复杂不稳定煤岩综放开采不规则来压顶板垮断机理研究

郎 琦

1煤炭科学技术研究院有限公司 北京 100013

2煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室 北京 100013

3北京市煤矿安全工程技术研究中心 北京 100013

受采动应力场影响，煤层开采后将引起上覆岩层移动、断裂与跨落[1-2]。对于复杂不稳定煤岩开采来压规律和顶板垮断机理，由于区域条件差异，因素复杂多变，无法建立统一模型，研究者少。复杂不稳定煤岩开采现场实测数据变化大，规律不易总结，需顶板垮断机理解释和指导。当前，大型矿区正在综放开采煤岩较复杂的石炭系[3-4]，研究复杂不稳定煤岩综放开采顶板垮断机理具有理论和现实意义。

笔者以同发东周窑矿复杂不稳定煤岩综放开采实测不规则矿压规律为切入点，通过理论分析，提出了该矿复杂不稳定煤岩综放开采顶板垮断机理，从理论上解释了该区特殊矿压规律，对复杂不稳定煤岩顶板垮断机理进行了探索，可为类似矿井提供借鉴，具有一定现实和理论意义。

1 复杂不稳定煤岩结构

以同发东周窑矿 8100 综放面为研究对象。该矿采用顶板全部垮落法，“一刀一放”多轮间隔放煤，机采高度为 3.2 m，循环进度为 0.8 m。

1.1 复杂不稳定煤层结构

(1)纯煤层 厚度为 5.8～7.9 m，厚度不稳定。

(2)夹矸煤层 3～9 层泥岩夹石，层数不稳定；单层夹石厚度为 0.1～2.5 m，厚度不稳定。

(3)岩石侵入煤层 局部被煌斑岩侵入，严重时侵入长度占工作面的 60%，最厚达 3 m。

1.2 复杂不稳定顶板结构

(1)直接顶 泥岩，厚度为 1.67～6.94 m，厚度不稳定，分区厚度差别大，平均厚度为 5.03 m，较厚。

(2)基本顶 中粗砂岩，厚度为 12.9～26.7 m，厚度不稳定，分区厚度差别大，平均厚度为 19.8 m，较厚。

2 现场实测分析

采用顶板监测系统连续记录支架工作阻力，设 9个监测站，以各监测站每天加权平均工作阻力、加权平均循环末阻力的平均值与其各自均方差之和作为来压判据[5-6]。以 38 号支架处的 2 号站为例，每天平均工作阻力和循环末工作阻力、来压判据如图 1 所示。

图1 2 号监测站来压曲线Fig.1 Pressure curve of monitoring station 2

笔者根据各次来压强度划分为小来压和大来压，分别用垂直横轴的细竖线和粗竖线表示，用动压系数[7]表示强度，由来压位置得出步距。分别统计了开始监测阶段各监测站大来压动压系数和大、小来压的步距，如表 1、2 所列。

表1 大来压初次来压与周期来压动压系数统计Tab.1 Statistics of first occurrence of large pressure and dynamic pressure coefficient of periodical pressure

表2 各监测站大、小来压步距统计Tab.2 Statistics of step distance of large and slight pressure of various monitoring stations m

根据监测结果分析可知，各站来压次数、各次来压强度、步距相差较大。

(1)小来压 平均初次来压步距为 37 m，周期来压步距为 7～37 m，平均周期来压步距为 18 m。

(2)大来压 平均初次来压步距为 97 m，平均初次来压动压系数为 1.673；周期来压步距范围为 30～83 m，平均周期来压步距为 44 m，平均周期来压动压系数为 1.508；初次来压动压系数范围为 1.38～2.10，周期来压动压系数范围为 1.1～2.0。

3 理论计算与分析

3.1 理论计算

经典理论把顶板初次和周期垮断分别看作固支和悬臂岩梁 (直接顶薄时自然垮落)，初次垮断步距L0和周期垮断步距L1分别为[6-8]

