CN111079311A - 无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法 - Google Patents

无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法 Download PDF

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Abstract

本公开涉及采矿技术领域，提出了一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法，包括：获得巷道低位顶板的表面变形量；根据表面变形量确定巷道高位顶板所处状态，巷道高位顶板所处状态为实稳状态、假稳状态、或失稳状态；其中，当巷道高位顶板处于失稳状态时，对顶板断裂结构进行安全处理。考虑到巷道低位顶板的表面变形量是一个可测量，即可以由现场测得，从而使得用于判断无煤柱自成巷顶板断裂结构的稳定性得以实现，不仅预判方便，且可以根据判断结果提前采取相应的对策，即及时进行安全处理。

Description

无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法
技术领域
本公开涉及采矿技术领域，尤其涉及一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法。
背景技术
无煤柱自成巷开采技术是一种新型的煤炭长壁开采方法，在提高煤炭回收率、降低巷道掘进量、控制地表不均匀沉降、保护生态环境和地下水系等方面具有显著的优势。该技术控制顶板的核心思想是利用定向切顶技术将顶板压力转化为促使矸石垮落的动力，从而使顶板中积聚的能量得以释放。同时，通过合理设计切顶参数(包括切顶高度、角度、装药结构等)主动控制顶板垮落高度，使垮落岩体碎胀后增大的体积恰好补充采出来的煤炭的体积。这样垮落矸石就能够对未垮的高位顶板发挥支承作用，促使高位顶板断裂结构保持稳定。
目前，对于传统长壁开采条件下的顶板结构稳定性，应用比较成熟的理论主要是砌体梁理论和传递岩梁理论。另外，还有很多学者利用大量的现场试验、模型试验和数值模拟研究等方法，针对某些特定的工程地质条件(例如大采高、大埋深、急倾斜、软岩顶板、破碎顶板等)下的顶板结构的稳定性进行了研究。但是无论何种地质条件，也无论采用什么研究方法，大家都有一个共同的认识，就是高位顶板岩层断裂结构的稳定性是影响回采巷道，尤其是沿空巷道安全的十分重要的因素。因此，高位顶板断裂结构的稳定性是我们在生产过程中必须要随时掌握清楚的一项关键参数。
然而，在传统长壁开采顶板结构稳定性的研究中，人们通常利用高位顶板断裂岩块相互作用关系来表示该结构的稳定状态。例如，当断裂岩块旋转角度过小时，断裂结构易产生滑落失稳；当断裂岩块旋转角度过大时，断裂结构易产生挤压变形失稳。而对于无煤柱自成巷开采来说，上述仅仅由断裂岩块相互作用形成的稳定并不足以表示高位顶板断裂岩块的实际稳定状态。无煤柱自成巷开采技术的核心在于利用垮落的碎胀岩体控制高位顶板变形和运动，从而大幅减弱上覆岩层运动引起的矿压显现。
而且，在以往的顶板稳定性研究成果中，尚无法找到一种方法可以方便地、讯速地对高位顶板断裂岩块稳定状态进行随时的探测和评估。因此也就无法提前对上述结构的稳定性进行预判，更无法针对顶板稳定性变化提前采取相应的对策。
发明内容
本公开的一个主要目的在于克服上述现有技术的至少一种缺陷，提供一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法。
本发明提供了一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法，包括：
获得巷道低位顶板的表面变形量；
根据表面变形量确定巷道高位顶板所处状态，巷道高位顶板所处状态为实稳状态、假稳状态、或失稳状态；
其中，当巷道高位顶板处于失稳状态时，对顶板断裂结构进行安全处理。
在本发明的一个实施例中，还包括：
确定巷道高位顶板所处状态之前，建立巷道低位顶板的表面变形量和巷道高位顶板的旋转角度之间的转换模型。
在本发明的一个实施例中，判断巷道高位顶板所处状态，包括：
将表面变形量带入转换模型得到巷道高位顶板的旋转角度；
将旋转角度带入第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型中的至少之一内；
其中，当旋转角度满足第一判断转换模型时，巷道高位顶板处于实稳状态；当旋转角度满足第二判断转换模型时，巷道高位顶板处于假稳状态；当旋转角度满足第三判断转换模型时，巷道高位顶板处于失稳状态。
在本发明的一个实施例中，判断巷道高位顶板所处状态，包括：
将表面变形量带入转换模型得到巷道高位顶板的旋转角度；
根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；
其中，当旋转角度处于第一旋转角度组内时，巷道高位顶板处于实稳状态；当旋转角度处于第二旋转角度组内时，巷道高位顶板处于假稳状态；当旋转角度处于第三旋转角度组内时，巷道高位顶板处于失稳状态。
在本发明的一个实施例中，判断巷道高位顶板所处状态，包括：
根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；
将第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组分别带入转换模型，得到第一表面变形量组、第二表面变形量组和第三表面变形量组；
其中，当表面变形量处于第一表面变形量组内时，巷道高位顶板处于实稳状态；当表面变形量处于第二表面变形量组内时，巷道高位顶板处于假稳状态；当表面变形量处于第三表面变形量组内时，巷道高位顶板处于失稳状态。
在本发明的一个实施例中，还包括：
确定巷道高位顶板所处状态之前，
建立巷道高位顶板的力学模型；
根据力学模型获得采空区高位顶板对巷道高位顶板产生的第一剪切作用力和第一水平挤压力，以及巷道高位顶板与采空区高位顶板之间的咬合接触长度；
根据实稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板满足的第一受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第一受力条件以得到第一判断转换模型；
