祝凌甫

(1.天地(榆林)開(kāi)采工程技術(shù)有限公司，陜西 榆林 719000；2.中煤科工開(kāi)采研究院有限公司，北京 100013；3.煤炭科學(xué)研究總院開(kāi)采研究分院，北京 100013)

厚煤層賦存量在我國(guó)煤炭?jī)?chǔ)量中的占比達(dá)到40%～46%[1-2]，厚煤層開(kāi)采方法分為分層開(kāi)采及一次采全厚開(kāi)采，其中，分層開(kāi)采掘進(jìn)量大，工作面搬家倒面次數(shù)多，分層巷道受多次采動(dòng)影響，巷道維護(hù)困難[3]。20世紀(jì)80年代以來(lái)，綜合放頂煤開(kāi)采技術(shù)不斷優(yōu)化提升，成為厚煤層開(kāi)采的首選方案。但實(shí)際應(yīng)用一次采全厚采煤法時(shí)，也伴隨著一系列問(wèn)題，如開(kāi)采空間過(guò)大導(dǎo)致基本頂塊體運(yùn)動(dòng)下沉量增大；工作面煤壁處斷面冒頂現(xiàn)象增多，也導(dǎo)致礦壓顯現(xiàn)劇烈、支架工作阻力迅速增大，出現(xiàn)壓架事故等。劇烈的礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象普遍存在于放頂煤工作面和大采高工作面[4-6]。

合理的工藝參數(shù)選擇可以有效減少綜放工作面煤壁片幫、頂板冒頂及支架壓架等礦壓現(xiàn)象[7]，國(guó)內(nèi)學(xué)者進(jìn)行了大量研究。郝海金等[8]指出工作面采高與煤壁片幫的變化關(guān)系，采高增加量越大，煤壁片幫可能性越大，導(dǎo)致工作面支架工作阻力越大，礦壓顯現(xiàn)更加明顯。雷武林等[9]利用相似模擬與數(shù)值模擬研究了不同采高對(duì)礦壓顯現(xiàn)影響規(guī)律，認(rèn)為采高增大，導(dǎo)致基本頂下沉總量增大，塊體運(yùn)動(dòng)范圍增加明顯，最終使得煤壁處冒頂風(fēng)險(xiǎn)性、煤壁片幫次數(shù)增多，直接頂更易碎。張頂立等[10]指出放頂煤未充分放出部分極易和煤壁上方剪切破壞區(qū)域連通，導(dǎo)致端面冒頂范圍擴(kuò)大，加劇工作面支架工況惡化程度。方新秋等[11]采用離散元模擬分析了多種狀態(tài)下放頂煤工作面頂板穩(wěn)定性、支架工作阻力以及端面距的三者相互影響因素，得出巖性越松軟則控制端面距越必要。曹勝根等[12]分析了綜放開(kāi)采下，支架上方頂板穩(wěn)定狀態(tài)與支架的工作阻力、端面距有關(guān)，增大支架工作阻力，減小端面距可有效保證支架上方頂板穩(wěn)定性。

綜合上述研究成果，割煤高度、端面距及支架工作阻力是控制綜放工作面礦壓現(xiàn)象的主要工藝參數(shù)。因此，本文從這三方面展開(kāi)研究，以期達(dá)到減輕煤礦綜放工作面礦壓顯現(xiàn)的目的，為相似工作面合理工藝參數(shù)選擇提供借鑒。

1 工程概況

某礦8204工作面位于4#煤層302盤(pán)區(qū)，煤層埋藏深度為400 m。根據(jù)該礦井現(xiàn)有的地質(zhì)資料確定8204工作面采用綜放開(kāi)采工藝。該工作面地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單，煤層較為穩(wěn)定，煤層平均厚度為6.5 m，煤層傾角為1°～6°，平均傾角為3°，直接頂主要包括粗砂巖、中砂巖以及粉砂巖，底板從上到下為高嶺巖、粗砂巖、細(xì)砂巖以及粉砂巖，具體的工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 8204工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive geological histogram of 8204 working face

