特厚煤層大采高綜放工作面煤巖運(yùn)移規(guī)律研究

任國(guó)軍

(鄂爾多斯市國(guó)源礦業(yè)開發(fā)有限責(zé)任公司， 內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017100)

0 引言

我國(guó)6～20 m及以上的特厚煤層資源儲(chǔ)量占煤炭資源總量的45%～50%，是神東、陜北、黃隴等億噸級(jí)礦區(qū)的主采煤層。其主要采煤方法有大采高綜采(上灣煤礦12401工作面8.8 m超大采高綜采工作面)和大采高綜放開采(金雞灘煤礦117工作面7 m超大采高綜放工作面)[1]，后者對(duì)特厚煤層適應(yīng)性更強(qiáng)、應(yīng)用更廣泛。與傳統(tǒng)工作面相比，大采高綜放開采采空區(qū)體積大、覆巖運(yùn)動(dòng)劇烈，其礦壓顯現(xiàn)具有特殊性，目前面臨開采效率低、煤炭回收率低等難題[2]。韓會(huì)軍[3]分析了8.2 m厚煤層綜放開采理念、工藝參數(shù)和成套設(shè)備；龐義輝[4]得到了不同機(jī)采高度與頂煤的極限懸臂長(zhǎng)度曲線，肯定了增加機(jī)采高度對(duì)改善頂煤冒放性的積極作用；許永祥[5]研究了超大采高綜放工作面支架-圍巖作用關(guān)系、煤壁片幫特征，提出采用整體式二級(jí)護(hù)幫板來(lái)實(shí)現(xiàn)煤壁控制、改進(jìn)放煤機(jī)構(gòu)提高放出率的意見。以上研究進(jìn)行了有益探索，由于特厚煤層頂煤的變形與破壞是一個(gè)十分復(fù)雜過(guò)程，大采高綜放開采中頂板-頂煤-支架相互作用特征和煤矸流動(dòng)規(guī)律等需要進(jìn)一步研究。

本文采用理論分析、物理模擬和數(shù)值模擬方法，對(duì)大采高綜放面頂煤破壞特征、活動(dòng)規(guī)律和頂板-頂煤-支架相互作用進(jìn)行研究，以期為類似地質(zhì)條件下高效開采提供借鑒。

1 頂煤破壞力學(xué)作用機(jī)制

特厚煤層大采高綜放開采主要依靠工作面前方支承壓力對(duì)頂煤的壓裂作用，否則頂煤不能及時(shí)冒落或呈大塊狀冒落后丟失在采空區(qū)而不能回收。工作面煤壁內(nèi)支承壓力分布規(guī)律為[6]：

(1)

式中：f為層面間的摩擦因數(shù)；M為煤層厚度，φ為內(nèi)摩擦角，x為任一點(diǎn)到煤壁的距離，τ0ctgφ為煤體自撐力。

在上式中令σy=KγH,得到支承壓力峰值點(diǎn)距煤壁的距離為：

(2)

由式(1)、式(2)可知，煤層厚度越大,開采引起的支承壓力峰值就越低,支承壓力影響范圍越大。

將頂板、煤層、支架和矸石設(shè)置不同剛度，建立綜放面采場(chǎng)力學(xué)模型，對(duì)支承壓力分布規(guī)律進(jìn)行研究,如圖1所示，得到：

圖1 彈性區(qū)受力分布

塑性區(qū)

(3)

彈性區(qū)

(4)

式中:K1為直接頂剛度，K2為煤體剛度，K為應(yīng)力集中系數(shù)，S1為直接頂?shù)某醮蜗鲁亮?，即煤體的壓縮量，β為系數(shù)，

(5)

綜合以上分析可知，特厚煤層采用大采高綜放開采，機(jī)采高大有利于支承壓力峰值點(diǎn)向煤體深部轉(zhuǎn)移，利用支承壓力破煤壓裂；伴隨機(jī)采高度增大，出現(xiàn)煤壁片幫多、塊度大等問(wèn)題，因此機(jī)采高度確定，以控制煤壁穩(wěn)定和頂煤破碎度為約束。

