含硬夹矸大采高仰采综放面煤壁稳定性机理研究

杨世力，宋选民，周钰博，王大威

(太原理工大学 采矿工艺研究所，山西 太原 030024)

含硬夹矸大采高仰采综放面煤壁稳定性机理研究

杨世力，宋选民，周钰博，王大威

(太原理工大学 采矿工艺研究所，山西 太原 030024)

为了分析含硬夹矸对大采高仰采综放面煤壁稳定性的影响，采用理论分析与现场监测相结合的方法，建立了煤壁片帮的力学模型。通过控制变量法，依次变化顶板压力、夹矸层赋存高度以及仰采角度，控制其余变量不变，依据煤壁破坏的安全余量判别准则，观察变量变化对煤壁破坏的影响。结果表明：硬夹矸给上部煤层提供了向上的支撑力以及横向的摩擦力，上部煤壁失稳时，煤层沿着硬夹矸层面产生滑移破坏；安全余量与顶板压力和夹矸层赋存高度呈负的线性变化，安全余量与仰采角度呈三角函数余弦曲线变化，仰采角度越大，煤壁安全余量越小 。

硬夹矸；大采高；煤壁稳定性；控制变量法

大采高综放技术是我国开采缓倾斜厚煤层主要采取的方法之一，指的是工作面机采高度在3.5～5.0m范围内的综放开采[1]，已经在同煤集团同忻煤矿、塔山煤矿、五家沟煤矿得到广泛运用。大采高综放开采具有安全性能好、生产能力大、经济效益好，资源采出率高等比较明显的优势[2-4]。但是，采高对煤体稳定性有较大影响,在同等受力情况下,采煤高度越大,煤壁越不稳定,越容易产生煤壁片帮，其片帮的深度可达1m甚至几米,同时煤壁的破坏增大了端面无支护空间，容易引发端面冒顶，而冒顶会进一步加剧煤壁片帮，两者是紧密联系的[5-7]。这导致了支架受力不合理，给生产与安全管理带来极大的困难，严重影响了矿井的安全、高效生产，造成了极大的经济损失。

多年的理论研究与实践证明,夹矸强度一般都较纯煤强度高，夹矸煤样轴向变形量较纯煤或叠加煤样轴向变形量小，对于硬夹矸来说，这些特征更加明显[8]。煤层硬夹矸的存在将煤层划分为几个分层，降低了煤层整体厚度，提高了煤层的稳定性。煤层硬夹矸的位置又会改变煤壁片帮的形态。因此，含硬夹矸大采高仰采综放面煤壁破坏机理的研究对于生产活动具有重要的实际意义。

1 含硬夹矸仰采工作面煤壁破坏分析

1.1 工作面煤壁破坏特征

依据夹矸层在煤层中的位置，可以将煤层夹矸分为三类：上部夹矸层：指的是距离顶板小于1～1.5m的夹矸；下部夹矸层：指的是距离底板1.5～2.0m的夹矸层；中部夹矸层：指的是位于煤层中部的夹矸层[9]。

含硬夹矸对煤壁破坏形式有很大影响，因为硬夹矸自身力学性质较好。在超前压力作用下，当硬夹矸层赋存层位较低时，夹矸上位煤体易发生剪切破坏，上位煤体沿夹矸层上层面滑移片帮，而夹矸和下位煤体一般比较稳定；当硬夹矸层赋存层位较高时，夹矸下位煤体易发生剪切破坏，而硬夹矸层一般保持稳定[9]。其剪切破坏形式如图1所示。

图1 含硬夹矸煤壁片帮破坏的主要形式

煤壁片帮受到超前压力、基本顶来压等因素的影响。超前压力会使煤体产生很多新的裂隙，同时增大原有裂隙，这降低了煤体的整体强度。工作面来压期间，基本顶的回转运动使直接顶产生破坏，将部分压力转移到前方煤体，使围岩裂隙发育，来压剧烈，极大地影响了煤壁的稳定性,容易诱发煤壁片帮和冒顶[10]。生产实践表明，图1(a)(β为煤层倾角)所示发生的破坏较为常见，图1(b)发生的破坏相对简单，现以图1(a)上部片帮类型作为研究对象。

