李學(xué)金，馬 磊，陳 楊

(1. 山西壽陽 段王煤業(yè)集團有限公司，山西 晉中 045400； 2. 煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司，北京 100013)

沿空巷道上方頂板側(cè)向破斷研究與應(yīng)用

李學(xué)金1，馬 磊2，陳 楊2

(1. 山西壽陽 段王煤業(yè)集團有限公司，山西 晉中 045400； 2. 煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司，北京 100013)

山西某礦N2103工作面留設(shè)8 m窄煤柱進行綜放高強度開采，為了研究煤柱上方頂板相對煤柱破斷位置，基于彈性地基梁理論建立了頂板側(cè)向破斷理論判據(jù)，并根據(jù)頂板抗拉應(yīng)力與其對應(yīng)位置的彎矩成正比，確定頂板在距采空區(qū)邊緣5.6～7.4 m位置處破斷。由工業(yè)性試驗可知，理論計算結(jié)果與現(xiàn)場鉆孔窺視結(jié)果吻合性較好，表明該力學(xué)模型能夠很好地對沿空巷道頂板破斷位置進行預(yù)判，為沿空巷道煤柱寬度的安全設(shè)計提供依據(jù)。

沿空巷道；頂板破斷；彈性地基梁；鉆孔窺視

大型綜放開采，特別是長達200～300 m及以上的大型綜放面已成為我國當(dāng)前綜放開采的重要發(fā)展方向。大型綜放開采必然帶來巷道斷面尺寸大幅度擴大化、采場支承壓力范圍和峰值顯著增大、采動影響程度劇烈化和礦山壓力顯現(xiàn)嚴重化，加之建設(shè)和發(fā)展資源節(jié)約型礦井使煤柱寬度趨于減小，合理的煤柱寬度是新的綜放開采生產(chǎn)技術(shù)條件下巷道圍巖穩(wěn)定性控制的前提[1-4].

煤層上方基本頂?shù)钠茢辔恢檬且粋€重要的參數(shù)，它直接影響到采空區(qū)側(cè)向煤體中的應(yīng)力分布規(guī)律、窄煤柱寬度的合理確定、巷道圍巖的完整性及外部力學(xué)環(huán)境[5]. 依據(jù)基本頂中巖塊B于巷道上方的斷裂位置的不同，將沿空巷道上覆巖層弧形三角塊斷裂結(jié)構(gòu)細分為4種情況(圖1)：1) 巖塊B斷裂于煤柱上方，并于煤柱上方與巖塊A鉸接成結(jié)構(gòu)。2) 巖塊B斷裂于回采巷道上方，巖塊A、B的作用點位于巷道上方。3) 巖塊B斷裂于巷道內(nèi)側(cè)，即實體煤上方。4) 巖塊B斷裂于采空區(qū)側(cè)，與巖塊A完全斷開，不形成鉸接結(jié)構(gòu)。

因此，有必要對基本頂在側(cè)向煤壁內(nèi)的斷裂位置進行研究，進而對沿空巷道煤柱寬度的安全設(shè)計提供保障。

圖1 回風(fēng)平巷上覆基本頂斷裂結(jié)構(gòu)形式圖

1 工程背景

某礦井主要開采2#煤層，煤層平均埋深300 m，煤層均厚6.2 m，綜放開采。礦井北翼二采區(qū)內(nèi)N2102和N2103工作面寬260 m，沿推進方向長1 400 m，為了便于大型設(shè)備運送和滿足生產(chǎn)需求，工作面兩側(cè)回采巷道寬度均為5.0 m，高度3.5 m，最大巷道斷面可達17.5 m2，屬于大斷面巷道。北側(cè)的N2102工作面已經(jīng)回采結(jié)束，南側(cè)的N2103工作面處于回采準(zhǔn)備階段，N2103回風(fēng)平巷為沿空巷道，其與N2102采空區(qū)之間留有8 m寬的窄煤柱。北翼二采區(qū)中N2102和N2103工作面平面位置關(guān)系見圖2.

