structure Model and Support-surrounding Rock Relationship at Fully-mechanized Coal Mining Face

WU Shiliang, LIU Sili, TONG Jinwan, WANG Jianhang, SHI Chenhao, ZHAO Jiyu

(College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China)

Abstract:With overlying strata movement law at fully-mechanized coal mining face as the core, the roof movement parameters were predicated and calculated by using the “transferring beam” theory and a roof structure model of fully-mechanized coal mining face was established to analyze the calculation method of support strength and shrinkage under the working conditions of “given deformation” and “limited deformation”. The results show that when the immediate roof is composed of multiple layers, the caving step distances of layers with different movement characteristics are different. The main roof, which had obvious influence on the stope pressure, was divided into “single rock beam” structure and “double rock beam” structure. The “given load” working method was adopted in the roof control design of immediate roofs and methods of “given deformation” or “limited deformation” were used in main roof according to different control requirements. In the main roof with “double rock beam” structure, threats such as the overrun of cutting and live column shrinkage during the movement of lower rock beam as well as the dynamic impact on the stope when pressure came to the upper rock beam had to be prevented.

Key words:fully-mechanized coal mining face; transferring beam; roof structure model; support-surrounding rock relationship