深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術研究

索永錄 雷雨龍 劉 超 張鐸嚴 王 帥 劉穎凱

(西安科技大學能源學院，陜西省西安市，710054)

★ 煤炭科技·開拓與開采★

深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術研究

索永錄 雷雨龍 劉 超 張鐸嚴 王 帥 劉穎凱

(西安科技大學能源學院，陜西省西安市，710054)

針對紅會一礦八采區大埋深、大傾角特厚煤層開采過程中采場礦壓控制問題，以八采區水平分段綜放工作面頂板煤巖穩定性控制為目標，采用UDEC數值模擬方法，分析了開采擾動下工作面頂板運移破斷特征。研究表明：急斜特厚煤層在開采擾動影響下，采區應力集中程度高，采場礦壓控制問題突出，頂板變形特征呈倒三角狀，煤壁易片幫，易誘發動力災害。對頂板危險區域實施人工強制放頂后，煤層頂板發生切斷現象，部分頂板發生垮落，直接頂充填采空區，頂板和冒落矸石有效的形成“墊層”，減小了開采過程中頂板冒落、離層對工作面安全的危害。研究結果對現場安全開采提供了科學依據。

急傾斜厚煤層 綜放工作面 頂板運移規律 頂板控制技術 UDEC數值模擬

靖遠煤業公司紅會一礦于1975年建成投產，經多年開采，淺部煤炭資源儲量正逐步減少，對于深部煤炭的需求極為迫切，目前設計開采深部八采區。八采區位于F1逆斷層的下盤，煤層埋深達到600～1000 m，煤厚6～28 m、一般為22 m，煤層傾角為48°～65°，屬急傾斜特厚煤層。煤層直接頂為灰黑色泥巖，厚度約為2 m；老頂由粗砂巖、細砂巖和含礫巖組成，成分以石英為主，致密、層理發育、泥質膠結，厚度約30 m，普氏系數f=4～7，堅硬不易垮落；煤層下方直接底多為灰黑色泥巖，厚度約為2.1 m；直接底以下底板為灰—深灰色粉砂巖，一般厚度在3 m左右。擬采用水平分段綜采放頂煤開采工藝，其分段高度為20 m，分段傾斜長度約為23 m。底煤采高2.5 m，放頂煤高度17.5 m，采放比1∶7，采用“兩采一放”的放煤方式。對于急斜特厚煤層來說，隨著工作面向深部推進，圍巖強度降低，導致來壓步距減小，頂板受到的壓力增大。在開采擾動影響下，綜放面頂部煤巖受沖擊礦壓破壞現象明顯，對安全生產造成嚴重威脅，非常有必要深入研究；同時八采區急斜傾特厚煤層水平分段綜放開采中，頂板運移規律、礦壓顯現與近水平—緩斜煤層差異較大，采場礦壓控制問題非常突出。因此，深入系統地研究揭示急傾斜特厚煤層綜放面頂板運移特征及其演化規律，選擇合理的頂板管理方案，對紅會一礦八采區安全生產具有實際意義。

國內眾多學者已對深部急斜特厚煤層的開采有了一定程度的研究，從不同方面研究揭示了急傾斜特厚煤層礦壓規律。何滿潮提出隨著采場深度的增大，一些非線性動力學災害現象日益變多，對深部資源的開采造成了嚴重的影響；焦義結合王莊煤礦水文地質條件，分析了深部采區工作面底板突水的主要影響因素；靖曉穎針對開灤礦區開采深度大的特點，研究建立了構造區綜合防范體系，為開灤礦區深部煤層安全開采提供了技術保障；鄭友剛通過研究深部不規則大孤島工作面的沖擊地壓發生機理，建立了相關的安全防范措施。

本文以紅會一礦八采區61°急傾斜特厚煤層頂板安全控制為目標，基于具體開采條件建立了UDEC數值計算模型，揭示開采擾動頂板應力分布及變形規律;利用人工爆破放頂控制技術，保障了現場安全開采。

1 急傾斜煤層頂板運移規律數值計算

1.1 數值模型建立

模型以紅會一礦八采區實際地質條件與生產技術條件為工程背景，建立UDEC離散元平面模型。模型沿走向長度為 250 m，高度為300 m，煤層傾角61°。模型上方為應力邊界，施加埋深790 m 的覆巖載荷，即γ=25 kN/m，σz=γh=19.75 MPa。采用莫爾—庫倫準則進行模擬開挖，模型煤巖體所具有的物理力學參數見表1。

