淺埋雙硬特厚煤層放煤規(guī)律分析及參數(shù)研究

孫強(qiáng)， 單成方， 李亞鋒， 王堅(jiān)堅(jiān)， 張昊， 張加齊， 武中亞

(1.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院， 江蘇 徐州 221116; 2.庫車縣榆樹嶺煤礦有限責(zé)任公司， 新疆 阿克蘇 843300)

0 引言

隨著國家經(jīng)濟(jì)快速發(fā)展，新疆地區(qū)煤炭在國家能源戰(zhàn)略中日益重要，2020年新疆地區(qū)煤炭產(chǎn)量為2.5億t。新疆地區(qū)煤炭資源普遍存在埋藏較淺、煤層較厚、煤質(zhì)普遍較硬的特點(diǎn)，煤層冒放性受到影響，所以放頂煤的高效開采急需實(shí)現(xiàn)[1-5]。

針對(duì)綜放工作面頂煤冒放理論和放煤工藝，相關(guān)學(xué)者做了大量研究。劉闖等[6]研究放煤率、采出率與放煤數(shù)量的關(guān)系，對(duì)比分析了不同放煤口數(shù)量下的放煤規(guī)律，得出放煤率和采出率都隨著放煤口數(shù)量的增加而增加。朱帝杰等[7]分析綜放過程中放出體的變化過程，指出傳統(tǒng)橢球體理論有一定局限，得出加大放出體高度會(huì)使其改變橢球狀的類型和偏轉(zhuǎn)，從而改變放煤效果。王家臣等[8]分析了頂煤和頂板巖石的分界面特點(diǎn)和冒放規(guī)律，得出采用分段逆序雙口同時(shí)放煤，能達(dá)到同時(shí)提高工作面中部和下端頭頂煤采出率的目的。孫利輝等[9]對(duì)比放煤條件對(duì)采出率等參數(shù)的影響，得出放煤條件不同會(huì)導(dǎo)致頂煤滯留現(xiàn)象不同。王家臣等[10]針對(duì)放頂煤工作面提出了分段大間隔放煤工藝，該放煤工藝可增加頂煤采出率。曹衛(wèi)軍[11]針對(duì)工作面頂煤放落困難、放出率不高等問題，提出了增加采出率的策略，指出應(yīng)采用2輪間隔放煤和“一采一放”的放煤工藝。劉振興[12]研究不同綜放工藝參數(shù)下的煤壁穩(wěn)定性，發(fā)現(xiàn)煤壁穩(wěn)定性隨著采煤高度和放煤步距的增大而減弱。針對(duì)放煤規(guī)律和放煤工藝的研究已經(jīng)較為豐富，但對(duì)淺埋雙硬特厚煤層綜放工作面高效放煤的相關(guān)研究較少。

因此，本文以新疆庫車縣榆樹嶺煤礦110501綜放工作面為工程背景，對(duì)淺埋雙硬特厚煤層放煤規(guī)律進(jìn)行研究，從提高煤炭資源采出率的角度出發(fā)，確定合理的采放比及放煤工藝，提高采出率，增加經(jīng)濟(jì)效益。研究成果以期豐富放頂煤研究理論，為淺埋雙硬特厚煤層安全高效開采提供參考。

1 采礦地質(zhì)條件

1.1 礦井基本概況

榆樹嶺煤礦核定產(chǎn)能為120萬 t/a，可采儲(chǔ)量為607 769萬t，設(shè)計(jì)服務(wù)年限為39 a，井田面積9.352 8 km2，礦井地質(zhì)構(gòu)造簡單?？刹擅簩?組)由上而下共有5組，依次為下5，下7，下8，下10，下12煤層，煤層平均傾角為10°，煤種主要為45號(hào)氣煤。目前正在開采下5煤層，可采厚度為7.99～10.03 m，平均可采厚度為9.32 m，煤層賦存較穩(wěn)定，下5煤層屬于淺埋雙硬特厚煤層。

