基于倾斜煤层顶煤开采方式的支护及围岩稳定性分析

吴文晓

（晋能控股集团朔州煤电公司，山西 朔州 038300）

0 引 言

通常倾斜煤层是介于缓倾斜和急倾斜之间的煤层，该煤层倾角在25°~45°之间。顶板煤开采过程中的煤矸石处于临界失稳状态，倾斜煤层的放顶煤和支架滑移明显不同于微倾斜或近水平煤层[1-3]。近年来对倾斜煤层顶板不规则破碎引起的支架扭曲和煤壁肋增加关注[4-5]；同时，对支护围岩稳定性的控制缺乏系统的认识。工作面支护给予相同的初始荷载，导致支护荷载分布不合理，稳定性差[6-8]。

本文通过对鹤壁10 矿1307 工作面的力学分析、数值计算和现场观测，研究了顶板移动与支护稳定性的关系，提出了支护围岩稳定性的控制措施。研究结果对类似地质条件下顶板煤的开采具有指导意义。

1 工作面顶板移动基本特征地质条件

1.1 地质条件

鹤壁10 矿1307 工作面位于13 矿区中段，地表高程为162.2～180.3 m。煤层到垂向深度的距离为552.2 ~ 620.3 m，煤层平均倾角为30°。煤层厚度4.9 ~ 8.0 m，平均厚度6.5 m。煤层硬度系数小于0.5。煤层构造简单，无煤矸石。可采矿指数为1。1307 工作面长度120 m，走向平均长度402.6 m。工作面布置120 个ZH2000/17/25F 支架，采用长壁走向的采矿方法。该工作面直接顶板为泥岩或砂质泥岩，基本顶板为S10 砂岩。直接底板为黑色泥岩，基本底板主要为灰黑色泥岩与灰色细砂岩互层。

1.2 顶板运动的基本特征

一般情况下，受倾角（250～450的影响，工作面支护稳定性较差。随着顶板采煤，顶板与支架之间出现了间隙。此时支架会不稳定，会导致工作面顶板断裂、旋转，表现出不平衡运动。顶板破断首先发生在工作面中上段，顶板破断主要发生在工作面中上段裂隙沿工作面走向出现，易造成顶板结构不稳定。

顶板失稳后，中上工作面的落矿高度较大。在断顶走向分力的作用下，断岩发生了下移，导致上、下2 个工作面顶板分别发生完全垮落和部分垮落。直接顶板破碎形态分为规则的四边形和不规则的三角形崩落区，最终形成不对称的崩落拱，如图1 所示。

图1 顶板失稳引起的不对称拱顶

2 顶板移动的数值分析

2.1 顶板运动趋势方向分析

随着工作面推进和顶板裸露面积的增加，顶板压力开始增大。顶板的1/3 和2/3 处首先出现2 个半圆形裂缝，如图2（a）所示。在向上发育的裂缝过程中，裂缝分别向前方和后方扩展，呈近似半圆形；当2 条裂缝向上发育并逐渐扩展时，中顶板应力集中区出现规则的平台破碎，如图2（b）所示。

图2 顶板在趋势方向上的移动特征

2.2 顶板倾斜方向运动分析

随着工作面推进，不平衡应力集中于顶板，中上部顶板拉剪力增大，中上部顶板开始发生裂隙发育。由于下部顶板受剪切力的影响，出现了少量的裂缝。整个顶板裂隙呈不规则的弧形分布，如图3（a）所示。随着中上顶板裂隙向上扩展，不规则三角形断裂在中上顶板出现应力集中区，导致顶板整体失稳，如图 3（b）所示。

图3 顶板在倾斜方向上的移动特征

由图可见，倾斜煤层破碎岩体呈对角线向下沉，且旋转具有明显的复杂性。

3 顶板移动与支护稳定性的现场观测

1307 工作面共设2 个工位，1 号工位在工作面中下（下端30 m)，2 号工位在工作面中上 (上端30 m)。BZY-type 双针采用防震压力计采集支护压力数据，观察顶板来压。