2 綜放開(kāi)采工藝參數(shù)理論分析

2.1 采放比

按照《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，對(duì)于長(zhǎng)壁綜放工作面采放比的確定，應(yīng)控制在1∶2～1∶3范圍內(nèi)。軟煤層由于頂煤硬度低容易破碎，冒放性相對(duì)較好，所以采放比可以適當(dāng)降低[13](即采煤機(jī)割煤厚度占比總煤厚更大)；相反煤質(zhì)硬度增大時(shí)，應(yīng)適當(dāng)提高采放比[14]。當(dāng)煤質(zhì)硬度f(wàn)在1～3范圍內(nèi)，選擇合理的采放比后頂煤基本可順利冒放。

對(duì)于特定厚度的煤層，只有放煤空間達(dá)到一定程度時(shí)才有利于頂煤破碎冒放，如圖2所示。根據(jù)大量現(xiàn)場(chǎng)放煤經(jīng)驗(yàn)，得出最大放出的頂煤高度計(jì)算公式，見(jiàn)式(1)。

圖2 放頂煤示意圖Fig.2 Schematic diagram of top coal caving

MF=tanα×Lw

(1)

式中：MF為可放頂煤的最大高度，m；α為煤層垮落角，°；LW為放頂煤支架尾梁水平投影長(zhǎng)度，m。

由于頂煤的碎脹性，導(dǎo)致其破碎后在放煤過(guò)程中會(huì)進(jìn)一步壓縮頂煤的運(yùn)移空間，因此，可得到碎脹系數(shù)對(duì)放煤空間影響的關(guān)系式[15]，見(jiàn)式(2)。

M-hf=ksMF

(2)

式中：M為煤層總厚，m；hf為放煤口到底板的距離，m；ks為煤巖的碎脹系數(shù)。

又因?yàn)镸=MF+MC，MC為割煤高度，采放比為K=MC/MF，代入式(2)可得采放比見(jiàn)式(3)。

(3)

根據(jù)煤礦開(kāi)采地質(zhì)條件，取α為80°，Lw為3 m，計(jì)算得到最大頂煤高度MF為17 m；取hf為0.3 m，ks為1.2，割煤高度為3 m時(shí)，代入式(3)，得采放比為1∶4.5。 因此，割煤高度大于3 m后，按《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的采放比1∶3時(shí)頂煤將具有良好的冒放性。 根據(jù)1∶3最大采放比計(jì)算，割煤高度可為17/4=4.25 m。實(shí)際生產(chǎn)中還需考慮煤體的物理參數(shù)、支架選型等因素，進(jìn)而確定合理采放比，使采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)最小[16]。

2.2 煤壁穩(wěn)定性分析

分析煤壁的穩(wěn)定性，進(jìn)一步確定割煤高度最大值。煤壁片幫由于工作面前方煤體位移或拉應(yīng)力超過(guò)了極限值時(shí)與深部煤體產(chǎn)生了損傷裂隙，隨著塑性區(qū)變形的增大，煤體失穩(wěn)后發(fā)生片幫[17]。分析煤壁在采動(dòng)影響后產(chǎn)生一定塑性破壞后的穩(wěn)定性，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際觀(guān)測(cè)，工作面煤壁片幫煤體常以滑落的形式失穩(wěn)[18-19]，且片幫位置多靠近支架頂梁，片幫形狀上大下小，故建立煤體穩(wěn)定性力學(xué)模型如圖3所示。

α-煤壁破壞面與工作面的夾角；Fdn-上部頂板的壓力；Fdm-煤壁滑移時(shí)頂板給與的摩擦力；Fmn-滑移面對(duì)煤體的法向壓力；Fmm-滑移面對(duì)煤體的切向摩擦力；Fhb-液壓支架護(hù)幫力；Fz-液壓支架工作阻力圖3 煤壁穩(wěn)定性力學(xué)模型Fig.3 Mechanical model of coal wall stability

建立煤壁破壞體的物理平衡方程見(jiàn)式(4)。

(4)

化簡(jiǎn)可得式(5)。

Fdncosα+Gcosα-Fmm-Fdmsinα-Fhbsinα=0

(5)

