何 峰，于 洋，任天嬌，于永江，楊 逾

（1.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 力學(xué)與工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000；2.中國建筑有限公司 第五工程局，湖南 長沙 410000）

0 引言

復(fù)采即二次開采，復(fù)采較正規(guī)開采技術(shù)難度大，主要是存在一些不確定因素，如頂板未冒落、存在空洞、內(nèi)部有積水或其它有毒有害氣體；或是已冒落或局部冒落的巖石未形成再生頂板，或冒落矸石松散堆積，在復(fù)采過程中存在頂板不穩(wěn)定，壓力集中等現(xiàn)象，給巷道掘進與工作面開采帶來較大困難.復(fù)采后被煤層破壞情況見圖1.

圖1 巷采后被煤層破壞Fig.1 damaged by coal seam after Roadway Mining

近年來，諸多學(xué)者研究綜放開采煤矸分界線、放出體形態(tài)規(guī)律及采放比、工作面傾角、放煤步距、放煤順序和合理放煤時間等多種因素對頂煤采出率和含矸率的影響[1-2].王家臣[3]等基于BBR 理論，進行理論推導(dǎo)、相似模擬和數(shù)值模擬，推動放頂煤理論的發(fā)展.王家臣[4]等建立了統(tǒng)一研究煤巖分界面、頂煤放出體、頂煤采出率和含矸率4 要素的BBR 研究體系，提出可用拋物線擬合煤巖分界面，大致計算放出體體積；分析放出體發(fā)育過程，指出頂煤放出體是一被支架掩護梁所切割的切割變異橢球體.王家臣[5]等引用散體介質(zhì)力學(xué)中B-R 模型，通過數(shù)值模擬和物理實驗的方式，得到重力加速度修正系數(shù)，對B-R 模型進行改進，得出不同頂煤厚度合理放煤時間.王學(xué)濱[6]等采用FLAC3D模擬在大變形模式下留頂厚度對復(fù)采工作面頂板、底板位移、最大主應(yīng)力和最小主應(yīng)力等參數(shù)的影響及演化規(guī)律.模擬結(jié)果對該礦復(fù)采留頂厚度選擇及復(fù)采成功提供了理論依據(jù).武曉敏[7]從散體介質(zhì)力學(xué)入手，分析臨界孔口尺寸與頂煤顆粒關(guān)系，建立頂煤成拱判據(jù)，通過分析煤矸分界線演化規(guī)律，得出頂煤遺留采空區(qū)的原因.

基于復(fù)采面地質(zhì)特征[8]，本文建立復(fù)采面過空巷、采空區(qū)物理模型，開展松散煤矸分界線、煤矸粒子位移和煤柱垮落層運移規(guī)律的實驗研究.

1 復(fù)采工作面放煤類型

綜放復(fù)采分為在巷柱式、巷放式及殘柱式等采煤法.依據(jù)煤巖賦存條件不同，復(fù)采放煤情況：①實體煤工作面放煤；② 空巷下工作面放煤，見圖2；③采空區(qū)下工作面放煤，見圖3.

圖2 空巷下復(fù)采面上覆煤矸運移示意Fig.2 sketch of overlying coal gangue movement in re-mining face of empty roadway

圖3 采空區(qū)下復(fù)采面上覆煤矸運移示意Fig.3 schematic diagram of coal gangue migration on the overlying face under goaf

2 復(fù)采工作面煤矸運移規(guī)律相似實驗

2.1 基本假設(shè)

（1）煤所受到壓力不大，因此各塊體在運動過程中可視為準剛體；（2）煤壁前方支承壓力不影響支架上方已破碎頂煤的放出；（3）正常開采期間，不發(fā)生煤壁片幫和端面冒漏事故[9].

2.2 復(fù)采煤層煤矸運移規(guī)律相似模型實驗

松散煤矸運移實驗裝置組成：模型架、支架、插板，見圖4.模型架是自主研發(fā)的模擬復(fù)采煤層巷道放煤的專用實驗架，模型架長500 mm、寬110 mm，高800 mm，前后有固定的玻璃擋板，一方面可以限制縱向位移，另外也便于觀測和拍照.模型中鋼板模擬煤層頂?shù)装澹摪宓某槌隹勺岉斆嚎迓渥饔迷谙路街Ъ苌?

圖4 松散煤矸運移實驗裝置Fig.4 experimental device for top coal caving

2.3 實驗方案

根據(jù)循環(huán)進尺和模擬的放煤步距進行移架和放煤，放煤模擬過程如下：

（1）在模型下部的采高空間內(nèi)安設(shè)放煤支架.并將相似材料分層堆砌在支架上方的抽板上，比例為1:100，材料厚度及半徑見表1.

