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第 22 卷 第 9 期 岩石力学与工程学报 2291483～1488 2003 年 9 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Sep.，2003 2001 年 12 月 26 日收到初稿，2002 年 3 月 15 日收到修改稿。 * 高等学校优秀青年教师教学科研奖励计划资助项目。 作者 尹光志 简介 男，39 岁，博士，1982 年毕业于重庆大学采矿工程系，现任教授、博士生导师、重庆大学资源及环境科学学院院长、西南能 矿资源开发及环境灾害控制工程教育部重点实验室主任，主要从事采矿工程与岩石力学方面的教学和科研工作。 俯伪斜分段密集支柱采煤法缓和急倾斜煤层矿压 显现不均匀现象的研究 俯伪斜分段密集支柱采煤法缓和急倾斜煤层矿压 显现不均匀现象的研究* 尹光志 1，3 代高飞1，2，3 皮文丽1，3 张东明1，3 1重庆大学资源及环境科学学院 重庆 400044 2同济大学地下建筑与工程系 上海 200092 3重庆大学西南矿业资源开发及环境灾害控制工程教育部重点实验室 重庆 400044 摘要摘要 在对急倾斜煤层俯伪斜分段密集支柱采煤法和直线长壁采煤法的巷道和工作面矿压显现规律进行了现场观 测和室内试验研究的基础上，对比了两种采煤法矿压显现规律，分析得到了俯伪斜分段密集支柱采煤法能大大缓 和矿压显现不均匀现象的机理，探讨了采用该种采煤法时，工作面支架分段密集布置参数的合理性，为工作面优 化设计和矿压控制提供了科学依据。 关键词关键词 采矿工程，采煤法，矿山压力，模型实验，参数 分类号分类号 TD 82 文献标识码文献标识码 A 文章编号文章编号 1000-6915200309-1483-06 STUDY ON THE UNEVEN GROUND PRESSURE IN PITCHING OBLIQUE UNDERHAND MINING Yin Guangzhi1 ，3，Dai Gaofei1，2，3，Pi Wenli1，3，Zhang Dongming1，3 1College of Resource and Environmental Sciences，Chongqing University，Chongqing 400044 China 2Tongji Universyty， Shanghai 200092 China 3Chongqing University， Chongqing 400044 China Abstract Based on the study of ground pressure in mining face and roadway through experiments in site and model testing in lab， the behaviors of ground pressure are compared for the pitching oblique underhand mining and straight long-wall mining. The reasons of uneven ground pressure are obtained for pitched oblique underhand mining. Meanwhile，the adaptable parameters in mining face of pitching oblique underhand mining are discussed， and they could be used for the control of ground pressure and optimum design. Key words mining engineering，mining s，ground pressure，model testing，parameters 1 引引 言言 由于采矿地质条件的特殊性，俯伪斜分段密集 支柱采煤法[1]已发展成为我国西南地区急倾斜薄煤 层单体支柱采煤工作面的一种主要采煤法。