樹兒里煤礦8206 綜放面礦壓觀測(cè)及顯現(xiàn)規(guī)律研究

高文龍

（晉能控股地煤樹兒里煤業(yè)有限公司，山西 左云 037100）

0 引言

據(jù)統(tǒng)計(jì)，我國(guó)已探明的煤炭?jī)?chǔ)量中，厚煤層儲(chǔ)量占比44 %，且每年井工開采的煤炭資源中，有45 %以上來自厚煤層。目前綜合機(jī)械化一次采全高的安全開采高度為7 m 左右，對(duì)于10 m 以上的煤層，綜放是首選的開采方式。與一次采全高相比，綜放開采產(chǎn)量高、成本低。但由于一次采煤高度的增加，綜放工作面上覆巖層活動(dòng)空間大，礦壓顯現(xiàn)劇烈，工作面片幫、冒頂發(fā)生機(jī)理高，瓦斯涌出量大，對(duì)生產(chǎn)造成了嚴(yán)重影響[1-3]。同煤集團(tuán)綜放開采煤層厚度達(dá)11.2 m，開展綜放開采礦壓觀測(cè)及顯現(xiàn)規(guī)律研究對(duì)實(shí)現(xiàn)煤礦安全生產(chǎn)具有重要意義。

1 工程概況

1.1 地質(zhì)條件

樹兒里煤礦8206 工作面所采煤層為19+22 號(hào)煤，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，煤層最大厚度12.3 m，最小10.1 m，平均11.2 m，煤層傾角7.42°～10.65°，平均9.1°，普遍有3 層夾石，厚0.4～3.0 m。地面標(biāo)高為+1 422～1 435 m，工作面標(biāo)高+1 227～1 255 m，平均埋深188 m。煤層頂?shù)装鍘r性如圖1 所示。

圖1 煤頂?shù)装鍘r性

1.2 生產(chǎn)條件

8206 工作面采用單一走向長(zhǎng)壁后退式采煤方法，綜合機(jī)械化低位放頂煤開采的采煤工藝，工作面采用全部垮落法管理頂板。根據(jù)東盤區(qū)布置狀況考慮，8206 工作面傾向長(zhǎng)度為105 m，距東盤區(qū)回風(fēng)巷留設(shè)50 m 保護(hù)煤柱，可采走向長(zhǎng)度740 m。采煤機(jī)截深0.8 m，割煤高度為3.3 m，放煤厚度為7.9 m，采放比1∶2.39。工作面主要設(shè)備見表1。

表1 8206 工作面主要設(shè)備

液壓支架分3 種：端頭支架、過渡支架、中間架，主要的技術(shù)參數(shù)見表2。

表2 液壓支架類型和參數(shù)

2 礦壓觀測(cè)及規(guī)律分析

2.1 觀測(cè)內(nèi)容及測(cè)站布置

2.1.1 觀測(cè)內(nèi)容

在工作面回采過程中，隨時(shí)記錄日推進(jìn)度，以及推進(jìn)過程中的支架工作阻力信息，同時(shí)采用鋼板尺、鋼卷尺等觀測(cè)記錄工作面回采過程中端面頂板冒頂片幫情況，具體包括端面頂板冒高、冒寬、冒長(zhǎng)，冒落巖塊的幾何尺寸及煤壁片幫深度、長(zhǎng)度，片幫類型等。支架工作阻力監(jiān)測(cè)采用山東尤洛卡公司生產(chǎn)的KJ216 型自動(dòng)在線監(jiān)測(cè)系統(tǒng)。

2.1.2 測(cè)站布置

將工作面分為上、中、下三部分，對(duì)應(yīng)的支架號(hào)為1-25 號(hào)、26-50 號(hào)和51-73 號(hào)，測(cè)站分別布置在15、35、55 號(hào)支架處，測(cè)站支架每天記錄支架工作面阻力和片冒情況，其他支架主要記錄片冒情況。

2.2 工作面初撐力統(tǒng)計(jì)

