關(guān)鍵詞：近距離特厚煤層；綜放開采；放煤工藝；頂煤冒放性；采放比；采出率

中圖分類號(hào)：TD823 文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A

0引言

綜放開采技術(shù)現(xiàn)已成為我國(guó)厚煤層開采的主要方法[1-3]。然而，在近距離煤層條件下，由于工作面上方采空區(qū)及煤層厚度在空間分布上的不均勻性影響，給下方特厚煤層工作面采用放頂煤工藝帶來(lái)了嚴(yán)峻挑戰(zhàn)。在此條件下需要科學(xué)評(píng)估下方工作面采用綜放開采的可行性，并選用合理放煤工藝參數(shù)。這不僅直接影響工作面的生產(chǎn)效率和資源采出率，還關(guān)系到礦工生命安全，因此具有重要的理論意義和實(shí)踐價(jià)值。

近年來(lái)許多學(xué)者針對(duì)近距離煤層綜放開采可行性及放煤工藝參數(shù)展開了研究。張志勇等[4]采用理論分析、數(shù)值模擬、相似材料模擬等手段，分析了近距離煤層下伏煤層開采后上覆巖層破壞情況、巖層裂隙發(fā)育規(guī)律及工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律等，論證了近距離下伏煤層開采后上覆煤層開采是可行的。李楊等[5]采用理論分析、數(shù)據(jù)統(tǒng)計(jì)和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等方法，分析了近距離煤層下工作面上行開采的擾動(dòng)破壞影響，提出了上行開采綜合性判別指標(biāo)，建立了上行協(xié)調(diào)開采的“可行度”定量判別式與評(píng)價(jià)體系，并提出了上行開采可行度的區(qū)域劃分方法。倪超[6]通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析確定了極近距離煤層具備放頂煤開采的條件。阮進(jìn)林等[7]通過(guò)數(shù)值模擬設(shè)計(jì)了將不同放煤厚度和放煤步距結(jié)合的實(shí)驗(yàn)，通過(guò)實(shí)驗(yàn)及現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證確定了近距離煤層下位厚煤層綜放開采最佳放煤厚度和放煤步距。張寧波等[8]采用數(shù)值模擬軟件對(duì)極近距離煤層聯(lián)合開采在不同破斷塊度條件下的頂煤放出過(guò)程及煤矸流動(dòng)規(guī)律進(jìn)行了分析，得出了下位煤層頂煤采出率低的原因，并優(yōu)化了放煤工藝。魯巖等[9]為了提高近距離煤層同采下位厚煤層綜放開采的頂煤采出率，采用數(shù)值模擬軟件分析確定了放煤步距和上行放煤工藝。蔣銀華等[10]通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)３種不同放煤步距和５種不同放煤方式的頂煤采出率和含矸率進(jìn)行了對(duì)比分析，確定了近距離煤層合并綜放工作面合理放煤步距為“兩采一放”，合理放煤方式為單輪間隔放煤。

然而，目前針對(duì)近距離煤層厚度變化范圍較大、煤層厚度超出正常開采高度的工作面的合理放煤工藝參數(shù)研究較少。本文以內(nèi)蒙古平莊煤業(yè)（集團(tuán)）有限責(zé)任公司西露天煤礦011N1?1 工作面為研究背景，結(jié)合理論分析和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)方法，探討了近距離特厚煤層綜放開采的可行性。在此基礎(chǔ)上，對(duì)工作面頂煤冒放性進(jìn)行了評(píng)定。通過(guò)建立數(shù)值模型，分析確定了煤層厚度超出正常開采高度時(shí)的合理采放比及放煤方式，可為近距離特厚煤層綜放開采提供參考。