3.1 支架工作阻力分布

从1、2 号站的数据来看，1 号站支架的平均工作阻力为1 339.33 kN，达到了额定工作阻力的66.97%。顶压时，平均工作阻力为1 494.5 kN，达到额定工作阻力（2 000 kN）的74.73%。动荷载系数为1.115 9，支护后矿柱平均工作阻力为441.83 kN，前矿柱平均工作阻力为9 01.67 kN。前后柱比为2.04，如图4（a）所示。2 站支架平均工作阻力为1 365.57 kN，达到额定工作阻力（2 000 kN）的68.28%。顶板自重时，平均工作阻力为1 543 kN，达到额定工作阻力的77.15%。动荷载系数为1.13，支护后矿柱平均工作阻力为457.83 kN，而支护前矿柱平均工作阻力为912.17 kN，前后矿柱工作阻力比为1.99，如图4（b）所示。

图4 工作站阻力分布

1 号工位各测点的平均工作阻力和平均称重均小于2 号工位，中上部顶板压力大于中下部顶板。顶板破断点在工作面中上段。支护前矿柱内压力高于后矿柱内压力，中上支护动力系数高于中下支护动力系数。

3.2 支架工作阻力特性分析

通过对1、2 号工位支架工作阻力的频率分布分析，1 号站支座最大频率分布在1 250～1 300 kN。频率平均值分布均匀，随着工作面推进，顶板压力趋于稳定，顶板整体性较好，能够承受上部岩层的连续压力，出现来压时顶板发生破洞；2 号站支座最大频率分布在1 350～1 400 kN 范围内变化。在工作面推进过程中，频率值分布变化较大，顶板剧烈移动。在顶板不施加压的情况下，岩层的裂缝会扩展破裂。顶板首先在中上顶板发生断裂。上支架动荷载系数高于下支架，上支架稳定性较差。频率分布如图5 所示。

图5 支架工作阻力的频率分布

3.3 顶板来压运动特征

根据1307 工作面现场观测，直接顶第1 次崩落距离为9 m，基本顶第1 次来压距离为22.06 m，第1、2、3 次周期加权距离分别为 16.47、16.21、15.96 m。平均称重周期为22 d，平均周期称重距离为16.21 m，可见破顶距离相对较小。由于软煤层顶板缓冲和部分支撑钻孔底板，顶板来压不明显。煤壁肋严重，中上支撑变形滑移。托梁系统在上端57 m 处扭曲；顶板破碎严重，给移动支撑带来困难；支撑稳定性差。

3.4 支护围岩稳定控制措施及效果

通过力学分析、数值计算和现场观测，提出了支护围岩稳定性的控制措施。

1）提高支架的设定载荷(或工作阻力)，降低煤壁压力，阻止顶板崩落和支架滑动。

2）上支架设定负荷（工作阻力）高于下支架设定负荷（工作阻力）。

3）对于单支支护，有必要在前支护前柱处设置临时支柱，以保证支架前柱的设置荷载（工作阻力）高于后柱。

4）超前控制水向煤壁注水是为了提高煤的粘结力，增加煤的强度，发挥煤的自承力。

采用稳定控制措施后，工作面各支座受力均匀，支座受力合理，支座略有滑动。而且没有破损，效果也很明显。

4 结 论

1）倾斜煤层顶煤溶洞时，裂缝首先在中上顶板起裂，并向上扩展，在垂直于顶板的中上集中应力区形成规则和不规则的垮落带，最终形成不对称的垮落拱。

2）工作面现场试验与力学计算结果一致。中上支座的荷载大于中下支座的荷载; 前柱上的荷载大于后柱上的荷载，上部支座的动荷载系数高于下部支座的动荷载系数，支撑稳定性差。

3）上部支护的稳定性控制对支护和围岩系统的稳定至关重要。提高支护定载(工作阻力)和墙体自承力，有利于支护和围岩的稳定。