有大量 生产实践表明，，急倾斜煤层俯伪斜采煤法可以极大 程度地缓和回采工作面的矿压显现不均匀现象，提 高防治矿山动力现象和采场安全生产能力[1 ，2]。本 文通过现场和室内试验[3 ～6]，探讨了采面的生产系 统布置对减缓工作面矿压显现不均匀现象起决定作 用的分段密集布置参数，弄清了该采煤法的工作机 理，为工作面的合理布置和对顶板的控制提供科学 依据。 1484 岩石力学与工程学报 2003年 2 采面生产系统布置模型采面生产系统布置模型[1] 根据在砚石台煤矿的研究和实践，急倾斜煤层 俯伪斜分段密集支柱采煤法工作面的生产系统的布 置如图 1 所示。 图 1 俯伪斜采煤法生产系统示意图和工作面布置图 Fig.1 Productive system and arrangement of coal face for pitching oblique long-wall mining 图中，α为煤层倾角；φ∠ADO，为矸石自然 安息角；γ∠DBC，为分段密集上仰角；θ 为工作 面伪倾角；β 为工作面伪斜角；δ∠ADB，为矸石 安息面伪斜角；AB 为分段密集间距 N；BC 为分段 密集长度 L；AG 为控顶距 Lk；AC 为 CC端头支柱 长度 ld；AC为矸石垫层堆码厚度 h；CC为支设端 头支柱的分段密集长度缩短量 L′ ′；CC为堆码矸石 垫层的分段密集长度缩短量 L； CL 为分段密集沿真 斜间距。 2.1 支柱分段密集的长度支柱分段密集的长度 L 与其间距与其间距 N 的关系的关系 由于采面的采矿地质技术条件在煤层走向、倾 向方向上存在不同程度的变化，分段密集设置参数 只能依据相应条件的变化而改变，从四面体 ABEO 和三角形 ABC，BCD 中可以推导出 φγφαγα θαφφαθ sincossinsinsinsin sinsinsinsinsinsin 22 2222 − −− N L 1 式中L为分段密集长度，N为分段密集间距。 2.2 支柱分段密集长度的实际缩短量支柱分段密集长度的实际缩短量 L′ ′与其上部矸 石缓冲垫层厚度 与其上部矸 石缓冲垫层厚度 h 的关系的关系 矸石缓冲垫层是为了避免采空区中冒落矸石滚 向密集支柱，对支柱造成冲击而人工堆码形成，这 样密集支柱与缓冲层共同形成的整体支护，整体支 护中缓冲垫层的厚度缩短了分段密集的间距。从三 角形AED，A′ C′ C，BCD结合四面体AEDO可得 φγφαγ φα sincossinsinsin sinsin 22 22 − − ′ h L 2 式中 L′ 为分段密集设置长度的缩短量，h为堆码 矸石缓冲垫层厚度。 2.3 分段密集的长度缩短量分段密集的长度缩短量 L′′与端头支柱支护长度与端头支柱支护长度 ld的关系的关系 为防止采空区冒落矸石窜入工作面，在分段密 集靠煤壁端头的上方， 平行煤壁方向设置端头支柱， 端头支柱缩短了分段密集沿倾斜方向的间距。从三 角形ABC，ABE，BCD结合四面体ABEO可得 φγφαγα θαφφαθ sincossinsinsinsin sinsinsinsinsinsin 22 2222 d− −− ′ ′ l L 3 式中 L′ ′ 为分段密集长度的缩短量， d l为端头支柱 支护长度。 比较公式1和3可以看出，当Nl d 时， LL′ ′， 即是端头支柱沿工作面整个倾斜方向布置。 2.4 分段密集长度分段密集长度L与采场控顶距与采场控顶距l k的关系的关系 在三角形AGI，AJI及KJI中可以导得 LBBlsin k γβ− 炮 4 所以，在开采技术条件变化的采场中，特别是顶、 底板稳固性在倾斜方向发生变化时，采场的控顶距 是一个变量，不象其他长壁采面是一个定值，而该 采煤法的采场中可能同时出现多个控顶距。 3 矿压的现场研究矿压的现场研究 本文选择与俯伪斜采煤法具有相似采矿地质条 件但采用直线长壁采煤法的工作面，对两种采煤法 工作面及其巷道进行了矿山压力实测研究[2]。 3.1 巷道矿压的现场研究巷道矿压的现场研究 在两种采煤法的风巷和机巷分别进行了两个测 区矿压观测，根据观测资料，得巷道矿压的现场研 究结果如图2和3所示图中， 纵标数值为各系列数 第 22 卷 第 9 期 尹光志等. 