根据假稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板满足的第二受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第二受力条件以得到第二判断转换模型；
根据失稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板满足的第三受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第三受力条件以得到第三判断转换模型。
在本发明的一个实施例中，第一判断转换模型为：
Figure BDA0002348674850000031
当表面变形量对应的巷道高位顶板的旋转角度θ满足第一判断转换模型时，巷道高位顶板处于实稳状态；
第二判断转换模型为：
Figure BDA0002348674850000041
当表面变形量对应的巷道高位顶板的旋转角度θ满足第二判断转换模型时，巷道高位顶板处于假稳状态；
第三判断转换模型为：
A2sin2θ+B2sinθ+C2≥0
当表面变形量对应的巷道高位顶板的旋转角度θ满足第三判断转换模型时，巷道高位顶板处于失稳状态；
其中，A1，A2，A3，B1，B2，B3根据力学模型和顶板断裂结构的测量数据获得。
在本发明的一个实施例中，建立巷道高位顶板的力学模型，包括：
获得采空区垮落矸石对巷道高位顶板产生的支撑载荷；
其中，假设采空区垮落矸石对巷道高位顶板产生的第一支撑载荷为线性分布。
在本发明的一个实施例中，建立巷道高位顶板的力学模型，还包括：
获得煤体对巷道高位顶板产生的第二支撑载荷；
假设巷道高位顶板上覆岩层重量产生的载荷为均布载荷；
忽略挡矸支护和恒阻锚索对巷道高位顶板施加的支护力；
忽略煤体高位顶板对巷道高位顶板产生的第二剪切作用力；
基于力学模型，根据静力平衡获得第一剪切作用力和第一水平挤压力。
在本发明的一个实施例中，对顶板断裂结构进行安全处理，包括：
输出提示信号；
观测巷道的围岩变形状态；
对巷道低位顶板和煤体中的至少之一安装支护。
本发明的无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法通过获得巷道低位顶板的表面变形量可以判断巷道高位顶板是否处于失稳状态，如果是则可以对顶板断裂结构进行安全处理，以防发生安全事故。考虑到巷道低位顶板的表面变形量是一个可测量，即可以由现场测得，从而使得用于判断无煤柱自成巷顶板断裂结构的稳定性得以实现，不仅预判方便，且可以根据判断结果提前采取相应的对策，即及时进行安全处理。
附图说明
通过结合附图考虑以下对本公开的优选实施方式的详细说明，本公开的各种目标，特征和优点将变得更加显而易见。附图仅为本公开的示范性图解，并非一定是按比例绘制。在附图中，同样的附图标记始终表示相同或类似的部件。其中：
图1是根据第一示例性实施方式示出的一种安全处理方法的流程示意图；
图2是根据第二示例性实施方式示出的一种安全处理方法的流程示意图；
图3是根据第三示例性实施方式示出的一种安全处理方法的流程示意图；
图4是根据第四示例性实施方式示出的一种安全处理方法的流程示意图；
图5是根据一示例性实施方式示出的一种顶板岩层的垮落矸石初始碎胀状态的结构示意图；
图6是根据一示例性实施方式示出的一种顶板岩层的垮落矸石残余碎胀状态的结构示意图；
图7是根据一示例性实施方式示出的一种实稳状态顶板岩层的垮落矸石残余碎胀状态的结构示意图；
图8是根据一示例性实施方式示出的一种假稳状态顶板岩层的垮落矸石残余碎胀状态的结构示意图；
图9是根据一示例性实施方式示出的一种失稳状态顶板岩层的垮落矸石残余碎胀状态的结构示意图；
图10是根据一示例性实施方式示出的一种巷道高位顶板的受力模型示意图；
图11是根据一示例性实施方式示出的一种巷道高位顶板的受力简化模型示意图；
图12是根据一示例性实施方式示出的一种巷道低位顶板的受力模型示意图。
附图标记说明如下：
1、高位顶板；2、低位顶板；10、巷道高位顶板；20、采空区高位顶板；30、煤体高位顶板；40、采空区垮落矸石；50、挡矸支护；60、恒阻锚索；70、煤体；80、巷道；90、巷道低位顶板。
具体实施方式
体现本公开特征与优点的典型实施例将在以下的说明中详细叙述。应理解的是本公开能够在不同的实施例上具有各种的变化，其皆不脱离本公开的范围，且其中的说明及附图在本质上是作说明之用，而非用以限制本公开。
在对本公开的不同示例性实施方式的下面描述中，参照附图进行，附图形成本公开的一部分，并且其中以示例方式显示了可实现本公开的多个方面的不同示例性结构，系统和步骤。应理解的是，可以使用部件，结构，示例性装置，系统和步骤的其他特定方案，并且可在不偏离本公开范围的情况下进行结构和功能性修改。而且，虽然本说明书中可使用术语“之上”，“之间”，“之内”等来描述本公开的不同示例性特征和元件，但是这些术语用于本文中仅出于方便，例如根据附图中的示例的方向。本说明书中的任何内容都不应理解为需要结构的特定三维方向才落入本公开的范围内。
本发明的一个实施例提供了一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法，如图1所示，包括：获得巷道低位顶板90的表面变形量；根据表面变形量确定巷道高位顶板10所处状态，巷道高位顶板10所处状态为实稳状态、假稳状态、或失稳状态；其中，当巷道高位顶板10处于失稳状态时，对顶板断裂结构进行安全处理。
本发明一个实施例的无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法通过获得巷道低位顶板90的表面变形量可以判断巷道高位顶板10是否处于失稳状态，如果是则可以对顶板断裂结构进行安全处理，以防发生安全事故。考虑到巷道低位顶板90的表面变形量是一个可测量，即可以由现场测得，从而使得用于判断无煤柱自成巷顶板断裂结构的稳定性得以实现，不仅预判方便，且可以根据判断结果提前采取相应的对策，即及时进行安全处理。
在一个实施例中，如图2所示，安全处理方法还包括：确定巷道高位顶板10所处状态之前，建立巷道低位顶板90的表面变形量和巷道高位顶板10的旋转角度之间的转换模型。考虑到表面变形量是一个可测量，故可以将测量得到的表面变形量带入到转换模型中得到其相对应的旋转角度。
在一个实施例中，转换模型为：
Figure BDA0002348674850000071