工作面開始回采后即對(duì)支架工作阻力進(jìn)行觀測(cè)，部分支架初撐力統(tǒng)計(jì)見表3。

由表3 可以看出，與額定初撐力相比，巷道中部支架的初撐力偏低，上部和下部支架初撐力普遍達(dá)到98 %以上，而中部35 號(hào)支架僅為94 %。支架初撐力低，容易導(dǎo)致支架對(duì)頂板的控制效果差，容易出現(xiàn)煤壁片幫、頂板冒落等嚴(yán)重問題。

表3 部分支架初撐力統(tǒng)計(jì)

2.3 工作面來壓步距

通過記錄工作面推進(jìn)150 m 中的液壓支架工作阻力變化和片冒情況，分析得出8206 工作面的來壓步距結(jié)果見表4。

表4 工作面來壓步距統(tǒng)計(jì)

由表4 可以看出，150 m 范圍內(nèi)8206 綜放工作面共來壓5 次。初次來壓步距在35.1～38.3 m 之間，平均步距36.5 m，工作面上部首先來壓，工作面中部來壓步距最大。工作面上、中、下部周期來壓幾乎同步，來壓步距相差較小，平均步距為23.7 m。

2.4 工作面片冒信息統(tǒng)計(jì)

由工作面片冒觀測(cè)結(jié)果可以看出，8206 綜放工作面上部片幫范圍主要集中在0.5 m 以下，占比90%以上，沒有發(fā)生大于1 m 的片幫情況。冒頂范圍較小，絕大部分小于0.25 m，未發(fā)生大于0.75 m 的冒頂。工作面回采過程中應(yīng)以片幫控制為主。

工作面中部片幫在0.25 m 以下占比為53 %，0.25～0.50 m 范圍內(nèi)的片幫占比為26%，最大片幫達(dá)到1.16 m，并且出現(xiàn)了冒頂大于0.75 m 的占比達(dá)到5.4%，1 m 以上的冒頂占比0.7 %，對(duì)該部分煤壁應(yīng)加強(qiáng)管理，避免出現(xiàn)事故。

工作面上部片幫范圍主要在0.5 m 以下，占比95%，最大冒頂范圍為0.68 m，未發(fā)生大面積片幫冒頂，煤壁穩(wěn)定性較好。

綜合分析，8206 工作面上部和下部煤壁穩(wěn)定性較好，大面積冒頂主要發(fā)生在工作面中部區(qū)域，在以后的開采中應(yīng)加強(qiáng)中部的端面煤巖體控制，尤其在來壓期間，應(yīng)保證支架工作阻力，同時(shí)及時(shí)伸出護(hù)幫板，必要時(shí)采取注漿加固的措施。

2.5 冒漏頂與支護(hù)參數(shù)統(tǒng)計(jì)關(guān)系

以控制片幫為目標(biāo)，以支架工作狀態(tài)（端面距、頂梁臺(tái)階以及支架工作阻力）等為自變量，采用MATLAB 軟件對(duì)觀測(cè)結(jié)果進(jìn)行回歸分析，其中支架工作阻力對(duì)片幫的影響最大，相關(guān)性關(guān)系如圖所示。

圖2 片幫深度與支架液壓相關(guān)性關(guān)系

由圖可以看出，8206 綜放工作面片幫與支架工作阻力為倒冪函數(shù)相關(guān)性關(guān)系，加大支架工作阻力有利于工作面片幫的控制。對(duì)于放頂煤工作面，由于頂煤的存在，對(duì)頂板的控制效果有限，放落的頂煤吸收了部分支架阻力所做的功，進(jìn)一步降低了整個(gè)支護(hù)系統(tǒng)的穩(wěn)定性，使得支架性能不能充分發(fā)揮，無法避免片幫、甚至冒頂?shù)陌l(fā)生。

3 數(shù)值模擬分析

3.1 模型的建立

UDEC 離散單元法數(shù)值計(jì)算軟件對(duì)8206 工作面推進(jìn)過程中煤體中的應(yīng)力和位移變化特征進(jìn)行模擬分析，在此基礎(chǔ)上，討論端面頂煤失穩(wěn)的影響因素和控制效果[4-5]。

