楊世力，宋選民，周鈺博，王大威

(太原理工大學 采礦工藝研究所，山西 太原 030024)

含硬夾矸大采高仰采綜放面煤壁穩(wěn)定性機理研究

楊世力，宋選民，周鈺博，王大威

(太原理工大學 采礦工藝研究所，山西 太原 030024)

為了分析含硬夾矸對大采高仰采綜放面煤壁穩(wěn)定性的影響，采用理論分析與現(xiàn)場監(jiān)測相結合的方法，建立了煤壁片幫的力學模型。通過控制變量法，依次變化頂板壓力、夾矸層賦存高度以及仰采角度，控制其余變量不變，依據(jù)煤壁破壞的安全余量判別準則，觀察變量變化對煤壁破壞的影響。結果表明：硬夾矸給上部煤層提供了向上的支撐力以及橫向的摩擦力，上部煤壁失穩(wěn)時，煤層沿著硬夾矸層面產生滑移破壞；安全余量與頂板壓力和夾矸層賦存高度呈負的線性變化，安全余量與仰采角度呈三角函數(shù)余弦曲線變化，仰采角度越大，煤壁安全余量越小 。

硬夾矸；大采高；煤壁穩(wěn)定性；控制變量法

大采高綜放技術是我國開采緩傾斜厚煤層主要采取的方法之一，指的是工作面機采高度在3.5～5.0m范圍內的綜放開采[1]，已經在同煤集團同忻煤礦、塔山煤礦、五家溝煤礦得到廣泛運用。大采高綜放開采具有安全性能好、生產能力大、經濟效益好，資源采出率高等比較明顯的優(yōu)勢[2-4]。但是，采高對煤體穩(wěn)定性有較大影響,在同等受力情況下,采煤高度越大,煤壁越不穩(wěn)定,越容易產生煤壁片幫，其片幫的深度可達1m甚至幾米,同時煤壁的破壞增大了端面無支護空間，容易引發(fā)端面冒頂，而冒頂會進一步加劇煤壁片幫，兩者是緊密聯(lián)系的[5-7]。這導致了支架受力不合理，給生產與安全管理帶來極大的困難，嚴重影響了礦井的安全、高效生產，造成了極大的經濟損失。

多年的理論研究與實踐證明,夾矸強度一般都較純煤強度高，夾矸煤樣軸向變形量較純煤或疊加煤樣軸向變形量小，對于硬夾矸來說，這些特征更加明顯[8]。煤層硬夾矸的存在將煤層劃分為幾個分層，降低了煤層整體厚度，提高了煤層的穩(wěn)定性。煤層硬夾矸的位置又會改變煤壁片幫的形態(tài)。因此，含硬夾矸大采高仰采綜放面煤壁破壞機理的研究對于生產活動具有重要的實際意義。

1 含硬夾矸仰采工作面煤壁破壞分析

1.1 工作面煤壁破壞特征

依據(jù)夾矸層在煤層中的位置，可以將煤層夾矸分為三類：上部夾矸層：指的是距離頂板小于1～1.5m的夾矸；下部夾矸層：指的是距離底板1.5～2.0m的夾矸層；中部夾矸層：指的是位于煤層中部的夾矸層[9]。

含硬夾矸對煤壁破壞形式有很大影響，因為硬夾矸自身力學性質較好。在超前壓力作用下，當硬夾矸層賦存層位較低時，夾矸上位煤體易發(fā)生剪切破壞，上位煤體沿夾矸層上層面滑移片幫，而夾矸和下位煤體一般比較穩(wěn)定；當硬夾矸層賦存層位較高時，夾矸下位煤體易發(fā)生剪切破壞，而硬夾矸層一般保持穩(wěn)定[9]。其剪切破壞形式如圖1所示。

圖1 含硬夾矸煤壁片幫破壞的主要形式

煤壁片幫受到超前壓力、基本頂來壓等因素的影響。超前壓力會使煤體產生很多新的裂隙，同時增大原有裂隙，這降低了煤體的整體強度。工作面來壓期間，基本頂?shù)幕剞D運動使直接頂產生破壞，將部分壓力轉移到前方煤體，使圍巖裂隙發(fā)育，來壓劇烈，極大地影響了煤壁的穩(wěn)定性,容易誘發(fā)煤壁片幫和冒頂[10]。生產實踐表明，圖1(a)(β為煤層傾角)所示發(fā)生的破壞較為常見，圖1(b)發(fā)生的破壞相對簡單，現(xiàn)以圖1(a)上部片幫類型作為研究對象。

1.2 含硬夾矸仰采工作面煤壁剪切破壞力學模型

煤壁剪切破壞軌跡為弧狀，其破壞面一般是曲面，在工程實踐允許的情況下，為研究簡明、方便起見，將該曲面簡化為平面abcd,因為這種煤壁剪切破壞高度較小，簡化后的模型與原來相比，誤差很大。將頂板壓力簡化為均布力q，建立圖2所示的含硬夾矸仰采工作面煤壁片幫力學模型。按照摩爾-庫倫準則，將剪切面上的抗剪力T減去該面上的滑動力S為安全余量D：D=T-S。判定標準為：當D大于0時，煤壁保持穩(wěn)定；當D小于0時，煤壁不穩(wěn)定，發(fā)生剪切滑移破壞。

