保德煤礦松軟厚煤層開采方法適用性評價

伊永杰，李化敏，程志斌

(1.國能神東煤炭保德煤礦，山西 忻州 036600；2.河南理工大學，河南 焦作 454000；3.河南理工產業技術研究院有限公司，河南 焦作 454000)

0 引 言

我國一些大型產煤區煤層厚、傾角小，具備很好的開采條件。在我國經濟社會快速發展的趨勢下，尤其是進入21世紀以來，我國對煤炭的需求量急劇攀升。為滿足快速增加的能源需求，就需要采用既安全又高效的開采方法。20世紀80年代產生了放頂煤開采工藝，經過近三十年的發展，放頂煤開采技術的應用范圍迅速擴大，產量迅速提高。如大同塔山煤礦在近20 m厚的煤層中應用綜放開采技術，工作面年產達15 Mt水平；平朔井工礦在14 m厚煤層中應用綜放開采技術，綜放工作面年產達10 Mt水平。在放頂煤開采工藝不斷發展成熟的同時，大采高技術[1-3]也取得了較快發展。隨著綜采液壓支架高度的不斷加大，煤層的一次采全厚的高度也越來越大。 晉煤集團寺河煤礦開采平均煤厚6.4 m的3#煤層時，在2307工作面采用一次采全高開采方法，原煤工效達到152 t/工；神東上灣煤礦最大采高達8.8 m，單個工作面最高日產5.84×104t、最高月產1.46 Mt。

在綜放開采技術從引進至今近40年的時間里，國內眾多學者對綜采放頂煤開采與大采高綜采技術進行了研究，取得了豐碩成果。李佳佳等[4]、趙鐵林等[5]、吳利軍[6]、吳彥霞[7]分析頂煤冒落形態的影響因素和冒落頂煤體的物理力學特征，得出了提高頂煤采出率準則。梁小龍[8]、蘇波[9]對綜放工作面采放工藝過程、放頂煤開采采放工藝參數匹配方式和綜放工作面設備能力匹配關系進行分析，提出了循環作業方式的循環工時及工作面各環節煤流量計算公式，為綜放面工藝設計、設備選型、優化采放工序、提高頂煤回收率和單產提供依據[10-12]。郝利生[11]、申磊[12]采用PFC數值模擬方法，針對大傾角松軟特厚煤層展開了采放工藝優化研究。閻煒[13]、楊玉海[14]為了解煤壁采動裂隙的演化規律，采用了現場實驗和仿真模擬相結合的方法進行研究，并對煤壁失穩現象用滑移線理論進行研究。李紹琿[15]、陳寧[16]、王國勛[17]為總結影響工作面煤穩定性的各種因素，采取了建立了大采高工作面煤壁滑面力學模型，并利用了邊坡穩定性理論和概率分析方法。張釗[18]為得到煤壁的撓度特征和失穩機理，以完整性較好的煤壁作為硏究對象，采用壓桿理論進行了研究分析。

目前，針對超大采高綜采的相關研究較少，本文基于保德煤礦生產地質條件，采用數據統計、理論分析等方法，從煤層賦存條件、覆巖結構、煤層回采率、冒放性、類似礦井大采高情況、經濟效益等方面進行不同開采方法的適應性評價，為保德煤礦高產高效生產提供參考依據，同時為類似礦井的選擇合理開采方法提供方法借鑒。

1 工程背景

1.1 保德煤礦開采方法沿革

保德煤礦是神東煤炭集團所屬骨干礦井之一，目前主采8#煤層，該煤層共分為5個盤區，分別為一盤區、二盤區、三(上)盤區、三(下)盤區和五盤區。

2011年以前，保德煤礦主要采用大采高綜采技術，開采范圍為一盤區全部工作面、二盤區81201工作面～81203工作面、三上盤區81301工作面～81303工作面以及五盤區81501工作面。隨著煤層厚度變厚、煤層傾角變化較大等情況的出現，導致綜采工作面回收率降低、工作面支架穩定性差、易出現強礦壓等問題，在經過綜放開采的可行性論證后在8#煤層應用綜放開采。使用放頂煤開采后發現其優勢和不足之處，優勢主要包括以下方面：①工作面回采率增加；②工作面使用兩柱放頂煤支架，工作阻力高，不會出現片幫、漏頂，礦壓得到了有效控制；③割煤高度低，支架重量小、投資少。不足主要包括以下方面：①工作面多出后方放煤系統，投入增加；②工藝環節及現場管理復雜；③在采用兩柱式放頂煤支架的情況下，支架有效合理作用范圍小，在拉架、放煤過程中將導致支架頂煤漏空，支架合力作用點前移，在低載荷條件下支架容易達到或超過額定工作面阻力，對頂板控制不利。

