特厚煤層大采高綜放工作面煤巖運移規律研究

任國軍

(鄂爾多斯市國源礦業開發有限責任公司， 內蒙古 鄂爾多斯 017100)

0 引言

我國6～20 m及以上的特厚煤層資源儲量占煤炭資源總量的45%～50%，是神東、陜北、黃隴等億噸級礦區的主采煤層。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]，后者對特厚煤層適應性更強、應用更廣泛。與傳統工作面相比，大采高綜放開采采空區體積大、覆巖運動劇烈，其礦壓顯現具有特殊性，目前面臨開采效率低、煤炭回收率低等難題[2]。韓會軍[3]分析了8.2 m厚煤層綜放開采理念、工藝參數和成套設備；龐義輝[4]得到了不同機采高度與頂煤的極限懸臂長度曲線，肯定了增加機采高度對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-圍巖作用關系、煤壁片幫特征，提出采用整體式二級護幫板來實現煤壁控制、改進放煤機構提高放出率的意見。以上研究進行了有益探索，由于特厚煤層頂煤的變形與破壞是一個十分復雜過程，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規律等需要進一步研究。

本文采用理論分析、物理模擬和數值模擬方法，對大采高綜放面頂煤破壞特征、活動規律和頂板-頂煤-支架相互作用進行研究，以期為類似地質條件下高效開采提供借鑒。

1 頂煤破壞力學作用機制

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頂煤的壓裂作用，否則頂煤不能及時冒落或呈大塊狀冒落后丟失在采空區而不能回收。工作面煤壁內支承壓力分布規律為[6]：

(1)

式中：f為層面間的摩擦因數；M為煤層厚度，φ為內摩擦角，x為任一點到煤壁的距離，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、支架和矸石設置不同剛度，建立綜放面采場力學模型，對支承壓力分布規律進行研究,如圖1所示，得到：

圖1 彈性區受力分布

塑性區

(3)

彈性區

(4)

式中:K1為直接頂剛度，K2為煤體剛度，K為應力集中系數，S1為直接頂的初次下沉量，即煤體的壓縮量，β為系數，

(5)

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

頂煤冒放性由頂煤破碎度和流動規律決定，機采高度、支護強度提高改變支承壓力分布范圍和峰值壓力大小，進而影響頂煤破碎度；營造采放空間協調為核心、優化開采工藝參數和改進放煤機構可以改變煤巖流動規律，改善冒放性、提高資源回采率。

2 頂煤運移規律研究

2.1 模型建立與測點布置

龍王溝煤礦主采6號煤，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工作面傾斜長度255 m、走向長度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進行模擬研究煤矸流動運移規律[7]。距煤壁50m煤層中布置了8個頂煤位移監測點,如圖2所示，檢測煤層的水平與垂直位移量。

圖2 數值模型及監測點布置

2.2 結果分析

記錄各監測點位置垂直位移與水平位移隨工作面推進的變化曲線，如圖3所示,從中可以看出：

1) 頂煤監測點的始動點分別為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；頂板監測點的始動點分別為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函數關系，頂煤垂直位移分量和合位移均隨工作面距離呈二次多項式函數關系。

3 頂煤運移特征的相似模擬研究

3.1 試驗裝置與試驗模型設計

模型上覆6 325 mm(實際253 m)高度的巖層重力，采用分級配塊來實現面力加載補償，最后在模型頂板用油缸加載。形成的開切眼高為10 cm(實際4 m)、寬為21 cm(實際8.4 m)，布置液壓支架，設定初撐力后進行開采。按照每天推進17.6 cm(實際7.04 m)，即每隔38 min開挖4.4 cm(實際1.76 m)的速度開采。

3.2 試驗結果及分析

如圖4所示，工作面推進17.36 m(模型43.4 cm)時，下位頂煤厚1 m(模型2.5 cm)離層垮落;工作面分別推進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，頂煤依次出現分層垮落及整體失穩垮落，以拉破壞為主，平均垮落角為67.36°。

頂煤的垮落運移有：當工作面推進42 m(105 cm)時，直接頂來壓，頂煤以67°的垮落角超前斷裂如圖5(a)所示；當工作面推進45.52 m(113.8 cm)時，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；當工作面推進49.04 m(122.6 cm)時，基本頂初次來壓，頂板破斷結構對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，繼續推進頂煤頂板的垮落情況如圖5(d)所示；當工作面推進63.12 m(157.8 cm)時，基本頂周期來壓，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；當上覆關鍵層突然垮落失穩來壓時，關鍵層巖梁結構的前支承點失穩，導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斷裂，整體在支架煤壁位置呈現55°的垮落角。

(a) 6.5 m層位頂煤

(a) 工作面推進17.36 m

(a) 工作面推進42 m

在試驗中多次出現頂煤滯后垮落現象，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：頂煤或頂板垮落后，上覆巖層對頂煤的壓力變小，頂煤不能超前破斷,支架對頂煤擾動減少,導致頂煤懸伸；垮落矸石對頂板起支撐作用，轉移了部分頂煤壓力；破碎矸石沖進支架后方，對頂煤起支撐作用，頂煤沒有回轉垮落的空間。

圖6 頂煤的懸伸特征

4 結論

1) 大采高綜放開采利用支承壓力破煤壓裂，采放空間協調以控制煤壁穩定和頂煤破碎度為約束，優化開采工藝參數和改進放煤機構可以改變煤巖流動規律，改善冒放性、提高資源回采率，實現礦井安全高效生產。

2) 煤壁前方頂煤發生水平運移力源為超前支承壓力，控頂距上方頂煤發生垂直運移，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象。

針對頂煤滯后垮落和低回收率的問題，建議采取的措施有：在支架上方增加擾動機構以破壞頂煤的放煤拱結構；頂煤頂板垮落后應該適當放慢推進速度，并增加支架對頂煤的多次支撐、卸載；預裂爆破或提前注水弱化頂煤；當支護阻力小或無支護時，容易在煤壁線附近發生直接切落，因此要求支架有足夠的工作阻力。