式中：P為采場(chǎng)頂板載荷，MPa；α為剪切破壞角，根據(jù)巖石力學(xué)單軸壓縮下的剪切破壞角關(guān)系得α=45°-φ/2，φ為內(nèi)摩擦角；f1為煤層對(duì)頂板的摩擦系數(shù)；f2為煤壁破壞面間的摩擦系數(shù)，與破壞煤層的內(nèi)聚力有關(guān)。

由式(5)求得破壞煤體的極限承載載荷，見(jiàn)式(6)。

(6)

根據(jù)寧宇[20]的研究可知，在采高的0.65倍處最易發(fā)生剪切破壞，所以有h=M(1～0.65)，代入式(6)得破壞煤體保持極限穩(wěn)定性時(shí)支架強(qiáng)度關(guān)于采高的關(guān)系式見(jiàn)式(7)。

Fz=P-

(7)

根據(jù)以往經(jīng)驗(yàn)可知，采場(chǎng)壓力可按開(kāi)采高度的4～8倍覆巖載荷[21]，按8倍計(jì)算可得到累積開(kāi)采厚度為10 m時(shí)，采場(chǎng)頂板載荷為2 MPa，4#煤層的內(nèi)摩擦角為30°，但考慮煤體在采動(dòng)影響下已發(fā)生塑性破壞，降低內(nèi)摩擦角取22°，f1、f2近似等于tanφ≈0.40，α=30°，帶入式(7)計(jì)算可得到不同割煤高度情況下所需的支架阻力大小，如圖4所示。

圖4 割煤高度與支架支護(hù)阻力的關(guān)系Fig.4 Relationship between cutting height and support resistance

由圖4可知，割煤高度越高所需液壓支架的支護(hù)阻力越大，才能保證煤壁的穩(wěn)定性。根據(jù)相關(guān)文獻(xiàn)可知，目前支架最大阻力為21 000 kN，此時(shí)割煤高度為4.5 m，因此最大割煤高度的理論值以此為限[22]。 目前使用的液壓支架工作阻力為12 000 kN，代入式(7)具體計(jì)算得到最大割煤高度為3.2 m。

2.3 工作面端面距

端面距是指支架頂梁的第一個(gè)接頂點(diǎn)到煤壁最大片幫深度之間的距離[23]，端面距對(duì)綜放工作面機(jī)道頂煤控制有重要的影響。端面距視頂煤層理裂隙發(fā)育程度而定，煤層未采動(dòng)之前，頂煤內(nèi)只存在原生層理裂隙，端面頂煤為層狀巖體，如圖5(a)所示，采動(dòng)影響導(dǎo)致端面直接頂離層和煤層張開(kāi)；當(dāng)工作面推進(jìn)一段距離后，工作面前方會(huì)形成超前支承應(yīng)力，超前支承應(yīng)力致使工作面前方頂煤發(fā)生塑性破壞，產(chǎn)生大量的次生裂隙，次生裂隙與原生層理裂隙呈一定角度的交叉如圖5(b)所示；隨著工作面不斷推進(jìn)，采出空間增大造成覆巖運(yùn)動(dòng)強(qiáng)度劇烈，工作面前方的超前支承應(yīng)力集中程度會(huì)逐漸增大，因此頂煤可能會(huì)存在被多組次生裂隙與原生裂隙切割的情況，如圖5(c)所示。

此外，端面距還受到煤壁片幫的約束，目前關(guān)于端面距與端面頂煤穩(wěn)定性及片幫的影響規(guī)律普遍采用數(shù)值模擬的方法進(jìn)行分析。對(duì)于綜放工作面，裂隙在頂煤更易延伸擴(kuò)散，強(qiáng)烈的采動(dòng)影響通常會(huì)造成頂煤內(nèi)共存多組次生裂隙，因此后續(xù)數(shù)值模擬建模時(shí)模型單元格以圖5(c)中三角形塊為主。