式中，vmax是巷道低位顶板90的表面变形量；pz是恒阻锚索支护强度；pl是临时支护强度；l是临时支护的宽度；ρ是顶板岩体的密度(kg/m3)；Ei是顶板岩体弹性模量(GPa)；μ是顶板岩体泊松比。其中，以上各参数均是可以通过测量获得的量。
在一个实施例中，建立巷道低位顶板90的表面变形量和巷道高位顶板10的旋转角度之间的转换模型，包括建立巷道低位顶板90的力学模型。
在一个实施例中，巷道低位顶板90的力学模型如图12所示，图中a为巷道宽度，Hc为切顶高度，θ为巷道高位顶板10的旋转角度，l为临时支护宽度。
根据上述模型和弹塑性力学理论，巷道低位顶板90的变形问题就转化为应力与位移混合边界条件下的力学问题，可运用能量理论与位移变分法进行求解，具体求解过程如下：
确定边界条件：
体力分量：
Figure BDA0002348674850000072
面力边界条件：
Figure BDA0002348674850000073
位移边界条件：
Figure BDA0002348674850000081
为满足上述条件，可构造位移分量表达式：
Figure BDA0002348674850000086
式中，A、B—待定系数。
显然上式满足位移边界条件，采用瑞兹法求解，将其代入顶板形变势能表达式：
Figure BDA0002348674850000082
可得：
Figure BDA0002348674850000083
根据边界条件及下式：
Figure BDA0002348674850000084
可以建立待定常数A、B的方程组为：
Figure BDA0002348674850000085
求解A、B，得
Figure BDA0002348674850000091
式中，
Figure BDA0002348674850000092
进而，可求得顶板位移分量的表达式：
Figure BDA0002348674850000093
将x＝a，y＝0带入式1.11，即可得：
Figure BDA0002348674850000094
然后根据1.12得到式1。
在一个实施例中，判断巷道高位顶板10所处状态，包括：将表面变形量带入转换模型得到巷道高位顶板10的旋转角度；将旋转角度带入第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型中的至少之一内；其中，当旋转角度满足第一判断转换模型时，巷道高位顶板10处于实稳状态；当旋转角度满足第二判断转换模型时，巷道高位顶板10处于假稳状态；当旋转角度满足第三判断转换模型时，巷道高位顶板10处于失稳状态。现场测量得到表面变形量后，将其带入到转换模型从而得到了与其相应的旋转角度，然后将旋转角度带入判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型中的至少之一内，即旋转角度满足哪个断转换模型，则可以确定巷道高位顶板10所处状态。
在一个实施例中，判断巷道高位顶板10所处状态，包括：将表面变形量带入转换模型得到巷道高位顶板10的旋转角度；根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；其中，当旋转角度处于第一旋转角度组内时，巷道高位顶板10处于实稳状态；当旋转角度处于第二旋转角度组内时，巷道高位顶板10处于假稳状态；当旋转角度处于第三旋转角度组内时，巷道高位顶板10处于失稳状态。通过第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型首先得到满足各个判断转换模型的第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组，然后通过现场测量得到表面变形量，将其带入到转换模型从而得到了与其相应的旋转角度，然后判断此旋转角度在哪个旋转角度组内，即旋转角度处于哪个旋转角度组内，则可以确定巷道高位顶板10所处状态。
在一个实施例中，判断巷道高位顶板10所处状态，包括：根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；将第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组分别带入转换模型，得到第一表面变形量组、第二表面变形量组和第三表面变形量组；其中，当表面变形量处于第一表面变形量组内时，巷道高位顶板10处于实稳状态；当表面变形量处于第二表面变形量组内时，巷道高位顶板10处于假稳状态；当表面变形量处于第三表面变形量组内时，巷道高位顶板10处于失稳状态。通过第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型首先得到满足各个判断转换模型的第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组，然后将第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组分别带入到转换模型，可以得到第一表面变形量组、第二表面变形量组和第三表面变形量组，现场测量得到表面变形量，判断此表面变形量在哪个表面变形量组内，即表面变形量处于哪个表面变形量组内，则可以确定巷道高位顶板10所处状态。
如图3和图4所述，安全处理方法还包括：确定巷道高位顶板10所处状态之前，建立巷道高位顶板10的力学模型；根据力学模型获得采空区高位顶板20对巷道高位顶板10产生的第一剪切作用力和第一水平挤压力，以及巷道高位顶板10与采空区高位顶板20之间的咬合接触长度；根据实稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板10满足的第一受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第一受力条件以得到第一判断转换模型；根据假稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板10满足的第二受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第二受力条件以得到第二判断转换模型；根据失稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到巷道高位顶板10满足的第三受力条件，并将第一剪切作用力、第一水平挤压力和咬合接触长度带入第三受力条件以得到第三判断转换模型。
