復雜不穩定煤巖綜放開采不規則來壓頂板垮斷機理研究

郎 琦

1煤炭科學技術研究院有限公司 北京 100013

2煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室 北京 100013

3北京市煤礦安全工程技術研究中心 北京 100013

受采動應力場影響，煤層開采后將引起上覆巖層移動、斷裂與跨落[1-2]。對于復雜不穩定煤巖開采來壓規律和頂板垮斷機理，由于區域條件差異，因素復雜多變，無法建立統一模型，研究者少。復雜不穩定煤巖開采現場實測數據變化大，規律不易總結，需頂板垮斷機理解釋和指導。當前，大型礦區正在綜放開采煤巖較復雜的石炭系[3-4]，研究復雜不穩定煤巖綜放開采頂板垮斷機理具有理論和現實意義。

筆者以同發東周窯礦復雜不穩定煤巖綜放開采實測不規則礦壓規律為切入點，通過理論分析，提出了該礦復雜不穩定煤巖綜放開采頂板垮斷機理，從理論上解釋了該區特殊礦壓規律，對復雜不穩定煤巖頂板垮斷機理進行了探索，可為類似礦井提供借鑒，具有一定現實和理論意義。

1 復雜不穩定煤巖結構

以同發東周窯礦 8100 綜放面為研究對象。該礦采用頂板全部垮落法，“一刀一放”多輪間隔放煤，機采高度為 3.2 m，循環進度為 0.8 m。

1.1 復雜不穩定煤層結構

(1)純煤層 厚度為 5.8～7.9 m，厚度不穩定。

(2)夾矸煤層 3～9 層泥巖夾石，層數不穩定；單層夾石厚度為 0.1～2.5 m，厚度不穩定。

(3)巖石侵入煤層 局部被煌斑巖侵入，嚴重時侵入長度占工作面的 60%，最厚達 3 m。

1.2 復雜不穩定頂板結構

(1)直接頂 泥巖，厚度為 1.67～6.94 m，厚度不穩定，分區厚度差別大，平均厚度為 5.03 m，較厚。

(2)基本頂 中粗砂巖，厚度為 12.9～26.7 m，厚度不穩定，分區厚度差別大，平均厚度為 19.8 m，較厚。

2 現場實測分析

采用頂板監測系統連續記錄支架工作阻力，設 9個監測站，以各監測站每天加權平均工作阻力、加權平均循環末阻力的平均值與其各自均方差之和作為來壓判據[5-6]。以 38 號支架處的 2 號站為例，每天平均工作阻力和循環末工作阻力、來壓判據如圖 1 所示。

圖1 2 號監測站來壓曲線Fig.1 Pressure curve of monitoring station 2

筆者根據各次來壓強度劃分為小來壓和大來壓，分別用垂直橫軸的細豎線和粗豎線表示，用動壓系數[7]表示強度，由來壓位置得出步距。分別統計了開始監測階段各監測站大來壓動壓系數和大、小來壓的步距，如表 1、2 所列。

表1 大來壓初次來壓與周期來壓動壓系數統計Tab.1 Statistics of first occurrence of large pressure and dynamic pressure coefficient of periodical pressure

表2 各監測站大、小來壓步距統計Tab.2 Statistics of step distance of large and slight pressure of various monitoring stations m

根據監測結果分析可知，各站來壓次數、各次來壓強度、步距相差較大。

(1)小來壓 平均初次來壓步距為 37 m，周期來壓步距為 7～37 m，平均周期來壓步距為 18 m。

(2)大來壓 平均初次來壓步距為 97 m，平均初次來壓動壓系數為 1.673；周期來壓步距范圍為 30～83 m，平均周期來壓步距為 44 m，平均周期來壓動壓系數為 1.508；初次來壓動壓系數范圍為 1.38～2.10，周期來壓動壓系數范圍為 1.1～2.0。

3 理論計算與分析

3.1 理論計算

經典理論把頂板初次和周期垮斷分別看作固支和懸臂巖梁 (直接頂薄時自然垮落)，初次垮斷步距L0和周期垮斷步距L1分別為[6-8]

