厚煤層綜放工作面煤壁穩定性分析及合理工藝參數研究

祝凌甫

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

厚煤層賦存量在我國煤炭儲量中的占比達到40%～46%[1-2]，厚煤層開采方法分為分層開采及一次采全厚開采，其中，分層開采掘進量大，工作面搬家倒面次數多，分層巷道受多次采動影響，巷道維護困難[3]。20世紀80年代以來，綜合放頂煤開采技術不斷優化提升，成為厚煤層開采的首選方案。但實際應用一次采全厚采煤法時，也伴隨著一系列問題，如開采空間過大導致基本頂塊體運動下沉量增大；工作面煤壁處斷面冒頂現象增多，也導致礦壓顯現劇烈、支架工作阻力迅速增大，出現壓架事故等。劇烈的礦壓顯現現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象[7]，國內學者進行了大量研究。郝海金等[8]指出工作面采高與煤壁片幫的變化關系，采高增加量越大，煤壁片幫可能性越大，導致工作面支架工作阻力越大，礦壓顯現更加明顯。雷武林等[9]利用相似模擬與數值模擬研究了不同采高對礦壓顯現影響規律，認為采高增大，導致基本頂下沉總量增大，塊體運動范圍增加明顯，最終使得煤壁處冒頂風險性、煤壁片幫次數增多，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域連通，導致端面冒頂范圍擴大，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下放頂煤工作面頂板穩定性、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]分析了綜放開采下，支架上方頂板穩定狀態與支架的工作阻力、端面距有關，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象的主要工藝參數。因此，本文從這三方面展開研究，以期達到減輕煤礦綜放工作面礦壓顯現的目的，為相似工作面合理工藝參數選擇提供借鑒。

1 工程概況

某礦8204工作面位于4#煤層302盤區，煤層埋藏深度為400 m。根據該礦井現有的地質資料確定8204工作面采用綜放開采工藝。該工作面地質構造簡單，煤層較為穩定，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 綜放開采工藝參數理論分析

2.1 采放比

按照《煤礦安全規程》規定，對于長壁綜放工作面采放比的確定，應控制在1∶2～1∶3范圍內。軟煤層由于頂煤硬度低容易破碎，冒放性相對較好，所以采放比可以適當降低[13](即采煤機割煤厚度占比總煤厚更大)；相反煤質硬度增大時，應適當提高采放比[14]。當煤質硬度f在1～3范圍內，選擇合理的采放比后頂煤基本可順利冒放。

對于特定厚度的煤層，只有放煤空間達到一定程度時才有利于頂煤破碎冒放，如圖2所示。根據大量現場放煤經驗，得出最大放出的頂煤高度計算公式，見式(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度，m。

由于頂煤的碎脹性，導致其破碎后在放煤過程中會進一步壓縮頂煤的運移空間，因此，可得到碎脹系數對放煤空間影響的關系式[15]，見式(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。

又因為M=MF+MC，MC為割煤高度，采放比為K=MC/MF，代入式(2)可得采放比見式(3)。

(3)

根據煤礦開采地質條件，取α為80°，Lw為3 m，計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，代入式(3)，得采放比為1∶4.5。 因此，割煤高度大于3 m后，按《煤礦安全規程》規定的采放比1∶3時頂煤將具有良好的冒放性。 根據1∶3最大采放比計算，割煤高度可為17/4=4.25 m。實際生產中還需考慮煤體的物理參數、支架選型等因素，進而確定合理采放比，使采場礦壓顯現最小[16]。

2.2 煤壁穩定性分析

分析煤壁的穩定性，進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力超過了極限值時與深部煤體產生了損傷裂隙，隨著塑性區變形的增大，煤體失穩后發生片幫[17]。分析煤壁在采動影響后產生一定塑性破壞后的穩定性，根據現場實際觀測，工作面煤壁片幫煤體常以滑落的形式失穩[18-19]，且片幫位置多靠近支架頂梁，片幫形狀上大下小，故建立煤體穩定性力學模型如圖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-煤壁滑移時頂板給與的摩擦力；Fmn-滑移面對煤體的法向壓力；Fmm-滑移面對煤體的切向摩擦力；Fhb-液壓支架護幫力；Fz-液壓支架工作阻力圖3 煤壁穩定性力學模型Fig.3 Mechanical model of coal wall stability

