弱粘結厚煤層綜放開采及礦壓顯現特征研究*

劉結高

(淮南礦業(集團)有限責任公司，安徽 淮南 232001)

0 引言

我國西北部從淺到深賦存著豐富的煤炭資源，厚煤層、特厚及巨厚煤層較多。在鄂爾多斯準格爾煤田內，部分所屬井田的弱粘結地層巖石強度較低，表現出散體材料特性，一旦受外力擾動作用達到其強度極限時，發生破壞形成類似“沙狀”散體形態，該類巖石與中東部石炭二疊系地層巖體具有明顯的區別。

多年來，綜合機械化放頂煤開采技術已較為成熟，成為我國厚煤層采煤方法改革和解決難采厚煤層技術難題的有效途徑[1]。隨著割煤和放煤高度的增加及頂板結構條件的變化，將帶來礦壓顯現劇烈、工作面煤壁片幫嚴重、頂煤采出率低、瓦斯涌出量大、自然發火等突出問題。針對特厚煤層綜放開采，相關專家學者分別從能否對支架產生變形壓力角度將頂板巖層分為“無變形壓力巖層”和“有變形壓力巖層”，給出了綜放支架所受外載的解析計算式[2]；分析了特厚煤層綜放開采頂板破斷特征、頂煤體“三帶”放煤理論[3-4]；建立了特厚煤層開采大空間采場巖層近、遠場關鍵層結構演化模型[5]；研發了大采高綜放工作面片幫綜合防治技術、高效高采出率放煤技術和“低瓦斯賦存，高瓦斯涌出”條件下安全保障等關鍵技術[6]；對區域分層綜放開采過程中覆巖破壞高度進行分析，確定了巨厚煤層軟弱覆巖分層綜放開采條件下采出厚度與覆巖破壞高度的關系[7]；針對特厚煤層綜放開采過程中礦壓顯現劇烈支架工作阻力難以確定的問題，結合特厚煤層工作面頂板巖層破斷形成的懸臂梁-砌體梁力學結構模型，建立了含中心斜裂紋的懸臂梁結構破斷的力學模型，應用斷裂力學理論，分析了懸臂梁破斷失穩的影響因素，推導了支架荷載的表達式[8]。

許多學者還針對特厚煤層不同開采階段“弱-弱”結構覆巖破壞高度、近距離厚煤層組工作面覆巖破壞規律、厚煤層綜放開采支架圍巖關系、頂板運動、窄煤柱圍巖控制及含夾矸特厚煤層綜放工作面頂煤破碎機理等[9-13]開展了大量工作，得出了有益的成果和結論，為指導厚煤層綜放開采提供了理論和技術基礎。

綜上，在弱粘結復合頂板厚煤層開采中，工作面綜放工藝及礦壓顯現特征還沒有得到全面的分析研究。本文結合唐家會煤礦弱粘結復合頂板巨厚煤層綜放面頂板巖石性質和厚度特點，分析弱粘結復合頂板綜放工作面放煤工藝及礦壓宏觀顯現特征，研究確定合理的綜放開采工藝參數及礦壓控制技術措施，為類似條件厚煤層綜放面安全開采提供科學依據，并具有重要的理論指導意義。

1 工程概況

唐家會煤礦主采6#煤為可采較穩定煤層，平均煤厚約17.01 m，其余煤層均為局部可采的不穩定煤層，礦井設計生產能力為600萬t/a。其中6#煤屬于石炭-二疊系上統太原組，該地層為海陸交互相-陸相沉積，由于兩種地質類型中各地層成巖時間晚，巖石成熟度低，再加上巖石多為泥質、鈣質膠結充填，在后期各種地質構造應力作用下，形成了裂隙-孔隙雙重介質，因此，導致整體巖層結構的強度低、膠結程度差，具有明顯的弱粘結特征。

以61103工作面為研究對象，地面標高+1 277.5～+1 351.6 m，地下標高+770～+800 m，走向長1 048 m，傾斜長240 m；煤層平均厚度17.01 m，傾角0°～6°，平均2°。煤層結構復雜，含夾矸3～7層，為穩定煤層。各煤層頂、底板以頂板多為細粒砂巖、粉砂巖及砂質泥巖為主，底板多為砂質泥巖及粉砂巖。煤層頂板巖層柱狀，如圖1所示。

