保德煤矿松软厚煤层开采方法适用性评价

伊永杰，李化敏，程志斌

(1.国能神东煤炭保德煤矿，山西 忻州 036600；2.河南理工大学，河南 焦作 454000；3.河南理工产业技术研究院有限公司，河南 焦作 454000)

0 引 言

我国一些大型产煤区煤层厚、倾角小，具备很好的开采条件。在我国经济社会快速发展的趋势下，尤其是进入21世纪以来，我国对煤炭的需求量急剧攀升。为满足快速增加的能源需求，就需要采用既安全又高效的开采方法。20世纪80年代产生了放顶煤开采工艺，经过近三十年的发展，放顶煤开采技术的应用范围迅速扩大，产量迅速提高。如大同塔山煤矿在近20 m厚的煤层中应用综放开采技术，工作面年产达15 Mt水平；平朔井工矿在14 m厚煤层中应用综放开采技术，综放工作面年产达10 Mt水平。在放顶煤开采工艺不断发展成熟的同时，大采高技术[1-3]也取得了较快发展。随着综采液压支架高度的不断加大，煤层的一次采全厚的高度也越来越大。 晋煤集团寺河煤矿开采平均煤厚6.4 m的3#煤层时，在2307工作面采用一次采全高开采方法，原煤工效达到152 t/工；神东上湾煤矿最大采高达8.8 m，单个工作面最高日产5.84×104t、最高月产1.46 Mt。

在综放开采技术从引进至今近40年的时间里，国内众多学者对综采放顶煤开采与大采高综采技术进行了研究，取得了丰硕成果。李佳佳等[4]、赵铁林等[5]、吴利军[6]、吴彦霞[7]分析顶煤冒落形态的影响因素和冒落顶煤体的物理力学特征，得出了提高顶煤采出率准则。梁小龙[8]、苏波[9]对综放工作面采放工艺过程、放顶煤开采采放工艺参数匹配方式和综放工作面设备能力匹配关系进行分析，提出了循环作业方式的循环工时及工作面各环节煤流量计算公式，为综放面工艺设计、设备选型、优化采放工序、提高顶煤回收率和单产提供依据[10-12]。郝利生[11]、申磊[12]采用PFC数值模拟方法，针对大倾角松软特厚煤层展开了采放工艺优化研究。阎炜[13]、杨玉海[14]为了解煤壁采动裂隙的演化规律，采用了现场实验和仿真模拟相结合的方法进行研究，并对煤壁失稳现象用滑移线理论进行研究。李绍珲[15]、陈宁[16]、王国勋[17]为总结影响工作面煤稳定性的各种因素，采取了建立了大采高工作面煤壁滑面力学模型，并利用了边坡稳定性理论和概率分析方法。张钊[18]为得到煤壁的挠度特征和失稳机理，以完整性较好的煤壁作为硏究对象，采用压杆理论进行了研究分析。

目前，针对超大采高综采的相关研究较少，本文基于保德煤矿生产地质条件，采用数据统计、理论分析等方法，从煤层赋存条件、覆岩结构、煤层回采率、冒放性、类似矿井大采高情况、经济效益等方面进行不同开采方法的适应性评价，为保德煤矿高产高效生产提供参考依据，同时为类似矿井的选择合理开采方法提供方法借鉴。

1 工程背景

1.1 保德煤矿开采方法沿革

保德煤矿是神东煤炭集团所属骨干矿井之一，目前主采8#煤层，该煤层共分为5个盘区，分别为一盘区、二盘区、三(上)盘区、三(下)盘区和五盘区。

2011年以前，保德煤矿主要采用大采高综采技术，开采范围为一盘区全部工作面、二盘区81201工作面～81203工作面、三上盘区81301工作面～81303工作面以及五盘区81501工作面。随着煤层厚度变厚、煤层倾角变化较大等情况的出现，导致综采工作面回收率降低、工作面支架稳定性差、易出现强矿压等问题，在经过综放开采的可行性论证后在8#煤层应用综放开采。使用放顶煤开采后发现其优势和不足之处，优势主要包括以下方面：①工作面回采率增加；②工作面使用两柱放顶煤支架，工作阻力高，不会出现片帮、漏顶，矿压得到了有效控制；③割煤高度低，支架重量小、投资少。不足主要包括以下方面：①工作面多出后方放煤系统，投入增加；②工艺环节及现场管理复杂；③在采用两柱式放顶煤支架的情况下，支架有效合理作用范围小，在拉架、放煤过程中将导致支架顶煤漏空，支架合力作用点前移，在低载荷条件下支架容易达到或超过额定工作面阻力，对顶板控制不利。