1工程背景

西露天煤礦011N1^?1 工作面位于礦井一采區(qū)范圍內(nèi)，水平高度為+350 m，工作面走向長(zhǎng)度為1 046 m，傾斜長(zhǎng)度為108 m。工作面開采煤層為1 號(hào)煤層一分層，煤層厚度變化范圍大，為7.8～16.36 m，平均埋深為248 m。工作面正常采高為11.55 m，割煤高度為2.9 m，采放比為1∶2.98。直接頂是厚度為5.1 m的泥巖，基本頂是厚度為5.95 m 的細(xì)砂巖，底板以砂巖為主。此外，工作面上方存在對(duì)鄰近2 號(hào)煤層進(jìn)行開采的021N2 工作面，021N2 工作面已經(jīng)開采完成并遺留采空區(qū)。011N1^?1 工作面與上方021N2 工作面間距為6～7 m。工作面采用傾斜分層走向長(zhǎng)壁放頂煤采煤法后退式開采，采用全部垮落法管理采空區(qū)頂板。

2工作面綜放開采可行性分析

2.1工作面來(lái)壓特征分析

由于011N1^?1 工作面上方存在021N2 工作面采空區(qū)，其礦壓顯現(xiàn)特征與正常工作面開采存在顯著差異，所以對(duì)011N1^?1 工作面來(lái)壓特征進(jìn)行分析。011N1^?1 工作面支架工作阻力云圖和來(lái)壓強(qiáng)度與步距分別如圖1 和圖2 所示。可看出工作面上端頭區(qū)域支架的工作阻力明顯大于工作面中部及下端頭區(qū)域，且各區(qū)域支架工作阻力在工作面不同推進(jìn)距離達(dá)到峰值，并未呈現(xiàn)出明顯的規(guī)律，來(lái)壓期間上部區(qū)域和中部區(qū)域支架的工作阻力相差近10 MPa；工作面初次來(lái)壓時(shí)，來(lái)壓步距呈工作面中部及下端頭區(qū)域較小、上端頭區(qū)域較大的特點(diǎn)；周期來(lái)壓期間，來(lái)壓步距基本保持相同，整體未呈現(xiàn)出較為明顯的規(guī)律。究其原因是下方1 號(hào)煤層與上覆2 號(hào)煤層間距很小，層間巖層無(wú)法形成穩(wěn)定砌體梁承載結(jié)構(gòu)，導(dǎo)致層間巖層產(chǎn)生不規(guī)律性破斷，覆巖發(fā)生不規(guī)律性失穩(wěn)，應(yīng)力直接作用在頂煤，進(jìn)而傳遞給支架，造成支架工作阻力存在顯著差異。

2.2工作面頂板穩(wěn)定性分析

通過(guò)對(duì)011N1^?1 工作面來(lái)壓特征進(jìn)行分析，從宏觀層面上說(shuō)明了011N1^?1 工作面開采過(guò)程中的礦壓顯現(xiàn)受到了021N2 采空區(qū)的影響，但無(wú)法從細(xì)觀層面上定量表征011N1^?1 工作面頂板及開采過(guò)程受到上部021N2 采空區(qū)的具體影響，因此分別采用斷裂力學(xué)及塑性力學(xué)理論對(duì)021N2 工作面開采過(guò)程中底板最大破壞深度進(jìn)行分析，以判斷021N2 工作面底板破壞是否會(huì)直接影響到011N1^?1 工作面頂板穩(wěn)定性，進(jìn)而論證011N1^?1 工作面采用綜放開采工藝是否具備可行性。

根據(jù)頂煤冒放性綜合隸屬度F 值，將頂煤冒放性分為5 類[13]， 見表1。Ⅰ 類為頂煤冒放性極好，Ⅱ類為頂煤冒放性好，Ⅲ類為頂煤冒放性中等，Ⅳ類為頂煤冒放性差，Ⅴ類為頂煤冒放性極差。

采用煤體物理力學(xué)實(shí)驗(yàn)、現(xiàn)場(chǎng)鉆孔實(shí)驗(yàn)及來(lái)壓步距實(shí)測(cè)方法，得到011N1^?1 工作面煤體單軸抗壓強(qiáng)度為14.86 MPa， 煤層埋深為248 m， 煤層厚度為11.55 m，直接頂為2 類頂板，基本頂為3級(jí)頂板，煤層夾矸厚度為0.53 m。依據(jù)文獻(xiàn)[14]，根據(jù)上述參數(shù)可得煤體單軸抗壓強(qiáng)度、煤層埋深、煤層厚度、頂板級(jí)別及煤層夾矸厚度的頂煤冒放性隸屬度分別為F₁=0.74，F(xiàn)₂=0.24，F(xiàn)₃=0.63，F(xiàn)₅=0.50，F(xiàn)₆=0.46。

