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[摘要]：对于矿井采煤工程来说，煤层顶板稳定性主要由顶板岩体岩性、接头特征及岩石力学性质所决定。顶板稳定性问题是岩体结构复杂性与井下工程适应性和协调性的综合反映。通过对我矿的9#煤层顶板进行岩石力学实验，得出岩体质量级别。通过建立力学模型，分析在无支护的情况下，顶板可能出现的失稳情况。
[关键词]：煤层顶板 稳定性 力学模型 支护方式
一、概况
金晖隆泰煤业，井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横、地形较为复杂，总的地形地势是北高南低、西高东低，中间偏东发育一条南北向大栅河谷。本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。井田位于沁源矿区北部边缘，可采煤层为2、6、9+10、11号煤层。9号煤层位于太原组下段顶部，顶板为K2石灰岩，K2石灰岩特征明显是确定9号煤层的主要依据。通过综合柱状图可知，9号煤上覆岩层为3.9m厚的石灰岩，1.5m厚的泥岩，5.5m厚的石灰岩。
岩石物理力学参数是进行理论计算和设计重要的原始参数，也是进行岩石分类的重要依据之一。是煤矿井下工程中，进行围岩稳定性判定、生产技术管理、巷道及采场支护设计以及进行数值模拟计算等工作中不可缺少的基础资料，因此，它是衡量煤矿井下工程设计与生产是否科学的重要依据之一。
通过对我矿9#煤层的顶板岩层进行物理力学性质的研究，优化我矿9#煤层顶板支护方案，从而达到经济、安全的目的。
二、试验方法及结果
为研究我矿9#煤层顶板的物理力学性质，我矿对9#煤层顶板进行取样研究，并进行力学研究试验，测定顶板岩石的物理力学性质。取样点位于9201回风上山与井底车场交叉点附近，取样点裂隙较发育。
1、岩石单轴抗压强度测定
岩石单轴抗压强度是目前煤矿地下工程中使用最广泛的力学特性参数。它是指岩石单轴压缩时
能承受最大应力值。首先把制备好的试样置于试验机下承压板上，装上四个轴向位移传感器和四个横向位移传感器并调整到位。试验采用岩石控制，加载速率为0.01mm/min～0.05mm/min，在计算机控制下进行加载直至试样破坏。煤层顶板岩石单轴压缩的破坏形态，通过试验可知，试样单轴压缩破坏特征较为复杂，试样大多为剪张型破坏为主。
2、试验参数确定
岩石变形参数反映岩石受压缩时的变形特征，通常用单轴抗压强度来表示。巖石在压缩过程中各个阶段变形特征有所不同，由于实验中的人为误差和不可预知的偏差，岩石单轴压缩试验位移---应力曲线经过修正如图1、图2、图3：
图1
图2
图3
由图1、2、3可知，我矿9#煤层顶板岩石平均最大抗压强度为73.24MPa。
3、试验结果
根据《工程岩体分级标准》得出：我矿岩体基本质量级别为II级，岩石较坚硬，岩体较完整。
三、模型的建立
巷道是矿井生产的重要通道。巷道断面的形状对巷道的稳定性至关重要，根据综合钻孔柱状图及地质地形图可得出：5.5m厚的石灰岩承受上部围岩的地应力荷载，3.9m厚的石灰岩承受由上覆岩层传递而来的荷载，此时将形成复合梁结构力学模型，如图4所示：
图4
由图所示的复合梁结构力学模型可知，5.5m厚的岩层为主要承重岩层，为关键层，在它的作用下，将上覆岩层重量转移到巷道两帮煤体内，产生弯曲下沉量很小，对3.9m厚的石灰岩顶板形成掩护梁，3.9m厚的石灰岩顶板只承受5.5m厚岩层的弹性能释放产生的应力应变，以及1.5m厚的泥岩产生的流变产生的应力应变，该岩层相当于一个软垫层，使3.9m厚的石灰岩顶板内应力分布更加均匀，因此不易发生破坏，如图8所示。由此可以得出结论，只要3.9m厚的石灰岩顶板下位岩层不产生离层，或产生微小离层后能够自稳，则巷道可不支护。因此下位岩层的厚度对其能否自稳影响非常大，下面重点分析它的自稳情况
由于3.9m厚的石灰岩只承受自重荷载，石灰岩岩体容重2.4t/m？，该石灰岩最小层厚可初步判定为250mm， 确定梁的跨度l=4m，厚度h=0.25m，宽b=1m，自重荷载q=18KN.