圖5 各類(lèi)走向裂隙及組合圖Fig.5 Various strike fractures and their combinations

3 綜放開(kāi)采煤壁及頂煤穩(wěn)定性數(shù)值模擬

以8204工作面為研究對(duì)象，根據(jù)地質(zhì)生產(chǎn)條件，設(shè)計(jì)8204工作面長(zhǎng)度為150 m，放煤方式采用“一刀一放”，放煤步距為800 mm。分別對(duì)不同采放比和端面距對(duì)綜放開(kāi)采端面煤壁及頂煤穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析。

3.1 模型建立

采用FLAC3D軟件進(jìn)行數(shù)值建模，整個(gè)模型長(zhǎng)×寬×高為250 m×200 m×90 m，計(jì)算準(zhǔn)則為摩爾-庫(kù)倫準(zhǔn)則，根據(jù)表1中4#煤層煤巖體力學(xué)參數(shù)對(duì)各分組進(jìn)行賦參。模型頂部按照埋深400 m計(jì)算，施加10 MPa應(yīng)力，初始平衡后垂直應(yīng)力分布如圖6所示。由圖6可知，模型整體的垂直應(yīng)力分布均勻，垂直應(yīng)力自上而下逐漸增大，煤層中原巖應(yīng)力的大小處于10 MPa左右，符合一般情況下400 m埋深的地應(yīng)力計(jì)算結(jié)果。

表1 煤層頂?shù)装鍘r石物理力學(xué)性質(zhì)Table 1 Physical and mechanical properties of the roof and floor of coal seam

圖6 數(shù)值模型示意圖Fig.6 Schematic diagram of numerical model

3.2 采放比對(duì)煤壁及頂煤穩(wěn)定性的影響

選取割煤高度分別為2 m、2.5 m、3.0 m、3.5 m、4 m和4.5 m共6種工況，工作面長(zhǎng)度150 m，運(yùn)算時(shí)步300/次，截深1 m，放煤方式采用“一步一放”，推進(jìn)距離50 m。

圖7為不同割煤高度條件下工作面端面中部及端頭煤體的位移及應(yīng)力關(guān)系圖。圖7(a)和圖7(b)分別為不同割煤高度與工作面不同位置的頂煤最大垂直位移及煤壁水平位移量的關(guān)系曲線(xiàn)。 由圖7(a)和圖7(b)可以看出，割煤高度對(duì)端面煤壁位移的影響程度大于對(duì)頂煤位移的影響程度。由圖7(a)可知，隨著割煤高度增加，頂煤位移量呈降低趨勢(shì)，割煤高度2.0 m時(shí)位移量最大，割煤高度2.5～3.5 m時(shí)，位移量基本相同，當(dāng)割煤高度達(dá)到4.0 m后，頂煤位移有較大幅度降低，這是由于割煤高度增大，采動(dòng)強(qiáng)度雖增大，但超前支承應(yīng)力集中區(qū)域基本處于割煤高度，無(wú)法波及到頂煤使之產(chǎn)生新的破壞，完整性較好。由圖7(c)可知，端頭煤壁最大水平位移普遍大于中部煤壁，端頭及中部煤壁最大水平位移隨割煤高度增大呈先降低后增大的趨勢(shì)，分界點(diǎn)為3.0 m，此時(shí)二者最大水平位移最小，割煤高度為4.5 m時(shí)，二者最大水平位移達(dá)到最大。當(dāng)割煤高度大于3.5 m后，端頭煤壁最大水平位移上升趨勢(shì)變緩，而中部煤壁最大水平位移呈線(xiàn)性增大趨勢(shì)，因此預(yù)測(cè)割煤高度大于4.5 m后，中部最大水平位移將超過(guò)端頭煤壁的最大位移。綜上可知，綜放工作面煤壁位移受工作面采動(dòng)影響及頂煤穩(wěn)定性?xún)烧吖餐绊懀?dāng)割煤高度小于2.5 m時(shí)，頂煤穩(wěn)定性是端面煤壁位移的主要影響因素，當(dāng)割煤高度大于3.5 m時(shí)，工作面采動(dòng)影響成為影響端面煤壁位移的主要因素，煤壁最大水平位移受割煤高度影響趨勢(shì)變化的原因可能與煤體破壞自然塊度的大小有關(guān)。

