特厚煤层大采高综放开采矿压规律

庞 成

(重庆工程职业技术学院，重庆市江津区，402260)



特厚煤层大采高综放开采矿压规律

庞 成

(重庆工程职业技术学院，重庆市江津区，402260)

为了对特厚煤层大采高综放开采矿压规律进行深入研究，以某煤矿15 m特厚煤层为实例，结合离散元法数值模拟和现场实测的方法对首采工作面矿压规律进行研究。现场实测结果表明，基本顶呈现周期性破断，周期来压步距在15～23 m范围内变化，且倾向方向工作面周期来压步距基本一致，来压期间动载系数不大。数值模拟结果表明，特厚煤层大采高综放开采过程中，基本顶中形成稳定的砌体梁结构，解释了开采过程中矿压显现不明显且来压期间无明显冲击载荷的现象。研究表明，该煤矿特厚煤层大采高综放开采工作面来压周期性比较明显，呈现高频率、低强度的特征，工作面液压支架满足安全生产要求，超前支护50 m较为合理。

特厚煤层 大采高 综放开采 数值模拟 周期来压

长期以来，14 m以上特厚煤层的开采面临巷道支护、瓦斯治理、资源回收等诸多难题。大同矿区是我国重要的采煤矿区之一，所处的石炭纪煤层结构复杂，平均厚度在18 m以上。由于采放比、顶煤冒放性、煤层厚度变化、自然发火期和吨煤成本等因素影响，传统的普通综合放顶煤方法和分层开采方法难以满足生产需要。

大采高综放开采是近年提出的开采方法，一般将割煤高度为3.5～5.0 m的综放开采称为大采高综放开采。与普通综放开采相比，大采高综放开采采高较大，放煤高度较大，充填空间增大，支架工作阻力高，煤层上覆岩层的破断和运动规律发生变化。大采高综放开采提升了顶煤的放出厚度，增强了综放开采的适应性。本文通过相似模拟和现场实测相结合的方法，以山西某煤矿首采工作面为工程背景，研究特厚煤层大采高综放开采上部覆岩变化规律，探讨液压支架稳定性与围岩的关系。

1 工程概况

该矿首采工作面开采3#～5#煤层，煤体的抗压强度为15.64 MPa，煤层厚度为12.2～18.1 m，平均厚度为15.5 m，煤层倾角为3～4°，埋深为290～340 m，平均埋深为325 m；工作面伪顶为1.3 m的灰黑色泥岩，直接顶为12 m的灰白色含砾粗砂及中粒砂岩，基本顶为20 m的灰白色细砂与中粒砂岩互层；煤层直接底为5 m的灰黑色泥岩，基本底为15 m的灰白色中粒砂岩与细砂互层。工作面采用大采高综采放顶煤工艺开采，工作面长度为220 m，采高为3.9 m，放煤厚度为11.55 m，采放比约为1∶2.96。工作面端头采用ZTZ20000/27.5/42型端头液压支架，过渡支架采用ZFG13000/27.5/42型，中部采用ZF15000/27.5/42型放顶煤液压支架支护顶板并同时放煤，巷道超前支护采用金属铰接顶梁和单体液压支柱，超前支护距离不小于50 m。

2 首采工作面矿压规律数值模拟预测

2.1 数值模型

数值模拟模型如图1所示。模型走向长度为280 m，竖直高度为120 m，模型左右各留设50 m保护煤柱，工作面推进长度为180 m，割煤高度为4 m，放煤高度为12 m。模型块体采用摩尔-库伦模型，节理为面接触库伦滑移模型。