表1 模型煤巖體物理力學參數

模擬開采煤層的工作面分段開采，開采總高度為20 m，底煤采高2.5 m，放煤高度17.5 m，采放比為1∶7，在采深790 m處采用水平分段放頂煤的采煤方法進行模擬開挖。開挖至第六分段后，對煤層模擬人工爆破頂板開采，并對采空區頂板垮落、破壞情況及上覆巖層的垮落狀態與運移情況進行觀測。

1.2 模擬結果分析

1.2.1 開采第一分段

從模型上方邊界 300 m 處開始開采第一分段實際埋深為790～810 m的煤層，開采總高度為20 m。直接頂出現了2 m 的離層，離層長度達到16 m 。此時，直接頂離層部分并未發生垮落現象，如圖1所示。

1.2.2 開采第二分段

當煤層開采到埋深為810～830 m(模型高度280～260 m)的第二分段時，直接頂出現4 m的離層并垮落，離層長度大約60 m。其中有2 m厚度的直接頂沿中間發生折斷，互相交錯在一起。基本頂和上覆巖層中的泥巖呈現出一定程度的離層，同時有向采空區折斷的趨向。當完全垮落后，基本頂相互之間呈現出比較明顯的離層。在采深815 m (模型高度285 m)處基本頂中4 m厚度的巖層也呈現出比較明顯的折斷現象。直接頂、老頂和部分折斷的覆巖明顯向采空區運動，出現最大離層位置的頂板仍處于在泥巖與粗砂巖的交界處。老頂的彎曲長度最大達到53 m ，如圖2所示。

圖1 開采第一分段

圖2 開采第二分段

1.2.3 開采第三分段

繼續開采埋深為830～850 m的第三分段，當采深達到 850 m(模型高度 240 m)后，采空區上部直接頂部分的泥巖全部垮落，并與煤層夾矸一起充填采空區，垮落泥巖長度達92 m，直接頂上方的老頂發生初次垮落，垮落厚度約為 20 m，垮落長度約為68.57 m。采空區上的頂板垮落形態呈現倒三角形，頂板的離層高度最大可達到 122 m，如圖3所示。

圖3 開采第三分段

1.2.4 開采第四分段

采用水平分段放頂煤繼續開采埋深為850～870 m的第四分段，采2.5 m、放17.5 m，當采深達到 870 m(模型高度 220 m)時，采空區上覆泥巖與粉砂巖產生明顯離層，厚度為30 m的直接頂砂巖明顯向采空區運動，由于之前采空區的巖塊向下垮落，使得上覆砂巖與之前采空區的巖塊擠壓在一起，減緩垮落頂板向采空區的運動，如圖4所示。

1.2.5 開采第五分段

對埋深為870～890 m的第五分段進行開采，采2.5 m、放17.5 m。開采至采深 890 m(模型高度 200 m)處時，18 m厚的頂板完全垮落，并充填采空區。受采動影響，采空區上方的老頂出現明顯的離層現象，離層長度達 26 m，離層高度為 20 m，如圖5所示。

圖5 開采第五分段

1.2.6 開采第六分段

采用水平分段放頂煤的方法對埋深為890～910 m的第六分段進行開采，采2.5 m、放17.5 m。當開采至采深910 m(模型高度 180 m)處時，采空上的老頂出現了較小裂縫離層，離層高度達到20 m。采空區上方的矸石往下冒落，充填部分采空區，如圖6所示。直接頂頂板也出現部分垮落、折斷，鉸接在采空區中。采完后的模型整體圖如圖7所示。

圖7 開采完成后模型整體形狀

2 人工爆破頂板開采

開采至第六分段后，上覆砂巖與之前采空區的巖塊擠壓在一起，減緩砂巖向采空區的運動，直接頂與老頂發生大片離層，為保證安全開采，需對頂板進行人工放頂來防止頂板大范圍冒落。因此，采用對采空區頂板鉆孔放炮的方法進行人工強制放頂。鉆孔位于距離工作面2 m高的頂板上，傾角60°，孔深20 m，模擬鉆孔直徑為 1 m 。