由材料力学知识计算得跨中弯矩
Mmax=12KN*㎡，
计算抗弯截面系数
W=b*h2/2=1*0.252/6=0.01m？
求截面弯曲正应力：σ=Mmax/W=12MPa
由于岩石最小单轴抗压强度Rc=68MPa大于其最大弯曲正应力，所以该石灰岩在自重应力下能够自稳，在无特殊地质构造的情况下可只进行锚索支护。锚索规格为φ18mm×6300mm，锚索间排距为2000mm×4000mm。
四、结论
（1）通过岩石力学实验，得出我矿9#煤层顶板岩体基本质量等级为II级，属于较坚硬岩层，岩体较完整。
（2）通过在我矿9101工作面进行试点试验，利用顶板离层仪监测顶板沉降量，对巷道顶板长达六个月的持续观测，顶板累计沉降量最大值36mm，顶板变形很小，未出现由于顶板压力过大导致的煤壁片帮现象。因此在顶板较完好的情况下，可以只使用锚索支护顶板，锚网支护两帮。
（3）①在相同的围岩条件下，优化后的顶板支护方案，比优化前的综掘日掘进速度快8～12m，大大加快了巷道掘进的速度。②优化后的支护方案，比优化前每米节约成本约500元，我矿9101工作面煤巷共计约1000m，共计节约成本50万元。而我矿设计生产能力为90万t/年，为达到设计生产能力及工作面的正常衔接，我矿每年的煤巷掘进量为6000米左右，这样每年将直接为我矿节约成本约300万元，具有较好的经济效益。③我矿9#煤层位于太原组下段，煤层赋存较稳定，对我矿相邻的矿井具有较大的借鉴意义，将优化后的支护方案进行推广，将会大大节约支护成本和减少钢筋材料消耗，符合建立节约型社会的宗旨，具有较大的社会效益。
作者简介：信锁林（1962—）男，采煤高级工程师，1982年毕业于河北矿业学院，现任山西金晖隆泰煤业有限公司总工程师。
[关键词]：煤层顶板 稳定性 力学模型 支护方式
一、概况
金晖隆泰煤业，井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横、地形较为复杂，总的地形地势是北高南低、西高东低，中间偏东发育一条南北向大栅河谷。本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。井田位于沁源矿区北部边缘，可采煤层为2、6、9+10、11号煤层。9号煤层位于太原组下段顶部，顶板为K2石灰岩，K2石灰岩特征明显是确定9号煤层的主要依据。通过综合柱状图可知，9号煤上覆岩层为3.9m厚的石灰岩，1.5m厚的泥岩，5.5m厚的石灰岩。
岩石物理力学参数是进行理论计算和设计重要的原始参数，也是进行岩石分类的重要依据之一。是煤矿井下工程中，进行围岩稳定性判定、生产技术管理、巷道及采场支护设计以及进行数值模拟计算等工作中不可缺少的基础资料，因此，它是衡量煤矿井下工程设计与生产是否科学的重要依据之一。
通过对我矿9#煤层的顶板岩层进行物理力学性质的研究，优化我矿9#煤层顶板支护方案，从而达到经济、安全的目的。
二、试验方法及结果
为研究我矿9#煤层顶板的物理力学性质，我矿对9#煤层顶板进行取样研究，并进行力学研究试验，测定顶板岩石的物理力学性质。取样点位于9201回风上山与井底车场交叉点附近，取样点裂隙较发育。
1、岩石单轴抗压强度测定
岩石单轴抗压强度是目前煤矿地下工程中使用最广泛的力学特性参数。它是指岩石单轴压缩时
能承受最大应力值。首先把制备好的试样置于试验机下承压板上，装上四个轴向位移传感器和四个横向位移传感器并调整到位。试验采用岩石控制，加载速率为0.01mm/min～0.05mm/min，在计算机控制下进行加载直至试样破坏。煤层顶板岩石单轴压缩的破坏形态，通过试验可知，试样单轴压缩破坏特征较为复杂，试样大多为剪张型破坏为主。
