淺埋薄基巖大采高工作面頂板破斷特征和來壓規律

黃慶享，賀雁鵬，李 鋒，王碧清，李 軍，苗彥平

(1．西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054；2．西安科技大學 西部礦井開采及災害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054；3．陜煤集團神木張家峁礦業有限公司，陜西 神木 719300)

0 引 言

在中國現有煤炭資源儲量和產量中，厚煤層(≥3.5 m)的產量和儲量均占45%左右，是實現高產高效開采的主要煤層[1-3]。陜北侏羅紀煤田主要賦存淺埋煤層，主采煤層為1～2層厚度在4～8 m的厚煤層，大部分采用大采高一次采全高的開采方法。因此，對淺埋大采高工作面開的頂板破斷特征和礦壓顯現規律的研究，是礦井實現安全高效回采的前提。

中國學者在淺埋煤層大采高頂板結構與工作面的礦壓顯現特征規律研究領域中取得了豐碩成果。黃慶享建立了淺埋煤層采場頂板初次破斷的“非對稱三鉸拱結構模型”、周期破斷的“臺階巖梁”結構模型[4]；給出了大采高工作面“等效直接頂”的概念[5-8]，發現等效直接頂靜載隨采高的增大而增加，來壓時動載系數不大[9-13]。弓培林等將大采高直接頂劃分為3類，給出采場的頂板控制力學模型[14]；許家林等對基于補連塔22303大采高工作面的礦壓顯現特征，提出了7.0 m特大采高工作面老頂懸臂梁結構模型[15-16]；閆少宏基于大采高綜采頂板短懸臂梁-鉸接巖梁結構，提出了支架工作阻力的確定方法[17]；王國法等針對金雞灘煤礦8.0 m大采高開采實踐，實測發現不同層位頂板巖層的峰值應力、差應力及強度與應力比存在較大差異，直接影響頂板巖層的斷裂狀態及破斷結構形式[18]；屠世浩和李化敏等也對大采高采場頂板結構進行了研究[19-21]。

上述研究主要針對埋深在150～300 m的煤層，基巖厚度較大，能夠形成單層或多層關鍵層。目前，對于埋深<100 m，基載比≤1，采高在5～7 m的典型淺埋大采高工作面覆巖運動規律實測研究較少。文中以神南礦區張家峁煤礦22201典型淺埋大采高工作面為背景，對工作面的頂板運動特征進行鉆孔實測，結合礦壓顯現規律，掌握此類工作面的頂板垮落特征，為建立頂板結構和揭示來壓機理提供依據。

1 工作面條件和實測方法

1.1 工作面地質及開采條件

張家峁煤礦二盤區2-2煤層22201工作面是2-2煤層的首采工作面，平均埋深約95 m，煤層厚度7.3～9.6 m，采高6.0 m，長度252 m，推進距離1 739 m，工作面中部選用的液壓支架型號為ZYG12000/28/63D.工作面上覆頂板中完整基巖厚度約16～20 m，風化基巖厚度約16～20 m，松散層厚度約40～50 m，22201工作面屬于典型的淺埋薄基巖大采高工作面，煤層及頂板力學參數見表1.

表1 煤層及頂板煤巖體力學參數

1.2 鉆孔觀測方法

為了掌握22201工作面的頂板運動規律，揭示覆巖內部不同層位的頂板在采動影響下的動態發育過程。在工作面輔助運輸順槽靠近煤柱側的巷幫，超前于工作面現場設計與施工鉆孔，鉆孔分為位移孔和窺視孔，在位移孔內布置多點位移計(圖1)，監測不同層位巖層的離層和位移，窺視孔進行鉆孔內部觀測。共計布置12個鉆孔，各鉆孔布置如圖2所示，參數見表2.