俯伪斜分段密集支柱采煤法缓和急倾斜煤层矿压显现不均匀现象的研究 1485 系列 1机巷支架载荷10 kN，系列 2机巷顶底板下沉量mm， 系列 3机巷顶底板下沉速度10 －2mm/h a 系列 1风巷支架载荷10 kN，系列 2风巷顶底板下沉量mm， 系列 3风巷顶底板下沉速度10 －2 mm/h b 图2 俯伪斜采煤法机巷及风巷“三量”曲线 Fig.2 Curves of support load，roof-to-floor subsidence and roof velocity curve for the drift in pitching oblique long-wall mining 系列 1机巷支架载荷10 kN，系列 2机巷顶底板下沉量mm， 系列 3机巷顶底板下沉速度10 －2 mm/h a 系列 1风巷支架载荷10 kN，系列 2风巷顶底板下沉量mm， 系列 3风巷顶底板下沉速度10 －2 mm/h b 图3 直壁采煤法机巷及风巷“三量”曲线 Fig.3 Curves of support load， roof-to-floor subsidence and roof velocity curve for the drift in long-wall mining 值的共同倍数n；图4，5亦是，图4中，系列1～6 图 4 俯伪斜采煤法工作面“三量”曲线 Fig.4 Curves of support load，roof-to-floor subsidence and roof velocity curve for the coal face in pitching oblique long-wall mining 系列 1上测区工作阻力kN，系列 3上测区顶底板下沉量10 mm， 系列 2下测区工作阻力kN，系列 4下测区顶底板下沉量10 mm， 系列 5上测区顶底板下沉速度10 －2 mm/h，系列 6下测区顶底板下 沉速度10 －2 mm/h 图 5 直壁采煤法工作面“三量”曲线 Fig.5 Curves of support load，roof-to-floor subsidence and roof velocity curve for the coal face in long-wall mining 的说明同图5。从观测结果看出 1 受工作面采动影响，俯伪斜采煤法风巷支 承压力超前影响范围约在煤壁前方50 m以内， 较直 壁采煤法小10 m；其中，明显影响范围在煤壁前方 30 m以内，较直壁采煤法小5 m；距煤壁50 m以 外，风巷基本未受采动影响，支架顶梁载荷增加甚 微，围岩平均移近速度仅0.3～0.5 mm/d，而在明显 影响区内，载荷增加较明显，围岩平均移近速度达 6～216 mm/d，风巷支承压力有峰值出现，峰值位 置在煤壁前方6～10 m。支承压力经过峰值后，随 着工作面推进，支承压力降低，而围岩移近量继续 增大，平均移近速度也迅速增大，达到25～84 mm/d，此时煤体处于塑性破坏阶段。上述围岩移动 和煤体破坏带悬露到回采工作面控顶区后，如不及 距工作面的距离/m 0 100 200 300 400 500 600 700 60.0 47.0 41.0 33.5 28.0 20.0 14.9 7.0 系列 1 系列 2 系列 3 n 距工作面的距离/m 0 500 1 000 1 500 1 5 9 13 17 2125 29 33 37 4145 系列 1 系列 2 系列 3 n 距工作面的距离/m 0 100 200 300 400 500 75.0 54.0 47.6 41.5 37.0 27.0 20.0 16.5 11.6 8.56.3 系列 1 系列 2 系列 3 n 距工作面的距离/m 0 200 400 600 800 1 000 50.0 43.4 37.0 25.0 19.0 12.5 8.5 4.0 系列 1 系列 2 系列 3 n －150 －50 150 350 550 750 950 1234567 8 9 10 11 12 13 14 循环数 系列 1系列 2 系列 3 系列 4系列 5 系列 6 n 0 150 300 1357911 13 15 17 19 2123 循环数 系列 1系列 2 系列 3 系列 4系列 5 系列 6 25 450 n 1486 岩石力学与工程学报 2003年 时支护，容易造成片帮和冒顶事故，因此，应注意 加强超前巷道和工作面端头部位的支护，风巷超前 支护距离为距煤壁前方20 m范围内即可。 