1.2 地質條件

8#煤層未開采區為二盤區及三(下)盤區，每個盤區計劃布置8個工作面。開采前對該區域煤層及頂底板的情況進行了探測。

1) 煤層厚度。通過對二盤區及三(下)盤區地質打孔，將各鉆孔煤厚進行統計，結果見表1。

表1 計劃開采區煤厚分布統計表Table 1 Statistical table of coal thickness in planned mining area

2) 煤層埋深。對地質鉆孔進行統計，二盤區煤層埋深280.31～555.40 m，平均埋深404.35 m；三(下)盤區煤層埋深320.00～645.82 m，平均埋深497.27 m。

3) 頂底板。8#煤層二盤區直接頂主要為泥巖，厚度3.40～11.33 m，抗壓強度21.4 MPa，底板為細粒砂巖，厚度0.57～2.50 m，抗壓強度26.7 MPa，三(下)盤區直接頂主要為泥巖，厚度0.85～10.35 m，抗壓強度13.8 MPa，底板為泥巖，厚度0.93～7.90 m，抗壓強度22.1 MPa。

2 不同開采方法的礦壓顯現特征

基于保德煤礦前期的開采經驗，一次采全高開采方法條件下的強礦壓顯現頻率和次數均大于綜采放頂煤開采方法，說明不同開采方法下的礦壓顯現規律不同。為了對比不同開采方法下厚煤層工作面的礦壓顯現規律，分別統計8#煤層采用大采高一次采全高與放頂煤開采時，工作面的礦壓礦壓監測數據，結果見表2和圖1。

表2 工作面礦壓監測記錄表Table 2 Monitoring record table of working face mine pressure

由圖1可知，綜放工作面的初次來壓步距以及周期來壓步距均大于大采高綜采工作面。在初次來壓方面，綜放工作面平均來壓步距為61.23 m，大采高綜采工作面平均來壓步距為30.70 m，降低約49.9%；在周期來壓方面，綜放工作面平均來壓步距為20 m，大采高綜采工作面平均來壓步距為9.4 m，降低約53%。綜放工作面周期來壓強度小于大采高綜采工作面，綜放工作面平均周期來壓強度為40.26 MPa，大采高綜采工作面平均來壓強度為46.45 MPa，增大約15.4%。

圖1 綜放工作面與綜采工作面礦壓對比柱狀圖Fig.1 Comparison map of mine pressure between fully mechanized caving face and mining face

因此，綜放工作面由于在放煤過程中頂煤充當了直接頂垮落時的“墊層”，使得工作面的壓力分為了割煤和放煤兩個階段，在頂板來壓時有一部分力將轉換為破煤時的壓力從而減緩來壓強度。同時，由于綜放工作面頂煤放不能完全放出，因此在采空區也可以形成一定的碎漲填充空間，從而使得工作面的來壓步距有所增加，同時使頂板的周期性破斷變為從緩慢的彎曲至最終破斷的過程，這也在一定程度上削弱了周期來壓強度。

3 開采方法適應性評價

為了選擇8#煤層更好的開采方法，從煤層賦存條件、覆巖結構、煤層回采率、冒放性、類似礦井大采高情況、經濟效益等方面進行開采方法的適應性評價。

3.1 煤層賦存條件

1) 煤層厚度。根據煤厚占比數據可知，二盤區煤厚以7～9 m為主，若采用大采高綜采技術，最大采高超過8 m，且8#煤層頂板裂隙發育、完整性差，存在片幫冒頂風險。

2) 煤層埋深。對地質鉆孔資料進行統計，8#煤層二盤區煤層埋280.31～555.40 m，平均埋深404.35 m。三(下)盤區煤層埋深320.00～645.82 m，平均埋深497.27 m，8#煤層埋深變化較大，最大高差達325.83 m。隨著采深的增大，采場圍巖壓力增大，巖層移動更加劇烈，頂板及上覆巖層移動變形強化，因此推測8#煤層在開采過程中工作面及巷道礦壓顯現強度變化較大，采用綜采放頂煤方法具有更強的適用性。