圖2 煤壁剪切破壞力學模型

如圖2所示，梯形體abcd為煤壁剪切破壞塊體。T1,T2分別表示ab，cd這兩段剪切滑移面的抗滑力;N1,N2分別為剪切滑移面cd,da上承受的正壓力；S1,S2分別為剪切滑移面cd,da這兩段上的滑動力;Q表示滑動體所受的頂板壓力；q為作用在滑動體上方的均布載荷;L1,L2表示cd，da兩段剪切滑移面的長度;H1表示夾矸上層面距工作面頂板的距離，即剪切破壞塊體的高度;H2表示夾矸的厚度;H表示煤壁采高;B表示剪切破壞塊體的水平寬度;G表示剪切破壞塊體的自重;γm,γg分別表示煤和夾矸的體積力；α表示滑移線與煤壁的夾角；β表示煤層傾角;Cm,Cg分別表示煤和夾矸的黏聚力;φm,φg分別表示煤和夾矸的內摩擦角?？汕蟀踩嗔浚?/p>

D=T1+T2-S1-S2

(1)

圖2中：

L1=H1/cosα

(2)

(3)

(4)

(5)

(6)

(7)

T1=CgL1+N1tanφg

(8)

T2=CmL2+N2tanφm

(9)

將式(2)～(9)代入式(1) ,得到安全余量D的表達形式為式(10)：

D=CgL1+N1tanφg+CmL2+N2tanφm-S1-S2

(10)

因為G相對于Q來說很小，可以忽略不計，代入相關參數(shù)，則式(10)可簡化為式(11)：

(11)

1.3 煤壁破壞的敏感度分析

某礦實際工作面的相關數(shù)據(jù)為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為單軸壓縮下剪切破壞角，α=45°-φm/2。利用控制變量法，改變相應變量，分析其對安全余量D的影響。

(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°不變的條件下，變化頂板載荷集度q，分析其對煤壁破壞安全余量D的影響，有：D=0.558-0.698q，得出圖3所示關系。

圖3 安全余量D與頂板壓力q的變化關系

從圖3可以看出,隨著頂板壓力的增大,安全余量線性減小,當頂板壓力q=0.8MPa時，安全余量D=0,煤壁呈臨界破壞的狀態(tài)，可知該條件下煤壁破壞的臨界壓力為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不變的條件下，只變化夾矸層賦存高度H1，分析其對煤壁破壞安全余量D的影響，有：D=-0.016H1+0.024,得出圖4所示關系。

圖4 安全余量D與夾矸層賦存高度H1的變化關系

從圖4可以看出，隨著夾矸層位置降低，夾矸層上位煤壁安全余量線性減小，當H1=1.5m時，安全余量D=0，煤壁呈臨界破壞狀態(tài)，當H1繼續(xù)增大時，夾矸層上位煤壁會沿夾矸上層面發(fā)生滑移破壞?？芍摋l件下煤壁破壞的臨界夾矸層賦存高度為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不變的條件下，變化夾矸的黏聚力Cg，分析其對煤壁破壞安全余量D的影響，有：D=-0.2+0.4Cg，得出圖5所示關系。

圖5 安全余量D與夾矸黏聚力Cg的變化關系

從圖5可以看出，安全余量D與Cg成正的線性變化，隨著Cg的增大，安全余量D線性增大。當Cg=0.5MPa時，D=0，煤壁呈臨界破壞狀態(tài)。由此可知，該條件下煤壁破壞的臨界夾矸黏聚力為0.5MPa。

圖6 安全余量D與仰采角度β的變化關系

從圖6可以看出，隨著仰采角度β的增大，安全余量逐漸減小，當β=25°時,安全余量D=0,煤壁呈臨界破壞狀態(tài) ，由此可知,該條件下煤壁破壞煤層仰采臨界傾角為25°。

2 結 論

(1)含硬夾矸大采高仰采工作面煤壁片幫形式主要為剪切破壞。堅硬夾矸的存在會對上部煤層提供向上的支撐力和水平的橫向摩擦力，所以，堅硬夾矸的存在能夠提高煤壁的整體穩(wěn)定性。

(2)分析了含硬夾矸大采高仰采煤壁的破壞形式，比較典型的有兩種，比較常見的一種是夾矸上位煤層沿著夾矸層面滑移片幫，另一種是夾矸層下位煤層的剪切滑移破壞。

(3)建立了含硬夾矸大采高仰采工作面煤壁穩(wěn)定性的一般力學模型，分析了頂板壓力、夾矸層賦存高度、夾矸黏聚力、仰采角度對煤壁穩(wěn)定性的影響。其中頂板壓力、夾矸層賦存高度、夾矸層黏聚力與煤壁安全余量呈負的線性變化，頂板壓力越大、夾矸層賦存高度H1越大、夾矸黏聚力越小，安全余量越??；仰采角度與安全余量呈曲線變化，仰采角度越大，安全余量越小。

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[責任編輯：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

山西省科技攻關項目：大采高超長工作面頂板災害預警及防治研究(200631118-02)

楊世力(1991-)，男，江西吉安人，碩士研究生，主要研究礦山壓力與煤層頂?shù)装蹇刂啤?/p>

楊世力，宋選民，周鈺博，等.含硬夾矸大采高仰采綜放面煤壁穩(wěn)定性機理研究[J].煤礦開采，2017，22(2)：24-26，36.

TD355

A

1006-6225(2017)02-0024-03