頂煤冒放性由頂煤破碎度和流動(dòng)規(guī)律決定，機(jī)采高度、支護(hù)強(qiáng)度提高改變支承壓力分布范圍和峰值壓力大小，進(jìn)而影響頂煤破碎度；營(yíng)造采放空間協(xié)調(diào)為核心、優(yōu)化開采工藝參數(shù)和改進(jìn)放煤機(jī)構(gòu)可以改變煤巖流動(dòng)規(guī)律，改善冒放性、提高資源回采率。

2 頂煤運(yùn)移規(guī)律研究

2.1 模型建立與測(cè)點(diǎn)布置

龍王溝煤礦主采6號(hào)煤，傾角2°，平均厚度24.67 m，f=0～1.0，埋深436 m，夾矸平均厚度2.78 m，主要有炭質(zhì)泥巖、泥巖和高嶺土。直接頂為泥巖，老頂為粗砂巖。61605工作面傾斜長(zhǎng)度255 m、走向長(zhǎng)度1 215 m，采高5.1 m,放煤高度19.57 m，布置119架ZFY18000/28/53D型放頂煤液壓支架。采用PFC進(jìn)行模擬研究煤矸流動(dòng)運(yùn)移規(guī)律[7]。距煤壁50m煤層中布置了8個(gè)頂煤位移監(jiān)測(cè)點(diǎn),如圖2所示，檢測(cè)煤層的水平與垂直位移量。

圖2 數(shù)值模型及監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置

2.2 結(jié)果分析

記錄各監(jiān)測(cè)點(diǎn)位置垂直位移與水平位移隨工作面推進(jìn)的變化曲線，如圖3所示,從中可以看出：

1) 頂煤監(jiān)測(cè)點(diǎn)的始動(dòng)點(diǎn)分別為6.5 m層位頂煤37 m，7.7 m層位頂煤39 m，12.1 m層位頂煤33m，14.7 m層位頂煤37 m，平均36.5 m；頂板監(jiān)測(cè)點(diǎn)的始動(dòng)點(diǎn)分別為18.4 m層位頂板28 m，22.1 m層位頂板29 m，26.1 m層位頂板22 m，32.1 m層位頂板21 m，平均25 m。

2) 頂煤水平位移分量隨至工作面距離呈指數(shù)函數(shù)關(guān)系，頂煤垂直位移分量和合位移均隨工作面距離呈二次多項(xiàng)式函數(shù)關(guān)系。

3 頂煤運(yùn)移特征的相似模擬研究

3.1 試驗(yàn)裝置與試驗(yàn)?zāi)Ｐ驮O(shè)計(jì)

模型上覆6 325 mm(實(shí)際253 m)高度的巖層重力，采用分級(jí)配塊來(lái)實(shí)現(xiàn)面力加載補(bǔ)償，最后在模型頂板用油缸加載。形成的開切眼高為10 cm(實(shí)際4 m)、寬為21 cm(實(shí)際8.4 m)，布置液壓支架，設(shè)定初撐力后進(jìn)行開采。按照每天推進(jìn)17.6 cm(實(shí)際7.04 m)，即每隔38 min開挖4.4 cm(實(shí)際1.76 m)的速度開采。

3.2 試驗(yàn)結(jié)果及分析

如圖4所示，工作面推進(jìn)17.36 m(模型43.4 cm)時(shí)，下位頂煤厚1 m(模型2.5 cm)離層垮落;工作面分別推進(jìn)19.12 m(模型47.8 cm)、22.64 m(模型56.6 cm)和29.68 m(模型74.2 cm)時(shí)，頂煤依次出現(xiàn)分層垮落及整體失穩(wěn)垮落，以拉破壞為主，平均垮落角為67.36°。

