基于傾斜煤層頂煤開采方式的支護及圍巖穩定性分析

吳文曉

（晉能控股集團朔州煤電公司，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狀態，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則破碎引起的支架扭曲和煤壁肋增加關注[4-5]；同時，對支護圍巖穩定性的控制缺乏系統的認識。工作面支護給予相同的初始荷載，導致支護荷載分布不合理，穩定性差[6-8]。

本文通過對鶴壁10 礦1307 工作面的力學分析、數值計算和現場觀測，研究了頂板移動與支護穩定性的關系，提出了支護圍巖穩定性的控制措施。研究結果對類似地質條件下頂板煤的開采具有指導意義。

1 工作面頂板移動基本特征地質條件

1.1 地質條件

鶴壁10 礦1307 工作面位于13 礦區中段，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。煤層硬度系數小于0.5。煤層構造簡單，無煤矸石。可采礦指數為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砂巖互層。

1.2 頂板運動的基本特征

一般情況下，受傾角（250～450的影響，工作面支護穩定性較差。隨著頂板采煤，頂板與支架之間出現了間隙。此時支架會不穩定，會導致工作面頂板斷裂、旋轉，表現出不平衡運動。頂板破斷首先發生在工作面中上段，頂板破斷主要發生在工作面中上段裂隙沿工作面走向出現，易造成頂板結構不穩定。

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

圖1 頂板失穩引起的不對稱拱頂

2 頂板移動的數值分析

2.1 頂板運動趨勢方向分析

隨著工作面推進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2 個半圓形裂縫，如圖2（a）所示。在向上發育的裂縫過程中，裂縫分別向前方和后方擴展，呈近似半圓形；當2 條裂縫向上發育并逐漸擴展時，中頂板應力集中區出現規則的平臺破碎，如圖2（b）所示。

圖2 頂板在趨勢方向上的移動特征

2.2 頂板傾斜方向運動分析

隨著工作面推進，不平衡應力集中于頂板，中上部頂板拉剪力增大，中上部頂板開始發生裂隙發育。由于下部頂板受剪切力的影響，出現了少量的裂縫。整個頂板裂隙呈不規則的弧形分布，如圖3（a）所示。隨著中上頂板裂隙向上擴展，不規則三角形斷裂在中上頂板出現應力集中區，導致頂板整體失穩，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，且旋轉具有明顯的復雜性。

3 頂板移動與支護穩定性的現場觀測

1307 工作面共設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采集支護壓力數據，觀察頂板來壓。

3.1 支架工作阻力分布

從1、2 號站的數據來看，1 號站支架的平均工作阻力為1 339.33 kN，達到了額定工作阻力的66.97%。頂壓時，平均工作阻力為1 494.5 kN，達到額定工作阻力（2 000 kN）的74.73%。動荷載系數為1.115 9，支護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，達到額定工作阻力（2 000 kN）的68.28%。頂板自重時，平均工作阻力為1 543 kN，達到額定工作阻力的77.15%。動荷載系數為1.13，支護后礦柱平均工作阻力為457.83 kN，而支護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。頂板破斷點在工作面中上段。支護前礦柱內壓力高于后礦柱內壓力，中上支護動力系數高于中下支護動力系數。

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，頂板壓力趨于穩定，頂板整體性較好，能夠承受上部巖層的連續壓力，出現來壓時頂板發生破洞；2 號站支座最大頻率分布在1 350～1 400 kN 范圍內變化。在工作面推進過程中，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，巖層的裂縫會擴展破裂。頂板首先在中上頂板發生斷裂。上支架動荷載系數高于下支架，上支架穩定性較差。頻率分布如圖5 所示。

圖5 支架工作阻力的頻率分布

3.3 頂板來壓運動特征

根據1307 工作面現場觀測，直接頂第1 次崩落距離為9 m，基本頂第1 次來壓距離為22.06 m，第1、2、3 次周期加權距離分別為 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。煤壁肋嚴重，中上支撐變形滑移。托梁系統在上端57 m 處扭曲；頂板破碎嚴重，給移動支撐帶來困難；支撐穩定性差。

3.4 支護圍巖穩定控制措施及效果

通過力學分析、數值計算和現場觀測，提出了支護圍巖穩定性的控制措施。

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

2）上支架設定負荷（工作阻力）高于下支架設定負荷（工作阻力）。

3）對于單支支護，有必要在前支護前柱處設置臨時支柱，以保證支架前柱的設置荷載（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力，增加煤的強度，發揮煤的自承力。

采用穩定控制措施后，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 論

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

2）工作面現場試驗與力學計算結果一致。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高于下部支座的動荷載系數，支撐穩定性差。

3）上部支護的穩定性控制對支護和圍巖系統的穩定至關重要。提高支護定載(工作阻力)和墻體自承力，有利于支護和圍巖的穩定。