高文龍

（晉能控股地煤樹兒里煤業(yè)有限公司，山西 左云 037100）

0 引言

據統(tǒng)計，我國已探明的煤炭儲量中，厚煤層儲量占比44 %，且每年井工開采的煤炭資源中，有45 %以上來自厚煤層。目前綜合機械化一次采全高的安全開采高度為7 m 左右，對于10 m 以上的煤層，綜放是首選的開采方式。與一次采全高相比，綜放開采產量高、成本低。但由于一次采煤高度的增加，綜放工作面上覆巖層活動空間大，礦壓顯現(xiàn)劇烈，工作面片幫、冒頂發(fā)生機理高，瓦斯涌出量大，對生產造成了嚴重影響[1-3]。同煤集團綜放開采煤層厚度達11.2 m，開展綜放開采礦壓觀測及顯現(xiàn)規(guī)律研究對實現(xiàn)煤礦安全生產具有重要意義。

1 工程概況

1.1 地質條件

樹兒里煤礦8206 工作面所采煤層為19+22 號煤，煤層結構復雜，煤層最大厚度12.3 m，最小10.1 m，平均11.2 m，煤層傾角7.42°～10.65°，平均9.1°，普遍有3 層夾石，厚0.4～3.0 m。地面標高為+1 422～1 435 m，工作面標高+1 227～1 255 m，平均埋深188 m。煤層頂底板巖性如圖1 所示。

圖1 煤頂底板巖性

1.2 生產條件

8206 工作面采用單一走向長壁后退式采煤方法，綜合機械化低位放頂煤開采的采煤工藝，工作面采用全部垮落法管理頂板。根據東盤區(qū)布置狀況考慮，8206 工作面傾向長度為105 m，距東盤區(qū)回風巷留設50 m 保護煤柱，可采走向長度740 m。采煤機截深0.8 m，割煤高度為3.3 m，放煤厚度為7.9 m，采放比1∶2.39。工作面主要設備見表1。

表1 8206 工作面主要設備

液壓支架分3 種：端頭支架、過渡支架、中間架，主要的技術參數見表2。

表2 液壓支架類型和參數

2 礦壓觀測及規(guī)律分析

2.1 觀測內容及測站布置

2.1.1 觀測內容

在工作面回采過程中，隨時記錄日推進度，以及推進過程中的支架工作阻力信息，同時采用鋼板尺、鋼卷尺等觀測記錄工作面回采過程中端面頂板冒頂片幫情況，具體包括端面頂板冒高、冒寬、冒長，冒落巖塊的幾何尺寸及煤壁片幫深度、長度，片幫類型等。支架工作阻力監(jiān)測采用山東尤洛卡公司生產的KJ216 型自動在線監(jiān)測系統(tǒng)。

2.1.2 測站布置

將工作面分為上、中、下三部分，對應的支架號為1-25 號、26-50 號和51-73 號，測站分別布置在15、35、55 號支架處，測站支架每天記錄支架工作面阻力和片冒情況，其他支架主要記錄片冒情況。

2.2 工作面初撐力統(tǒng)計

工作面開始回采后即對支架工作阻力進行觀測，部分支架初撐力統(tǒng)計見表3。

由表3 可以看出，與額定初撐力相比，巷道中部支架的初撐力偏低，上部和下部支架初撐力普遍達到98 %以上，而中部35 號支架僅為94 %。支架初撐力低，容易導致支架對頂板的控制效果差，容易出現(xiàn)煤壁片幫、頂板冒落等嚴重問題。

表3 部分支架初撐力統(tǒng)計

2.3 工作面來壓步距

通過記錄工作面推進150 m 中的液壓支架工作阻力變化和片冒情況，分析得出8206 工作面的來壓步距結果見表4。

表4 工作面來壓步距統(tǒng)計

由表4 可以看出，150 m 范圍內8206 綜放工作面共來壓5 次。初次來壓步距在35.1～38.3 m 之間，平均步距36.5 m，工作面上部首先來壓，工作面中部來壓步距最大。工作面上、中、下部周期來壓幾乎同步，來壓步距相差較小，平均步距為23.7 m。