表1 模型厚度及材料半徑Tab.1 ratio and dosage of similar materials

（2）嚴格按照相似理論在模型上回采，每1 h回采一次，每次推進2.5 cm，按此速度開挖模型，直到工作面達到充分采動為止.有條件的放煤（必須有煤到達放煤口處），打開支架窗口，把頂煤放出.待含矸率達到50%以上時關(guān)閉放煤窗口，記錄放煤時間及觀測煤矸分界線形態(tài)，含矸率為含矸體積分數(shù)，以下同.

（3）按設(shè)計的移架步距前移放煤支架.重復(fù)（2）～（3）.放煤結(jié)束后，分別對放出的煤量與丟在采空區(qū)的煤量進行稱量計算，在同一條件下重復(fù)試驗5 次.

實驗過程中觀測頂煤及矸石的移動和放出規(guī)律，分析復(fù)采低位放煤支架放煤區(qū)上方頂煤的下落過程，掌握不同放煤工藝參數(shù)下的煤矸流場形態(tài).

3 復(fù)采工作面煤矸運移要素分析

運移要素[10]包含：煤矸分界線、煤柱垮落層、煤矸粒子.

（1）煤矸分界線 煤矸分界線的形成：人為開采導(dǎo)致原本分層明顯的巖層，呈現(xiàn)規(guī)則或者不規(guī)則區(qū)別于原有形態(tài)的巖層.隨著工作面的推進，分界線形態(tài)的變化直接影響到頂煤的回收利用.

（2）煤柱垮落層 由于支架的影響，部分垮落煤柱破碎后因流動性較大，會在支架后方堆積，導(dǎo)致支架頂端形成空腔，造成支架工作阻力為零，直接頂與后方垮落的老頂搭接呈拱，滯留于工作面后方.

3.1 煤矸分界線演化規(guī)律

由圖5（a）、圖5（e）可知，初次放煤，煤矸分界線由初始分界線下移，初期煤矸分界線較為圓滑，煤層與矸層分層明顯，無混矸現(xiàn)象.放煤初期，矸石無法穿越煤層到達放煤口，煤矸分界線此時位移方向豎直向下.

由圖5（b）、圖5（f）可知，隨著工作面向前推進，煤矸分界線呈現(xiàn)出混矸現(xiàn)象，在圖中凹陷處分界線內(nèi)側(cè)，混入少量矸石，放煤中期，矸石自重較大，后部矸石在移動支架時，迅速到達放煤口，形成“漏斗”狀分界線，此時分界線后方遺留的煤炭無法回收.

由圖5（c）、圖5（g）可知，經(jīng)過空巷后，頂部矸石大量入侵煤體，煤矸分界線出現(xiàn)不規(guī)則的“漏斗”狀，凹陷方向沿支架一側(cè)，空巷垮落導(dǎo)致，矸石進一步入侵，阻擋工作面前方煤柱到達放煤口，煤矸分界線后方煤炭進一步難以放出，導(dǎo)致大量滯留采空區(qū).支架后部矸石呈拱，也導(dǎo)致后部煤炭無法進一步放出.

由圖5（d）、圖5（h）可知，當經(jīng)過第2 個煤柱時，煤柱垮落至支架后上方，被頂板冒落的巖石包裹，而支架后方矸石呈拱導(dǎo)致垮落煤柱無法順利到達放煤口，此時支架上方煤矸分界線呈不規(guī)則橢圓形，支架后方煤矸分界線呈不規(guī)則“漏斗”狀.

圖5 空巷工作面煤矸分界線隨推進步變化Fig.5 change of coal gangue boundary along with pushing progress in empty roadway working face

由圖6（a）～圖6（e）可知，初次放煤，煤矸分界線由初始分界線下移，初期煤矸分界線較為圓滑，煤層與矸層分層明顯，無混矸現(xiàn)象.放煤初期，矸石無法穿越煤層到達放煤口，煤矸分界線此時位移方向豎直向下.

由圖6（b）～圖6（f）可知，隨著工作面向前推進，煤矸分界明顯，放煤中期，矸石自重較大，后部矸石在移動支架時，由于煤柱垮落層較厚，矸石未能穿越該層到達放煤口，形成“漏斗”狀分界線，但放煤口后方少量遺煤由于前部煤炭的阻擋無法放出.

由圖6（c）～圖6（g）可知，經(jīng)過采空區(qū)時，頂部矸石大量入侵采空區(qū)內(nèi)，煤矸分界線出現(xiàn)不規(guī)則的“波浪”狀，凹陷方向沿支架一側(cè)，采空區(qū)上部矸石垮落導(dǎo)致矸石進一步入侵，煤矸分界線后方煤炭進一步難以放出，導(dǎo)致大量滯留采空區(qū).