1.2 地质条件

8#煤层未开采区为二盘区及三(下)盘区，每个盘区计划布置8个工作面。开采前对该区域煤层及顶底板的情况进行了探测。

1) 煤层厚度。通过对二盘区及三(下)盘区地质打孔，将各钻孔煤厚进行统计，结果见表1。

表1 计划开采区煤厚分布统计表Table 1 Statistical table of coal thickness in planned mining area

2) 煤层埋深。对地质钻孔进行统计，二盘区煤层埋深280.31～555.40 m，平均埋深404.35 m；三(下)盘区煤层埋深320.00～645.82 m，平均埋深497.27 m。

3) 顶底板。8#煤层二盘区直接顶主要为泥岩，厚度3.40～11.33 m，抗压强度21.4 MPa，底板为细粒砂岩，厚度0.57～2.50 m，抗压强度26.7 MPa，三(下)盘区直接顶主要为泥岩，厚度0.85～10.35 m，抗压强度13.8 MPa，底板为泥岩，厚度0.93～7.90 m，抗压强度22.1 MPa。

2 不同开采方法的矿压显现特征

基于保德煤矿前期的开采经验，一次采全高开采方法条件下的强矿压显现频率和次数均大于综采放顶煤开采方法，说明不同开采方法下的矿压显现规律不同。为了对比不同开采方法下厚煤层工作面的矿压显现规律，分别统计8#煤层采用大采高一次采全高与放顶煤开采时，工作面的矿压矿压监测数据，结果见表2和图1。

表2 工作面矿压监测记录表Table 2 Monitoring record table of working face mine pressure

由图1可知，综放工作面的初次来压步距以及周期来压步距均大于大采高综采工作面。在初次来压方面，综放工作面平均来压步距为61.23 m，大采高综采工作面平均来压步距为30.70 m，降低约49.9%；在周期来压方面，综放工作面平均来压步距为20 m，大采高综采工作面平均来压步距为9.4 m，降低约53%。综放工作面周期来压强度小于大采高综采工作面，综放工作面平均周期来压强度为40.26 MPa，大采高综采工作面平均来压强度为46.45 MPa，增大约15.4%。

图1 综放工作面与综采工作面矿压对比柱状图Fig.1 Comparison map of mine pressure between fully mechanized caving face and mining face

因此，综放工作面由于在放煤过程中顶煤充当了直接顶垮落时的“垫层”，使得工作面的压力分为了割煤和放煤两个阶段，在顶板来压时有一部分力将转换为破煤时的压力从而减缓来压强度。同时，由于综放工作面顶煤放不能完全放出，因此在采空区也可以形成一定的碎涨填充空间，从而使得工作面的来压步距有所增加，同时使顶板的周期性破断变为从缓慢的弯曲至最终破断的过程，这也在一定程度上削弱了周期来压强度。

3 开采方法适应性评价

为了选择8#煤层更好的开采方法，从煤层赋存条件、覆岩结构、煤层回采率、冒放性、类似矿井大采高情况、经济效益等方面进行开采方法的适应性评价。

3.1 煤层赋存条件

1) 煤层厚度。根据煤厚占比数据可知，二盘区煤厚以7～9 m为主，若采用大采高综采技术，最大采高超过8 m，且8#煤层顶板裂隙发育、完整性差，存在片帮冒顶风险。

2) 煤层埋深。对地质钻孔资料进行统计，8#煤层二盘区煤层埋280.31～555.40 m，平均埋深404.35 m。三(下)盘区煤层埋深320.00～645.82 m，平均埋深497.27 m，8#煤层埋深变化较大，最大高差达325.83 m。随着采深的增大，采场围岩压力增大，岩层移动更加剧烈，顶板及上覆岩层移动变形强化，因此推测8#煤层在开采过程中工作面及巷道矿压显现强度变化较大，采用综采放顶煤方法具有更强的适用性。