煤體裂隙發(fā)育程度可采用煤體累計(jì)塑性應(yīng)變進(jìn)行表征[15]。煤體累計(jì)塑性應(yīng)變與超聲波在煤體中傳播速度之間的函數(shù)關(guān)系式為

式中：E 為煤體彈性模量； 為煤體密度；μ 為泊松比。

由煤體物理力學(xué)實(shí)驗(yàn)結(jié)果可知， 煤體密度為1 260 kg/m³，彈性模量為1.322 GPa，剪脹角為29.49°，泊松比為0.325。將上述參數(shù)代入式（6），可得v_initial =1：989 km=s。

取η= 175，聯(lián)立式（5）與式（6）求解得到超聲波在煤體中傳播速度與煤體累計(jì)塑性應(yīng)變的關(guān)系，如圖3 所示。可看出超聲波在煤體中傳播速度越小，煤體累計(jì)塑性應(yīng)變?cè)酱螅闯暡ㄔ诿后w中傳播速度與煤體累計(jì)塑性應(yīng)變呈負(fù)相關(guān)。而煤體累計(jì)塑性應(yīng)變是由煤體裂隙產(chǎn)生并發(fā)育導(dǎo)致，表明超聲波在煤體中傳播速度越小，煤體裂隙發(fā)育程度越高。

采用超聲波測(cè)速法對(duì)煤體裂隙發(fā)育程度進(jìn)行實(shí)測(cè)分析，得到工作面前方煤體中超聲波傳播速度與工作面前方煤體距煤壁距離之間的關(guān)系，如圖4 所示?？煽闯龀暡▊鞑ニ俣仍诠ぷ髅媲胺?5 m 處開始隨著與煤壁間距離的減小而不斷降低，并在煤壁前方約6 m 處開始保持相對(duì)穩(wěn)定的低波速，表明煤壁附近煤體裂隙發(fā)育程度好。依據(jù)文獻(xiàn)[14]可得煤體裂隙發(fā)育程度的頂煤冒放性隸屬度F₄=0.66。

依據(jù)文獻(xiàn)[17]中權(quán)重計(jì)算方法，得到各因素權(quán)重分別為w₁=0.15， w₂=0.25， w3=0.06， w₄=0.20， w₅=0.10，w₆=0.06，

將w_i 和F_i取值代入式（4），可得F=0.54。根據(jù)表1 可知，西露天煤礦011N1^?1 工作面1 號(hào)煤層頂煤屬于Ⅲ類頂煤，頂煤冒放性中等，表明011N1^?1 工作面可采用放頂煤工藝。

4工作面合理放煤工藝參數(shù)確定

西露天煤礦011N1^?1 工作面煤層厚度變化范圍大，當(dāng)煤層厚度超過(guò)正常開采高度時(shí)，傳統(tǒng)放煤工藝參數(shù)會(huì)導(dǎo)致大量頂煤遺留在采空區(qū)，造成資源大量浪費(fèi)。為保障工作面頂煤可被最大程度采出，需要適當(dāng)改變采放比及放煤方式以適應(yīng)地質(zhì)條件變化。為確定煤層厚度變化后的合理放煤工藝參數(shù)，通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)不同放煤工藝參數(shù)下頂煤采出率進(jìn)行分析。

4.1數(shù)值模型建立

依據(jù)西露天煤礦011N1^?1 工作面賦存情況，采用PFC 2D 離散元顆粒流軟件[18-19]建立沿工作面傾向的二維放煤數(shù)值模型，如圖5 所示。模型中煤層厚度為15.95 m，直接頂厚度為23.55 m，基本頂厚度為10 m，左右各留10 m 邊界煤柱，中間布置30 架間距為1.5 m 的液壓支架。模型參數(shù)見表2。