由圖6（d）～圖6（h）可知，放煤時，煤柱垮落至支架后上方，被頂板冒落的巖石包裹，而支架后方矸石呈拱導(dǎo)致垮落煤柱無法順利到達放煤口，此時支架上方煤矸分界線呈不規(guī)則“波浪”狀，支架后方煤矸分界線呈“漏斗”狀.

圖6 采空區(qū)工作面煤矸分界線隨推進步變化Fig.6 change of coal gangue boundary along with pushing progress in goaf working face

3.2 煤矸顆粒運移位移

在工作面推進過程中，支架每移動1 次，記錄1#～8#監(jiān)測點離煤層底板的距離，繪制監(jiān)測點位移隨推進步變化，見圖7.以煤柱中位線為分界線，其上為上位頂煤，其下為下位頂煤.圖7 可以，看出損失的頂煤主要來源于煤矸分界線處的上位頂煤，下位頂煤很少，可見在放落過程中，下位頂煤由于和上位頂煤為同介質(zhì)體，因此在流動過程中流動速度及規(guī)律類似；矸石和上位頂煤在剛開始放煤過程中未出現(xiàn)混矸，隨著頂煤的放落，在后期放煤過程中由于矸石密度大于煤體，逐漸出現(xiàn)矸石混入煤體中并先于上位頂煤冒落放煤口，造成上位頂煤損失.因此說明了頂煤損失過程及機理.

圖7 監(jiān)測點位移隨推進步變化Fig.7 change of displacement of monitoring point with push progress

3.3 煤柱垮落層與放煤要素關(guān)系

頂煤放出過程表明，煤柱垮落層厚度及范圍是衡量放煤效果的重要標志，該厚度與放出體質(zhì)量、含矸率密切相關(guān)，放出體中煤炭由煤柱垮落層發(fā)育而來，當放出體在煤柱垮落層以內(nèi)時，放出的煤為純頂煤；當放出體在煤柱垮落層之外時，放出體就會含有部分巖石并放出，巖石成為頂煤中混入的矸石.在混入巖石后關(guān)閉放煤口，如果放出體還沒有包含煤巖分界面附近的部分頂煤，則這部分頂煤就無法放出，形成了頂煤損失，遺留在采空區(qū).煤柱垮落層厚度h與放出質(zhì)量C、放煤時間t、回采率p、煤炭損失質(zhì)量l的實驗數(shù)據(jù)擬合曲線見圖8～圖11[11-15].

圖8 煤柱垮落層厚度與放出質(zhì)量Fig.8 coal pillar caving layer thickness and coal release(C/h)

圖9 煤柱垮落層厚度與放煤時間Fig.9 thickness and time of coal pillar caving layer

圖10 煤柱垮落層厚度與回采率Fig.10 thickness of coal pillar caving layer and recovery rate

圖11 煤柱垮落層厚度與損失質(zhì)量Fig.11 thickness and loss of coal pillar caving layer

煤柱垮落層厚度h與放出質(zhì)量C擬合公式

煤柱垮落層厚度h與放煤時間t擬合公式

煤柱垮落層厚度h與回采率p擬合公式

煤柱垮落層厚度h與損失質(zhì)量l擬合公式

由圖8～圖11 可以看出：煤柱垮落層厚度小于3 m 時與放出煤質(zhì)量、放煤時間及回采率呈正相關(guān)，與煤炭損失質(zhì)量呈負相關(guān)；煤柱垮落層厚度趨于3 m時放煤時間增強趨勢漸緩，放煤時間增長趨勢增加.得出結(jié)論：隨著垮落層厚度的增加，回采率迅速增加，放煤時間趨于穩(wěn)定.

4 復(fù)采放煤工藝煤炭損失分析

放煤過程遵循原則：放煤方法采用有條件的放煤（必須有煤到達放煤口時）以及有條件的終止放煤（含矸率超過一定數(shù)值）.分別取各次移架后的放煤量與含矸率的平均值.研究三者之間的關(guān)系[16].

4.1 空巷工作面含矸率、放煤質(zhì)量與移架次數(shù)關(guān)系

空巷放煤量、含矸率及移架次數(shù)關(guān)系見圖12.

圖12 空巷放煤質(zhì)量、含矸率及移架次數(shù)關(guān)系Fig.12 relationship between coal caving amount,gangue content and shifting times of empty roadway

由圖12 可知：（1）放煤質(zhì)量與含矸率呈負相關(guān)，隨著移架次數(shù)增加，單架放煤質(zhì)量總體呈下降趨勢，含矸率呈增長趨勢[17].

（2）首次放煤質(zhì)量最大，達到5.53 kg，此時含矸率最低為0.21%，這是由于首次放煤時，支架上方煤炭與矸石分層明顯，隨著工作面不斷推進，煤炭與矸石混合度上升，放煤質(zhì)量逐漸降低.工作面經(jīng)過空巷區(qū)域時，放煤質(zhì)量最低為0.32 kg，而含矸率達到50%.

