吳文曉

（晉能控股集團(tuán)朔州煤電公司，山西 朔州 038300）

0 引 言

通常傾斜煤層是介于緩傾斜和急傾斜之間的煤層，該煤層傾角在25°~45°之間。頂板煤開采過程中的煤矸石處于臨界失穩(wěn)狀態(tài)，傾斜煤層的放頂煤和支架滑移明顯不同于微傾斜或近水平煤層[1-3]。近年來對傾斜煤層頂板不規(guī)則破碎引起的支架扭曲和煤壁肋增加關(guān)注[4-5]；同時(shí)，對支護(hù)圍巖穩(wěn)定性的控制缺乏系統(tǒng)的認(rèn)識。工作面支護(hù)給予相同的初始荷載，導(dǎo)致支護(hù)荷載分布不合理，穩(wěn)定性差[6-8]。

本文通過對鶴壁10 礦1307 工作面的力學(xué)分析、數(shù)值計(jì)算和現(xiàn)場觀測，研究了頂板移動與支護(hù)穩(wěn)定性的關(guān)系，提出了支護(hù)圍巖穩(wěn)定性的控制措施。研究結(jié)果對類似地質(zhì)條件下頂板煤的開采具有指導(dǎo)意義。

1 工作面頂板移動基本特征地質(zhì)條件

1.1 地質(zhì)條件

鶴壁10 礦1307 工作面位于13 礦區(qū)中段，地表高程為162.2～180.3 m。煤層到垂向深度的距離為552.2 ~ 620.3 m，煤層平均傾角為30°。煤層厚度4.9 ~ 8.0 m，平均厚度6.5 m。煤層硬度系數(shù)小于0.5。煤層構(gòu)造簡單，無煤矸石?？刹傻V指數(shù)為1。1307 工作面長度120 m，走向平均長度402.6 m。工作面布置120 個ZH2000/17/25F 支架，采用長壁走向的采礦方法。該工作面直接頂板為泥巖或砂質(zhì)泥巖，基本頂板為S10 砂巖。直接底板為黑色泥巖，基本底板主要為灰黑色泥巖與灰色細(xì)砂巖互層。

1.2 頂板運(yùn)動的基本特征

一般情況下，受傾角（250～450的影響，工作面支護(hù)穩(wěn)定性較差。隨著頂板采煤，頂板與支架之間出現(xiàn)了間隙。此時(shí)支架會不穩(wěn)定，會導(dǎo)致工作面頂板斷裂、旋轉(zhuǎn)，表現(xiàn)出不平衡運(yùn)動。頂板破斷首先發(fā)生在工作面中上段，頂板破斷主要發(fā)生在工作面中上段裂隙沿工作面走向出現(xiàn)，易造成頂板結(jié)構(gòu)不穩(wěn)定。

頂板失穩(wěn)后，中上工作面的落礦高度較大。在斷頂走向分力的作用下，斷巖發(fā)生了下移，導(dǎo)致上、下2 個工作面頂板分別發(fā)生完全垮落和部分垮落。直接頂板破碎形態(tài)分為規(guī)則的四邊形和不規(guī)則的三角形崩落區(qū)，最終形成不對稱的崩落拱，如圖1 所示。

圖1 頂板失穩(wěn)引起的不對稱拱頂

2 頂板移動的數(shù)值分析

2.1 頂板運(yùn)動趨勢方向分析

隨著工作面推進(jìn)和頂板裸露面積的增加，頂板壓力開始增大。頂板的1/3 和2/3 處首先出現(xiàn)2 個半圓形裂縫，如圖2（a）所示。在向上發(fā)育的裂縫過程中，裂縫分別向前方和后方擴(kuò)展，呈近似半圓形；當(dāng)2 條裂縫向上發(fā)育并逐漸擴(kuò)展時(shí)，中頂板應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)規(guī)則的平臺破碎，如圖2（b）所示。

圖2 頂板在趨勢方向上的移動特征

2.2 頂板傾斜方向運(yùn)動分析

隨著工作面推進(jìn)，不平衡應(yīng)力集中于頂板，中上部頂板拉剪力增大，中上部頂板開始發(fā)生裂隙發(fā)育。由于下部頂板受剪切力的影響，出現(xiàn)了少量的裂縫。整個頂板裂隙呈不規(guī)則的弧形分布，如圖3（a）所示。隨著中上頂板裂隙向上擴(kuò)展，不規(guī)則三角形斷裂在中上頂板出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū)，導(dǎo)致頂板整體失穩(wěn)，如圖 3（b）所示。

圖3 頂板在傾斜方向上的移動特征

由圖可見，傾斜煤層破碎巖體呈對角線向下沉，且旋轉(zhuǎn)具有明顯的復(fù)雜性。

3 頂板移動與支護(hù)穩(wěn)定性的現(xiàn)場觀測

1307 工作面共設(shè)2 個工位，1 號工位在工作面中下（下端30 m)，2 號工位在工作面中上 (上端30 m)。BZY-type 雙針采用防震壓力計(jì)采集支護(hù)壓力數(shù)據(jù)，觀察頂板來壓。