建立煤壁破壞體的物理平衡方程見式(4)。

(4)

化簡可得式(5)。

Fdncosα+Gcosα-Fmm-Fdmsinα-Fhbsinα=0

(5)

式中：P為采場頂板載荷，MPa；α為剪切破壞角，根據巖石力學單軸壓縮下的剪切破壞角關系得α=45°-φ/2，φ為內摩擦角；f1為煤層對頂板的摩擦系數；f2為煤壁破壞面間的摩擦系數，與破壞煤層的內聚力有關。

由式(5)求得破壞煤體的極限承載載荷，見式(6)。

(6)

根據寧宇[20]的研究可知，在采高的0.65倍處最易發生剪切破壞，所以有h=M(1～0.65)，代入式(6)得破壞煤體保持極限穩定性時支架強度關于采高的關系式見式(7)。

Fz=P-

(7)

根據以往經驗可知，采場壓力可按開采高度的4～8倍覆巖載荷[21]，按8倍計算可得到累積開采厚度為10 m時，采場頂板載荷為2 MPa，4#煤層的內摩擦角為30°，但考慮煤體在采動影響下已發生塑性破壞，降低內摩擦角取22°，f1、f2近似等于tanφ≈0.40，α=30°，帶入式(7)計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阻力的關系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阻力越大，才能保證煤壁的穩定性。根據相關文獻可知，目前支架最大阻力為21 000 kN，此時割煤高度為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接頂點到煤壁最大片幫深度之間的距離[23]，端面距對綜放工作面機道頂煤控制有重要的影響。端面距視頂煤層理裂隙發育程度而定，煤層未采動之前，頂煤內只存在原生層理裂隙，端面頂煤為層狀巖體，如圖5(a)所示，采動影響導致端面直接頂離層和煤層張開；當工作面推進一段距離后，工作面前方會形成超前支承應力，超前支承應力致使工作面前方頂煤發生塑性破壞，產生大量的次生裂隙，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，采出空間增大造成覆巖運動強度劇烈，工作面前方的超前支承應力集中程度會逐漸增大，因此頂煤可能會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，目前關于端面距與端面頂煤穩定性及片幫的影響規律普遍采用數值模擬的方法進行分析。對于綜放工作面，裂隙在頂煤更易延伸擴散，強烈的采動影響通常會造成頂煤內共存多組次生裂隙，因此后續數值模擬建模時模型單元格以圖5(c)中三角形塊為主。

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

3 綜放開采煤壁及頂煤穩定性數值模擬

以8204工作面為研究對象，根據地質生產條件，設計8204工作面長度為150 m，放煤方式采用“一刀一放”，放煤步距為800 mm。分別對不同采放比和端面距對綜放開采端面煤壁及頂煤穩定性進行數值模擬分析。

3.1 模型建立

采用FLAC3D軟件進行數值建模，整個模型長×寬×高為250 m×200 m×90 m，計算準則為摩爾-庫倫準則，根據表1中4#煤層煤巖體力學參數對各分組進行賦參。模型頂部按照埋深400 m計算，施加10 MPa應力，初始平衡后垂直應力分布如圖6所示。由圖6可知，模型整體的垂直應力分布均勻，垂直應力自上而下逐漸增大，煤層中原巖應力的大小處于10 MPa左右，符合一般情況下400 m埋深的地應力計算結果。

表1 煤層頂底板巖石物理力學性質Table 1 Physical and mechanical properties of the roof and floor of coal seam

圖6 數值模型示意圖Fig.6 Schematic diagram of numerical model

3.2 采放比對煤壁及頂煤穩定性的影響

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，工作面長度150 m，運算時步300/次，截深1 m，放煤方式采用“一步一放”，推進距離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力關系圖。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系曲線。 由圖7(a)和圖7(b)可以看出，割煤高度對端面煤壁位移的影響程度大于對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，割煤高度2.0 m時位移量最大，割煤高度2.5～3.5 m時，位移量基本相同，當割煤高度達到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，采動強度雖增大，但超前支承應力集中區域基本處于割煤高度，無法波及到頂煤使之產生新的破壞，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，分界點為3.0 m，此時二者最大水平位移最小，割煤高度為4.5 m時，二者最大水平位移達到最大。當割煤高度大于3.5 m后，端頭煤壁最大水平位移上升趨勢變緩，而中部煤壁最大水平位移呈線性增大趨勢，因此預測割煤高度大于4.5 m后，中部最大水平位移將超過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影響及頂煤穩定性兩者共同影響，當割煤高度小于2.5 m時，頂煤穩定性是端面煤壁位移的主要影響因素，當割煤高度大于3.5 m時，工作面采動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變化的原因可能與煤體破壞自然塊度的大小有關。