3) 煤层倾角。煤层倾角是影响液压支架稳定性的重要因素，当煤层倾角较大时，支架上覆岩层的重力切向分量较大，而法向分量较小，使得支架所受侧向应力变大，支架稳定性相对减弱；同时，支架所受合力作用线远离底座，发生重心偏移现象，加剧了支架失稳的可能性。8#煤地层属单斜构造，根据地质钻孔钻探结果，计划开采区域的煤层倾角普遍在9°左右。在使用大采高支架情况下易发生受力不均、支架倾斜等情况，影响支架稳定性。

4) 煤体强度。煤层强度影响煤壁稳定性最主要的因素。保德煤矿8#煤层呈层状、线理及条带结构，块状构造，局部内生裂隙发育。经测定，8#煤层抗压强度为11.2 MPa，普氏系数为1.1，属软煤层。若采用大采高综采工艺时，采高增大，煤壁片帮的危险性高、煤壁控制难度增大，综采放顶煤开采技术可有效缓解该问题。

5) 瓦斯、煤尘及自燃特性。①根据矿井瓦斯等级鉴定结果，8#煤层矿井绝对瓦斯涌出量为129.03 m3/min，相对瓦斯涌出量为11.20 m3/t，为高瓦斯矿井；②据煤尘爆炸鉴定报告，煤尘具有爆炸性；③8#煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，为自燃煤层。在瓦斯、煤尘及自然发火方面，两种开采方法均需加强瓦斯、降尘抑爆及防灭火等安全措施的实施及管控工作。

6) 顶底板。该煤层顶底板多为泥岩，抗压强度低，遇水易软化，岩石质量指标(RQD)位于28.03%～83.98%，整体稳固性较差。回采时会对工作面顶板控制带来较大困难，不利于大采高综采工作面围岩控制。

7) 地质条件。①地质构造。8#煤层在开采过程中井下揭露断层共计56条断层，皆为正断层，落差全部小于5 m，落差在3～5 m之间的断层4条，其余断层落差小于3 m。②裂隙带。井田裂隙带较为发育，在生产中揭露11条裂隙带，均呈组分布，走向与煤层近一致，宽度在80～120 m，间距在100～150 m，裂隙倾角大于70°，裂隙存在层间滑动，受裂隙带的影响，矿区顶底板较为破碎。③冲刷构造。一盘区冲刷构造在81111工作面和81112工作面靠近切眼段，冲刷体岩性为灰白色中、细砂岩，属半坚硬型，水平层理较为发育，局部为斜层理。受冲刷影响81111工作面煤层最薄处仅为0.2 m，冲刷体宽度为125 m。三盘区冲刷范围大，井田内最大宽度2 895 m，受此冲刷构造影响，煤层以及顶板形碎带严重，给掘进及回采带来困难。

综合8#煤层赋存条件，二盘区及三(下)煤层较厚，顶底板完整性较差，裂隙较为发育，破碎顶板占比较多，且地质条件复杂，更适合放顶煤开采。

3.2 覆岩结构

大采高综采面回采过程中，其覆岩失稳运动特征如下所述。

1) 随着工作面开采范围增大，顶板垮落后形成悬顶，并周期性断裂，顶板以“组合梁”的形式存在。

2) 大采高开采空间大，冒落顶板在初始阶段密实度较低，在覆岩顶板的载荷作用下采空区冒落顶板压缩量不断增大，当顶板的允许下沉空间超过覆岩顶板断裂失稳的极限下沉量时，破断块体间呈非铰接顶板结构形态直接作用于采空区冒落矸石及下部组合悬梁结构上方。当组合悬梁上方为软弱顶板岩层，非铰接顶板结构转化为组合悬梁结构。当上方顶板岩层硬度较大时，顶板非铰接结构破断尺寸较大，破断顶板块体向采空区侧延伸，受采空区矸石作用面积较大，采空区矸石支撑作用增强，从而减弱了对下方组合悬梁结构的作用。

3) 随着开采空间的不断扩大，采空区冒落矸石块体间的密实度增加，对覆岩顶板破断运动的支撑作用逐渐增强。非铰接顶板之上的坚硬岩层断裂后，破断块体间相互挤压形成铰接顶板结构。

4) 在顶板铰接结构上方由于顶板允许的下沉空间很小，因此其上覆顶板岩层为非贯通断裂，呈弯曲下沉状态。组合悬梁结构、非铰接顶板结构是铰接顶板结构与工作面支架间相互作用的媒介，铰接顶板结构是影响工作面矿压显现的主要因素，非铰接顶板结构的周期性断裂失稳，会对工作面产生较小的周期性压力。