圖1 工作面頂底板巖層柱狀圖

6#煤頂板砂巖為區內最明顯的砂巖標志層，巖性以細砂巖和中砂巖為主。砂質泥巖的單軸抗壓強度12.3～40.6 MPa，粉砂巖5.4～28.3 MPa，泥巖5.6～28.8 MPa，整體結構強度低、膠結程度差。

工作面采用長壁后退式全部垮落綜合機械化放頂采煤法。兩巷采用錨索網聯合支護形式，工作面液壓支架型號為ZF18000/28/45，兩端頭液壓支架型號為ZFT27600/28/42。

2 綜放開采工藝參數分析

2.1 放煤影響因素分析

影響頂煤采出率主要因素有采放比、放煤步距、放煤方式、煤體強度、煤層埋藏深度和工作面液壓支架阻力等。

采放比不但涉及頂煤的采出率，而且涉及到底部綜采工作面煤壁的穩定性。通常情況下，對硬及中硬煤層來說，可適當增加底部煤層的割煤高度。放煤步距太大，部分頂煤由于不能及時放出，而造成頂煤采出率降低；放煤步距過小，會造成頂煤上方矸石過早放出，從而導致放出的頂煤含矸率增大。不同的放煤方式，導致放煤時間就有很大的不同，從工作面放煤需要的時間來看，單口放完一次煤的時間遠遠大于工作面完成一次割煤需要的時間。從提高工作面工作效率的角度來看，在工作面完成一次割煤時間一定的情況下，最有效的途徑就是縮短工作面完成一次放煤需要的時間。無論是單輪間隔放煤還是單輪順序放煤，一次只能開放一個放煤口，從而導致完成一次放煤需要的時間大大延長，而單輪間隔多口放煤能部署兩個甚至更多的放煤口同時放煤，從而降低工作面完成一次的放煤所需要的時間。

2.2 開采工藝參數確定

針對如何確定綜放開采工藝參數問題，采用二維顆粒流程序(簡稱：PFC2D)模擬軟件，對放煤采放比、放煤步距、放煤方式進行了模擬分析。

模擬方案為：①模擬底部邊界按不同割煤高度(4.5 m、5.0 m、5.5 m)即采放比為(1∶2.7、1∶2.4、1∶2.1)的頂煤采出率；②底部邊界割煤高度一定的情況下，不同放煤步距(0.8 m、1.6 m、2.4 m)的頂煤采出率；③在合適的割煤高度和合理的放煤步距條件下，分別模擬單輪間隔多口放煤、單輪順序放煤和單輪間隔順序放煤3種放煤方式對煤采出率的影響作比較分析。不同工況條件下煤炭采出率見表1。

表1 不同工況條件下采出率對比表

通過對表1比較分析，當割煤高度為4.5 m和5.0 m時，都能使上部頂煤獲得足夠的松動空間，能夠及時松散放出；從液壓支架的可靠性、穩定性及液壓支架的維護和煤壁片幫來考慮，所以割煤高度宜選為4.5 m，采放比為1∶2.7。

放煤步距不同，導致放煤時煤與矸石的運移、放出規律和混矸程度都有變化。當割煤高度為4.5 m即采放比為1∶2.7，放煤步距為0.8 m、1.6 m、2.4 m 對應的頂煤采出率分別為83.24%、84.62%、84.46%。分析可知，兩采一放即放煤步距為1.6 m的頂煤放出效果較好，頂煤相對采出率最高。

從3種放煤方式的頂煤采出率來看，單輪間隔多口放煤的頂煤采出率最大，其平均頂煤相對采出率比單輪順序放煤高大約3個百分點，較單輪間隔順序放煤高出大約1個百分點，單輪間隔多口放煤方式，如圖2所示。

圖2 單輪間隔多口放煤示意圖

3 礦壓顯現特征分析

3.1 液壓支架受力分布分析

根據KJ345型礦用綜采液壓支架壓力表所測定的工作面13個代表液壓支架的工作阻力數據，選取每刀移架前的一組(13個支架)數據，繪制成工作面壓力分布圖，如圖3所示。