3) 煤層傾角。煤層傾角是影響液壓支架穩定性的重要因素，當煤層傾角較大時，支架上覆巖層的重力切向分量較大，而法向分量較小，使得支架所受側向應力變大，支架穩定性相對減弱；同時，支架所受合力作用線遠離底座，發生重心偏移現象，加劇了支架失穩的可能性。8#煤地層屬單斜構造，根據地質鉆孔鉆探結果，計劃開采區域的煤層傾角普遍在9°左右。在使用大采高支架情況下易發生受力不均、支架傾斜等情況，影響支架穩定性。

4) 煤體強度。煤層強度影響煤壁穩定性最主要的因素。保德煤礦8#煤層呈層狀、線理及條帶結構，塊狀構造，局部內生裂隙發育。經測定，8#煤層抗壓強度為11.2 MPa，普氏系數為1.1，屬軟煤層。若采用大采高綜采工藝時，采高增大，煤壁片幫的危險性高、煤壁控制難度增大，綜采放頂煤開采技術可有效緩解該問題。

5) 瓦斯、煤塵及自燃特性。①根據礦井瓦斯等級鑒定結果，8#煤層礦井絕對瓦斯涌出量為129.03 m3/min，相對瓦斯涌出量為11.20 m3/t，為高瓦斯礦井；②據煤塵爆炸鑒定報告，煤塵具有爆炸性；③8#煤層自燃傾向性等級為Ⅱ類，為自燃煤層。在瓦斯、煤塵及自然發火方面，兩種開采方法均需加強瓦斯、降塵抑爆及防滅火等安全措施的實施及管控工作。

6) 頂底板。該煤層頂底板多為泥巖，抗壓強度低，遇水易軟化，巖石質量指標(RQD)位于28.03%～83.98%，整體穩固性較差。回采時會對工作面頂板控制帶來較大困難，不利于大采高綜采工作面圍巖控制。

7) 地質條件。①地質構造。8#煤層在開采過程中井下揭露斷層共計56條斷層，皆為正斷層，落差全部小于5 m，落差在3～5 m之間的斷層4條，其余斷層落差小于3 m。②裂隙帶。井田裂隙帶較為發育，在生產中揭露11條裂隙帶，均呈組分布，走向與煤層近一致，寬度在80～120 m，間距在100～150 m，裂隙傾角大于70°，裂隙存在層間滑動，受裂隙帶的影響，礦區頂底板較為破碎。③沖刷構造。一盤區沖刷構造在81111工作面和81112工作面靠近切眼段，沖刷體巖性為灰白色中、細砂巖，屬半堅硬型，水平層理較為發育，局部為斜層理。受沖刷影響81111工作面煤層最薄處僅為0.2 m，沖刷體寬度為125 m。三盤區沖刷范圍大，井田內最大寬度2 895 m，受此沖刷構造影響，煤層以及頂板形碎帶嚴重，給掘進及回采帶來困難。

綜合8#煤層賦存條件，二盤區及三(下)煤層較厚，頂底板完整性較差，裂隙較為發育，破碎頂板占比較多，且地質條件復雜，更適合放頂煤開采。

3.2 覆巖結構

大采高綜采面回采過程中，其覆巖失穩運動特征如下所述。

1) 隨著工作面開采范圍增大，頂板垮落后形成懸頂，并周期性斷裂，頂板以“組合梁”的形式存在。

2) 大采高開采空間大，冒落頂板在初始階段密實度較低，在覆巖頂板的載荷作用下采空區冒落頂板壓縮量不斷增大，當頂板的允許下沉空間超過覆巖頂板斷裂失穩的極限下沉量時，破斷塊體間呈非鉸接頂板結構形態直接作用于采空區冒落矸石及下部組合懸梁結構上方。當組合懸梁上方為軟弱頂板巖層，非鉸接頂板結構轉化為組合懸梁結構。當上方頂板巖層硬度較大時，頂板非鉸接結構破斷尺寸較大，破斷頂板塊體向采空區側延伸，受采空區矸石作用面積較大，采空區矸石支撐作用增強，從而減弱了對下方組合懸梁結構的作用。

3) 隨著開采空間的不斷擴大，采空區冒落矸石塊體間的密實度增加，對覆巖頂板破斷運動的支撐作用逐漸增強。非鉸接頂板之上的堅硬巖層斷裂后，破斷塊體間相互擠壓形成鉸接頂板結構。

4) 在頂板鉸接結構上方由于頂板允許的下沉空間很小，因此其上覆頂板巖層為非貫通斷裂，呈彎曲下沉狀態。組合懸梁結構、非鉸接頂板結構是鉸接頂板結構與工作面支架間相互作用的媒介，鉸接頂板結構是影響工作面礦壓顯現的主要因素，非鉸接頂板結構的周期性斷裂失穩，會對工作面產生較小的周期性壓力。