表2 頂板鉆孔參數

圖1 多點位移計Fig.1 Multi-point displacement gage

圖2 輔運順槽鉆孔布置Fig.2 Schematic diagram of drilling the auxiliary headgate slot

采用鉆孔窺視儀采集鉆孔內部破壞情況，利用后處理軟件，得出鉆孔任意一點的實時深度，計算出各鉆孔任意一點距頂板的垂直層位高度和側向懸伸距離(距煤柱側的水平距離)。

2 頂板破斷運動特征

限于文章篇幅，重點對工作面的第I和第II測站的實測數據分析。以D1(10 m/25 m)為例說明數據代表的意義，D1代表第Ⅰ測站D鉆孔，10 m代表基點距頂板的垂直層位高度，25 m代表側向的懸伸距離。

1)第Ⅰ測站觀測了工作面初次來壓和第1次周期來壓期間不同層位的頂板運動。在工作面距第Ⅰ測站15 m時，10 m以下層位的頂板在超前支承壓力作用下，發生超前運動；在工作面推過第I測站5～7 m后，位于采空區上方的15 m和20 m層位的頂板有大范圍的運動，高層位的運動具有滯后性，如圖3所示。(圖3和圖4中的零點為第Ⅰ測站和第Ⅱ測站的位置)。

圖3 第1測站不同基點位移量分析Fig.3 Analysis of the displacement of the first station

2)第Ⅱ測站持續觀測了5次周期來壓期間的頂板破斷運動(圖4)，發現周期來壓期間同一層位的覆巖運動具有相似性。且頂板不同層位會發生超前破斷，超前破斷距離約15～20 m.

圖4 第Ⅱ測站不同基點位移量分析Fig.4 Analysis of the displacement of the second station

3)通過鉆孔窺視結果分析，發現不同層位頂板的運動具有時間和空間特征。以第I測站的鉆孔窺視結果為例說明：①當工作面推進至32 m，頂板初次來壓，煤壁前方5 m處頂板未發現明顯破斷。但圖3中監測到10 m以下層位發生超前運動，一定程度表明頂板運動超前于工作面礦壓顯現;②當工作面推進到36.6 m，初次來壓結束，煤壁處頂板24.4 m層位(側懸19 m)出現斷裂，如圖5(a)所示；推進到45.4 m，在工作面煤壁后方8.4，22.1 m層位(側懸15 m)巖層破裂，如圖5(b)所示；6 m層位(側懸6.5 m)頂板垮落，如圖5(c)所示；推進到46.6 m，第1次周期來壓時，工作面煤壁后方9.6 m頂板垮落高度6.4 m.由D1鉆孔持續實測，得出10 m層位端頭懸頂垮落步距7～9 m;③當工作面推進到75 m，在工作面煤壁后方38 m處，頂板4.8 m層位(側懸1.8 m)垮落，如圖5(d)所示；頂板9.3 m層位(側懸3.2 m)垮落，如圖5(e)所示；頂板16.2 m層位(側懸6.6 m)垮落，如圖5(f)所示；表明頂板發生破斷后，覆巖與上覆松散載荷層的運動持續大約40 m.

圖5 第Ⅰ測站的窺視結果Fig.5 Drilling peep results of the first station

4)得出覆巖冒落帶高度約15～18 m，鉸接裂隙帶的高度約18～28 m.通過地表觀測，初次來壓時地表出現下沉漏斗，且周期性臺階裂縫高度達1.7 m，表明典型淺埋大采高工作面的頂板仍形成臺階巖梁。

5)每個鉆孔均垂直于工作面走向施工，當工作面推過測站后，待采空區頂板垮落穩定，結合鉆孔窺視結果(圖5(d)～(f))可得出頂板的破斷角。以第I測站為例，得出0～10 m頂板破斷角約72°，10～20 m頂板破斷角約64°，頂板平均破斷角約68°，如圖6所示。

圖6 測站I鉆孔破斷位置演化Fig.6 First station drilling break position evolution

6)通過對每個測站的D孔、E孔和F孔在開采過程的持續觀測(圖5)，將同一推進距離下，3組鉆孔發生裂隙、離層和垮落的位置進行統計，持續窺視結果如圖7所示。

圖7 沿傾向的頂板破壞示意圖Fig.7 Roof failure schematic diagram along the dip directions

圖7既反映了工作面頂板破斷角的演化過程，又反映了工作面沿著傾向在10，20和30 m層位頂板在端頭區域的弧形拱狀破壞過程。

3 工作面來壓規律

3.1 工作面初次來壓

結合22201工作面的礦壓實時監測系統數據，當工作面推進至32 m時工作面初次來壓，圖8為初次來壓當天的支架立柱壓力報表。初次來壓強度大，范圍廣(覆蓋工作30～120#支架，占總支架數的65%)，來壓時工作面中部支架的平均工作阻力約為11 448 kN/架，占額定工作阻力的95.4%，來壓持續距離約為4.6 m.