圖2 N2102和N2103工作面平面布置圖

2 基本頂破斷力學(xué)模型

鄰近工作面回采形成的上區(qū)段采空區(qū)，其上覆基本頂易在采空區(qū)邊緣位置處破斷形成關(guān)鍵塊B，其與相鄰的關(guān)鍵塊A和C鉸接成拱結(jié)構(gòu)?；趶椥缘鼗豪碚搶ρ乜障锏阑卷斊茢辔恢眠M行力學(xué)分析，見圖3.

圖3 基本頂彈性地基梁模型圖

由圖3b)可知，采空區(qū)邊緣基本頂懸頂長度為L，采空區(qū)側(cè)向支承壓力影響范圍為b，M0、Q0和N分別為在x=0位置處的彎矩、剪切力和水平力，N＇和Q＇分別為關(guān)鍵塊A對關(guān)鍵塊B的水平力和剪切力?；卷斏戏绞艿缴细曹浫鯅A層的壓力和側(cè)向支承壓力綜合作用力q(x)，在此將煤層和覆巖巖層假定為完全彈性狀態(tài)，則可以將基本頂上方受到的壓力q(x)簡化為在x=0處為q0+q1，至x=b處為q0的線性關(guān)系，則q(x)可用式(1)表示:

(1)

式中：q0=γH，q1=kγH，γ為上覆巖層容重，H為埋深，k為應(yīng)力集中系數(shù)。

基本頂懸臂區(qū)上方均布載荷qc由上覆軟弱夾層造成，可由式(2)表示:

(2)

式中：En為第n層巖層楊氏模量，γn為第n層巖層容重，hn為第n層巖層厚度。

根據(jù)彈性地基梁彎矩理論，控制微分方程可由式(3)表示:

(3)

式中：E為基本頂楊氏模量，I=dh3/12，d和h分別是基本頂?shù)膶挾群秃穸取?/p>

根據(jù)文獻可知，齊次方程的通解如式(4)所示:

(4)

式中：α=(r/2-s/4)1/2，β=(r/2+s/4)1/2，s=N/EI，r=(K/EI)1/2，K為彈性地基墊層系數(shù)。

由圖3b)可知，在x=0處存在如下關(guān)系式:

(5)

將式(4)代入式(5)可得基本頂?shù)呢Q向位移y為：

(6)

根據(jù)彎矩表達式M(x)=EIy″，由式(6)可以求得彎矩具體表達式:

(7)

基本頂內(nèi)抗拉應(yīng)力與其對應(yīng)位置的彎矩大小成正比，當(dāng)抗拉應(yīng)力達到極限抗拉強度時，基本頂發(fā)生破斷。因此，可以通過計算最大彎矩位置來判定基本頂破斷位置。通過對式(7)求導(dǎo)可求出彎矩最大位置xmax為：

(8)

根據(jù)極限平衡條件和砌體梁理論，Q0、M0、Q＇和N可以通過下式求出：

(9)

式中：Δs=h/6，Δs為破斷關(guān)鍵塊A的回轉(zhuǎn)撓度，Δs1為基本頂懸臂梁后端相對x=0位置處撓度。

3 基本頂彎矩分布

3.1 彎矩分布理論計算

懸臂梁的長度和周期破斷步距是一致的，根據(jù)現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果取值為14 m，結(jié)合公式(9)可計算出Q′=3.22 MN，M0=2.94 MN，Q0=10.22 MN和M=107.6 MN·m，然后可求出r=0.007 m-2，s=2.099×10-6m-2.代入公式(7)可求解出基本頂?shù)膹澗厍闆r，見圖4.

圖4 基本頂內(nèi)彎矩分布曲線圖

由圖4可知，基本頂內(nèi)彎矩從采空區(qū)邊緣向內(nèi)沿著x軸方向逐漸增大，在距離采空區(qū)邊緣6～7 m位置處達到最大值，然后沿著x軸方向向內(nèi)逐漸減小，在距采空區(qū)邊緣60 m位置處減小為0. 彎矩在采空區(qū)邊緣內(nèi)5.6～7.4 m位置處大于139 MN·m，可以斷定基本頂破斷位置極有可能在此范圍內(nèi)。

3.2 工業(yè)性試驗

為了驗證基于彈性地基梁理論所建立的基本頂破斷力學(xué)模型關(guān)于彎矩最大位置處(5.6～7.4 m)的計算結(jié)果和基本頂實際破斷位置相符，采用礦用YSZ(B)鉆孔窺視儀在N2103回風(fēng)平巷進行現(xiàn)場工業(yè)性試驗，試驗地點選取在距離N2013工作面開切眼500 m的位置(圖2中實體圓點位置)，鉆孔窺視結(jié)果見圖5.

