礦井綜放工作面關鍵參數模擬確定分析

劉振興

(大同煤礦集團軒崗煤電有限責任公司焦家寨礦，山西 原平 034115)

引 言

經研究，采放比、放煤步距的方案分組不同對頂煤的冒放性和煤壁穩定性都有一定的影響，本次實驗是為了確保安全生產的可持續性，結合礦井的煤層地質條件對1604綜放面的采放比、放煤步距不同分組情況下的安全性進行模擬研究[1-3]。

1 工作面概況

1604工作面上部為1602采空區，以東與服務公司小井6勘探線為界，南部是未開采的實體煤。1604回采工作面上部為9#、12#采空區，下部為17#煤層，地面為比高不大的丘陵地貌，地面無任何建筑物，工作面地面標高+1 230 m，井下標高+1 080 m。該工作面走向長1 764 m，傾斜長312 m。

1604工作面走向N20°E，傾向東南110°，為厚煤層，開采煤層為16#煤層，煤層厚度8 m～11 m，平均厚度8.5 m，結構復雜。1604工作面頂板為砂質泥巖，厚度在5 m左右，在其上部是15#煤層，煤層厚0.75 m局部地段與14#煤合并，頂板石灰巖。傾角 15°～25°，平均角度18°。

16#煤層頂板為以深灰色泥巖為特征的砂質泥巖，厚度4 m～6 m，穩定程度為微有起伏。6#煤層含矸5層～7層，16#煤層底板為以灰石英為主的砂巖，厚度3 m～5 m，煤層頂板為砂質泥巖，厚度5 m～7 m，底板為細砂巖，厚度3 m～5 m。

2 模擬方案分析

根據1604工作面的具體概況，得知1604工作面平均煤厚8.5 m，該工作面設備選型已經完成，基本支架型號為ZF6800/18/35，支撐高度為1.8 m～3.5 m，在這個范圍內對采高進行分組，采高分別研究2.0 m、2.5 m、3.0 m、3.5 m四組，為保證模型的推進步距中為一個滾筒截深(0.6 m)的整數倍，放煤步距分別分為0.6 m、1.2 m兩組，考慮到控頂距為4.8 m，所以放煤步距確定分組為5.4 m、6.0 m兩組，可依據采放比、放煤步距不同分組，采用正交分組的方法研究，具體分組如表1所示。

表1 正交分組方案

3 模擬過程及結果分析

3.1 頂煤及煤壁塑性區的模擬分析

試驗方案1、3、5、7中放煤步距為0.6 m時，采高不同的情況下模擬模型開挖推進至128.4 m處，有如下規律。

1) 當割煤高度h=2.0 m時，頂煤以拉伸破壞為主，剪切破壞主要集中在頂煤下端，頂煤中部出現部分煤塊破壞不完全，不容易放出，屈服面積占頂煤總面積的75%，工作面上方頂煤充分破壞深度已達4.5 m，破壞可影響范圍延伸到的深度達6 m，主要表現為拉伸破壞，出現在上部深部頂煤。割煤高度范圍內煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向0.6 m，主要表現為法向、切向以及混合拉伸破壞，影響范圍很小[1]。

2) 當割煤高度h=2.5 m時，頂煤仍以拉伸破壞為主，但頂煤上部出現約寬1.5 m、高1 m左右的剪切破壞區域，頂煤中部煤塊已充分屈服破壞，屈服面積占頂煤總面積的79.17%，工作面上方頂煤充分破壞深度已延伸至頂部6.5 m深度。割煤高度范圍內煤壁的破壞范圍垂直延伸到煤壁深部0.6 m左右，主要表現為法向、切向以及混合拉伸破壞，煤壁深部只出現很小范圍的破壞，貫穿深度約0.6 m[2]。

3) 當割煤高度h=3.0 m時，頂煤頂部剪切破壞區域略有增大，該部分寬度增加到2.1 m，深度增加到1.25 m，頂煤中部屈服面積繼續增大，占頂煤總面積的80.56%，工作面上方的頂煤垂直方向屈服深度達到8.5 m，充滿頂煤區域。割煤高度范圍內煤壁的破壞范圍增大，主要表現為法向、切向以及混合拉伸破壞，并開始出現拉伸破壞區域，深部出現破壞，破壞區域延伸至1 m左右，高度1 m左右[3]。

4) 當割煤高度h=3.5 m時，頂煤頂部剪切破壞區域繼續增大，該部分寬度增加到2.4 m，深度增加到1.75 m，頂煤中部屈服面積繼續增大，占頂煤總面積的83.06%，工作面上方的頂煤垂直方向屈服深度達到8.5 m，充滿頂煤區域。割煤高度范圍內煤壁的破壞范圍垂直延伸到煤壁深部1 m左右，主要表現為法向、切向以及混合拉伸破壞，剪切破壞區域出現在煤壁下部，深部破壞區域繼續增大，破壞區域延伸至1 m左右，高度增大到1.5 m左右[4]。

試驗方案 2、4、6、8中放煤步距為1.2 m時，采高不同的情況下模擬模型開挖推進至128.4 m 處，有如下規律：

1) 割煤高度h=2.0 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區域高度達6.5 m，深度1.75 m，頂部以拉伸破壞為主，但工作面中部出現較大未破壞區域，放煤過程中易出現大煤塊堵塞放煤口。頂煤中部屈服面積繼續增大，占頂煤總面積的70.96%。割煤高度范圍內煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向0.6 m，主要表現為剪切破壞為主，影響范圍不大。