1.2 工作面頂?shù)装迩闆r

地面標(biāo)高為1 793～1 834 m，工作面標(biāo)高為1 653～1 688 m，工作面長度為155 m，可推進(jìn)長度為1 284 m。110501工作面不存在偽頂，基本頂為厚硬的粉砂巖，煤層堅(jiān)固性系數(shù)為3.8。110501工作面頂?shù)装逄卣饕姳?。

表1 110501工作面頂?shù)装逄卣鱐able 1 Roof and floor characteristics of 110501 working face

2 淺埋雙硬特厚煤層綜放工作面合理采放比設(shè)計(jì)

確定合理的綜放開采采放比對(duì)資源采出率有著重要影響。采用FLAC3D軟件分析綜放工作面回采過程中煤巖破壞規(guī)律[13-15]，設(shè)計(jì)合理采放比。

2.1 數(shù)值模型建立

以工作面推進(jìn)方向不同采高頂煤的冒放性及煤幫片幫破壞特征為主要研究內(nèi)容，建立尺寸為200 m×50 m×120 m(長×寬×高)的模型，各煤巖層模擬參數(shù)見表2。模型四周固定水平位移，底面固定水平位移及垂直位移，整體施加重力加速度(g=9.8 m/s2)，模型內(nèi)各單元均考慮自重作用。運(yùn)算過程中工作面采高分別為2.5，3.0，3.5，4.0，4.5，5.0 m，即采放比分別為1∶2.44，1∶1.87，1∶1.46，1∶1.15，1∶0.91，1∶0.72。

2.2 采放比設(shè)計(jì)

采用FLAC3D完成運(yùn)算后，將模擬結(jié)果沿工作面走向中部作剖面，得出不同采高條件下綜放工作面塑性區(qū)及垂直應(yīng)力分布，分別如圖1和圖2所示。

表2 煤巖層模擬參數(shù)Table 2 Coal strata simulation parameters

由圖1可知，隨著煤層采高增加，綜放工作面頂煤塑性破壞深度為3.8～20 m，煤幫塑性破壞深度為2～5 m。采高增大會(huì)導(dǎo)致冒放性逐漸增大，頂煤會(huì)產(chǎn)生大面積的拉剪破壞，采高為4.5，5.0 m時(shí)破壞面積較大。

由圖2可知，隨著煤層采高增大，煤幫超前支承應(yīng)力峰值不斷增大，煤幫超前支承應(yīng)力影響范圍不斷擴(kuò)大，整體礦壓顯現(xiàn)特征趨于強(qiáng)烈，采高為4.5，5.0 m時(shí)礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈。

選取頂煤屈服破壞系數(shù)、煤幫屈服破壞系數(shù)來表征頂煤冒放性及綜放工作面煤幫破壞程度。

(1)

(2)

式中：Fd為頂煤屈服破壞系數(shù)；sm為采場控頂區(qū)內(nèi)頂煤塑性區(qū)面積；s為控頂區(qū)總面積；Fb為煤幫屈服破壞系數(shù)；sn為采場控頂區(qū)內(nèi)煤幫塑性區(qū)面積。

圖1 不同采高下綜放工作面塑性區(qū)分布Fig.1 Plastic zone distribution of fully mechanized working surface under different mining heights

圖2 不同采高下綜放工作面垂直應(yīng)力分布Fig.2 Vertical stress distribution of fully mechanized working face under different mining heights

根據(jù)工作面采高2.5～5.0 m的數(shù)值模擬結(jié)果，進(jìn)一步分析得到綜放工作面頂煤屈服破壞系數(shù)與煤幫屈服破壞系數(shù)隨采高變化曲線(圖3)和綜放工作面超前支承應(yīng)力峰值及影響區(qū)域與采高的關(guān)系(圖4)。

(a) 頂煤屈服破壞系數(shù)