圖7 割煤高度與端面煤體位移、應(yīng)力狀態(tài)關(guān)系圖Fig.7 Relation diagram between cutting height and displacement and stress state of coal face

圖8為不同割煤高度條件下工作面中部煤體超前支承壓力分布關(guān)系曲線(xiàn)。 由圖8可知，隨著割煤高度的提高，工作面超前應(yīng)力峰值呈下降趨勢(shì)，而應(yīng)力峰值位置逐漸變大，割煤高度分別為2.0 m、2.5～3.5 m及4.0～4.5 m時(shí)，超前支承應(yīng)力影響范圍從煤壁前方4 m擴(kuò)大到7 m處，說(shuō)明煤體塑性破壞范圍不斷增大，同時(shí)超前應(yīng)力峰值不斷降低，也表明煤體的極限承載能力正逐漸降低，自我穩(wěn)定能力下降，因此煤壁片幫也會(huì)加劇，割煤高度的提高導(dǎo)致采動(dòng)開(kāi)挖自由空間的加大，支架上方頂煤和頂板的下邊界條件發(fā)生了變化，在一定程度上導(dǎo)致了支承壓力的降低，但當(dāng)采高進(jìn)一步增大時(shí)，采放比達(dá)到新的臨界值，可能導(dǎo)致支承壓力的上升。

圖8 割煤高度與超前支承應(yīng)力關(guān)系曲線(xiàn)(中部)Fig.8 Relation curves between cutting height and leading abutment stress (middle section)

圖9為不同割煤高度條件下時(shí)工作面不同位置與端面頂板位移量的關(guān)系曲線(xiàn)。由圖9可知，端面頂板位移量最大值出現(xiàn)在工作面中部，兩端位移量最小，并成對(duì)稱(chēng)分布。隨著割煤高度提高，工作面中部頂板位移量近似呈增大趨勢(shì)，當(dāng)割煤高度大于4.0 m時(shí)，提高割煤高度，頂板位移量增長(zhǎng)幅度明顯變大，因此，割煤高度太大將不利于頂板穩(wěn)定。

圖9 割煤高度與端面頂板位移量的關(guān)系曲線(xiàn)Fig.9 Relation curves between cutting height and displacement of face roof

綜上可知，割煤高度越大，采動(dòng)強(qiáng)度越大，且煤壁水平作用空間增大，煤壁越容易破壞，從而增大煤壁水平位移，直至煤壁產(chǎn)生片幫，當(dāng)割煤高度大于4.0 m后，這一趨勢(shì)將越來(lái)越明顯；同時(shí)，割煤高度提高，降低了頂煤的破壞程度，不利于放煤，但在一定程度上有利于減小頂煤下部的拉伸破壞范圍，防止冒頂發(fā)生；當(dāng)割煤高度大于3.5 m時(shí)，割頂板位移量隨著割煤高度提高而增大。因此，割煤高度大于4.0 m，煤壁穩(wěn)定性維護(hù)及工作面頂板管理難度大，若割煤高度小于2.5 m，頂煤易冒頂，同時(shí)綜合考慮頂煤放出的難易程度，最終確定綜放工作面合理割煤高度應(yīng)該在2.5～3.5 m之間。

3.3 端面距對(duì)煤壁及頂煤穩(wěn)定性的影響

模擬端面距為0 mm、250 mm、500 mm、750 mm、1 000 mm和1 250 mm共6種工況，采高3.0 m，運(yùn)算時(shí)步300/次，截深1 m，放煤方式采用“一步一放”，推進(jìn)距離50 m，液壓支架基于理論分析及其他煤礦選型情況，選擇額定工作阻力12 000 kN進(jìn)行模擬，則支護(hù)強(qiáng)度為2.6 MPa。

圖10為不同端面距工作面支架上部頂煤垂直位移關(guān)系曲線(xiàn)。由圖10可知，在支架支護(hù)尾部的頂煤圍巖位移量基本不變，而梁端部頂煤隨端面距增大其位移量不斷增大，當(dāng)端面距大于250 mm時(shí)，變化幅度明顯增大。