2) 割煤高度h=2.5 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區域高度達6.5 m，頂部以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，頂煤中部屈服面積繼續增大，占頂煤總面積的74.37%。割煤高度范圍內煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，主要表現為剪切破壞為主，影響較深。

3) 當放煤步距調整為1.2 m，割煤高度h=3.0 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區域繼續增大，頂部仍以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，上部頂煤破壞率達到77.56%，割煤高度范圍內煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，主要表現為剪切破壞為主，影響較深，約為1 m左右[5]。

4) 當放煤步距調整為1.2 m，割煤高度h=3.5 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區域繼續增大，頂部以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，上部頂煤破壞率達到83.04%，割煤高度范圍內煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，深部破壞區域高度約為1 m左右，主要表現為剪切破壞為主，影響較大。

3.2 工作面煤體Z向水平應力模擬分析

第165頁圖1為放煤步距0.6 m時不同采高下的工作面垂直應力變化云圖，可以看出在不同采高下時，工作面煤壁前方垂直應力最大降低區的范圍隨著采高的增加均明顯增大，該區域主要靠近煤壁中下部，煤壁前方最大集中應力區的影響范圍均在煤壁前方中間靠上部位，且隨著采高的增加，最大應力集中區向煤壁深處影響的范圍增大，說明隨著采高增加，不利于煤壁穩定性維護，易發生片幫現象。

第165頁圖2為放煤步距1.2 m時不同采高下的工作面垂直應力變化云圖，與3組實驗結果相比較，有相似的應力變化趨勢，即：在放煤步距不變的情況下，采高越大，煤壁前方的應力影響范圍越廣，煤壁穩定性越差，易發生片幫現象。放煤步距0.6 m時，隨著采高的增加，但是采放比始終在1∶3范圍內變化，最大應力和影響范圍受采高影響較明顯。放煤步距1.2 m時，隨著采高的增加，此時采放比始終在1∶3范圍外變化，最大應力核影響范圍更大。

在采高相同的情況下，即比較同采高下，放煤步距不同時，垂直應力的變化規律。比較圖1a)與圖2a)、圖1b)與圖2b)、圖1c)與圖2c)、圖1d)與圖2d)的實驗結果圖，可知相同采高下，放煤步距越大，煤壁前方的垂直應力的影響范圍越大，煤壁穩定性有變差的趨勢。

試驗方案組一1、3、5、7和方案組二2、4、6、8中，放煤步距不變，不同采高的情況下模擬推進，具體結論如下。

1) 采高在支架支撐范圍內，即2.0 m～3.5 m內，頂煤破碎性與采高的大小成正比，即采高越大，頂煤塑性區剪切拉伸破壞單元越多，頂煤的破碎性越好，有利于頂煤的放出。由方案1塑性區圖可知，當采高定為2.0 m時，頂煤的中部塑性區變化不大，頂煤破碎性較差，頂煤放出效果差；由方案3、5、7的塑性區圖中可知，采高控制在2.5 m～3.5 m時，頂煤塑性區單元已破壞較充分，頂煤破碎性隨采高增大而增大，但增加趨勢變緩。

圖1 放煤步距0.6 m時，工作面煤體Z向水平力學變化云圖

圖2 放煤步距1.2 m時，工作面煤體Z向水平力學變化云圖

2) 在1、3、5、7四組方案中，煤壁塑性區面積隨采高增大而增大，采高在2.0 m～3.0 m時，煤壁穩定性較好，但考慮支架在2.0 m時，支架可能出現壓架現象，不建議采用此采高，采高增大到3.5 m后，煤壁下端有片幫危險，從安全角度考慮，在此煤礦開采中，建議不要將采高提高至3.5 m。

3) 在試驗方案組一1、3、5、7與方案組二2、4、6、8的比較中，采高控制不變，單純比較放煤步距0.6 m與放煤步距1.2 m情況下，頂煤的破碎塊體略有增大，但增大趨勢不是很明顯，頂煤破碎單元的占有率均隨放煤步距的變大有變小的趨勢，隨著放煤步距的增大，控頂距增大，頂煤的整體單元數增大，而煤壁的塑性區破壞單元在方案組一與方案組二的比較中，并未出現較大的改變趨勢，故認為控頂距在該模型中的改變，對頂煤破碎性的影響不大，建議控頂距定為0.6 m，即采煤機一個滾筒截深。

4) 比較圖1與圖2可得知，在采高控制在2.0 m～2.5 m時，煤壁的壓力峰值區域是比較大的，說明該處的煤壁是完整的，當采高調整到2.5 m～3.5 m時，煤壁方向的壓力峰值區向煤壁深處轉移，且煤壁處壓力有變小的趨勢，說明壓力核心區有隨采高增大向煤壁深處轉移的趨勢，煤壁附近的煤體可能會出現破碎的現象，但鑒于煤壁的壓力區仍然較大，煤壁片幫的可能性不大，但有變危險的趨勢。

4 結論

在經過固定變量法的比較過程中，得知以下規律。

1) 相同采高下，在設備允許的前提下，放煤步距越大，煤壁穩定性越差，頂煤破碎單元略有增大，但變化趨勢不大。

2) 相同放煤步距下，在支架支撐范圍內，采高越大，煤壁穩定性越差，頂煤破碎性越好，而且變化趨勢明顯。

綜上所述，建立該工作面采高控制在2.5 m～3.0 m，既保證了安全生產，又能提高頂煤的回收率。