在一个实施例中，第一判断转换模型为：
Figure BDA0002348674850000111
当表面变形量对应的巷道高位顶板10的旋转角度θ满足第一判断转换模型时，巷道高位顶板10处于实稳状态；
第二判断转换模型为：
Figure BDA0002348674850000112
当表面变形量对应的巷道高位顶板10的旋转角度θ满足第二判断转换模型时，巷道高位顶板10处于假稳状态；
第三判断转换模型为：
A2sin2θ+B2sinθ+C2≥0
当表面变形量对应的巷道高位顶板10的旋转角度θ满足第三判断转换模型时，巷道高位顶板10处于失稳状态；其中，A1，A2，A3，B1，B2，B3根据力学模型和顶板断裂结构的测量数据获得。
在一个实施例中，建立巷道高位顶板10的力学模型，包括：获得采空区垮落矸石40对巷道高位顶板10产生的支撑载荷；其中，假设采空区垮落矸石40对巷道高位顶板10产生的第一支撑载荷为线性分布。
在一个实施例中，建立巷道高位顶板10的力学模型，还包括：获得煤体70对巷道高位顶板10产生的第二支撑载荷；假设巷道高位顶板10上覆岩层重量产生的载荷为均布载荷；忽略挡矸支护50和恒阻锚索60对巷道高位顶板10施加的支护力；忽略煤体高位顶板30对巷道高位顶板10产生的第二剪切作用力；基于力学模型，根据静力平衡获得第一剪切作用力和第一水平挤压力。
在一个实施例中，对顶板断裂结构进行安全处理，包括：输出提示信号；观测巷道80的围岩变形状态；对巷道低位顶板90和煤体70中的至少之一安装支护。提示信号可以为语音提示，第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型属于控制系统的一部分，在表面变形量满足第三判断转换模型时，控制系统会触发报警信号，以此发出语音提示。
在一个实施例中，煤层采出后，低位顶板2的软弱岩层首先发生垮落。高位顶板1由于强度较大，因而在低位顶板2垮落以后通常呈现为悬露状态。且随着工作面向前推采，其悬露面积不断增大。研究表明，若将高位顶板1视为一块悬露的“板”，则弯矩的最大值位于“板”长边(即工作面和切眼煤壁位置)的中间部位。因而高位顶板1将在该位置首先发生断裂，而后在短边中部也相继断裂形成裂缝。待“板”的四周裂缝贯通形成类似于“O”型的裂缝圈以后，“板”的四周边界形成简支条件，弯矩最大值转移至“板”的中央位置。当中央位置的弯矩超过极限后，将形成“X”型破坏，此过程即为高位顶板的初次来压。随着工作面继续推进，高位顶板1的悬露岩层每当达到其极限长度时，将会产生一次断裂、运动，因而顶板结构始终经历“稳定—运动—再稳定”的周期性发展过程，即高位顶板的周期来压现象。运动过程中的顶板岩层结构形态如图5和图6所示。
如图6所示，巷道80一侧为实煤体70，另一侧为采空区垮落矸石40。煤体高位顶板30、巷道高位顶板10和采空区高位顶板20共同组成铰接结构。其中，巷道高位顶板10的右端在煤体内部断裂，并以断裂位置为中心产生旋转下沉，左端下沉后与采空区垮落矸石40接触并逐渐将其压实。该铰接结构是上覆岩层压力的主要承载体，巷道高位顶板10的运动状态对下方巷道80的围岩稳定起着至关重要的作用。
因此，若想实现巷道80稳定，就应该最大限度减小巷道高位顶板10的运动下沉空间，从而减弱其对巷道产生的动压影响。根据图5可知，要想最大限度减小断裂岩块的运动空间，就必须控制垮落带的高度，使垮落的矸石产生碎胀后能够充满采空区。
在一个实施例中，为了获得第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，首先建立力学模型。
根据图6中的顶板岩层结构，巷道高位顶板10沿实体煤上方的断裂位置产生旋转下沉。随着采空区矸石逐渐被压实，巷道高位顶板10在垮落矸石、巷旁煤体支撑等共同作用下最终形成稳定结构，建立其受力模型如图10和图11所示。
为了方便分析，对巷道高位顶板10的受力模型做如下简化：
1)模型中，FCB、TCB分别为采空区高位顶板20对巷道高位顶板10产生的剪切作用力和水平挤压力，作用点位于H点，且LBH＝s/2，s为断裂岩块之间的咬合接触长度。
2)煤体高位顶板30对巷道高位顶板10的剪切作用力和水平挤压力分别为FAB、TAB，作用点位于N点，且LON＝s/2。
3)qz为岩块上覆岩层重量产生的载荷，假设为均布载荷；σx为煤体支撑载荷；qg为采空区垮落矸石40对巷道高位顶板10产生的支撑载荷，其大小与矸石的压缩量有关，假设为线性分布。
4)x0为巷道高位顶板10的断裂位置与煤壁之间的距离，位于煤帮内部弹塑性交界处。
5)巷道高位顶板10的旋转角度为θ，旋转基点为N点。
6)由于无煤柱自成巷开采条件下θ通常较小，因此近似看作LB≈x0+a+x1。其中，a为巷道80的宽度，x1为采空区垮落矸石40对巷道高位顶板10的支撑长度。
7)由于无煤柱自成巷开采最终要实现岩层结构的自稳，因此计算过程中不考虑巷道内施加的对顶板的支护力。
在一个实施例中，建立力学模型后，需要确定力学模型的参数：
1、断裂岩块几何尺寸：
断裂岩块长度，
根据已有研究，假设断裂前的顶板岩层为刚塑性体，可利用塑性极限分析法中破裂线理论来计算巷道高位顶板10的断裂长度LB为：
Figure BDA0002348674850000131
式中：S—工作面长度；L—工作面周期来压步距。
断裂位置，
通常认为，巷道高位顶板10的断裂位置一般深入巷帮煤壁一定距离，该位置即为煤体内弹性区和塑性区的交界点，其中塑性区范围又被称为应力极限平衡区。x0为实煤体内的应力极限平衡区宽度，其计算公式：
Figure BDA0002348674850000141
式中：h—巷道高度；A—侧向压力系数；p—煤帮支护强度；H—巷道埋深；c—煤体粘聚力；φ—煤体内摩擦角；γ—上覆岩层平均重度；k—应力集中系数。上述参数均可以通过现场测量获得。
进而可求得采空区垮落矸石40对巷道高位顶板10的支撑长度：
x1＝LB-x0-a (4)
断裂岩块咬合接触长度，
断裂岩块咬合接触长度与岩块的长度、高度以及旋转角度相关，计算断裂岩块咬合接触长度为：
Figure BDA0002348674850000142
2、断裂岩块受力：
上覆岩层载荷，
断裂岩块上边界所受载荷主要与其埋藏深度和上覆岩层平均容重有关，假设所受载荷为均匀分布，可求得：