綜放工作面采空區由破碎頂煤和破斷直接頂共同填充，相較于大采高綜采，綜放工作面采空區上方為頂板下沉提供的空間更小，基本頂允許下沉空間小于覆巖頂板斷裂失穩的極限下沉量，基本頂破斷巖塊形成相互鉸接的大變形梁結構。當工作面頂板為極堅硬厚煤層且形成懸臂梁結構時，工作面會在其上位巖層中的較堅硬巖層形成老頂組合平衡巖梁。

煤層性質是綜放面頂板大變形巖梁結構穩定性的決定性影響因素，若上覆巖層傳遞的壓力超過頂煤的承受極限，頂煤卸壓、釋放能量。頂煤完全破碎時，其無法傳遞載荷，起到“墊層”的作用，使頂板運動對支架的影響較小；頂煤不完全破碎時，其仍具備一定的支撐能力，支架受到的頂板壓力受頂煤強度影響較大。

大采高綜采工作面覆巖頂板整體呈現“組合懸梁結構-非鉸接頂板結構-鉸接頂板結構”的結構特征，而綜采放頂煤基本頂破斷巖塊形成鉸接的大變形梁結構，且有頂煤作為緩沖層，可有效減小頂板來壓強度。

3.3 回采率

將二盤區與三(下)盤區煤層厚度統計可知，煤層厚度變化大，當大采高綜采的設計采高不同時，對于煤層是否能夠整層開采影響較大。根據神東礦區大采高應用情況和目前支架的發展情況，分析采高為5.0 m、5.5 m、6.0 m、6.5 m、7.0 m、7.5 m、8.0 m、8.5 m兩個盤區的煤層回收情況，結果如圖2所示。

圖2 不同采高煤層回收率占比Fig.2 Recovery ratio of coal seams with different mining height

由圖2可知，二盤區煤層厚度較大，當設計采高在7.5 m以下時，盤區內一半以上的煤層無法實現整層開采，采用目前最高的液壓支架為8.8 m支架時，盤區內也有19%的區域難以實現整層開采，因此采用大采高綜采技術時可能會造成較大煤炭資源損失；三(下)盤區煤層相對較薄，設計煤層達到6 m以上時，盤區內超過94%的區域可以實現整層開采，但是由于部分區域煤層較薄，采用大采高綜采時，可能存在大量截割巖石的情況，可能造成影響采煤效率、增加設備損壞概率等不良狀況。由此可知，若采用放頂煤開采，既可以割煤，也可以放煤，高度可控，能較好地兼顧提高回收率與減少截割巖石。

3.4 冒放性

影響頂煤冒放性[19-22]的主要因素有埋深、采高、煤厚、煤層強度、頂板巖性及結構、煤層節理、裂隙發育程度、煤層夾矸特征等。

1) 煤層強度。實踐證明，當煤層單軸抗壓強度在5～40 MPa時，適用于放頂煤開采技術的應用，尤其以煤層強度10～20 MPa時放煤效果最佳。保德煤礦8#煤層的單軸抗壓強度為11.2 MPa，適用于進行放頂煤開采。

2) 開采深度。當工作面超前支承壓力峰值大于頂煤極限強度時，則表示采深較大，反之則較小。當開采深度(H)與煤體強度Rc之間滿足式(1)即可認為頂煤能被有效破碎。

H/Rc≥16.57

(1)

8#煤層三(下)盤區煤層平均埋深497.27 m，二盤區煤層平均埋深404.35 m，二盤區與三(下)盤區煤層開采深度與煤體強度Rc的比值分別為為36.10、44.39，結果表明8#煤層的冒放性良好。

3) 頂板巖性。頂板巖性是頂煤冒放性的主要影響因素，頂板巖層較堅硬時有利于頂煤的破碎；頂板巖層較松軟時，頂板冒放性較好，有利于頂煤放出，但是不利于頂煤破碎。綜合分析后，認為以粉砂巖、中粗砂巖為主的中硬頂板，最有利于頂煤的冒落與放出。8#煤層頂板的抗拉強度在1.5～3.4 MPa之間，頂板穩固性較差，巖石質量狀態多為較差類型，有利于頂煤放出。