综放工作面采空区由破碎顶煤和破断直接顶共同填充，相较于大采高综采，综放工作面采空区上方为顶板下沉提供的空间更小，基本顶允许下沉空间小于覆岩顶板断裂失稳的极限下沉量，基本顶破断岩块形成相互铰接的大变形梁结构。当工作面顶板为极坚硬厚煤层且形成悬臂梁结构时，工作面会在其上位岩层中的较坚硬岩层形成老顶组合平衡岩梁。

煤层性质是综放面顶板大变形岩梁结构稳定性的决定性影响因素，若上覆岩层传递的压力超过顶煤的承受极限，顶煤卸压、释放能量。顶煤完全破碎时，其无法传递载荷，起到“垫层”的作用，使顶板运动对支架的影响较小；顶煤不完全破碎时，其仍具备一定的支撑能力，支架受到的顶板压力受顶煤强度影响较大。

大采高综采工作面覆岩顶板整体呈现“组合悬梁结构-非铰接顶板结构-铰接顶板结构”的结构特征，而综采放顶煤基本顶破断岩块形成铰接的大变形梁结构，且有顶煤作为缓冲层，可有效减小顶板来压强度。

3.3 回采率

将二盘区与三(下)盘区煤层厚度统计可知，煤层厚度变化大，当大采高综采的设计采高不同时，对于煤层是否能够整层开采影响较大。根据神东矿区大采高应用情况和目前支架的发展情况，分析采高为5.0 m、5.5 m、6.0 m、6.5 m、7.0 m、7.5 m、8.0 m、8.5 m两个盘区的煤层回收情况，结果如图2所示。

图2 不同采高煤层回收率占比Fig.2 Recovery ratio of coal seams with different mining height

由图2可知，二盘区煤层厚度较大，当设计采高在7.5 m以下时，盘区内一半以上的煤层无法实现整层开采，采用目前最高的液压支架为8.8 m支架时，盘区内也有19%的区域难以实现整层开采，因此采用大采高综采技术时可能会造成较大煤炭资源损失；三(下)盘区煤层相对较薄，设计煤层达到6 m以上时，盘区内超过94%的区域可以实现整层开采，但是由于部分区域煤层较薄，采用大采高综采时，可能存在大量截割岩石的情况，可能造成影响采煤效率、增加设备损坏概率等不良状况。由此可知，若采用放顶煤开采，既可以割煤，也可以放煤，高度可控，能较好地兼顾提高回收率与减少截割岩石。

3.4 冒放性

影响顶煤冒放性[19-22]的主要因素有埋深、采高、煤厚、煤层强度、顶板岩性及结构、煤层节理、裂隙发育程度、煤层夹矸特征等。

1) 煤层强度。实践证明，当煤层单轴抗压强度在5～40 MPa时，适用于放顶煤开采技术的应用，尤其以煤层强度10～20 MPa时放煤效果最佳。保德煤矿8#煤层的单轴抗压强度为11.2 MPa，适用于进行放顶煤开采。

2) 开采深度。当工作面超前支承压力峰值大于顶煤极限强度时，则表示采深较大，反之则较小。当开采深度(H)与煤体强度Rc之间满足式(1)即可认为顶煤能被有效破碎。

H/Rc≥16.57

(1)

8#煤层三(下)盘区煤层平均埋深497.27 m，二盘区煤层平均埋深404.35 m，二盘区与三(下)盘区煤层开采深度与煤体强度Rc的比值分别为为36.10、44.39，结果表明8#煤层的冒放性良好。

3) 顶板岩性。顶板岩性是顶煤冒放性的主要影响因素，顶板岩层较坚硬时有利于顶煤的破碎；顶板岩层较松软时，顶板冒放性较好，有利于顶煤放出，但是不利于顶煤破碎。综合分析后，认为以粉砂岩、中粗砂岩为主的中硬顶板，最有利于顶煤的冒落与放出。8#煤层顶板的抗拉强度在1.5～3.4 MPa之间，顶板稳固性较差，岩石质量状态多为较差类型，有利于顶煤放出。