人工爆破后，頂板垮落狀況如圖8所示。

圖8 頂板沿爆破處切斷

由圖8可以看出，放完炮后，頂板發生切斷現象。部分頂板發生垮落，垮落的厚度達到 12 m，直接頂充填采空區。之前采空區的塊體也向低處冒落，延緩了人工放頂后的部分頂板向采空區運動的速度。人工處理頂板后的全景圖見圖9。

圖9 人工處理頂板后全景

3 急傾斜煤層水平分段綜放開采頂板破斷力學分析

3.1 八采區水平分段放頂煤采煤法基本特點

水平分段放頂煤開采過程中的礦壓顯現及圍巖運動決定了頂板的破碎、冒頂及支架受載，同時也引起了上覆巖層乃至地表的移動。這使得急傾斜綜放工作面有非常明顯的周期來壓，而且具有時序性；由于采高增大后采場上方拱殼結構的穩定性提高，使得工作面支架載荷普遍較低，且隨分段高度增加支架載荷減小；但是由于支架直接支撐著范圍較大的塑性層，導致支架對圍巖的控制作用受到很大限制，因此不能通過改變支架性能去影響頂板的活動規律；此外，由于各地區地質條件的限制，接近煤層底板方向的煤不能被完全放出，造成難以開采的“三角煤”損失。經近似計算認為：當煤層傾角為 45°左右或以下時損失嚴重，大于55°時， 此部分損失較少，另外，分段的高度越大，損失也會越大，而通過合理選擇放煤順序可以有效降低“三角煤”的損失。

對于紅會一礦八采區而言，該采區煤層傾角平均為 61°，分段高度為20 m，因此該采區“三角煤”的損失較小。

3.2 覆巖運移規律研究

3.2.1 上覆巖層載荷q值的計算

由巖梁自重及上覆巖層引起的老頂巖梁所承載的均布載荷q是依據巖梁及其上覆巖層各分層間的互相影響而確定的。根據復合材料力學理論，從巖梁算起，當計算到qn+1

(1)

式中：Ei——各分層巖層彈性模量，MPa；

hi——各分層巖層厚度，m；

γi——各分層巖層容重，kN/m3；

α——巖層傾角，(°)。

根據紅會一礦基本地質條件，老頂為粗砂巖，其上覆巖層為4 m厚的細砂巖和10.5 m厚的含礫巖。又由表1可知，細砂巖的彈性模量E1=5.80 GPa，容重γ1=26.0 kN/m3；含礫巖的彈性模量E2=3.35 GPa，容重γ2=26.3 kN/m3。通過計算可得q1=104 kPa、q2=33.21 kPa，由于q1>q2,因此以q1=104 kPa作為老頂巖梁所承載的均布載荷。

3.2.2 煤層頂板離層垮落條件

由巖體力學中的極限強度理論可知，急傾斜煤層頂板在發生拉伸破壞時，在巖層深h處受到拉伸破壞的影響，巖層塊體繞破壞面下邊緣旋轉一定角度，然后整體垮落下來。巖體自重力所引起的彎矩為：

(2)

巖體拉伸破壞所需要的彎矩為：

(3)

式中：a——巖體沿X軸走向方向長度，m；

b——巖體沿Y軸傾向方向長度，m；

ρ——巖體密度，kg/m3；

h——巖體埋深，m；

Rm——巖體所受拉伸破壞強度，Pa。

當巖體自重所引起的彎矩達到其抗拉強度所需彎矩時，巖層斷裂垮落。由式(2)和式(3)可知，巖層垮落時h應滿足：

(4)

由上式可知，巖層傾角α越大，其所受抗伸破壞強度越小，頂板越難發生自然垮落。由紅會一礦八采區基本地質條件可知，煤層頂板埋深為770 m，煤層傾角為61°，直接頂為泥巖，ρ為2550 kg/m3，g取10 N/kg，得出此處頂板發生拉伸破壞的抗拉強度Rm=2.97 MPa，遠大于泥巖本身的抗拉強度(泥巖抗拉強度為1.82 MPa)。所以，該處的直接頂存在垮落現象。因此，在開采過程中應提前采取人工控制頂板的管理辦法，以減少頂板垮落對工作面的影響。