圖10 端面距與頂煤垂直位移關(guān)系圖Fig.10 Relationship between end distance and vertical displacement of top coal

圖11為不同端面距工作面煤壁水平位移關(guān)系曲線(xiàn)。由圖11可知，端面距僅對(duì)煤壁中上部圍巖水平位移有較明顯的影響，煤壁水平位移隨端面距增大有一定程度增大，當(dāng)端面距大于500 mm時(shí)，煤壁中上部圍巖水平位移明顯增大。綜合上述模擬結(jié)果表明，對(duì)于本煤礦綜放開(kāi)采，工作面端面距不應(yīng)大于250 mm。

圖11 端面距與煤壁水平位移關(guān)系圖Fig.11 Relationship between end distance and horizontal displacement of coal wall

4 綜放開(kāi)采工藝參數(shù)確定

1) 確定合理的機(jī)采高度和采放比。對(duì)于綜放工作面煤壁位移大小，受工作面采動(dòng)影響及頂煤穩(wěn)定性?xún)烧吖餐绊?，?dāng)割煤高度小于2.5 m時(shí)，頂煤穩(wěn)定性是影響端面煤壁位移的主要因素，當(dāng)割煤高度大于4.0 m時(shí)，工作面采動(dòng)影響成為影響端面煤壁位移的主要因素。同時(shí)考慮頂煤放出難易度及下分層工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力分布，確定某礦綜放工作面機(jī)采割煤高度在2.5～3.5 m范圍內(nèi)為宜，此時(shí)頂煤冒頂少，且采動(dòng)應(yīng)力不大，煤壁片幫相對(duì)較少，同時(shí)頂煤易放出，最終確定采高為3.2～3.5 m。

2) 減小端面距。數(shù)值模擬結(jié)果表明，減小端面距，綜放工作面煤體的穩(wěn)定性加強(qiáng)。從現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際出發(fā)，應(yīng)從以下幾個(gè)方面來(lái)減小端面空頂范圍：①控制采煤機(jī)截割深度，截深最好能控制在1.0 m以?xún)?nèi)；②工作面及時(shí)支護(hù)頂板，即先移液壓支架后推移刮板輸送機(jī)，移架后及時(shí)將伸縮梁打開(kāi)；③盡量保證截割出來(lái)的頂板平整，并使支架處于微仰狀態(tài)，從而減小支架頂梁第一接頂點(diǎn)到梁端的距離，減小了空頂面積。

5 結(jié) 論

1) 建立了煤壁與支架間相互作用的力學(xué)模型，得到滿(mǎn)足煤壁穩(wěn)定的支護(hù)強(qiáng)度與割煤高度的關(guān)系表達(dá)式。為滿(mǎn)足煤壁穩(wěn)定性的要求，支架工作阻力應(yīng)與采高相匹配，根據(jù)液壓支架工作阻力12 000 kN，計(jì)算得到最大割煤高度為3.2 m。

2) 超前支承峰值應(yīng)力及影響范圍與割煤高度分別呈反比和正比關(guān)系，煤體破壞范圍增大且自穩(wěn)能力變差；端面煤壁位移量隨割煤高度增大呈先減小、割煤高度超過(guò)3 m后線(xiàn)性增大的趨勢(shì)；頂板位移在割煤高度大于3.5 m后開(kāi)始顯著增大。

3) 若割煤高度小于2.5 m，頂煤易冒頂，同時(shí)綜合考慮頂煤放出的難易，支架支護(hù)強(qiáng)度對(duì)于割煤高度的限制，最終確定綜放工作面合理割煤高度應(yīng)該在2.5～3.5 m之間。

4) 端面距對(duì)頂煤位移的影響程度大于煤壁位移，頂煤位移隨端面距增大而增大，大于250 mm時(shí)，變化幅度明顯增大；端面距僅對(duì)煤壁中上部圍巖水平位移有較明顯的影響，減小端面距，綜放工作面煤體的穩(wěn)定性加強(qiáng)，對(duì)于本文煤礦綜放開(kāi)采工作面端面距不應(yīng)大于250 mm。