圖3 初放期間工作面壓力分布圖

61103綜放工作面在初采初放期間，工作面下部及中上部直接頂初次來壓步距為23.5～28.7 m(加切眼10.5 m)，直接頂板初次來壓平均步距為27.1 m。隨著工作面開采及放煤工序的進行，工作面上方老頂大面積來壓步距在69.2～79.6 m之間，平均為76.1 m；來壓期間，支架工作阻力增加，煤壁出現異響并發生片幫。采空區頂板冒落，能發現白色砂巖大塊矸石。

初次來壓時，支架阻力平均為30.3 MPa；周期來壓時，支架阻力平均為31.4 MPa。工作面支架平均末阻力值在15.34～29 MPa之間，平均阻力值為22.25 MPa，占額定工作阻力的49.44%，支架能夠滿足初次來壓和周期來壓及正常開采時期采場的頂板控制要求。

3.2 頂板巖層及兩巷壓力特征

6#煤層頂板從直接頂到老頂(包括導水裂隙帶范圍內的4#、5#煤層頂板)為巖性不一、厚度變化大、層間粘結性差、整體性不強的大復合頂板，煤系地層頂板有別于華東地區二疊系煤層頂板(前者脆性大，后者韌性好)，頂板垮落時表現為分層垮落、分次垮落和堅硬巖層(砂巖)滯后垮落等特點，造成頂板來壓亦有別于華東地區煤礦開采時頂板來壓均衡性、規律性較好的特點。

工作面回風順槽采用超前支架進行超前支護，支護長度28 m，運輸順槽采用單體支柱進行超前支護，工作面超前支承壓力峰值最大達到32 MPa，超前支承壓力峰值集中在煤壁前方4～11 m之間。

從宏觀現象分析，回風順槽超前壓力影響范圍在60 m范圍內，在超前壓力影響范圍內，回風順槽和運輸順槽出現底板開裂底臌現象(部分區域底臌影響拉超前架)，靠采煤幫尤為明顯；工作面超前10 m臌幫明顯，錨桿失效，頂板錨桿(索)出現斷裂現象。

3.3 礦壓顯現明顯原因分析

工作面寬尺寸、煤層厚度、頂板巖性、推進速度、支架初撐力及放煤工序都會對工作面開采期間的礦壓顯現有影響，并且受過異常區、工作面及系統設備影響，工作面推進速度存在速度慢和不均衡性，造成工作面采空區懸空頂板的壓力迅速向支架上方和工作面前方傳遞。再加上局部地段放煤不充分，加劇采空區充填的非嚴實性和造成采空區應力集中。

3.4 礦壓控制技術措施

礦壓控制技術包括：①保證工作面支架的初撐力，壓力不足時或安全閥開啟后及時補液；②保持工作面均衡快速推進，每天6刀；③調整放煤工序和放煤工藝，堅持早班留1～2刀煤在中班檢修時放煤；放煤工藝調整為兩采一放，放煤時從兩端頭向中間放；④加強工作面及系統設備的日常檢維修，保證來壓期間設備運轉正常；⑤進一步加強礦壓監測分析，摸清老頂大的周期來壓規律，實現主動礦壓控制；⑥中部均衡放煤，避免應力集中和采空區不均質冒落；加大端頭放煤力度，讓中部老頂壓力向兩端頭均衡分布并減小中部的壓力。

4 結論

(1)依據綜放開采的主要特點，確定了61103工作面割煤高度宜選為4.5 m，采放比為1∶2.7，放煤步距為1.6 m，單輪間隔多口放煤方式。

(2)得出了工作面在初采初放期間初次來壓步距及周期來壓步距；分析了工作面液壓支架受力分布圖，直觀地說明了支架受力與工作面頂板來壓之間的相互關系。

(3)得到了工作面超前支承壓力分布情況、支承壓力峰值位置及巷道底臌變形和錨桿失效斷裂現象。

(4)對弱粘結厚煤層工作面礦壓特征進行了分析，并針對性地提出了保證初撐力、均衡推進、兩采一放、避免應力集中的放煤工序等礦壓控制措施。