式中：h為頂厚；Rt為抗拉強度；q為單位長頂重；γ為容重。

對于直接頂，Rt=2.5 MPa，γ=26 kN/m3；對于基本頂，Rt=7 MPa，γ=24 kN/m3，計算得頂板垮斷步距如表 3、4 所列。

表3 直接頂垮斷步距統計Tab.3 Statistics of step distance of direct roof caving m

表4 基本頂垮斷步距統計Tab.4 Statistics of step distance of basic roof caving m

3.2 理論與實測對比分析

實測小來壓和大來壓平均初次來壓步距、最大和最小初次來壓步距、平均周期來壓步距、最小周期來壓步距，分別與理論計算值接近或相差不大。

實測小來壓和大來壓最大周期來壓步距、各次周期來壓步距，分別與理論計算值相差較大。

由此看出，在簡單地質條件下，理論計算頂板垮斷步距與實測各來壓步距相差不大，各監測站實測來壓次數、強度和步距變化不大，可用平均值代表工作面來壓特征；在復雜地質條件下，理論計算頂板平均周期垮斷步距與實測各次周期來壓步距相差較大，理論計算頂板最大周期垮斷步距比實測最大周期來壓步距小得多，各監測站來壓次數、來壓強度和步距相差較大。

4 頂板垮斷機理及類型劃分

根據以上監測結果和理論分析，筆者將復雜不穩定頂煤垮落方式劃分為 8 個類型，如圖 2 所示。

(1)Ⅰ型 基本頂較薄-直接頂較薄-頂煤無厚巖型。基本頂懸臂梁式懸頂極限斷裂。大來壓步距和強度較小。

圖2 復雜不穩定頂煤垮落方式類型Fig.2 Complex unstable roof coal caving types

(2)Ⅱ 型 基本頂較薄-直接頂較薄-頂煤有厚巖型。頂煤厚巖對頂板有限支撐，基本頂斷裂略微加長。大來壓步距和強度略有增大。

(3)Ⅲ 型 基本頂較薄-直接頂較厚-頂煤無厚巖型。上位直接頂小懸板，對基本頂支撐，基本頂斷裂略微加長。大來壓步距和強度略有增大。

(4)Ⅳ 型 基本頂較薄-直接頂較厚-頂煤有厚巖型。頂煤骨架-厚直接頂三階組合支撐結構，對基本頂支撐，基本頂斷裂加長。大來壓步距和強度增大。

(5)Ⅴ 型 基本頂較厚-直接頂較薄-頂煤無厚巖型。基本頂分層斷裂，下、上位基本頂形成 2 個長度不同階梯狀懸頂結構，上位基本頂斷裂有所加長。產生 2 次大來壓，下位步距和強度較小，上位步距和強度適當加大。

(6)Ⅵ 型 基本頂較厚-直接頂較薄-頂煤有厚巖型。頂煤厚巖對頂板支撐，基本頂分層斷裂，形成下、上位 2 個長度不同階梯狀懸頂結構，下、上位基本頂斷裂略微加長。產生 2 次大來壓，下位步距和強度適當加大，上位步距和強度明顯增大。

(7)Ⅶ 型 基本頂較厚-直接頂較厚-頂煤無厚巖型。上位直接頂小懸板，對基本頂支撐，基本頂分層斷裂，形成下、上位 2 個長度不同階梯狀懸頂結構，下、上位基本頂斷裂略微加長。產生 2 次大來壓，下位步距和強度適當加大，上位步距和強度明顯增大。

(8)Ⅷ 型 基本頂較厚-直接頂較厚-頂煤有厚巖型。頂煤骨架-厚直接頂三階組合支撐結構對基本頂支撐，基本頂分層斷裂，形成下、上位 2 個長度不同階梯狀懸頂結構。以上 2 個結構組成頂煤骨架-厚直接頂-下上位基本頂 5 階組合支撐結構，下、上位基本頂斷裂大大加長。產生 2 次大來壓，步距和強度均大大增加。

5 結論

(1)根據來壓強度和頂板斷裂分析，劃分了大、小來壓，直接頂垮落引起小來壓，基本頂斷裂引起大來壓。

(2)復雜不穩定煤巖綜放開采來壓不規則。根據監測數據和來壓分析，提出了 8 種頂板斷裂類型，8種斷裂類型步距相差較大，造成各監測站大來壓次數、各次大來壓步距與強度相差較大。

(3)復雜不穩定煤巖綜放，用平均值作標準預報礦壓，與實際差距大。因此，要在實測基礎上，在垮斷機理指導下，綜合分析各區特征、各次來壓位置及時間，才能對各區分類進行準確預報。