2 俯伪斜采煤法机巷支承压力影响范围在工 作面煤壁前方30 m左右， 在此之前， 机巷基本未受 采动影响，支架载荷变化很小，围岩平均移近速度 仅1～6 mm/d，在煤壁前方20 m范围内，随着工作 面推进， 支架顶梁、 上帮和下帮载荷均有明显增大， 围岩移近量也显著增大，围岩平均移近速度达12 mm/d左右。 3 通过对两种采煤法风巷和机巷支承压力影 响范围、支架载荷、围岩平均移近速度和超前支承 压力影响范围的比较，可以明显看出，俯伪斜分段 密集支柱采煤法在缓和急倾斜煤层巷道矿压显现不 均匀现象上的先进性。 3.2 工作面矿压的现场研究工作面矿压的现场研究 工作面矿压的现场研究结果如图4和5所示。 矿压的现场研究表明 1 俯伪斜工作面和直壁工作面的支柱初撑力 和工作阻力均不高，但直壁工作面上、中、下测区 的工作阻力增量分别较俯伪斜分段密集支柱工作面 大0.1，10.2，11.5 kN。这说明俯伪斜采煤法工作面 在同等控顶区范围内，可以降低支柱载荷增量来控 制顶板的下沉，即俯伪斜采煤法工作面顶板释放的 能量较直壁工作面小。俯伪斜采煤法工作面上部的 顶底板移近量较直壁工作面小，其中，俯伪斜采煤 法工作面上测区的最大顶底板移近量仅77 mm，较 直壁工作面小36 mm，表明俯伪斜采煤法工作面上 测区矿压显现较直壁工作面缓和，因而，其上测区 顶板较完整，支柱工作阻力上升较快，能有效地控 制上测区的顶板下沉。 2 俯伪斜工作面的老顶周期来压步距[7]为 18.5 m，较直壁工作面大8.5 m；其中，老顶显著运 动步距为2 m，较直壁工作面大0.4 m；相对稳定运 动步距为16.5 m，较直壁工作面大8.1 m。可见，俯 伪斜工作面的顶板周期来压步距为直壁工作面周期 来压步距的2倍，这表明俯伪斜工作面发生矿山动 力现象的可能性比直壁工作面小一半。俯伪斜工作 面上测区的周期来压最大能量动载系数仅为2.03， 较直壁工作面上测区的最大能量动载系数小0.53， 表明俯伪斜工作面发生矿山动力现象的突然性及强 度均较直壁工作面小[8]。 3 俯伪斜分段密集支柱能有效分段拦截采空 区冒落矸石，特别是工作面中上部分段密集支柱的 拦截作用有效地阻止了采空区上部矸石下滑，形成 了较致密的矸石充填带，成功地解决了急倾斜煤层 采用直壁和倒台阶法开采时，因采空区上部矸石下 滑，全部集中于下半部采空区，造成上半部采场大 面积悬顶、顶板压力过大、稳定性差，易发生矿山 动力现象以及窜矸、堵面等事故的关键问题，使急 倾斜煤层工作面沿倾向的矿压显现不均匀现象得到 缓和，从而大大提高了采场的安全生产能力和矿山 动力现象的防治能力。这是俯伪斜分段密集支柱采 煤法缓和工作面矿压显现不均匀现象的根本所在。 与其他采煤法相比，它有其固有的先进性，决定了 该种采煤法在西南地区急倾斜薄煤层中能得以广泛 应用。 4 室内试验研究室内试验研究 根据采用两种采煤法工作面的开采地质条件， 运用相似理论进行了俯伪斜采煤法和直壁采煤法的 矿山压力相似模型试验，试验在转体平面应力模型 架上进行[3 ，9]。 4.1 俯伪斜采煤法和直壁采煤法模型试验对比俯伪斜采煤法和直壁采煤法模型试验对比 俯伪斜采煤法和直壁采煤法的矿山压力相似模 型试验结果对比如表1所示。 4.2 采场上覆岩层移动规律采场上覆岩层移动规律 由试验结果可知 1 上覆岩层下沉量S随其与开采煤层的铅垂 距离h增大而呈负指数规律衰减，可表示为 kh SS − e 0 5 式中S0为采场上部边界测点的下沉量m；k为与 采场顶板跨距、开采深度、围岩力学特征等有关的 系数m －1。 在俯伪斜采煤法模型试验中，测得采场顶板跨 距为47 m时，在采场中心的上覆岩层测点位移S 与距采场边界的铅垂距离h的关系如图6所示。负 指数曲线可表示为 h S 5 340. 0 e 8 391. 1 − 6 2 上覆岩层移动范围随远离煤层而逐渐增 大，形成一个移动角约为48 的移动盆地。其移动 角基本不受采深和顶板跨距的影响。随着顶板悬露 跨距增加，上覆岩层逐渐出现离层，导致上覆岩层 的移动分层或分组进行[8]。