qz＝γHd (6)
式中：Hd—断裂岩块B的埋深。
为了方便计算，将上边界载荷简化为一个等效合力Fz，作用与P'点，则：
Fz＝γHdLB (7)
Figure BDA0002348674850000143
实体煤支撑载荷，
岩块断裂后沿断裂点为中心产生旋转变形，实体煤被压缩。在断裂点附近，岩块受到实体煤的支撑作用。根据极限平衡理论，巷帮煤体的支撑载荷为：
Figure BDA0002348674850000151
式中：0<x<x0。
为了方便计算，可将σx转化为线性分布的载荷：
Figure BDA0002348674850000152
然后，将实体煤支撑载荷简化为一个等效合力Fm，作用与Q点，则：
Figure BDA0002348674850000153
Figure BDA0002348674850000154
垮落矸石支撑载荷，
根据切顶高度设计原理，垮落矸石碎胀后恰好能够完全充满采出空间，高位顶板一旦下沉便与矸石接触，随后不断将矸石压实直至稳定。在此过程中，断裂岩块所受的支撑载荷与矸石被压缩的程度有关。假设岩块在实体煤侧的断裂位置下沉量为0，则断裂岩块采空区侧端头位置的矸石压缩量为：
W1＝Hs＝LBsinθ (13)
根据图11中所示的几何关系，可求得巷道散体帮边缘P点位置的矸石压缩量为：
W2＝(x0+a)sinθ (14)
因此，可求得x0+a<x<LB范围内任意点的矸石压缩量为：
Wx＝xsinθ (15)
进而可求得单位面积矸石产生的支撑载荷为：
qg＝KGWx (16)
式中：KG—垮落矸石的支撑系数。
为了方便计算，可将垮落矸石支撑载荷简化为一个等效合力Fg，作用与R点，则：
Figure BDA0002348674850000155
Figure BDA0002348674850000161
相邻岩块之间作用力，
由于模型已假设巷道高位顶板10绕N点旋转，即岩块在N点处视为与相邻岩块不产生相对位移，因此可以近似认为FAB＝0。
根据静力平衡，∑Fx＝0，∑Fy＝0，∑MM＝0。
则
Figure BDA0002348674850000162
可得：
Figure BDA0002348674850000163
根据“砌体梁”结构的“S-R”稳定理论，随着高位顶板断裂岩块旋转下沉，岩块之间相互咬合将产生水平和竖直方向上的作用力，整个结构的平衡在很大程度上受断裂岩块之间的作用力大小以及咬合位置的岩体强度影响。若咬合点的摩擦阻力不足以提供岩块保持平衡所需要的剪切力，该结构将发生滑落失稳。若咬合点的水平挤压力大于岩体抗压强度，则挤压位置局部应力集中，将使岩体进入塑性状态，从而导致咬合点发生破坏，断裂岩块旋转下沉加剧，形成变形失稳。
对于无煤柱自成巷开采来说，上述仅仅由断裂岩块相互作用形成的结构失稳并不足以表示高位顶板断裂岩块的实际稳定状态。无煤柱自成巷开采技术的核心在于利用切落的碎胀岩体控制高位顶板变形和运动，消除垮落矸石和悬露顶板之间的间隙，从而大幅减弱上覆岩层运动引起的矿压显现。因此，无煤柱自成巷开采时，断裂岩块之间的相互作用并非使该结构保持稳定的唯一因素。在进行高位顶板稳定性分析时，还应综合考虑矸石支撑力、煤体支撑力的共同作用。因此，在无煤柱自成巷开采顶板运动过程中，高位顶板断裂岩块稳定状态实际上存在实稳、假稳和失稳三种情况：
1、实稳状态
顶板运动初期，由于巷道高位顶板10刚刚开始产生旋转下沉，在旋转角度尚小的情况下，断裂岩块之间的咬合程度较低，无法通过相互作用形成断裂结构自身的平衡。无煤柱自成巷开采围岩控制目标即是充分利用矸石的支撑力，使断裂岩块在矸石和煤体的支撑作用下形成平衡。若垮落矸石在该阶段提供的支撑力足以保证断裂岩块形成平衡结构，则该状态下的顶板即使再次受到外力影响(例如相邻工作面开采动压扰动)时，由于垮落矸石不会发生突发性压缩，断裂岩块也就不会产生明显下沉，巷道围岩将始终处于一个非常可靠的稳定状态。称这种稳定状态为实稳状态，其顶板结构如图7所示。
根据实稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，该状态下巷道高位顶板10满足以下受力条件：
Figure BDA0002348674850000171
式中：
Figure BDA0002348674850000172
—断裂岩块间的摩擦系数，一般取0.3；η—岩块间的接触系数，一般取0.3；[σ]—断裂岩块抗压强度。
2、假稳状态
若顶板垮落高度未达到设计要求，垮落矸石无法支撑断裂岩块形成实稳状态，则巷道高位顶板10将继续产生旋转变形。随着旋转角度增大，岩块间的咬合程度逐渐增大。当咬合达到一定程度以后，断裂岩块咬合产生的摩擦力开始为断裂结构平衡做出一些贡献，断裂结构将在咬合产生的摩擦力、矸石支撑力以及煤体支撑力的共同作用下进入平衡状态。但是，这种稳定状态与实稳状态是本质不同的。这种状态下断裂岩块之间相互作用产生的摩擦力对整个顶板结构稳定起到很大作用，垮落矸石支撑力本身并不足以支撑断裂岩块形成力学平衡。因此，虽然该状态下的巷道暂时处于稳定状态，但是当顶板再次受到外界动压扰动影响(例如相邻工作面开采)时，岩块间的相互作用可能遭到破坏。平衡破坏后垮落矸石还会进一步产生压缩，巷道围岩将再次产生突然的来压现象。因此，我们称这种状态为假稳状态，它其实并不是一种理想的稳定状态，其顶板结构如图8所示。
根据假稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，该状态下巷道高位顶板10满足以下受力条件：
Figure BDA0002348674850000181
3、失稳状态
若是顶板垮落高度很小，巷道高位顶板10将持续产生旋转下沉。当下沉达到一定值以后，断裂岩块间的咬合挤压载荷会大于岩体抗压强度，从而导致断裂岩块产生变形失稳。进入该状态后，断裂岩块间在竖直方向上的相互作用力基本消失，断裂岩块之间再也无法通过相互咬合形成平衡结构，上覆岩层所有载荷均需由煤体和矸石被动承担。由于断裂岩块的旋转角度较大，该状态下巷道顶板表面一般会呈现出明显的非对称倾斜变形，并且直接顶岩体极易在断裂岩块挤压作用下沿巷帮煤壁切落。因此，当顶板进入该状态以后，应对巷道顶板进行一定的加强支护，防止直接顶岩体发生突发性失稳垮落。我们称这种状态为失稳状态，其顶板结构如图9所示。
根据失稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，该状态下巷道高位顶板10满足以下受力条件：