圖3 數(shù)值模擬計(jì)算模型

計(jì)算模型選取工作面的推進(jìn)方向（水平方向）為x 軸，豎直方向?yàn)閥 軸。煤層厚度、割煤高度、放煤高度，按照實(shí)際情況選取，割煤高度3.3 m，放煤7.9 m。模型尺寸為90 m×35 m，如圖3 所示。圍巖本構(gòu)關(guān)系采用摩爾──庫侖模型。直接頂塊度為0.5 m×0.5 m，基本頂?shù)臄嗔巡骄嗳?6 m，模擬塊度為6.0m×2.0 m。為較好地模擬煤壁片幫，煤壁劃分傾斜裂隙，傾角為60°×120°，塊度為0.25 m×0.25 m。

該采區(qū)平均采深為188 m，煤層平均厚度為10.84 m，采用傾斜長(zhǎng)壁后退式全部垮落綜合機(jī)械化放頂采煤法，工作面設(shè)計(jì)采高確定為3.3 m，采放比為3.3∶（10.84-3.3）=1∶2.28。在對(duì)現(xiàn)場(chǎng)狀況進(jìn)行簡(jiǎn)化和抽象的基礎(chǔ)上，計(jì)算模型在縱向設(shè)為水平模型，具體討論端面頂煤失穩(wěn)的影響因素和控制效果。

模擬計(jì)算過程為：

1）對(duì)巖層各個(gè)參數(shù)賦值，添加邊界條件，運(yùn)行至模型的平均不平衡力為最大不平衡力的1/10000，使其處于原巖應(yīng)力狀態(tài)。

2）沿邊界開采一定距離，不大于初次來壓步距，形成一個(gè)相對(duì)穩(wěn)定的結(jié)構(gòu)。

3）正常開挖煤層，過程為割煤─降架─移架─升架─放煤-割煤，分析其中的應(yīng)力場(chǎng)和位移場(chǎng)變化。

3.2 位移場(chǎng)分析

工作面初次來壓時(shí)的位移場(chǎng)分布云圖如圖所示。由模擬結(jié)果可以看出，工作面在回采過程中，工作面前方煤體內(nèi)的原有裂隙不斷發(fā)育，次生裂隙不斷產(chǎn)生并擴(kuò)展。工作面前方受采動(dòng)影響產(chǎn)生的裂隙按位移量的大小可分為3 個(gè)部分：

1）原生裂隙張開區(qū)。該區(qū)域處于遠(yuǎn)離煤壁的位置，最開始受到采動(dòng)的影響，煤體內(nèi)的原生裂隙在超前支承壓力的影響下逐漸開始擴(kuò)展。在該區(qū)域內(nèi)，裂隙的數(shù)量增加不多，原來閉合的裂隙逐漸呈張開狀。

2）次生裂隙發(fā)育區(qū)。隨著逐漸接近工作面位置，該區(qū)域內(nèi)的煤體受采動(dòng)影響的程度大，在原生裂隙擴(kuò)展的基礎(chǔ)上，次生裂隙增多，雖然單條裂隙的張開量不大，但由于基數(shù)大，總張開量較大，并且裂隙之間相互貫通，此區(qū)域以水平位移為主，方向?yàn)椴煽諈^(qū)方向。

3）大變形區(qū)。該區(qū)域距離煤壁最近，煤體在宏觀上仍然連續(xù)，內(nèi)部的原生和次生裂隙貫通程度高，已經(jīng)將其切割為具有某種聯(lián)系的塊體。該區(qū)域內(nèi)裂隙數(shù)量達(dá)到頂峰，煤壁上部煤體極易發(fā)生轉(zhuǎn)動(dòng)，位移以垂直方向?yàn)橹?，片幫幾率增加?/p>