2.4 工作面片冒信息統(tǒng)計

由工作面片冒觀測結果可以看出，8206 綜放工作面上部片幫范圍主要集中在0.5 m 以下，占比90%以上，沒有發(fā)生大于1 m 的片幫情況。冒頂范圍較小，絕大部分小于0.25 m，未發(fā)生大于0.75 m 的冒頂。工作面回采過程中應以片幫控制為主。

工作面中部片幫在0.25 m 以下占比為53 %，0.25～0.50 m 范圍內的片幫占比為26%，最大片幫達到1.16 m，并且出現(xiàn)了冒頂大于0.75 m 的占比達到5.4%，1 m 以上的冒頂占比0.7 %，對該部分煤壁應加強管理，避免出現(xiàn)事故。

工作面上部片幫范圍主要在0.5 m 以下，占比95%，最大冒頂范圍為0.68 m，未發(fā)生大面積片幫冒頂，煤壁穩(wěn)定性較好。

綜合分析，8206 工作面上部和下部煤壁穩(wěn)定性較好，大面積冒頂主要發(fā)生在工作面中部區(qū)域，在以后的開采中應加強中部的端面煤巖體控制，尤其在來壓期間，應保證支架工作阻力，同時及時伸出護幫板，必要時采取注漿加固的措施。

2.5 冒漏頂與支護參數統(tǒng)計關系

以控制片幫為目標，以支架工作狀態(tài)（端面距、頂梁臺階以及支架工作阻力）等為自變量，采用MATLAB 軟件對觀測結果進行回歸分析，其中支架工作阻力對片幫的影響最大，相關性關系如圖所示。

圖2 片幫深度與支架液壓相關性關系

由圖可以看出，8206 綜放工作面片幫與支架工作阻力為倒冪函數相關性關系，加大支架工作阻力有利于工作面片幫的控制。對于放頂煤工作面，由于頂煤的存在，對頂板的控制效果有限，放落的頂煤吸收了部分支架阻力所做的功，進一步降低了整個支護系統(tǒng)的穩(wěn)定性，使得支架性能不能充分發(fā)揮，無法避免片幫、甚至冒頂的發(fā)生。

3 數值模擬分析

3.1 模型的建立

UDEC 離散單元法數值計算軟件對8206 工作面推進過程中煤體中的應力和位移變化特征進行模擬分析，在此基礎上，討論端面頂煤失穩(wěn)的影響因素和控制效果[4-5]。

圖3 數值模擬計算模型

計算模型選取工作面的推進方向（水平方向）為x 軸，豎直方向為y 軸。煤層厚度、割煤高度、放煤高度，按照實際情況選取，割煤高度3.3 m，放煤7.9 m。模型尺寸為90 m×35 m，如圖3 所示。圍巖本構關系采用摩爾──庫侖模型。直接頂塊度為0.5 m×0.5 m，基本頂的斷裂步距取36 m，模擬塊度為6.0m×2.0 m。為較好地模擬煤壁片幫，煤壁劃分傾斜裂隙，傾角為60°×120°，塊度為0.25 m×0.25 m。

該采區(qū)平均采深為188 m，煤層平均厚度為10.84 m，采用傾斜長壁后退式全部垮落綜合機械化放頂采煤法，工作面設計采高確定為3.3 m，采放比為3.3∶（10.84-3.3）=1∶2.28。在對現(xiàn)場狀況進行簡化和抽象的基礎上，計算模型在縱向設為水平模型，具體討論端面頂煤失穩(wěn)的影響因素和控制效果。

模擬計算過程為：

1）對巖層各個參數賦值，添加邊界條件，運行至模型的平均不平衡力為最大不平衡力的1/10000，使其處于原巖應力狀態(tài)。

2）沿邊界開采一定距離，不大于初次來壓步距，形成一個相對穩(wěn)定的結構。

3）正常開挖煤層，過程為割煤─降架─移架─升架─放煤-割煤，分析其中的應力場和位移場變化。

3.2 位移場分析

工作面初次來壓時的位移場分布云圖如圖所示。由模擬結果可以看出，工作面在回采過程中，工作面前方煤體內的原有裂隙不斷發(fā)育，次生裂隙不斷產生并擴展。工作面前方受采動影響產生的裂隙按位移量的大小可分為3 個部分：