(b) 煤幫屈服破壞系數(shù)

由圖3可知，隨著煤層采高增大，頂煤及煤幫屈服破壞系數(shù)增大。采高從2.5 m增加至5.0 m過程中，頂煤及煤幫屈服破壞系數(shù)變化范圍分別為0.32～0.97與0.38～0.94。頂煤及煤幫屈服破壞系數(shù)分別為

Fd=0.895ln(h/m)-0.543 3

(3)

Fb=0.886ln(h/m)-0.444

(4)

式中h為采高。

(a) 超前支承應(yīng)力峰值

(b) 超前支承應(yīng)力影響區(qū)域

由圖4可知，隨著煤層采高增大，煤體超前支承應(yīng)力及其影響區(qū)域逐漸增大。采高為2.5～5.0 m時(shí)，工作面煤體超前支承應(yīng)力峰值及其影響區(qū)域分別為5.4～10.9 MPa，6.8～15.9 m。煤體超前支承應(yīng)力峰值及超前支承應(yīng)力影響區(qū)域分別為

σ=6.933ln(h/m)-0.236 26

(5)

S=6.61ln(h/m)+7.486

(6)

式中：σ為煤體超前支承應(yīng)力峰值；S為超前支承應(yīng)力影響區(qū)域。

根據(jù)以上數(shù)值模擬分析結(jié)果，利用正交試驗(yàn)和多因素分析的綜合研究手段[16]，可得綜放工作面煤層合理采高的計(jì)算公式。

(7)

M-26.603+9.35ln(h/m+1.66)≤0

(8)

式中M為煤層厚度。

將M=8.6 m代入式(7)和式(8)，得煤層厚度與采高的關(guān)系曲線，如圖5所示。A點(diǎn)和B點(diǎn)對(duì)應(yīng)的橫坐標(biāo)為采用綜放開采對(duì)采高上下限的要求，分別為3.15,5.25 m。當(dāng)采高小于3.15 m時(shí)，頂煤難以充分垮落，采出率較低；當(dāng)采高大于5.25 m時(shí)，煤壁穩(wěn)定性控制較困難。因此，3.15～5.25 m屬于合理采高范圍。

圖5 煤層厚度與采高關(guān)系曲線Fig.5 Relation curve between coal seam thickness and cutting height

綜上可知，為了保證頂煤冒放性及采場圍巖穩(wěn)定性，設(shè)計(jì)的最優(yōu)采高為4.0 m，即采放比為1∶1.15。

3 淺埋雙硬特厚煤層綜放工作面冒放規(guī)律分析與放煤工藝設(shè)計(jì)

為提高綜放開采的資源采出率，除采放比外，還需對(duì)放煤工藝進(jìn)行合理設(shè)計(jì)，包括放煤步距和放煤方式的設(shè)計(jì)。利用PFC2D軟件對(duì)110501綜放工作面頂煤冒放規(guī)律進(jìn)行分析，為放煤工藝設(shè)計(jì)提供依據(jù)[17-19]。

3.1 數(shù)值模型的建立

根據(jù)110501綜放工作面鉆孔柱狀圖、煤層及頂?shù)装逦锢砹W(xué)特性建立模型，模型中設(shè)定的煤巖層基本參數(shù)見表3。PFC2D軟件中設(shè)定的巖體力學(xué)參數(shù)見表4。

表3 煤巖層基本參數(shù)Table 3 Basic parameters of coal strata

采場空間使用墻單元進(jìn)行模擬，并添加圍壓約束，將“活動(dòng)側(cè)”定為顆粒觸及的一面，用有限點(diǎn)連接各個(gè)墻，設(shè)定墻體初始速度為0，加速度為0，并給模型施加地應(yīng)力。使用墻命令建立放頂煤液壓支架，通過刪去放煤口和后部刮板輸送機(jī)位置的墻，實(shí)現(xiàn)放煤命令，通過刪去或輸入放煤處支架的墻命令，實(shí)現(xiàn)移架[20]。