圖7 割煤高度與端面煤體位移、應力狀態關系圖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系曲線。 由圖8可知，隨著割煤高度的提高，工作面超前應力峰值呈下降趨勢，而應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，超前支承應力影響范圍從煤壁前方4 m擴大到7 m處，說明煤體塑性破壞范圍不斷增大，同時超前應力峰值不斷降低，也表明煤體的極限承載能力正逐漸降低，自我穩定能力下降，因此煤壁片幫也會加劇，割煤高度的提高導致采動開挖自由空間的加大，支架上方頂煤和頂板的下邊界條件發生了變化，在一定程度上導致了支承壓力的降低，但當采高進一步增大時，采放比達到新的臨界值，可能導致支承壓力的上升。

圖8 割煤高度與超前支承應力關系曲線(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工作面不同位置與端面頂板位移量的關系曲線。由圖9可知，端面頂板位移量最大值出現在工作面中部，兩端位移量最小，并成對稱分布。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，當割煤高度大于4.0 m時，提高割煤高度，頂板位移量增長幅度明顯變大，因此，割煤高度太大將不利于頂板穩定。

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

綜上可知，割煤高度越大，采動強度越大，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，直至煤壁產生片幫，當割煤高度大于4.0 m后，這一趨勢將越來越明顯；同時，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，防止冒頂發生；當割煤高度大于3.5 m時，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，煤壁穩定性維護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該在2.5～3.5 m之間。

3.3 端面距對煤壁及頂煤穩定性的影響

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，運算時步300/次，截深1 m，放煤方式采用“一步一放”，推進距離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進行模擬，則支護強度為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系曲線。由圖10可知，在支架支護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，當端面距大于250 mm時，變化幅度明顯增大。

圖10 端面距與頂煤垂直位移關系圖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系曲線。由圖11可知，端面距僅對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，當端面距大于500 mm時，煤壁中上部圍巖水平位移明顯增大。綜合上述模擬結果表明，對于本煤礦綜放開采，工作面端面距不應大于250 mm。

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

4 綜放開采工藝參數確定

1) 確定合理的機采高度和采放比。對于綜放工作面煤壁位移大小，受工作面采動影響及頂煤穩定性兩者共同影響，當割煤高度小于2.5 m時，頂煤穩定性是影響端面煤壁位移的主要因素，當割煤高度大于4.0 m時，工作面采動影響成為影響端面煤壁位移的主要因素。同時考慮頂煤放出難易度及下分層工作面側向支承應力分布，確定某礦綜放工作面機采割煤高度在2.5～3.5 m范圍內為宜，此時頂煤冒頂少，且采動應力不大，煤壁片幫相對較少，同時頂煤易放出，最終確定采高為3.2～3.5 m。

2) 減小端面距。數值模擬結果表明，減小端面距，綜放工作面煤體的穩定性加強。從現場實際出發，應從以下幾個方面來減小端面空頂范圍：①控制采煤機截割深度，截深最好能控制在1.0 m以內；②工作面及時支護頂板，即先移液壓支架后推移刮板輸送機，移架后及時將伸縮梁打開；③盡量保證截割出來的頂板平整，并使支架處于微仰狀態，從而減小支架頂梁第一接頂點到梁端的距離，減小了空頂面積。

5 結 論

1) 建立了煤壁與支架間相互作用的力學模型，得到滿足煤壁穩定的支護強度與割煤高度的關系表達式。為滿足煤壁穩定性的要求，支架工作阻力應與采高相匹配，根據液壓支架工作阻力12 000 kN，計算得到最大割煤高度為3.2 m。

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

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

4) 端面距對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，變化幅度明顯增大；端面距僅對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定性加強，對于本文煤礦綜放開采工作面端面距不應大于250 mm。