1）原生裂隙張開區(qū)。該區(qū)域處于遠離煤壁的位置，最開始受到采動的影響，煤體內的原生裂隙在超前支承壓力的影響下逐漸開始擴展。在該區(qū)域內，裂隙的數量增加不多，原來閉合的裂隙逐漸呈張開狀。

2）次生裂隙發(fā)育區(qū)。隨著逐漸接近工作面位置，該區(qū)域內的煤體受采動影響的程度大，在原生裂隙擴展的基礎上，次生裂隙增多，雖然單條裂隙的張開量不大，但由于基數大，總張開量較大，并且裂隙之間相互貫通，此區(qū)域以水平位移為主，方向為采空區(qū)方向。

3）大變形區(qū)。該區(qū)域距離煤壁最近，煤體在宏觀上仍然連續(xù)，內部的原生和次生裂隙貫通程度高，已經將其切割為具有某種聯(lián)系的塊體。該區(qū)域內裂隙數量達到頂峰，煤壁上部煤體極易發(fā)生轉動，位移以垂直方向為主，片幫幾率增加。

3.3 頂板應力場場分析

工作面初次來壓時的應力場分布云圖如圖所示。由模擬結果可以看出，8206 綜放工作面應力場分布具有如下特征：

1）工作面煤壁內存在不同的應力區(qū)。煤壁上部分以拉應力區(qū)為主，下部分以壓應力區(qū)為主，在拉應力的影響下，煤壁上部分極易失穩(wěn)片幫。

圖4 工作面位移場云圖

2）工作面周期來壓期間，端面煤巖體的應力集中程度高，頂煤破碎，在拉應力及自重的影響下沿裂隙法線方向失穩(wěn)。上部煤體的失穩(wěn)造成應力狀態(tài)迅速改變，拉應力區(qū)向煤壁中部發(fā)展，若不及時處理，將造成大范圍端面冒落。

圖5 工作面應力場云圖

3.4 端面距對端面穩(wěn)定性影響

在實際生產中，端面距對端面煤巖體的穩(wěn)定性具有較大的影響[6-7]。數值模擬中，利用頂梁前端到煤壁處的距離即梁端距來間接作為端面距。模擬計算可得，不同梁端距與端面穩(wěn)定性的關系如圖所示。

圖6 梁端距與端面穩(wěn)定性關系

由圖可以看出，端面煤巖體的穩(wěn)定性受端面距的影響較大。距離越大，煤巖體穩(wěn)定性越差，片幫、冒頂發(fā)生的幾率及范圍均增大。當端面距小于0.75 m時，端面煤巖體穩(wěn)定性較好，幾乎沒有片幫和冒頂的發(fā)生。當端面距達到1.0 m 時，端面出現(xiàn)失穩(wěn)情況，片冒深度最大為0.65 m，在端面形成了冒落拱，并且拱的兩翼坡度較緩，仍具有一定的自穩(wěn)能力。當端面距達到1.25 m 時，端面失穩(wěn)有情況加劇，冒頂高度和片幫深度達到1.0 m，端面位置形成兩翼陡急的冒落拱，端面已經難以控制，極易發(fā)生更大范圍的片冒，需要采取一定的措施。

4 結 論

1）工作面中部支架初撐力偏低，由此造成工作面中部片幫冒頂相對較為嚴重。在工作面回采中應加強對中部支架檢修，保證初撐力，提高工作阻力。

2）8206 工作面上部首先來壓，中部來壓步距最大，平均初次來壓步距為36.5 m，工作面上、中、下部周期來壓幾乎同步，平均步距為23.7 m。

3）工作面前方受采動影響產生的裂隙按位移量的大小可分為原生裂隙張開區(qū)、次生裂隙發(fā)育區(qū)和大變形區(qū)3 個部分。大變形區(qū)內裂隙數量最大，煤壁上部煤體極易發(fā)生轉動，位移以垂直方向為主，片幫幾率增加。

4）工作面煤壁上部分以拉應力區(qū)為主，下部分以壓應力區(qū)為主，工作面周期來壓期間，端面煤巖體的應力集中程度高，頂煤破碎，在拉應力及自重的影響下沿裂隙法線方向失穩(wěn)，誘發(fā)片幫。

5）支架端面距是影響端面煤巖體穩(wěn)定性的重要因素，實際生產中，端面距應控制在0.5 m 以內，有利于保證端面煤巖體的穩(wěn)定。