1.2 含硬夹矸仰采工作面煤壁剪切破坏力学模型

煤壁剪切破坏轨迹为弧状，其破坏面一般是曲面，在工程实践允许的情况下，为研究简明、方便起见，将该曲面简化为平面abcd,因为这种煤壁剪切破坏高度较小，简化后的模型与原来相比，误差很大。将顶板压力简化为均布力q，建立图2所示的含硬夹矸仰采工作面煤壁片帮力学模型。按照摩尔-库伦准则，将剪切面上的抗剪力T减去该面上的滑动力S为安全余量D：D=T-S。判定标准为：当D大于0时，煤壁保持稳定；当D小于0时，煤壁不稳定，发生剪切滑移破坏。

图2 煤壁剪切破坏力学模型

如图2所示，梯形体abcd为煤壁剪切破坏块体。T1,T2分别表示ab，cd这两段剪切滑移面的抗滑力;N1,N2分别为剪切滑移面cd,da上承受的正压力；S1,S2分别为剪切滑移面cd,da这两段上的滑动力;Q表示滑动体所受的顶板压力；q为作用在滑动体上方的均布载荷;L1,L2表示cd，da两段剪切滑移面的长度;H1表示夹矸上层面距工作面顶板的距离，即剪切破坏块体的高度;H2表示夹矸的厚度;H表示煤壁采高;B表示剪切破坏块体的水平宽度;G表示剪切破坏块体的自重;γm,γg分别表示煤和夹矸的体积力；α表示滑移线与煤壁的夹角；β表示煤层倾角;Cm,Cg分别表示煤和夹矸的黏聚力;φm,φg分别表示煤和夹矸的内摩擦角。可求安全余量：

D=T1+T2-S1-S2

(1)

图2中：

L1=H1/cosα

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

(7)

T1=CgL1+N1tanφg

(8)

T2=CmL2+N2tanφm

(9)

将式(2)～(9)代入式(1) ,得到安全余量D的表达形式为式(10)：

D=CgL1+N1tanφg+CmL2+N2tanφm-S1-S2

(10)

因为G相对于Q来说很小，可以忽略不计，代入相关参数，则式(10)可简化为式(11)：

(11)

1.3 煤壁破坏的敏感度分析

某矿实际工作面的相关数据为H=4m,H1=1.5m,H2=1m,L1=0.4m,β=25°,Cm=0.2067MPa,φm=30°,Cg=0.5MPa,φg=40°,q=0.8MPa,α为单轴压缩下剪切破坏角，α=45°-φm/2。利用控制变量法，改变相应变量，分析其对安全余量D的影响。

(1)在保持H=4m,H1=1.5m,H2=1m,L1=0.4m,β=25°,Cm=0.20MPa,φm=30°,Cg=0.5MPa,φg=40°不变的条件下，变化顶板载荷集度q，分析其对煤壁破坏安全余量D的影响，有：D=0.558-0.698q，得出图3所示关系。

图3 安全余量D与顶板压力q的变化关系

从图3可以看出,随着顶板压力的增大,安全余量线性减小,当顶板压力q=0.8MPa时，安全余量D=0,煤壁呈临界破坏的状态，可知该条件下煤壁破坏的临界压力为0.8MPa。

(2)在保持H=4m,H2=1m,L1=0.4m,β=25°,Cm=0.2067MPa,φm=30°,Cg=0.5MPa,φg=40°,q=0.8MPa不变的条件下，只变化夹矸层赋存高度H1，分析其对煤壁破坏安全余量D的影响，有：D=-0.016H1+0.024,得出图4所示关系。