TCB≥sη[σ] (23)
若想利用上述判别条件对现场生产过程中的顶板稳定性进行判别还是无法实现的，因为我们在现场并没有办法监测到上述判别条件中的力学参量，例如TCB、FCB等。因此，必须将判别条件中的参量转变为在现场工程中可以直接或者间接获得的“可视化”数据。这样我们才能随时的对顶板稳定性进行判断。若发现顶板出现失稳现象，才能够及时地采取控制措施，保证生产全过程的安全。
实稳状态的“可视化”判别条件(第一判断转换模型)：
根据上述判别条件，断裂岩块旋转过程中，除岩块旋转角度始终为变量外，其余参数均为固定值。因此，可将上述理论上的判别条件转化为如下用断裂岩块旋转角度表示的“可视化”的判别条件：
Figure BDA0002348674850000182
式中：
Figure BDA0002348674850000191
假稳状态的“可视化”判别条件(第二判断转换模型)：
同理，可将上述假稳状态的判别条件转化为如下用断裂岩块旋转角度表示的“可视化”的判别条件：
Figure BDA0002348674850000192
失稳状态的“可视化”判别条件(第三判断转换模型)：
同理，可将上述失稳状态的判别条件转化为如下用断裂岩块旋转角度表示的“可视化”的判别条件：
A2sin2θ+B2sinθ+C2≥0 (27)
然而，若是仅仅把理论的判别条件转变为用断裂岩块回转角度表示的判别条件还是不够的。虽然利用断裂岩块旋转角度可以实现对顶板稳定状态的判别，但是目前尚无一种方便、快捷的方法可以随时对断裂岩块旋转角度进行探测，尤其无法在工作面开采过程中实时进行探测。因此若要利用上述稳定性判别条件指导现场工程，就必须将其转化为现场方便测量的数据。考虑到巷道低位顶板90的表面变形量是与巷道高位顶板10的旋转角度有密切相关的。因此，可以进一步建立巷道顶板表面下沉量和断裂岩块旋转角度之间的关系：
Figure BDA0002348674850000193
因此，基于现场顶板变形测量数据，通过式(1)可以反算出旋转角度，进而将该角度代入三种稳定状态的判别公式，最终可以获得断裂岩块稳定状态的判别结果。由于巷道低位顶板90的变形量是很容易测量的，而且是可以随时掌握的。因此，可以认为该方法基本实现了顶板稳定状态的“可视化”目标。通过顶板变形现场测量数据，可以实时地“看到”顶板的稳定状态，发现问题能够及时采取措施，对于指导顶板支护具有十分重要的作用。
在一个具体实施例中，针对本方法的一个具体应用实施例：
根据煤矿试验工作面的实际条件，取S＝280m，L＝18m，Hc＝8.86m，A＝0.6，
Figure BDA0002348674850000201
K＝3，γ＝26×103N/m3，H＝170m，c＝0.85MPa，p＝0.048MPa，HB＝10.34m，KG＝2.5MPa/m，η＝0.3，[σ]＝19.7MPa，
Figure BDA0002348674850000202
将上述参数代入转化后的稳定性判别条件(公式24-27)，可得判断三种稳定状态的临界旋转角度。然后，根据断裂岩块旋转角度和顶板表面变形量之间的关系(公式1)，取a＝6.738m，l＝1.50m，E＝10.16GPa，μ＝0.24，ρg＝22.80kN/m3，pz＝0.32MPa，pl＝1.07MPa，可以计算得到判断三种稳定状态的顶板表面变形量临界值，计算结果见表1。
表1顶板稳定性临界条件计算结果
Figure BDA0002348674850000203
根据已有研究，垮落矸石的残余碎胀系数为1.16～1.39，按照设计切顶高度Hc＝8.86m计算，若切顶效果完全满足设计要求，矸石压实后断裂岩块旋转角度应介于0.81～6.41°之间。综上所述，可做出如下分析：
1)根据现场顶板变形测量数据，巷道稳定以后，若变形量小于93.2mm(即断裂岩块旋转角度小于6.41°)，则表明高位顶板断裂结构处于实稳状态。垮落矸石支撑力能够满足高位顶板断裂岩块的稳定条件，该状态为最佳的围岩控制状态。若巷道稳定后顶板变形量为93.2～109.3mm，则表明顶板垮落高度控制效果略有欠缺，垮落矸石未能将采空区完全充满，而是与悬露顶板之间保留少量空隙，导致断裂岩块旋转空间略大。但是由于空隙的大小有限，断裂岩块略有下沉后便于垮落矸石接触，最后仍能形成实稳状态的高位顶板断裂结构。
2)若巷道稳定后顶板变形量为109.4～148.2mm，则表明顶板垮落高度控制效果有可能较差，垮落矸石与悬露顶板之间存在较大的空隙。这种状态下断裂岩块不能充分利用垮落矸石的支撑力形成平衡结构，而是需要借助断裂岩块之间相互摩擦力才能保持稳定。这样的状态实质上是假稳状态，并不是真正意义上的稳定。该状态下的围岩在前期的留巷阶段一般能够保持稳定，但是在相邻工作面采动影响期间，巷道顶板仍将产生剧烈的变形。因此相邻工作面开采之前，应该强化工作面超前支护，防止因断裂岩块之间的相互作用丧失引起变形加剧。
3)若巷道稳定后顶板变形量大于148.2mm，则表明顶板垮落高度控制效果未能达到要求，垮落矸石与悬露顶板之间存在很大空隙，断裂岩块产生较大的旋转角度。同时，断裂岩块之间因咬合强度过大会发生变形失稳，岩块之间在竖直方向上的相互作用力基本丧失，顶板结构仅能依靠垮落矸石、煤体和巷道支护的被动支撑作用保持稳定。这就表明顶板已经进入了失稳状态。该状态下下的顶板控制应该被重视，应该加强对围岩变形的观测，同时强化对巷道顶板和实体煤帮的支护，防止断裂岩块产生突发性沉降，造成巷道失稳。
本领域技术人员在考虑说明书及实践这里公开的发明后，将容易想到本发明的其它实施方案。本发明旨在涵盖本发明的任何变型、用途或者适应性变化，这些变型、用途或者适应性变化遵循本发明的一般性原理并包括本发明未公开的本技术领域中的公知常识或惯用技术手段。说明书和示例实施方式仅被视为示例性的，本发明的真正范围和精神由下面的权利要求指出。
应当理解的是，本发明并不局限于上面已经描述并在附图中示出的精确结构，并且可以在不脱离其范围进行各种修改和改变。本发明的范围仅由所附的权利要求来限制。

Claims (10)

1.一种无煤柱自成巷顶板断裂结构的安全处理方法，其特征在于，包括：
获得巷道低位顶板(90)的表面变形量；
根据所述表面变形量确定巷道高位顶板(10)所处状态，所述巷道高位顶板(10)所处状态为实稳状态、假稳状态、或失稳状态；