隨著開采進行，頂板發生大面積懸露，此時頂板在垮落前將首先發生離層的現象，隨后發生垮落，且頂板巖層所處的角度越大，頂板越穩定，越難垮落。

3.2.3 老頂巖梁的初次來壓步距

根據力學理論可知，當巖體材料的抗拉強度等于或者低于其拉應力時，巖梁必發生拉伸破壞。因此，以拉伸強度作為巖梁的破壞判據。

將老頂看作固支梁來分析其初次來壓步距。老頂沿工作面推進方向，與水平面夾角為α，假設巖層為均質、等厚的理想彈性體，其受力示意圖如圖10所示。

圖10 急斜工作面老頂初次來壓力學模型

老頂的破斷是受拉應力作用而產生的，由材料力學知識可知，老頂A、B兩端表面和下部偏上部位C處的拉應力較大，所受力大小分別是：

其中：H——老頂厚度,m；

q——老頂所受載荷，MPa；

Lj——老頂初次來壓步距，m。

由上式可知，當老頂發生拉伸破壞時，最先發生破壞的部位是B端表面，其次是A端表面，最后是C處下表面。當B處所受拉應力σtB達到老頂的極限抗拉強度σt時，老頂發生初次破斷，其破斷步距為老頂初次來壓步距，即：

(8)

根據紅會一礦地層實際物理 力學參數，取老頂抗拉強度σt=4.3MPa，上覆巖層載荷q=q1=104kPa，H=15.18m，得出極限垮距Lj=74.75m，與相似模擬結果基本一致。

4 結論

(1)紅會一礦八采區水平分段綜放開采，上覆巖層形成沿傾斜方向的鉸接巖梁，即傾斜巖梁結構，是典型的關鍵層砌體梁結構，體現了砌體梁結構的基本特征。

(2)通過計算得出工作面上覆老頂巖梁所承受的均布載荷為104 kPa，老頂的初次來壓步距為74.75 m，與相似模擬結果一致；其初次垮落步距與巖梁厚度、上覆巖層載荷值有關。

(3)通過對紅會一礦八采區水平綜放開采進行數值模擬，得出工作面頂板運移規律，模擬數據與理論計算結果相似。而人工爆破處理頂板的方法可以減小開采后期頂板垮落對工作面造成的危害。

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(責任編輯 郭東芝)

Researchonroofcontroltechnologyoffull-mechanizedcavingfaceinhorizontalsectionsofextremelysteepandthickcoalseam

Suo Yonglu, Lei Yulong, Liu Chao, Zhang Duoyan, Wang Shuai, Liu Yingkai

(School of Energy Engineering, Xi'an University of Science and Technology, Xi'an, Shaanxi 710054, China)

Aiming at the mine pressure control problems during the mining of extra thick coal seam with large buried depth and inclined angle in eighth mining area of Honghui No. 1 Coal Mine, and taking coal and rock stability control of fully mechanized caving face roof in horizontal sections of eighth mining area as study purpose, roof movement and fracture characteristics of the caving face under mining disturbance were analyzed by introducing UDEC numerical simulation method. The results showed that the stress concentration of the mining area was high and the pressure control problem of the stope was severe under the influence of mining disturbance, the deformation characteristics of the roof presented inverted triangle, and the coal rib spalling was frequent which was easy to induce dynamic disasters. The forced roof caving on the dangerous zone could cut the roof off and make part of the roof cave, the immediate roof filled the gob and the caved roof and gangue formed cushion layer, which reduced the hazard of roof caving and separation. The research provided scientific basis for field safety production.

extremely steep and extra thick coal seam, full-mechanized caving face, roof movement law, roof control technology, UDEC numerical simulation

索永錄，雷雨龍，劉超等. 深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術研究[J]. 中國煤炭，2017,43(8)：61-65,70. Suo Yonglu, Lei Yulong, Liu Chao, et al. Research on roof control technology of full-mechanized caving face in horizontal sections of extremely steep and thick coal seam[J]. China Coal, 2017, 43(8):61-65,70.

TD324

A

索永錄(1960-)，男，陜西寶雞人，教授，博士生導師，主要從事綜采放頂煤和系統工程等方面的研究工作。