4) 煤層厚度。頂煤在支承壓力和支架擾動的綜合作用下破碎成散體，其中超前支撐應力是頂煤破碎的主要因素，支架僅對其上方2 m左右的頂煤產生影響。一般認為，采放比為1∶1～1∶2時，較適宜頂煤放出，以采煤高度為3.0～3.5 m計算，當煤層厚度為3～7 m時，較適合采用放頂煤方法。8#煤層二盤區煤層平均厚度8.21 m。三(下)盤區煤層厚度平均6.75 m，設計采高為3.0～3.5 m時，三(下)盤區頂煤度為3.25～3.75 m，采放比為1∶0.93～1∶1.25；二盤區頂煤厚為4.71～5.21 m，采放比為1∶1.35～1∶1.74。因此，8#煤層的采放比較為適合頂煤破碎和放出。

5) 節理裂隙發育程度。根據保德煤礦8#煤層的揭露情況來看，該煤層裂隙主要在中上部發育，呈條帶狀，裂隙間距約為150 m；裂隙帶傾向和走向發育特征與煤層方向接近，裂隙傾角多小于50°。綜合來看，8#煤頂煤裂隙發育較充分，有利于頂煤冒放。

6) 夾矸厚度與硬度。頂煤夾矸是影響頂煤放出的不利因素，夾矸對頂煤冒放性的影響包括巖性、硬度、厚度、層數等。一般而言，當夾矸厚度大于300 mm時夾矸對頂煤影響較大，頂煤冒放性極差。8#煤結構較為復雜，一般含夾矸3～4層，夾矸總厚平均1.38 m，夾矸厚度較厚，對頂煤冒放性產生影響較大，但是夾矸巖性以泥巖為主，夾矸強度較弱，降低了夾矸厚度對冒放性的影響。

3.5 大采高工程類比

選取神東礦區的上灣煤礦、補連塔煤礦、大柳塔煤礦大采高綜采工作面，將煤層賦存條件與保德煤礦進行對比，對比結果見表3。

表3 煤層及頂底板條件Table 3 Coal seam and roof and floor conditions

上灣煤礦、補連塔煤礦、大柳塔煤礦采用7.0～8.8 m大采高綜采工藝，在生產過程中，工作面均存在片幫漏頂等情況，其中上灣煤礦尤為明顯。保德煤礦計劃開采區域煤層厚度變化范圍大，普氏系數較其他礦井大幅降低，且埋深由其他三個實例工作面平均200.00 m左右增加至497.27 m，更加不利于大采高綜采安全生產。

3.6 經濟效益分析

1) 煤炭產出效益。根據二盤區、三(下)盤區大采高綜采回采率計算結果及綜放開采回采率統計，若采用8.8 m大采高綜采技術，則可多回收煤共計781.2萬t，噸煤利潤按照15元進行計算，共產生約1.17 億元經濟效益。

2) 設備投入。若采用大采高綜采技術，則工作面液壓支架、采煤機、刮板輸送機等均需要按照配套系統進行更換，按照目前國內市場價進行估算，需投入3.6億元左右設備更新費用。

3) 巷道擴修及掘進費用。由于大巷及相關回采巷道尺寸目前無法滿足大采高綜采設備運輸需求，需根據大采高綜采設備尺寸進行擴修。根據國能神東煤炭集團提供的相關巷道尺寸要求，大采高綜采產生的巷道擴修成本1.07億元，新掘巷道成本6 025.56萬元。

若采用大采高技術，由煤炭產生的經濟效益為1.17億元，但多花費3.6億元設備更新費用、1.07億元擴修巷道費用，6 025.56萬元新掘巷道費用，收益遠小于投入。

3.7 綜合評價結果分析

上述分析表明，在煤炭資源回收率方面，若使工作面回采率符合相關規定，二盤區設計采高需達到8.5 m、三(下)盤區需達6.5 m以上，在同一配套8.8 m大采高液壓支架，由于煤層傾角9°、煤層及頂底板較軟弱、斷層構造多，8.8 m大采高液壓支架和煤壁的穩定性差，大采高綜采工作面安全生產風險較高。

4 結 論

根據8#煤層二盤區與三(下)盤區煤層、構造、頂底板、抗壓強度等因素，該區域地質類型屬復雜類型。通過礦井3個綜放工作面及2個大采高工作以及類似礦井的礦壓統計分析，綜放相比大采高工作面，初次來壓和周期來壓的強度都有所降低。經過經濟對比，未開采區采用大采高開采時投入大于收益。綜合分析認為，二盤區和三(下)盤區從技術、經濟、安全等方面，綜采放頂煤開采優于大采高綜采采煤法。