2、试验参数确定
岩石变形参数反映岩石受压缩时的变形特征，通常用单轴抗压强度来表示。巖石在压缩过程中各个阶段变形特征有所不同，由于实验中的人为误差和不可预知的偏差，岩石单轴压缩试验位移---应力曲线经过修正如图1、图2、图3：
图1
图2
图3
由图1、2、3可知，我矿9#煤层顶板岩石平均最大抗压强度为73.24MPa。
3、试验结果
根据《工程岩体分级标准》得出：我矿岩体基本质量级别为II级，岩石较坚硬，岩体较完整。
三、模型的建立
巷道是矿井生产的重要通道。巷道断面的形状对巷道的稳定性至关重要，根据综合钻孔柱状图及地质地形图可得出：5.5m厚的石灰岩承受上部围岩的地应力荷载，3.9m厚的石灰岩承受由上覆岩层传递而来的荷载，此时将形成复合梁结构力学模型，如图4所示：
图4
由图所示的复合梁结构力学模型可知，5.5m厚的岩层为主要承重岩层，为关键层，在它的作用下，将上覆岩层重量转移到巷道两帮煤体内，产生弯曲下沉量很小，对3.9m厚的石灰岩顶板形成掩护梁，3.9m厚的石灰岩顶板只承受5.5m厚岩层的弹性能释放产生的应力应变，以及1.5m厚的泥岩产生的流变产生的应力应变，该岩层相当于一个软垫层，使3.9m厚的石灰岩顶板内应力分布更加均匀，因此不易发生破坏，如图8所示。由此可以得出结论，只要3.9m厚的石灰岩顶板下位岩层不产生离层，或产生微小离层后能够自稳，则巷道可不支护。因此下位岩层的厚度对其能否自稳影响非常大，下面重点分析它的自稳情况
由于3.9m厚的石灰岩只承受自重荷载，石灰岩岩体容重2.4t/m？，该石灰岩最小层厚可初步判定为250mm， 确定梁的跨度l=4m，厚度h=0.25m，宽b=1m，自重荷载q=18KN.
由材料力学知识计算得跨中弯矩
Mmax=12KN*㎡，
计算抗弯截面系数
W=b*h2/2=1*0.252/6=0.01m？
求截面弯曲正应力：σ=Mmax/W=12MPa
由于岩石最小单轴抗压强度Rc=68MPa大于其最大弯曲正应力，所以该石灰岩在自重应力下能够自稳，在无特殊地质构造的情况下可只进行锚索支护。锚索规格为φ18mm×6300mm，锚索间排距为2000mm×4000mm。
四、结论
（1）通过岩石力学实验，得出我矿9#煤层顶板岩体基本质量等级为II级，属于较坚硬岩层，岩体较完整。
（2）通过在我矿9101工作面进行试点试验，利用顶板离层仪监测顶板沉降量，对巷道顶板长达六个月的持续观测，顶板累计沉降量最大值36mm，顶板变形很小，未出现由于顶板压力过大导致的煤壁片帮现象。因此在顶板较完好的情况下，可以只使用锚索支护顶板，锚网支护两帮。
（3）①在相同的围岩条件下，优化后的顶板支护方案，比优化前的综掘日掘进速度快8～12m，大大加快了巷道掘进的速度。②优化后的支护方案，比优化前每米节约成本约500元，我矿9101工作面煤巷共计约1000m，共计节约成本50万元。而我矿设计生产能力为90万t/年，为达到设计生产能力及工作面的正常衔接，我矿每年的煤巷掘进量为6000米左右，这样每年将直接为我矿节约成本约300万元，具有较好的经济效益。③我矿9#煤层位于太原组下段，煤层赋存较稳定，对我矿相邻的矿井具有较大的借鉴意义，将优化后的支护方案进行推广，将会大大节约支护成本和减少钢筋材料消耗，符合建立节约型社会的宗旨，具有较大的社会效益。
作者简介：信锁林（1962—）男，采煤高级工程师，1982年毕业于河北矿业学院，现任山西金晖隆泰煤业有限公司总工程师。