4.2放煤方案

放煤前模型顆粒為靜止?fàn)顟B(tài)，速度、加速度均為0，模型顆粒只受自重和上部模型顆粒重力作用；模型邊界為剛性墻單元， 其固定不動(dòng)。分別采用1∶3.0 和1∶4.5 的采放比進(jìn)行放煤，放煤操作開始前先對(duì)工作面進(jìn)行割煤，放煤口的打開與關(guān)閉通過(guò)剛性墻單元來(lái)控制，頂煤放落過(guò)程中嚴(yán)格執(zhí)行“見矸關(guān)門”操作，以模擬現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際放煤過(guò)程。放煤方案設(shè)置見表3。

4.3模擬結(jié)果分析

4.3.1不同放煤方案下煤巖分界面及放出體形態(tài)

采用放煤方案1 后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖6 所示。可看出采用方案1 進(jìn)行第1 輪放煤結(jié)束后，支架上方遺留煤較多，第2 輪待放頂煤與第1 輪遺留煤交互嚴(yán)重，但在后續(xù)放煤過(guò)程中第1 輪頂煤全部放出。第1 輪放煤結(jié)束后頂煤與矸石略有交互，兩端頭區(qū)域處煤巖分界面角度明顯變大，但整體煤巖分界面平緩，與初始狀態(tài)相比改變較小。第2 輪放煤結(jié)束后，頂煤與矸石交互嚴(yán)重，支架上方有較多頂煤遺留在采空區(qū)。第1 輪首架放出體接近“橢圓形”，第2 輪首架放出體呈半包裹第1 輪首架放出體的“蝌蚪形”，其余支架放出體形態(tài)均呈“月牙形”。頂部白色部分為未放出的遺留煤，頂部遺留煤較多。

采用放煤方案2后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖7 所示?？煽闯霾捎梅桨?放煤后煤巖分界面形態(tài)整體與方案1相差不大。然而，在第1 輪放煤結(jié)束后，煤與矸石開始發(fā)生交互，煤巖分界面形態(tài)逐漸發(fā)生變化。與方案1相比，方案2第1 輪放煤結(jié)束后， 煤巖分界面起伏更加明顯。此外，第1輪放煤結(jié)束后支架上方遺留煤和第2輪待放煤體交互程度較方案1 更加劇烈。方案2各支架放煤口上方放出體形態(tài)與方案1類似，在第2輪放煤完成后，支架上方第1 輪遺留煤全部放出，但此時(shí)煤巖分界面處煤與矸石交互較為嚴(yán)重，支架上方遺留煤多于方案1。

采用放煤方案3 后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖8 所示?？煽闯龇桨? 的煤巖分界面形態(tài)較方案1 和方案2 有較大區(qū)別。第1 輪放煤結(jié)束后，支架上方遺留煤較多，與第2輪待放煤體交互較為嚴(yán)重，此時(shí)煤巖分界面略有變化，但矸石與煤交互并不明顯，煤巖分界面整體形態(tài)只是在中部有輕微下沉。待第2 輪放煤結(jié)束后，煤與矸石開始產(chǎn)生交互，煤巖分界面發(fā)生明顯變化，沿傾向表現(xiàn)出劇烈起伏。支架上方第1輪遺留煤已經(jīng)隨著第2 輪放煤過(guò)程的進(jìn)行完全放出，但支架上方有較多第2 輪遺留煤，且第2輪遺留煤和第3輪待放煤體交互嚴(yán)重。隨著放煤過(guò)程繼續(xù)進(jìn)行，第3 輪放煤結(jié)束后，支架上方第2輪遺留煤也被完全放出，此時(shí)支架上方有少量第3 輪遺留煤，但較方案1 和方案2，方案3遺留在采空區(qū)的煤體較少。第1輪首架放出體接近“橢圓形”，第2 輪與第3 輪首架放出體均為半包裹第1輪與第2輪首架放出體的“蝌蚪形”，其余支架放出體形態(tài)均為“月牙形”。頂部白色部分為未放出的遺留煤，較方案1與方案2，頂部遺留煤明顯減少，煤巖分界面更平整，整體下沉均勻。