3.3 頂板應(yīng)力場(chǎng)場(chǎng)分析

工作面初次來壓時(shí)的應(yīng)力場(chǎng)分布云圖如圖所示。由模擬結(jié)果可以看出，8206 綜放工作面應(yīng)力場(chǎng)分布具有如下特征：

1）工作面煤壁內(nèi)存在不同的應(yīng)力區(qū)。煤壁上部分以拉應(yīng)力區(qū)為主，下部分以壓應(yīng)力區(qū)為主，在拉應(yīng)力的影響下，煤壁上部分極易失穩(wěn)片幫。

圖4 工作面位移場(chǎng)云圖

2）工作面周期來壓期間，端面煤巖體的應(yīng)力集中程度高，頂煤破碎，在拉應(yīng)力及自重的影響下沿裂隙法線方向失穩(wěn)。上部煤體的失穩(wěn)造成應(yīng)力狀態(tài)迅速改變，拉應(yīng)力區(qū)向煤壁中部發(fā)展，若不及時(shí)處理，將造成大范圍端面冒落。

圖5 工作面應(yīng)力場(chǎng)云圖

3.4 端面距對(duì)端面穩(wěn)定性影響

在實(shí)際生產(chǎn)中，端面距對(duì)端面煤巖體的穩(wěn)定性具有較大的影響[6-7]。數(shù)值模擬中，利用頂梁前端到煤壁處的距離即梁端距來間接作為端面距。模擬計(jì)算可得，不同梁端距與端面穩(wěn)定性的關(guān)系如圖所示。

圖6 梁端距與端面穩(wěn)定性關(guān)系

由圖可以看出，端面煤巖體的穩(wěn)定性受端面距的影響較大。距離越大，煤巖體穩(wěn)定性越差，片幫、冒頂發(fā)生的幾率及范圍均增大。當(dāng)端面距小于0.75 m時(shí)，端面煤巖體穩(wěn)定性較好，幾乎沒有片幫和冒頂?shù)陌l(fā)生。當(dāng)端面距達(dá)到1.0 m 時(shí)，端面出現(xiàn)失穩(wěn)情況，片冒深度最大為0.65 m，在端面形成了冒落拱，并且拱的兩翼坡度較緩，仍具有一定的自穩(wěn)能力。當(dāng)端面距達(dá)到1.25 m 時(shí)，端面失穩(wěn)有情況加劇，冒頂高度和片幫深度達(dá)到1.0 m，端面位置形成兩翼陡急的冒落拱，端面已經(jīng)難以控制，極易發(fā)生更大范圍的片冒，需要采取一定的措施。

4 結(jié) 論

1）工作面中部支架初撐力偏低，由此造成工作面中部片幫冒頂相對(duì)較為嚴(yán)重。在工作面回采中應(yīng)加強(qiáng)對(duì)中部支架檢修，保證初撐力，提高工作阻力。

2）8206 工作面上部首先來壓，中部來壓步距最大，平均初次來壓步距為36.5 m，工作面上、中、下部周期來壓幾乎同步，平均步距為23.7 m。

3）工作面前方受采動(dòng)影響產(chǎn)生的裂隙按位移量的大小可分為原生裂隙張開區(qū)、次生裂隙發(fā)育區(qū)和大變形區(qū)3 個(gè)部分。大變形區(qū)內(nèi)裂隙數(shù)量最大，煤壁上部煤體極易發(fā)生轉(zhuǎn)動(dòng)，位移以垂直方向?yàn)橹?，片幫幾率增加?/p>

4）工作面煤壁上部分以拉應(yīng)力區(qū)為主，下部分以壓應(yīng)力區(qū)為主，工作面周期來壓期間，端面煤巖體的應(yīng)力集中程度高，頂煤破碎，在拉應(yīng)力及自重的影響下沿裂隙法線方向失穩(wěn)，誘發(fā)片幫。

5）支架端面距是影響端面煤巖體穩(wěn)定性的重要因素，實(shí)際生產(chǎn)中，端面距應(yīng)控制在0.5 m 以內(nèi)，有利于保證端面煤巖體的穩(wěn)定。