强度较高、刚度较大的 厚岩层自成一组运动单元；强度较低的薄岩层则依 附于强度较高的厚岩层移动。 第 22 卷 第 9 期 尹光志等. 俯伪斜分段密集支柱采煤法缓和急倾斜煤层矿压显现不均匀现象的研究 1487 表表1 俯伪斜采煤法和直壁采煤法的矿山压力相似模型试验俯伪斜采煤法和直壁采煤法的矿山压力相似模型试验 结果对比结果对比 Table 1 Comparison of model testing between pitching oblique mining and long-wall mining 项 目 俯伪斜采煤法 直壁采煤法 工作面推进速度/md －1 2.4 1.6 模拟开采一次时间/h 1.7 1.1 每次模拟开采步距/m次 －1 2.4 1.6 采场出现裂隙跨距/m 25 18 采场初次来压垮塌步距/m 36 27 采场初次来压垮塌高度/m 3.2 5.8 采场初次来压垮塌宽度/m 27 27 采场初次来压顶板离层高度/m 15.8 22.8 采场二次来压垮塌步距/m 55 38 采场二次来压垮塌高度/m 7.2 7.2 采场二次来压垮塌宽度/m 48 34 采场二次来压顶板离层高度/m 79.9 43.9 周期来压步距/m 19 11 初次来压期间上覆岩层移动速度 /mmh －1 2.23 3.26 周期来压顶板下沉速度/mmh －1 3.14 5.34 初次来压期间工作面前方煤体支承压力 峰值应力集中系数 1.62 1.82 初次来压期间工作面前方煤体支承压力 峰值距煤壁距离/m 8 7.5 周期来压期间工作面前方煤体最大支承 压力峰值应力集中系数 1.65 1.88 周期来压期间工作面前方煤体最大支承 压力峰值距煤壁距离/m 8.5 7.8 图 6 测点位移 S 与铅垂距离 h 的负指数关系曲线 Fig.6 Relationship curve between displacement of measuring point and vertical distance 3 上覆岩层未垮塌之前，上覆岩层下沉量与 距采场中心的水平距离近似呈抛物线函数关系。 随 着上覆岩层逐渐离层、断裂和冒落，形成上覆岩层 移动三带冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。上覆岩 层移动三带的形成和范围的改变与顶板悬露跨距有 关。初次来压和周期来压期间，上覆岩层的断裂均 发生在工作面后方的采空区上方。 4.3 围岩应力分布特征围岩应力分布特征 开采活动破坏了采场围岩的原始应力平衡状 态，导致其围岩应力重新分布，在采场围岩形成新 的应力平衡状态。采场围岩内部的这种破坏和应力 重新分布过程随着开采活动的继续， 不断发生改变。 从相似模型试验中可以发现，采场围岩的应力重新 分布具有以下规律 1 采场围岩的应力分布呈现出三带卸压带， 应力集中带和原始应力带[10 ，11]。 2 随着开采的不断进行，顶板悬露跨距不断 增大， 围岩内部的原应力平衡状态也不断遭到破坏， 促使采场边界围岩的破坏范围向深部转移，围岩应 力也重新分布，达到新的应力平衡状态，围岩内部 的支承压力也逐渐向围岩深部转移。围岩中各岩层 支承压力峰值增大，峰值位置和支承压力影响范围 逐渐向围岩深部转移[12 ，13]。 3 初次来压和周期来压期间，采场前方煤体 均未发现内外应力场[12 ，13]。 4.4 上覆岩层的移动特征上覆岩层的移动特征 比较两种采煤方法间上覆岩层的移动特征，可 以直接确定两种采煤方法间上覆岩层能量释放的快 慢。已有研究表明，上覆岩层能量释放的快慢直接 影响采场矿山动力现象的发生。在采场的矿山动力 现象预测研究中，曾应用采场顶板移动速度的变化 规律成功地预测了采场的矿山动力现象的发生。这 进一步表明，采场上覆岩层的移动特征和上覆岩层 的能量释放速率与采场动力现象之间有直接联系。 1 初次来压期间，直壁采煤法工作面上部的 上覆岩层移动速度比俯伪斜采煤工作面上部的上覆 岩层移动速度大；初次来压和周期来压时，直壁工 作面的顶板下沉速度较俯伪斜工作面大。 2 直壁工作面的初次来压步距和周期来压步 距均较俯伪斜工作面小。