4.3.2不同放煤方案下頂煤采出率

單純從煤巖分界面及放出體形態(tài)難以量化頂煤采出程度，因此分別對(duì)3 種放煤方案下的頂煤采出率進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，如圖9 所示。可看出放煤方案1 下頂煤采出率為97.64%， 放煤方案2 下頂煤采出率為97.63%，放煤方案3 下頂煤采出率為98.24%。方案2的頂煤采出率與方案1 僅相差0.01%，表明當(dāng)011N1^?1工作面煤層厚度為15.95 m 時(shí)，將采放比從1∶3 調(diào)整為1∶4.5，對(duì)頂煤采出率的影響很小，為適應(yīng)煤層厚度調(diào)整工作面采放比是可行的。方案3 的頂煤采出率較方案1 和方案2 有所提高，說(shuō)明煤層厚度變大條件下，采用三輪放煤方式可有效提高頂煤采出率。

4.3.3放煤方案優(yōu)化

局部煤層厚度變大后，改變采放比、增加放煤輪數(shù)會(huì)使得工作面放煤操作難度增大，依靠人工放煤不僅存在工人勞動(dòng)強(qiáng)度大、放煤時(shí)機(jī)難以把控及效率低等問(wèn)題，同時(shí)還存在安全隱患。針對(duì)上述問(wèn)題，可采用基于頂煤運(yùn)移跟蹤儀的自動(dòng)化放煤技術(shù)及圖像識(shí)別技術(shù)[20-21]，通過(guò)在頂煤中布置頂煤運(yùn)移跟蹤儀實(shí)現(xiàn)精準(zhǔn)多輪自動(dòng)化放煤，并結(jié)合支架改造，在支架尾部安裝攝像頭，精準(zhǔn)識(shí)別煤矸，從而實(shí)現(xiàn)支架適應(yīng)能力的最優(yōu)化及頂煤采出率的最大化。

5現(xiàn)場(chǎng)放煤效果

2024年1 月以來(lái)，西露天煤礦011N1^?1 工作面局部煤層厚度變化幅度較大，為適應(yīng)地質(zhì)條件變化，現(xiàn)場(chǎng)通過(guò)改變工作面采放比以最大程度采出頂煤。不同采放比下頂煤采出量見表4。可看出采放比越大，頂煤采出量越高，即采放比與頂煤采出量呈正相關(guān)。表明增大工作面采放比可有效適應(yīng)工作面煤層厚度的增大，極大地提高了頂煤采出量。此外，現(xiàn)場(chǎng)優(yōu)化放煤工藝，在煤層厚度變大時(shí)，增加放煤輪數(shù)，目前工作面頂煤采出率可達(dá)90% 以上，放煤效果良好。

6結(jié)論

1） 通過(guò)對(duì)西露天煤礦近距離特厚煤層011N1^?1 工作面來(lái)壓特征分析，發(fā)現(xiàn)工作面受到上方021N2 工作面采空區(qū)影響。在此基礎(chǔ)上，結(jié)合理論計(jì)算，得出上方021N2 工作面底板最大破壞深度為3.88 m，與兩煤層間距（6～7 m）對(duì)比發(fā)現(xiàn)該破壞深度不會(huì)對(duì)011N1^?1 工作面造成影響，論證了011N1^?1 工作面綜放開采是可行的。

2） 使用模糊數(shù)學(xué)方法量化了煤體單軸抗壓強(qiáng)度、煤層埋深、煤層厚度、煤體裂隙發(fā)育程度、頂板級(jí)別及煤層夾矸厚度對(duì)頂煤冒放性的影響程度，并結(jié)合理論分析與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)，基于隸屬度函數(shù)評(píng)定011N1^?1 工作面1 號(hào)煤層頂煤冒放性為中等水平。

3） 建立了011N1^?1 工作面放煤數(shù)值模型，分析了不同放煤工藝參數(shù)對(duì)頂煤采出率的影響。結(jié)果表明，當(dāng)煤層厚度超過(guò)正常開采高度，增大工作面采放比為1∶4.5時(shí)，對(duì)頂煤采出率的影響較小，且采用三輪放煤工藝可有效提高頂煤采出率。

4） 現(xiàn)場(chǎng)放煤結(jié)果表明，優(yōu)化放煤工藝后，隨著煤層厚度的變化，調(diào)整采放比能夠較好地適應(yīng)地質(zhì)條件的變化，顯著提高工作面頂煤采出量，頂煤采出率可達(dá)90% 以上，放煤效果良好。