4) 煤层厚度。顶煤在支承压力和支架扰动的综合作用下破碎成散体，其中超前支撑应力是顶煤破碎的主要因素，支架仅对其上方2 m左右的顶煤产生影响。一般认为，采放比为1∶1～1∶2时，较适宜顶煤放出，以采煤高度为3.0～3.5 m计算，当煤层厚度为3～7 m时，较适合采用放顶煤方法。8#煤层二盘区煤层平均厚度8.21 m。三(下)盘区煤层厚度平均6.75 m，设计采高为3.0～3.5 m时，三(下)盘区顶煤度为3.25～3.75 m，采放比为1∶0.93～1∶1.25；二盘区顶煤厚为4.71～5.21 m，采放比为1∶1.35～1∶1.74。因此，8#煤层的采放比较为适合顶煤破碎和放出。

5) 节理裂隙发育程度。根据保德煤矿8#煤层的揭露情况来看，该煤层裂隙主要在中上部发育，呈条带状，裂隙间距约为150 m；裂隙带倾向和走向发育特征与煤层方向接近，裂隙倾角多小于50°。综合来看，8#煤顶煤裂隙发育较充分，有利于顶煤冒放。

6) 夹矸厚度与硬度。顶煤夹矸是影响顶煤放出的不利因素，夹矸对顶煤冒放性的影响包括岩性、硬度、厚度、层数等。一般而言，当夹矸厚度大于300 mm时夹矸对顶煤影响较大，顶煤冒放性极差。8#煤结构较为复杂，一般含夹矸3～4层，夹矸总厚平均1.38 m，夹矸厚度较厚，对顶煤冒放性产生影响较大，但是夹矸岩性以泥岩为主，夹矸强度较弱，降低了夹矸厚度对冒放性的影响。

3.5 大采高工程类比

选取神东矿区的上湾煤矿、补连塔煤矿、大柳塔煤矿大采高综采工作面，将煤层赋存条件与保德煤矿进行对比，对比结果见表3。

表3 煤层及顶底板条件Table 3 Coal seam and roof and floor conditions

上湾煤矿、补连塔煤矿、大柳塔煤矿采用7.0～8.8 m大采高综采工艺，在生产过程中，工作面均存在片帮漏顶等情况，其中上湾煤矿尤为明显。保德煤矿计划开采区域煤层厚度变化范围大，普氏系数较其他矿井大幅降低，且埋深由其他三个实例工作面平均200.00 m左右增加至497.27 m，更加不利于大采高综采安全生产。

3.6 经济效益分析

1) 煤炭产出效益。根据二盘区、三(下)盘区大采高综采回采率计算结果及综放开采回采率统计，若采用8.8 m大采高综采技术，则可多回收煤共计781.2万t，吨煤利润按照15元进行计算，共产生约1.17 亿元经济效益。

2) 设备投入。若采用大采高综采技术，则工作面液压支架、采煤机、刮板输送机等均需要按照配套系统进行更换，按照目前国内市场价进行估算，需投入3.6亿元左右设备更新费用。

3) 巷道扩修及掘进费用。由于大巷及相关回采巷道尺寸目前无法满足大采高综采设备运输需求，需根据大采高综采设备尺寸进行扩修。根据国能神东煤炭集团提供的相关巷道尺寸要求，大采高综采产生的巷道扩修成本1.07亿元，新掘巷道成本6 025.56万元。

若采用大采高技术，由煤炭产生的经济效益为1.17亿元，但多花费3.6亿元设备更新费用、1.07亿元扩修巷道费用，6 025.56万元新掘巷道费用，收益远小于投入。

3.7 综合评价结果分析

上述分析表明，在煤炭资源回收率方面，若使工作面回采率符合相关规定，二盘区设计采高需达到8.5 m、三(下)盘区需达6.5 m以上，在同一配套8.8 m大采高液压支架，由于煤层倾角9°、煤层及顶底板较软弱、断层构造多，8.8 m大采高液压支架和煤壁的稳定性差，大采高综采工作面安全生产风险较高。

4 结 论

根据8#煤层二盘区与三(下)盘区煤层、构造、顶底板、抗压强度等因素，该区域地质类型属复杂类型。通过矿井3个综放工作面及2个大采高工作以及类似矿井的矿压统计分析，综放相比大采高工作面，初次来压和周期来压的强度都有所降低。经过经济对比，未开采区采用大采高开采时投入大于收益。综合分析认为，二盘区和三(下)盘区从技术、经济、安全等方面，综采放顶煤开采优于大采高综采采煤法。