（3）空巷對放煤質(zhì)量及含矸率有顯著的影響，由于空巷的影響，放煤質(zhì)量與含矸率呈周期性波動，具體表現(xiàn)在過空巷前后，放煤質(zhì)量顯著降低而含矸率急劇增加，這是由于空巷的存在，煤矸分界面向采空區(qū)一側(cè)凹陷，從而使大量矸石堆積放煤口，阻擋煤炭進一步放出，此時矸石占據(jù)放出體的大部分區(qū)域.

4.2 采空區(qū)工作面含矸率、放煤質(zhì)量與移架次數(shù)關(guān)系

采空區(qū)放煤質(zhì)量、含矸率及移架次數(shù)關(guān)系見圖13.

圖13 采空區(qū)放煤質(zhì)量、含矸率及移架次數(shù)關(guān)系Fig.13 relationship between coal caving amount,gangue content and shifting times of goaf

由圖13 可知：

（1）放煤質(zhì)量與含矸率呈負相關(guān)，隨著移架次數(shù)增加，單架放煤質(zhì)量總體呈下降趨勢，含矸率呈增長趨勢.過采空區(qū)之后，單架放煤質(zhì)量總體呈上升趨勢，含矸率呈下降趨勢[18-19].

（2）首次放煤質(zhì)量最大，達到6.43 kg，此時含矸率最低為0.35%，這是由于首次放煤時，支架上方煤炭與矸石分層明顯，隨著工作面不斷推進，煤炭與矸石混合度上升，放煤質(zhì)量逐漸降低.工作面經(jīng)過空巷區(qū)域時，放煤質(zhì)量最低為0.12 kg，而含矸率達到67%.

（3）采空區(qū)對放煤質(zhì)量及含矸率有顯著的影響，由于采空區(qū)的影響，采空區(qū)下放煤質(zhì)量很低，具體表現(xiàn)在過采空區(qū)前后，放煤質(zhì)量顯著降低而含矸率急劇增加，這是由于采空區(qū)的存在，采空區(qū)內(nèi)原先存在的冒落矸石與移架前冒落頂板混合，煤矸分界線向采空區(qū)一側(cè)凹陷，從而使大量矸石堆積放煤口，阻擋煤炭進一步放出，此時矸石占據(jù)放出體的大部分區(qū)域.

根據(jù)上述實驗數(shù)據(jù)可見，采空區(qū)及空巷對放煤量及含矸率影響巨大，應(yīng)當提前探明采空區(qū)及空巷位置.

5 結(jié)論

通過復(fù)采工作面上覆松散煤矸運移規(guī)律實驗，建立復(fù)采工作面過空巷、采空區(qū)物理力學(xué)模型，分析運移要素煤矸分界線、煤矸顆粒位移、煤柱垮落層運移規(guī)律得到：

（1）煤矸分界線形態(tài)變化規(guī)律：空巷工作面支架上方煤矸分界線呈不規(guī)則橢圓形，支架后方煤矸分界線呈不規(guī)則漏斗狀.采空區(qū)工作面煤矸分界線出現(xiàn)不規(guī)則的“波浪”狀，凹陷方向沿支架一側(cè).工作面上部矸石入侵導(dǎo)致煤矸分界線后方煤炭難以進一步放出.

（2）煤矸顆粒位移及頂煤損失及演化過程：前期放煤時，煤體顆粒運移速度大于矸石顆粒，下位頂煤損失較少，后期放煤矸石顆粒密度大于煤體，矸石運移先于煤體到達放煤口，損失的頂煤主要來源于煤矸分界線處的上位頂煤，下位頂煤很少.

（3）煤柱垮落層與放煤要素關(guān)系：煤柱垮落層厚度與放出煤質(zhì)量、放煤時間及回采率呈正相關(guān)，與煤炭損失質(zhì)量呈負相關(guān).隨著垮落層厚度的增加，回采率迅速增加到95%，無限接近100%，放煤時間穩(wěn)定在50 s 左右.得到了煤柱垮落層厚度與放出質(zhì)量、放煤時間、回采率、煤炭損失質(zhì)量擬合方程.

（4）復(fù)采工作面含矸率、放煤質(zhì)量與移架次數(shù)的關(guān)系：受空巷和采空區(qū)的影響放煤質(zhì)量與含矸率呈周期性波動且呈負相關(guān)，在過空巷和采空區(qū)前后，放煤量顯著降低而含矸率急劇增加.工作面經(jīng)過空巷區(qū)域時，放煤質(zhì)量最低為0.32 kg，而含矸率達到50%，經(jīng)過空巷區(qū)域時，放煤質(zhì)量最低為0.12 kg，而含矸率達到67%.