表4 巖體力學(xué)參數(shù)Table 4 Mechanical parameters of rock mass

用PFC2D產(chǎn)生的顆粒模擬采場內(nèi)的煤和巖石，顆粒在一定范圍內(nèi)根據(jù)初始設(shè)置的參數(shù)隨機(jī)產(chǎn)生。

(1) 放煤步距。按1∶1建立二維模型，模型尺寸為40 m×8.6 m(長×寬)，將顆粒賦上參數(shù)，在規(guī)定空間依據(jù)高斯隨機(jī)分布產(chǎn)生規(guī)定半徑的顆粒，使用重力壓實(shí)法令顆粒密實(shí)。模擬初始條件：頂煤顆粒初始速度為0，直接頂顆粒初始速度為0，顆粒只受重力作用。邊界條件：PFC中墻單元構(gòu)成所有邊界，速度為0，加速度為0。

在左右兩側(cè)留出10 m，以降低模型邊界效應(yīng)的影響，用墻單元模擬液壓支架，安設(shè)支架后，刪去采高位置的顆粒，頂煤、上覆巖層顆粒在自重影響下掉落，達(dá)到初始平衡狀態(tài)。接著開啟放煤口放煤，直至有放煤初始邊界產(chǎn)生。

在模型中部16 m的區(qū)域放煤循環(huán)，“一采一放”“兩采一放”及“三采一放”條件下分別設(shè)置20，10，7個(gè)放煤循環(huán)。首先在初始模型上移架，步距分別為0.8，1.6，2.4 m，此時(shí)頂煤和上覆巖層在自重影響下掉落達(dá)到穩(wěn)定，開啟放煤口開始放煤。按照停止放煤原則，見矸后重新進(jìn)行放煤。

(2) 放煤方式。以工作面傾向方向建立二維模型，模型尺寸為40 m×9.6 m(長×寬)，用產(chǎn)生的球顆粒模擬采場內(nèi)的煤與巖石，用墻單元模擬邊界和放煤口。在4 m采高條件下，將連續(xù)6組支架歸成1組，按照以下3個(gè)放煤方案進(jìn)行模擬，比較放煤效果差異。① 單輪順序放煤：按1號(hào)、2號(hào)……放煤口順序放煤，見矸后停止。② 2輪順序放煤：首先按1號(hào)、2號(hào)……放煤口順序放煤，第1輪放一半，然后再按1號(hào)、2號(hào)……放煤口順序放煤，第2輪放完所有煤。③ 2輪間隔放煤：首先放出1號(hào)、3號(hào)……單號(hào)支架上的煤，見矸后停止，再放出2號(hào)、4號(hào)……雙號(hào)支架上的煤。分2輪進(jìn)行，第1輪放一半，第2輪放完所有煤。

3.2 放煤步距模擬分析

根據(jù)模擬結(jié)果，為使放煤步距差異對(duì)頂煤運(yùn)移規(guī)律的影響更直觀，從模擬結(jié)果中選典型的來說明(第1,6,12,18次放煤結(jié)果)，如圖6—圖8所示。由圖6—圖8可知，煤矸分界線存在顯著改變(紅色顆粒為煤，粉色顆粒為矸石)。由于支架上方頂煤堆積增多，矸石被放煤口附近的煤擠向后面的采空區(qū)，使煤矸分界線斜率變小，幾次循環(huán)后，會(huì)使某個(gè)循環(huán)放煤量增加。頂煤被大量放出后，采空區(qū)頂煤并未顯著丟失，煤矸分界線變回初始狀態(tài)。