圖5 巷道圍巖裂隙分布及基本頂斷裂位置圖

由圖5可知，沿空巷道圍巖呈非對稱破壞，靠近煤柱幫頂板裂隙滋生，且縱向裂隙和破碎帶較多，靠近實體煤幫頂板相對破壞較輕，裂隙分布范圍較窄，貫通垂直裂隙較少且較小。1#～6#鉆孔勘探結(jié)果表明，圍巖破壞區(qū)域大致為1.2～2.5 m，7#～8#鉆孔勘探結(jié)果表明，圍巖破壞范圍擴展至基本頂內(nèi)，且破壞區(qū)距離采空區(qū)邊緣5.454～6.847 m，這與理論計算結(jié)果基本一致。這表明該力學(xué)模型能夠很好地對沿空巷道側(cè)基本頂破斷位置進行預(yù)測，進而對沿空巷道煤柱寬度的安全設(shè)計提供保障。

4 結(jié) 論

1) 本文通過彈性地基梁理論建立了基本頂破斷的力學(xué)模型，明確了基本頂內(nèi)抗拉應(yīng)力與其對應(yīng)位置的彎矩成正比，當(dāng)抗拉應(yīng)力達到極限抗拉強度時，基本頂發(fā)生破斷。

2) 以某礦N2103工作面地質(zhì)條件為工程背景，理論計算得知：彎矩在采空區(qū)邊緣內(nèi)5.6～7.4 m位置處大于139 MN·m，判定基本頂破斷位置在此范圍內(nèi)?，F(xiàn)場工業(yè)性試驗勘測結(jié)果表明，頂板破壞區(qū)距離N2102采空區(qū)邊緣5.454～6.847 m，這與理論計算結(jié)果基本一致?；趶椥缘鼗豪碚摻⒌牧W(xué)模型能夠很好地對沿空巷道側(cè)基本頂破斷位置進行預(yù)測，進而對后續(xù)沿空巷道煤柱寬度的安全設(shè)計提供指導(dǎo)。

[1] 劉金海，姜福興，王乃國，等．深井特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度研究[J]．巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2012，21(05)：921-927．

[2] 張宏偉，朱志潔，霍利杰，等．特厚煤層綜放開采覆巖破壞高度[J]．煤炭學(xué)報，2014，42(5)：816-821．

[3] 何富連，楊增強，魏 臻．采動影響下碎裂煤巷注漿加固優(yōu)化研究與應(yīng)用[J]．煤礦開采，2017，22(1)：50-54．

[4] 張 勇，張 保，張春雷，等．厚煤層采動裂隙發(fā)育演化規(guī)律及分布形態(tài)研究[J]．中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，2013，21(6)：935-940．

[5] 楊增強．煤體高壓射流鉆割卸壓原理及其防沖研究[D]．徐州：中國礦業(yè)大學(xué)，2014．

Research and Application of Lateral Breakage of Top Roof in Roadway along Goaf

LI Xuejin, MA Lei, CHEN Yang

Taking the practice of a coalmine in Shanxi province as the study sample, where coal pillar is 8m in width with a fully mechanized top caving at 2103 working face. The judgement model of the lateral breaking of the roof is established based on the elastic foundation beam theory. Due to the proportional relation between the roof anti-tensile stress and its corresponding position of the bending moment, It is determined that the roof may break at the distance of 5.6 to 7.4 m away from the goaf line. The industrial test shows that the theoretical calculation results and field borehole observation results agree well, indicate that the mechanical model can be well used on the roof breaking position prejudgement along the goaf, and provide the basis for the safety design of coal pillar width of roadway along the goaf.

Gob-side entry; Roof breaking; Elasticity foundation beam; Borehole imaging

2017-04-24

李學(xué)金(1971—)，男，山西壽陽人，2010年畢業(yè)于山西煤炭干部管理學(xué)院，工程師，主要從事煤礦采掘技術(shù)及礦井設(shè)計工作(E-mail)2547392882@qq.com

TD353

A

1672-0652(2017)06-0027-04