式中：h为顶厚；Rt为抗拉强度；q为单位长顶重；γ为容重。

对于直接顶，Rt=2.5 MPa，γ=26 kN/m3；对于基本顶，Rt=7 MPa，γ=24 kN/m3，计算得顶板垮断步距如表 3、4 所列。

表3 直接顶垮断步距统计Tab.3 Statistics of step distance of direct roof caving m

表4 基本顶垮断步距统计Tab.4 Statistics of step distance of basic roof caving m

3.2 理论与实测对比分析

实测小来压和大来压平均初次来压步距、最大和最小初次来压步距、平均周期来压步距、最小周期来压步距，分别与理论计算值接近或相差不大。

实测小来压和大来压最大周期来压步距、各次周期来压步距，分别与理论计算值相差较大。

由此看出，在简单地质条件下，理论计算顶板垮断步距与实测各来压步距相差不大，各监测站实测来压次数、强度和步距变化不大，可用平均值代表工作面来压特征；在复杂地质条件下，理论计算顶板平均周期垮断步距与实测各次周期来压步距相差较大，理论计算顶板最大周期垮断步距比实测最大周期来压步距小得多，各监测站来压次数、来压强度和步距相差较大。

4 顶板垮断机理及类型划分

根据以上监测结果和理论分析，笔者将复杂不稳定顶煤垮落方式划分为 8 个类型，如图 2 所示。

(1)Ⅰ型 基本顶较薄-直接顶较薄-顶煤无厚岩型。基本顶悬臂梁式悬顶极限断裂。大来压步距和强度较小。

图2 复杂不稳定顶煤垮落方式类型Fig.2 Complex unstable roof coal caving types

(2)Ⅱ 型 基本顶较薄-直接顶较薄-顶煤有厚岩型。顶煤厚岩对顶板有限支撑，基本顶断裂略微加长。大来压步距和强度略有增大。

(3)Ⅲ 型 基本顶较薄-直接顶较厚-顶煤无厚岩型。上位直接顶小悬板，对基本顶支撑，基本顶断裂略微加长。大来压步距和强度略有增大。

(4)Ⅳ 型 基本顶较薄-直接顶较厚-顶煤有厚岩型。顶煤骨架-厚直接顶三阶组合支撑结构，对基本顶支撑，基本顶断裂加长。大来压步距和强度增大。

(5)Ⅴ 型 基本顶较厚-直接顶较薄-顶煤无厚岩型。基本顶分层断裂，下、上位基本顶形成 2 个长度不同阶梯状悬顶结构，上位基本顶断裂有所加长。产生 2 次大来压，下位步距和强度较小，上位步距和强度适当加大。

(6)Ⅵ 型 基本顶较厚-直接顶较薄-顶煤有厚岩型。顶煤厚岩对顶板支撑，基本顶分层断裂，形成下、上位 2 个长度不同阶梯状悬顶结构，下、上位基本顶断裂略微加长。产生 2 次大来压，下位步距和强度适当加大，上位步距和强度明显增大。

(7)Ⅶ 型 基本顶较厚-直接顶较厚-顶煤无厚岩型。上位直接顶小悬板，对基本顶支撑，基本顶分层断裂，形成下、上位 2 个长度不同阶梯状悬顶结构，下、上位基本顶断裂略微加长。产生 2 次大来压，下位步距和强度适当加大，上位步距和强度明显增大。

(8)Ⅷ 型 基本顶较厚-直接顶较厚-顶煤有厚岩型。顶煤骨架-厚直接顶三阶组合支撑结构对基本顶支撑，基本顶分层断裂，形成下、上位 2 个长度不同阶梯状悬顶结构。以上 2 个结构组成顶煤骨架-厚直接顶-下上位基本顶 5 阶组合支撑结构，下、上位基本顶断裂大大加长。产生 2 次大来压，步距和强度均大大增加。

5 结论

(1)根据来压强度和顶板断裂分析，划分了大、小来压，直接顶垮落引起小来压，基本顶断裂引起大来压。

(2)复杂不稳定煤岩综放开采来压不规则。根据监测数据和来压分析，提出了 8 种顶板断裂类型，8种断裂类型步距相差较大，造成各监测站大来压次数、各次大来压步距与强度相差较大。

(3)复杂不稳定煤岩综放，用平均值作标准预报矿压，与实际差距大。因此，要在实测基础上，在垮断机理指导下，综合分析各区特征、各次来压位置及时间，才能对各区分类进行准确预报。