图4 安全余量D与夹矸层赋存高度H1的变化关系

从图4可以看出，随着夹矸层位置降低，夹矸层上位煤壁安全余量线性减小，当H1=1.5m时，安全余量D=0，煤壁呈临界破坏状态，当H1继续增大时，夹矸层上位煤壁会沿夹矸上层面发生滑移破坏。可知该条件下煤壁破坏的临界夹矸层赋存高度为1.5m。

(3)在保持H=4m,H1=1.5m,H2=1m,L1=0.4m,β=25°,Cm=0.2067MPa,φm=30°，φg=40°,q=0.8MPa不变的条件下，变化夹矸的黏聚力Cg，分析其对煤壁破坏安全余量D的影响，有：D=-0.2+0.4Cg，得出图5所示关系。

图5 安全余量D与夹矸黏聚力Cg的变化关系

从图5可以看出，安全余量D与Cg成正的线性变化，随着Cg的增大，安全余量D线性增大。当Cg=0.5MPa时，D=0，煤壁呈临界破坏状态。由此可知，该条件下煤壁破坏的临界夹矸黏聚力为0.5MPa。

图6 安全余量D与仰采角度β的变化关系

从图6可以看出，随着仰采角度β的增大，安全余量逐渐减小，当β=25°时,安全余量D=0,煤壁呈临界破坏状态 ，由此可知,该条件下煤壁破坏煤层仰采临界倾角为25°。

2 结 论

(1)含硬夹矸大采高仰采工作面煤壁片帮形式主要为剪切破坏。坚硬夹矸的存在会对上部煤层提供向上的支撑力和水平的横向摩擦力，所以，坚硬夹矸的存在能够提高煤壁的整体稳定性。

(2)分析了含硬夹矸大采高仰采煤壁的破坏形式，比较典型的有两种，比较常见的一种是夹矸上位煤层沿着夹矸层面滑移片帮，另一种是夹矸层下位煤层的剪切滑移破坏。

(3)建立了含硬夹矸大采高仰采工作面煤壁稳定性的一般力学模型，分析了顶板压力、夹矸层赋存高度、夹矸黏聚力、仰采角度对煤壁稳定性的影响。其中顶板压力、夹矸层赋存高度、夹矸层黏聚力与煤壁安全余量呈负的线性变化，顶板压力越大、夹矸层赋存高度H1越大、夹矸黏聚力越小，安全余量越小；仰采角度与安全余量呈曲线变化，仰采角度越大，安全余量越小。

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[责任编辑：毛德兵]

Coal Wall Stability Mechanism of Up-dip Mechanized Top-coal Caving Face Mining with Large Mining Height and Harden Dirt Band

YANG Shi-li，SONG Xuan-min，ZHOU Yu-bo，WANG Da-wei

(Mining Technology Research Institute，Taiyuan University of Technology，Taiyuan 030024，China)

In order to analysis coal wall stability of up-dip mechanized top coal caving face with large mining height and harden dirt band，theory analysis and field monitoring were used，then mechanical model of coal wall spalling was built.According to control variate method，roof pressure，dirt band thickness and up-dip mining angle were changed successively，and other variables were constant，according to safety margin criterion of coal wall broken，then the influence that variables to coal wall broken.The results showed that upper supporting pressure and lateral friction were provided by harden dirt band，the upside coal wall instability，coal seam appeared sliding broken along harden dirt band，negative linear variation appeared between safety margin，roof pressure and dirt band thickness.The relation between safety margin and up-dip mining angle wascosine curve，safety margin became smaller with up-dip angle increase.

harden dirt band；large mining height；coal wall stability；control variate method

2016-07-22

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.006

山西省科技攻关项目：大采高超长工作面顶板灾害预警及防治研究(200631118-02)

杨世力(1991-)，男，江西吉安人，硕士研究生，主要研究矿山压力与煤层顶底板控制。

杨世力，宋选民，周钰博，等.含硬夹矸大采高仰采综放面煤壁稳定性机理研究[J].煤矿开采，2017，22(2)：24-26，36.

TD355

A

1006-6225(2017)02-0024-03