頂煤的垮落運(yùn)移有：當(dāng)工作面推進(jìn)42 m(105 cm)時(shí)，直接頂來(lái)壓，頂煤以67°的垮落角超前斷裂如圖5(a)所示；當(dāng)工作面推進(jìn)45.52 m(113.8 cm)時(shí)，下位頂煤分層垮落，并在頂梁前段后方1.05 m(2.63 cm)處以28°的垮落角斷裂如圖5(b)所示；當(dāng)工作面推進(jìn)49.04 m(122.6 cm)時(shí)，基本頂初次來(lái)壓，頂板破斷結(jié)構(gòu)對(duì)懸伸頂煤的直接作用，使頂煤在工作面煤壁以52°的斜角超前斷裂如圖5(c)所示，繼續(xù)推進(jìn)頂煤頂板的垮落情況如圖5(d)所示；當(dāng)工作面推進(jìn)63.12 m(157.8 cm)時(shí)，基本頂周期來(lái)壓，頂煤在頂梁前段后方1.07 m(2.67 cm)處斷裂以59°的垮落角超前垮落如圖5(e)所示；當(dāng)上覆關(guān)鍵層突然垮落失穩(wěn)來(lái)壓時(shí)，關(guān)鍵層巖梁結(jié)構(gòu)的前支承點(diǎn)失穩(wěn)，導(dǎo)致直接頂和頂煤在煤壁上方超前斷裂如圖5(f)所示。完整頂煤突然被壓裂破碎，在支架上方多處出現(xiàn)斷裂，整體在支架煤壁位置呈現(xiàn)55°的垮落角。

(a) 6.5 m層位頂煤

(a) 工作面推進(jìn)17.36 m

(a) 工作面推進(jìn)42 m

在試驗(yàn)中多次出現(xiàn)頂煤滯后垮落現(xiàn)象，上位頂煤、滯后垮落的最大距離分別為18.95 m(47.37 cm)和4.54 m(11.34 cm)，如圖6所示。頂煤滯后垮落的原因有3個(gè)：頂煤或頂板垮落后，上覆巖層對(duì)頂煤的壓力變小，頂煤不能超前破斷,支架對(duì)頂煤擾動(dòng)減少,導(dǎo)致頂煤懸伸；垮落矸石對(duì)頂板起支撐作用，轉(zhuǎn)移了部分頂煤壓力；破碎矸石沖進(jìn)支架后方，對(duì)頂煤起支撐作用，頂煤沒(méi)有回轉(zhuǎn)垮落的空間。

圖6 頂煤的懸伸特征

4 結(jié)論

1) 大采高綜放開采利用支承壓力破煤壓裂，采放空間協(xié)調(diào)以控制煤壁穩(wěn)定和頂煤破碎度為約束，優(yōu)化開采工藝參數(shù)和改進(jìn)放煤機(jī)構(gòu)可以改變煤巖流動(dòng)規(guī)律，改善冒放性、提高資源回采率，實(shí)現(xiàn)礦井安全高效生產(chǎn)。

2) 煤壁前方頂煤發(fā)生水平運(yùn)移力源為超前支承壓力，控頂距上方頂煤發(fā)生垂直運(yùn)移，主要由頂板斷裂沉降引起。

3) 物理模擬研究表明：在分層彎曲沉降后，頂煤受拉破壞造成冒落；頂煤存在超前和滯后垮落現(xiàn)象。

針對(duì)頂煤滯后垮落和低回收率的問(wèn)題，建議采取的措施有：在支架上方增加擾動(dòng)機(jī)構(gòu)以破壞頂煤的放煤拱結(jié)構(gòu)；頂煤頂板垮落后應(yīng)該適當(dāng)放慢推進(jìn)速度，并增加支架對(duì)頂煤的多次支撐、卸載；預(yù)裂爆破或提前注水弱化頂煤；當(dāng)支護(hù)阻力小或無(wú)支護(hù)時(shí)，容易在煤壁線附近發(fā)生直接切落，因此要求支架有足夠的工作阻力。