直壁工作面的初次来压步 距为27 m， 周期来压步距为11 m； 俯伪斜工作面的 初次来压步距为36 m，周期来压步距为19 m。 3 工作面推进步距相同时，直壁工作面上覆 岩层的冒落带和裂隙带范围均较俯伪斜工作面大。 0.0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0 0 10 17 38 54 60 h/m S/m 1488 岩石力学与工程学报 2003年 4.5 煤体应力分布特征煤体应力分布特征 煤体应力是矿山动力现象的一个重要因素[10]， 地应力的大小和状态直接决定煤体破坏与否，因此， 比较两种采煤方法的工作面前方煤体应力分布特 征，可以直接反映这两种采煤方法对矿山动力现象 的影响。由相似模型试验可知，两种采煤方法在相 同顶板悬露跨距下，直壁工作面前方煤体支承压力 峰值集中系数较俯伪斜工作面大，而直壁工作面前 方煤体支承压力峰值距煤壁的距离较俯伪斜工作面 小， 因此， 俯伪斜采煤法能有效控制矿山动力现象， 并在采空区顶板管理和工作面支柱的选择上具有一 定的优势。 5 结结 论论 通过对采面生产系统的布置和分段密集布置参 数的分析，结合现场研究和室内试验，弄清了急倾 斜煤层俯伪斜采煤法缓和矿压显现不均匀现象，以 及该采煤法可提高防治矿山动力现象和采场安全生 产能力的工作机理，为工作面的合理布置和对顶板 的控制提供了科学依据。 参参 考考 文文 献献 1 李栖凤. 急倾斜煤层采煤方法[M]. 北京煤炭工业出版社，1984 2 任德惠. 井工开采矿山压力及其控制[M]. 重庆重庆大学出版社， 1990 3 Kulatilake P S W. Analysis of structural homogeneity of rock mas- ses[J]. Int. J. Engng. Geol.，1990，29195～221 4 王芝银，李云鹏，张恩强. 急倾斜煤层巷道稳定性数值模拟[J]. 岩 石力学与工程学报，2000，196718～721 5 Brown E T. Strength of models of rock with intermittent joints[J]. J. Soil Mech. Found Div.，ASCE，1970，961 935～1 949 6 李鸿昌. 矿山压力相似模拟试验[M]. 徐州中国矿业大学出版社， 1988 7 蒋金泉. 倾斜煤层采场老顶初次来压步距的计算[J]. 矿山压力与 顶板管理，1992，147～49 8 张义顺，勾攀峰，包美星. 大倾角煤层走向长壁开采顶板岩层活动 规律及其矿压控制[J]. 焦作矿业学院学报，1995，38～13 9 钟道昌. 采场覆岩破坏和运动规律的实验研究[J]. 矿山压力与顶 板管理，1996，361～64 10 方伯成. 大倾角工作面矿压显现分析[J]. 矿山压力与顶板管理， 1995，426～30 11 陶连金，王泳嘉，张倬元. 倾斜煤层回采巷道矿压显现特征及其锚 杆支护研究[J]. 岩石力学与工程学报，1998，173330～335 12 刘 高，聂德新，韩文峰. 高应力软岩巷道围岩变形破坏研究[J]. 岩石力学与工程学报，2000，196726～730 13 高 峰， 钱鸣高， 缪协兴. 老顶给定变形下直接顶受力变形分析[J]. 岩石力学与工程学报，2000，192145～148 1 接作者王锦国电话，要求将 2003 年第 4 期本刊 562 页上王锦国，周志芳，黄 勇写的论文“基于压水试验资料的岩 体透水性分析特征研究”的国家自然科学重点基金号由 50239010 改为 50239070。 2 接读者贺玉龙来信，指出 2003 年第 5 期本刊 745 页上彭苏萍等人写的论文“不同围压下砂岩孔渗规律试验研究”表 1 中石炭系两个关系式完全相同，这是不可能的。经查对该文原稿，第 2 个关系式，即石炭系砂岩储层的空气渗透率与侧向 应力的关系式应为 y －5.972lnx104.680，相关系数 R 0.996。 特此更正，并向广大的读者和作者表示感谢和致歉。 岩石力学与工程学报编辑部 2003 年 5 月 23 日 勘误说明勘误说明
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