其中，当所述巷道高位顶板(10)处于所述失稳状态时，对顶板断裂结构进行安全处理。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，还包括：
确定所述巷道高位顶板(10)所处状态之前，建立所述巷道低位顶板(90)的表面变形量和所述巷道高位顶板(10)的旋转角度之间的转换模型。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，判断所述巷道高位顶板(10)所处状态，包括：
将所述表面变形量带入所述转换模型得到所述巷道高位顶板(10)的旋转角度；
将所述旋转角度带入第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型中的至少之一内；
其中，当所述旋转角度满足所述第一判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述实稳状态；当所述旋转角度满足所述第二判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述假稳状态；当所述旋转角度满足所述第三判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述失稳状态。
4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，判断所述巷道高位顶板(10)所处状态，包括：
将所述表面变形量带入所述转换模型得到所述巷道高位顶板(10)的旋转角度；
根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；
其中，当所述旋转角度处于所述第一旋转角度组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述实稳状态；当所述旋转角度处于所述第二旋转角度组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述假稳状态；当所述旋转角度处于所述第三旋转角度组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述失稳状态。
5.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，判断所述巷道高位顶板(10)所处状态，包括：
根据第一判断转换模型、第二判断转换模型以及第三判断转换模型，分别获得第一旋转角度组、第二旋转角度组以及第三旋转角度组；
将所述第一旋转角度组、所述第二旋转角度组以及所述第三旋转角度组分别带入所述转换模型，得到第一表面变形量组、第二表面变形量组和第三表面变形量组；
其中，当所述表面变形量处于所述第一表面变形量组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述实稳状态；当所述表面变形量处于所述第二表面变形量组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述假稳状态；当所述表面变形量处于所述第三表面变形量组内时，所述巷道高位顶板(10)处于所述失稳状态。
6.根据权利要求3至5中任一项所述的方法，其特征在于，还包括：
确定所述巷道高位顶板(10)所处状态之前，
建立所述巷道高位顶板(10)的力学模型；
根据所述力学模型获得采空区高位顶板(20)对所述巷道高位顶板(10)产生的第一剪切作用力和第一水平挤压力，以及所述巷道高位顶板(10)与所述采空区高位顶板(20)之间的咬合接触长度；
根据实稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到所述巷道高位顶板(10)满足的第一受力条件，并将所述第一剪切作用力、所述第一水平挤压力和所述咬合接触长度带入所述第一受力条件以得到所述第一判断转换模型；
根据假稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到所述巷道高位顶板(10)满足的第二受力条件，并将所述第一剪切作用力、所述第一水平挤压力和所述咬合接触长度带入所述第二受力条件以得到所述第二判断转换模型；
根据失稳状态下的顶板断裂结构受力平衡特征，得到所述巷道高位顶板(10)满足的第三受力条件，并将所述第一剪切作用力、所述第一水平挤压力和所述咬合接触长度带入所述第三受力条件以得到所述第三判断转换模型。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，
所述第一判断转换模型为：
Figure FDA0002348674840000031
当所述表面变形量对应的所述巷道高位顶板(10)的旋转角度θ满足所述第一判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述实稳状态；
所述第二判断转换模型为：
Figure FDA0002348674840000032
当所述表面变形量对应的所述巷道高位顶板(10)的旋转角度θ满足所述第二判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述假稳状态；
所述第三判断转换模型为：
A2 sin2θ+B2 sinθ+C2≥0
当所述表面变形量对应的所述巷道高位顶板(10)的旋转角度θ满足所述第三判断转换模型时，所述巷道高位顶板(10)处于所述失稳状态；
其中，A1，A2，A3，B1，B2，B3根据所述力学模型和所述顶板断裂结构的测量数据获得。
8.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，建立所述巷道高位顶板(10)的力学模型，包括：
获得采空区垮落矸石(40)对所述巷道高位顶板(10)产生的支撑载荷；
其中，假设所述采空区垮落矸石(40)对所述巷道高位顶板(10)产生的第一支撑载荷为线性分布。
9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，建立所述巷道高位顶板(10)的力学模型，还包括：
获得煤体(70)对所述巷道高位顶板(10)产生的第二支撑载荷；
假设所述巷道高位顶板(10)上覆岩层重量产生的载荷为均布载荷；
忽略挡矸支护(50)和恒阻锚索(60)对所述巷道高位顶板(10)施加的支护力；
忽略煤体高位顶板(30)对所述巷道高位顶板(10)产生的第二剪切作用力；