圖8 初次來壓時工作阻力Fig.8 Working resistance during the first weighting

3.2 工作面周期來壓

當工作面推進至45 m時，第1次周期來壓。來壓時工作面頂板淋水增多，20～70#支架平均工作阻力約10 910 kN/架(圖9)，來壓步距13 m，持續距離3.4 m.

圖9 第1次周期來壓時工作阻力Fig.9 Working resistance during the first periodical weighting

當工作面推進至61.5 m時，第2次周期來壓。16～126#支架工作阻力明顯增大，平均工作阻力約11 118 kN/架，來壓步距16.5 m，持續距離4 m，如圖10所示。

圖10 第2次周期來壓時工作阻力Fig.10 Working resistance during the second periodical weighting

當工作面推進至71 m時，工作面第3次周期來壓。19～120#支架來壓明顯，平均工作阻力約11 068 kN/架，來壓步距9.5 m，持續距離3.6 m，如圖11所示。

圖11 第3次周期來壓時工作阻力Fig.11 Working resistance during the thirst periodical weighting

統計分析得出6次周期來壓步距分別為13，16.5，9.5，15，12和12 m，平均周期來壓步距為13 m.來壓期間，工作面中部的支架工作阻力大，而端頭區域35 m范圍內壓力較小；中部支架平均工作阻力為10 343 kN/架，上下端分別為9 058 kN/架和8 682 kN/架。來壓時頂板淋水增多，但工作面煤壁夾矸片冒，煤壁片幫不明顯。

3.3 支架工作阻力分析

根據工作面初次來壓和周期來壓支架的最大工作阻力(表3和表4)，得出

1)初次來壓期間，76%的支架達到額定工作阻力的70%以上，56%的支架達到額定工作阻力的90%，安全閥開啟率小于8%；

2)周期來壓期間，81%的支架達到額定工作阻力的70%以上，27%的支架達到額定工作阻力的90%.支架總體利用率高，適應性較好。

表3 來壓期間工作面中部支架工作阻力

表4 工作面來壓時支架最大阻力

3.4 超前支承壓力分布特征

22201工作面運輸順槽和的回風順槽側的超前支架型號分別為ZYDC10300/27/47，初撐力為7 888 kN.超前支架上的四排立柱，分別位于工作面前方5，10，15和20 m位置。實測非來壓和來壓期間的超前支架支柱壓力，見表5和圖12，分析工作面的超前支承壓力。

表5 超前支架支柱載荷統計表(kN)

圖12 22201工作面超前支架壓力分布Fig.12 Pressure distribution of the front support of the 22201 working face

對表5和圖12進行分析，得出22201工作面超前支承壓力分布規律如下

1)超前支承壓力峰值位于工作面前方5 m內，顯著影響區范圍為10 m，一般影響區為15 m.

2)來壓時超前支承壓力大于非來壓時，運輸順槽側為1.31倍，回風順槽側為1.35倍。

3)回風順槽超前支承壓力峰值大于運輸順槽超前支承壓力峰值，約為1.08倍。

4 結 論

1)通過頂板鉆孔位移觀測和鉆孔窺視，薄基巖大采高工作面來壓期間，頂板呈分層次破斷運動，超前破斷距離約15～20 m；頂板冒落帶高度15～18 m，頂板平均破斷角65°.

2)工作面初次來壓步距32 m，初次來壓范圍廣，強度大，來壓時支架工作阻力約11 448 kN/架；周期來壓步距平均13 m，工作面中部礦壓顯現明顯，來壓時支架工作阻力約10 343 kN/架，架型選合理，利用率高。

3)淺埋薄基巖大采高工作面超前支承壓力峰值位于工作面前方5 m，支承壓力顯著影響區范圍為10 m，一般影響區范圍為15 m.