图1 数值模拟模型

2.2 模拟分析

不同开挖步距煤岩垮落及裂隙发育情况如图2所示。由图2可知，工作面推进25 m时，直接顶上分层开始破断，楔形缺口继续扩大，此时裂隙发育到基本顶第一分层，且裂隙发育速度明显增大。工作面推进到45 m的时候，基本顶第一分层下分层突然破断，因冒落采空区的矸石未充满，没有形成有效的支撑体系，故其运动形式为整体切落，此时基本顶上覆采动岩层出现同步下沉，纵向裂隙将基本顶第一分层整层贯通。工作面继续推进至60 m时，采空区后方逐渐被压实，基本顶第一分层初次破断块切落滑移至采空区形成前铰接点，然而由于处于悬露状态的顶板此时达到其极限跨距，故发生第二次破断，且与初次破断后的岩块相互挤压，形成拱式平衡结构。此时离层裂隙也开始向上发育，离层量不断增大。工作面继续向前推进至80 m时，基本顶发生第三次破断，其运动形式仍为滑落失稳，随着基本顶第一分层的大面积垮落，纵向裂隙继续向深部发展，位于裂隙带内岩层的离层量也明显增大，此时采空区两侧的横向裂隙也开始发育。

图2 不同开挖步距煤岩垮落及裂隙发育情况

模拟工作面推进180 m期间，基本顶共发生1次初次来压和8次周期来压。其中，直接顶的初次垮落步距为25 m左右，基本顶的初次来压步距为45 m，周期来压步距为15～20 m，平均为18 m。

模拟结果表明，工作面推进5 m时，应力集中范围较小，影响范围为4 m，应力集中系数为1.08；继续推进25 m时，应力集中范围变大，影响范围为55 m左右，应力集中系数为1.28；当工作面继续推进到45 m时，应力峰值及其影响范围变化较小；工作面推进60～180 m期间，超前支承压力随工作面向煤壁深处转移，应力峰值由9.5 MPa增加到15.9 MPa，应力集中系数变化范围为1.7～2.8，影响范围为48～65 m，平均为56.5 m，故设计现场超前支护50 m较为合理。

3 大采高综放面矿压规律实测研究

3.1 工作面测站布置

首采工作面采用KJ513矿山压力在线监测系统，对工作面液压支架的支护阻力实时在线监测。整个在线监测系统实现了井下到井上集中控制与管理。监测支架编号为5#、15#、25#、35#、45#、55#、65#、75#、85#、95#、105#、115#和125#，工作面矿压测区布置如图3所示。

图3 首采工作面矿压测区布置图

3.2 工作面周期来压规律分析

首采工作面从试运行到工作面推进到180 m共发生8次周期来压。期间工作面支架接顶效果良好，但后支架后立柱容易出现因放煤接顶不良而导致压力突降的状况，故选择支架前柱来压值作为周期来压判断依据。不同来压期间沿工作面倾向支架步距分布情况如图4所示。

图4 工作面来压步距与推进距离关系

由图4可以看出，得到基本顶初次来压步距范围为42.0～45.4 m，平均为43.5 m；周期来压步距变化范围为13.4～22.5 m，平均约为17.1 m，与数值模拟结果基本一致。工作面来压周期性比较明显，呈现高频率、低强度的特征，倾向方向工作面周期来压步距基本一致。工作面整体来压强度都较小，初次来压期间动载系数的变化范围是1.49～1.82，平均为1.59，周期来压期间动载系数变化范围为1.33～1.51，平均为1.40。动载系数不大表明支架阻力明显具有较大的富余量，来压期间煤壁片帮发生少，片帮深度也较小，但当支架接顶不严时，在顶煤裂隙发育区容易发生冒顶，片帮也时有发生。因此，移架后保证初撑力非常有必要。

3.3 液压支架载荷运行状况分析

工作面液压支架的初撑力为31.4 MPa，工作阻力为36.86 MPa。工作面液压支架初撑力分布频率直方图如图5所示。由图5可知，支架大部分初撑力分布在25 MPa附近，超过额定初撑力80%的支架占28.7%，而超过30 MPa的支架只占12%，支架初撑力普遍处于较低水平，工作效能没有得到充分发挥。

图5 初撑力分布图

工作面液压支架工作阻力分布频率直方图如图6所示。

图6 工作阻力分布图

由图6可知，支架工作阻力大部分集中在20～35 MPa，占总数的61.7%，达到35 MPa的支架数仅占6.67%。液压支架在非来压期间工作阻力主要集中在高于初撑力10%之间，可以满足工作面顶板来压的控制要求。工作面推进过程中，大于额定工作阻力36.86 MPa的只占2.4%，液压支架工作阻力可以满足顶板来压要求。液压支架工作阻力出现部分小于初撑力，可能是由于基本顶不同步距来压或支架接顶不良。