基于所述力学模型，根据静力平衡获得所述第一剪切作用力和所述第一水平挤压力。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，对所述顶板断裂结构进行安全处理，包括：
输出提示信号；
观测巷道(80)的围岩变形状态；
对所述巷道低位顶板(90)和煤体(70)中的至少之一安装支护。
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Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2186216C1 (ru) * 2001-05-18 2002-07-27 Открытое акционерное общество по добыче угля "Воркутауголь" Способ охраны подготовительной выработки
CN107035370A (zh) * 2017-05-05 2017-08-11 太原理工大学 一种用于沿空留巷静态破碎切顶卸压方法
CN108776065A (zh) * 2018-04-19 2018-11-09 河南理工大学 一种采动诱导采空区侧向硬顶失稳产生的动载预测方法
CN109359407A (zh) * 2018-10-31 2019-02-19 华北科技学院 一种判定层状围岩体巷道顶板岩层失稳形态与高度的方法
CN109779632A (zh) * 2019-01-15 2019-05-21 山东科技大学 一种沿空留巷支护系统协调变形定量设计方法
CN109798149A (zh) * 2019-01-28 2019-05-24 辽宁工程技术大学 一种坚硬顶板厚煤层采场来压强度分级预测方法
CN110173263A (zh) * 2019-05-24 2019-08-27 中国矿业大学 一种柱式充填开采关键参数设计方法
CN110500127A (zh) * 2019-07-19 2019-11-26 山东科技大学 一种防治无煤柱切顶成巷顶板非均匀沉降的动态治理方法

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2186216C1 (ru) * 2001-05-18 2002-07-27 Открытое акционерное общество по добыче угля "Воркутауголь" Способ охраны подготовительной выработки
CN107035370A (zh) * 2017-05-05 2017-08-11 太原理工大学 一种用于沿空留巷静态破碎切顶卸压方法
CN108776065A (zh) * 2018-04-19 2018-11-09 河南理工大学 一种采动诱导采空区侧向硬顶失稳产生的动载预测方法
CN109359407A (zh) * 2018-10-31 2019-02-19 华北科技学院 一种判定层状围岩体巷道顶板岩层失稳形态与高度的方法
CN109779632A (zh) * 2019-01-15 2019-05-21 山东科技大学 一种沿空留巷支护系统协调变形定量设计方法
CN109798149A (zh) * 2019-01-28 2019-05-24 辽宁工程技术大学 一种坚硬顶板厚煤层采场来压强度分级预测方法
CN110173263A (zh) * 2019-05-24 2019-08-27 中国矿业大学 一种柱式充填开采关键参数设计方法
CN110500127A (zh) * 2019-07-19 2019-11-26 山东科技大学 一种防治无煤柱切顶成巷顶板非均匀沉降的动态治理方法

Non-Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
JIANNIG LIU ET AL: "tability Analysis and Monitoring Method for the Key Block Structure of the Basic Roof of Noncoal Pillar Mining with Automatically Formed Gob-Side Entry", 《ADVANCES IN CIVIL ENGINEERING》 *
MA ZIMIN DT AL: "Key Technologies and Application Test of an Innovative Noncoal Pillar Mining Approach: A Case Study", 《ENERGIES》 *
何满潮 等: "中厚煤层复合顶板快速无煤柱自成巷适应性研究与应用", 《岩石力学与工程学报》 *
杨晓杰 等: "切顶卸压自动成巷的离散元数值模拟", 《金属矿山》 *
王亚军 等: "无煤柱自成巷"短臂梁"结构特征及变形计算分析", 《中国矿业大学学报》 *
秦乾: "无煤柱自成巷围岩变形机理与控制方法试验研究", 《中国优秀硕士学位论文全文数据库电子期刊 工程科技I辑》 *

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Publication number Publication date
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He et al. Model test of negative Poisson's ratio cable for supporting super-large-span tunnel using excavation compensation method
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Xie et al. Failure mechanism and control technology of thick and soft coal fully mechanized caving roadway under double gobs in close coal seams
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