3.1 支架工作阻力分布

從1、2 號站的數(shù)據(jù)來看，1 號站支架的平均工作阻力為1 339.33 kN，達(dá)到了額定工作阻力的66.97%。頂壓時(shí)，平均工作阻力為1 494.5 kN，達(dá)到額定工作阻力（2 000 kN）的74.73%。動荷載系數(shù)為1.115 9，支護(hù)后礦柱平均工作阻力為441.83 kN，前礦柱平均工作阻力為9 01.67 kN。前后柱比為2.04，如圖4（a）所示。2 站支架平均工作阻力為1 365.57 kN，達(dá)到額定工作阻力（2 000 kN）的68.28%。頂板自重時(shí)，平均工作阻力為1 543 kN，達(dá)到額定工作阻力的77.15%。動荷載系數(shù)為1.13，支護(hù)后礦柱平均工作阻力為457.83 kN，而支護(hù)前礦柱平均工作阻力為912.17 kN，前后礦柱工作阻力比為1.99，如圖4（b）所示。

圖4 工作站阻力分布

1 號工位各測點(diǎn)的平均工作阻力和平均稱重均小于2 號工位，中上部頂板壓力大于中下部頂板。頂板破斷點(diǎn)在工作面中上段。支護(hù)前礦柱內(nèi)壓力高于后礦柱內(nèi)壓力，中上支護(hù)動力系數(shù)高于中下支護(hù)動力系數(shù)。

3.2 支架工作阻力特性分析

通過對1、2 號工位支架工作阻力的頻率分布分析，1 號站支座最大頻率分布在1 250～1 300 kN。頻率平均值分布均勻，隨著工作面推進(jìn)，頂板壓力趨于穩(wěn)定，頂板整體性較好，能夠承受上部巖層的連續(xù)壓力，出現(xiàn)來壓時(shí)頂板發(fā)生破洞；2 號站支座最大頻率分布在1 350～1 400 kN 范圍內(nèi)變化。在工作面推進(jìn)過程中，頻率值分布變化較大，頂板劇烈移動。在頂板不施加壓的情況下，巖層的裂縫會擴(kuò)展破裂。頂板首先在中上頂板發(fā)生斷裂。上支架動荷載系數(shù)高于下支架，上支架穩(wěn)定性較差。頻率分布如圖5 所示。

圖5 支架工作阻力的頻率分布

3.3 頂板來壓運(yùn)動特征

根據(jù)1307 工作面現(xiàn)場觀測，直接頂?shù)? 次崩落距離為9 m，基本頂?shù)? 次來壓距離為22.06 m，第1、2、3 次周期加權(quán)距離分別為 16.47、16.21、15.96 m。平均稱重周期為22 d，平均周期稱重距離為16.21 m，可見破頂距離相對較小。由于軟煤層頂板緩沖和部分支撐鉆孔底板，頂板來壓不明顯。煤壁肋嚴(yán)重，中上支撐變形滑移。托梁系統(tǒng)在上端57 m 處扭曲；頂板破碎嚴(yán)重，給移動支撐帶來困難；支撐穩(wěn)定性差。

3.4 支護(hù)圍巖穩(wěn)定控制措施及效果

通過力學(xué)分析、數(shù)值計(jì)算和現(xiàn)場觀測，提出了支護(hù)圍巖穩(wěn)定性的控制措施。

1）提高支架的設(shè)定載荷(或工作阻力)，降低煤壁壓力，阻止頂板崩落和支架滑動。

2）上支架設(shè)定負(fù)荷（工作阻力）高于下支架設(shè)定負(fù)荷（工作阻力）。

3）對于單支支護(hù)，有必要在前支護(hù)前柱處設(shè)置臨時(shí)支柱，以保證支架前柱的設(shè)置荷載（工作阻力）高于后柱。

4）超前控制水向煤壁注水是為了提高煤的粘結(jié)力，增加煤的強(qiáng)度，發(fā)揮煤的自承力。

采用穩(wěn)定控制措施后，工作面各支座受力均勻，支座受力合理，支座略有滑動。而且沒有破損，效果也很明顯。

4 結(jié) 論

1）傾斜煤層頂煤溶洞時(shí)，裂縫首先在中上頂板起裂，并向上擴(kuò)展，在垂直于頂板的中上集中應(yīng)力區(qū)形成規(guī)則和不規(guī)則的垮落帶，最終形成不對稱的垮落拱。

2）工作面現(xiàn)場試驗(yàn)與力學(xué)計(jì)算結(jié)果一致。中上支座的荷載大于中下支座的荷載; 前柱上的荷載大于后柱上的荷載，上部支座的動荷載系數(shù)高于下部支座的動荷載系數(shù)，支撐穩(wěn)定性差。

3）上部支護(hù)的穩(wěn)定性控制對支護(hù)和圍巖系統(tǒng)的穩(wěn)定至關(guān)重要。提高支護(hù)定載(工作阻力)和墻體自承力，有利于支護(hù)和圍巖的穩(wěn)定。