4 超前支柱压力变化分析

首采工作面回风巷与运输巷超前支护均采用“一梁三柱”超前支护，超前支护长度为50 m，现场采用压力表观测了超前支柱压力变化，单体液压支柱压力变化曲线如图7所示。由图7可以看出，靠近煤壁侧阻力为15 MPa，这主要是由于采后应力集中区向工作面煤体深部转移，而靠近煤壁侧的煤体因采动泄压，加之顶板破碎，压力相对下降。在工作面更前方压力逐渐增大，2号曲线距工作面大约15 m 处阻力达到最大值23.8 MPa，说明支承压力峰值出现在15 m附近，峰值后的区域内阻力逐渐降低趋于稳定。在靠近支撑压力峰值附近煤壁侧巷道顶煤破碎严重，煤壁侧片帮明显，在实际采煤过程中应加强超前支护段巷道围岩监测，加强煤壁支护强度。

图7 单体液压支柱工作阻力随工作面推进变化图

通过两条曲线变化趋势，可以预测超前支承压力的近似变化情况。峰值出现在工作面前方14～15 m左右，整个超前支撑压力的影响范围在55 m左右，表明现场超前支护50 m是合理的。

5 结论

(1)通过数值模拟分析，得出了直接顶的初次垮落步距为20 m，基本顶的初次来压步距为45 m左右，周期来压步距为20 m左右。在模拟中发现基本顶第一分层跨落后，第二分层形成砌体梁稳定结构，因此工作面周期来压期间矿压显现不强烈。

(2)通过对现场实测数据的统计规律分析，总结得出了随着工作面的不断推进，直接顶的初次垮落步距范围是15～30 m，基本顶初次来压步距在46 m左右，基本顶周期来压步距在15～23 m范围内变化。

(3)液压支架的初撑力普遍小于额定初撑力，可以有效的支撑顶煤，工作面液压支架工作阻力主要集中在25～35 MPa，超过额定工作阻力的支架比例小，表明该煤矿特厚煤层大采高综放开采在来压期间无明显冲击载荷现象，在开采过程中应保证移架后初撑力，检查液压支架接顶，防止漏顶事故的发生。

(4)通过数值模拟研究和对超前单体液压支柱的实际承载特性观测研究表明超前支护范围为50 m较为合理。支柱阻力峰值出现在工作面回采巷道超前14～15 m左右，现场观测到该段煤壁侧巷道顶煤破碎严重，煤壁侧片帮明显，应加强支护。

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(责任编辑 陶 赛)

Research on strata behavior rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height

Pang Cheng

(Chongqing Vocational Institute of Engineering, Jiangjin, Chongqing 402260, China)

Based on the example of 15 m ultra-thick coal seam in a certain mine, this paper studied the mining pressure rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height. Numerical simulation of discrete element and field observation were conducted to study the mining pressure of first working face. The field test results indicated that the basic roof had periodic breakage and the periodic weighting distance varied from 15 m to 23 m. The pace of periodic weighting was generally consistent in trend direction and the dynamic load coefficient was basically invariable. The numerical results showed that the stable bond-beam structure was laid in basic roof which explained the phenomena of unapparent mining pressure and impulse load during the period of the pressure change. Research showed that the periodic weighting was obvious, which was characterized by high-frequency and low-intensity; hydraulic support in working face met safety production requirements and 50 m advanced support was relatively reasonable.

ultra-thick coal seam, large mining height, fully mechanized caving mining, numerical simulation, periodic weighting

庞成. 特厚煤层大采高综放开采矿压规律 [J]. 中国煤炭，2017,43(3)：62-65. Pang Cheng.Research on strata behavior rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height [J]. China Coal，2017，43(3)：62-65.

TD325

A

庞成(1975-)，男，四川阆中人，副教授，从事矿井开采及灾害防治方面的研究。