圖6 “一采一放”Fig.6 One coal mining and one top coal drawing

圖7 “兩采一放”Fig.7 Two coal mining and one top coal drawing

圖8 “三采一放”Fig.8 Three coal mining and one top coal drawing

3種不同放煤步距的放煤結(jié)果見表5?？煽闯觥耙徊梢环拧焙仿时取皟刹梢环拧薄叭梢环拧备?，這是由于頂煤還未放完，但采空區(qū)后面的矸石已至放煤口；由于放煤步距較小，“一采一放”整體放出率高于“兩采一放”“三采一放”。雖然“一采一放”的含矸率高，但是影響很小，從提高煤炭資源采出率的角度出發(fā)，選用“一采一放”。

表5 不同放煤步距下放煤統(tǒng)計(jì)Table 5 Coal drawing statistics under different coal drawing step distances

3.3 放煤方式模擬分析

在初始模型的基礎(chǔ)上進(jìn)行模擬，根據(jù)不同放煤方式開啟或關(guān)閉1號(hào)—6號(hào)放煤口，模擬結(jié)果如圖9—圖13所示?？煽闯雒喉贩纸缇€變化明顯，形成1個(gè)顯著的放出漏斗。顆粒所處位置不同，其下移速度也不同，導(dǎo)致不同放煤方式下，總會(huì)有矸石混入。放出漏斗的底部半徑隨著放煤量不斷增加，直至增加到設(shè)計(jì)6個(gè)放煤口寬度，采空區(qū)并沒有出現(xiàn)明顯的脊背煤遺失情況，說明此時(shí)頂煤放出率較高。

圖9 單輪順序放煤Fig.9 Single round sequential coal drawing

圖10 2輪順序放煤(第1輪)Fig.10 Two rounds sequential coal drawing (the first round)

圖11 2輪順序放煤(第2輪)Fig.11 Two rounds sequential coal drawing (the second round)

圖12 2輪間隔放煤(第1輪)Fig.12 Two rounds interval coal drawing (the first round)

圖13 2輪間隔放煤(第2輪)Fig.13 Two rounds interval coal drawing (the second round)

3種不同放煤方式的放煤結(jié)果見表6?？煽闯鰡屋喎琶合啾扔?輪放煤，含矸率較大，放出率較小。2輪間隔放煤與2輪順序放煤相比，放出率較高。從提高煤炭資源采出率。保證循環(huán)作業(yè)時(shí)間充分的角度，應(yīng)選擇放出率高、含矸率低，2輪間隔放煤方式。

表6 不同放煤方式下放煤統(tǒng)計(jì)Table 6 Coal drawing statistics under different coal drawing process

4 工程應(yīng)用效果分析

將采放比為1∶1.15,“一采一放”2輪間隔放煤工藝應(yīng)用于110501綜放工作面，從2020年4月29日—2021年3月5日共回采了850 m，累計(jì)采煤量為117.66萬t，最高日采煤量為5 858.21 t。綜放工作面頂煤放出率為82%～87%，平均放出率大于82%，放煤效果較好。

5 結(jié)論

(1) 隨著工作面采高不斷增大，頂煤及煤幫的屈服破壞系數(shù)不斷增大，且工作面煤體超前支承應(yīng)力峰值和影響區(qū)域逐漸增大。綜合考慮頂煤、煤幫的穩(wěn)定性和冒放性，設(shè)計(jì)采高為4.0 m，放頂煤高度為4.6 m，采放比為1∶1.15。

(2) “一采一放”含矸率比“兩采一放”“三采一放”高，但“一采一放”的整體放出率高于“兩采一放”“三采一放”。從提高煤炭資源采出率的角度出發(fā)，選用“一采一放”的放煤步距。單輪放煤相比于2輪放煤，盡管放煤速度較快，但是含矸率較大，放出率較??；2輪間隔放煤與2輪順序放煤相比，放出率較高。從提高煤炭資源采出率、保證循環(huán)作業(yè)時(shí)間充分的角度，選用2輪間隔放煤工藝。

(3) 110501綜放工作面實(shí)測頂煤平均放出率大于82%，冒放效果較好。