弱粘结厚煤层综放开采及矿压显现特征研究*

刘结高

(淮南矿业(集团)有限责任公司，安徽 淮南 232001)

0 引言

我国西北部从浅到深赋存着丰富的煤炭资源，厚煤层、特厚及巨厚煤层较多。在鄂尔多斯准格尔煤田内，部分所属井田的弱粘结地层岩石强度较低，表现出散体材料特性，一旦受外力扰动作用达到其强度极限时，发生破坏形成类似“沙状”散体形态，该类岩石与中东部石炭二叠系地层岩体具有明显的区别。

多年来，综合机械化放顶煤开采技术已较为成熟，成为我国厚煤层采煤方法改革和解决难采厚煤层技术难题的有效途径[1]。随着割煤和放煤高度的增加及顶板结构条件的变化，将带来矿压显现剧烈、工作面煤壁片帮严重、顶煤采出率低、瓦斯涌出量大、自然发火等突出问题。针对特厚煤层综放开采，相关专家学者分别从能否对支架产生变形压力角度将顶板岩层分为“无变形压力岩层”和“有变形压力岩层”，给出了综放支架所受外载的解析计算式[2]；分析了特厚煤层综放开采顶板破断特征、顶煤体“三带”放煤理论[3-4]；建立了特厚煤层开采大空间采场岩层近、远场关键层结构演化模型[5]；研发了大采高综放工作面片帮综合防治技术、高效高采出率放煤技术和“低瓦斯赋存，高瓦斯涌出”条件下安全保障等关键技术[6]；对区域分层综放开采过程中覆岩破坏高度进行分析，确定了巨厚煤层软弱覆岩分层综放开采条件下采出厚度与覆岩破坏高度的关系[7]；针对特厚煤层综放开采过程中矿压显现剧烈支架工作阻力难以确定的问题，结合特厚煤层工作面顶板岩层破断形成的悬臂梁-砌体梁力学结构模型，建立了含中心斜裂纹的悬臂梁结构破断的力学模型，应用断裂力学理论，分析了悬臂梁破断失稳的影响因素，推导了支架荷载的表达式[8]。

许多学者还针对特厚煤层不同开采阶段“弱-弱”结构覆岩破坏高度、近距离厚煤层组工作面覆岩破坏规律、厚煤层综放开采支架围岩关系、顶板运动、窄煤柱围岩控制及含夹矸特厚煤层综放工作面顶煤破碎机理等[9-13]开展了大量工作，得出了有益的成果和结论，为指导厚煤层综放开采提供了理论和技术基础。

综上，在弱粘结复合顶板厚煤层开采中，工作面综放工艺及矿压显现特征还没有得到全面的分析研究。本文结合唐家会煤矿弱粘结复合顶板巨厚煤层综放面顶板岩石性质和厚度特点，分析弱粘结复合顶板综放工作面放煤工艺及矿压宏观显现特征，研究确定合理的综放开采工艺参数及矿压控制技术措施，为类似条件厚煤层综放面安全开采提供科学依据，并具有重要的理论指导意义。

1 工程概况

唐家会煤矿主采6#煤为可采较稳定煤层，平均煤厚约17.01 m，其余煤层均为局部可采的不稳定煤层，矿井设计生产能力为600万t/a。其中6#煤属于石炭-二叠系上统太原组，该地层为海陆交互相-陆相沉积，由于两种地质类型中各地层成岩时间晚，岩石成熟度低，再加上岩石多为泥质、钙质胶结充填，在后期各种地质构造应力作用下，形成了裂隙-孔隙双重介质，因此，导致整体岩层结构的强度低、胶结程度差，具有明显的弱粘结特征。

以61103工作面为研究对象，地面标高+1 277.5～+1 351.6 m，地下标高+770～+800 m，走向长1 048 m，倾斜长240 m；煤层平均厚度17.01 m，倾角0°～6°，平均2°。煤层结构复杂，含夹矸3～7层，为稳定煤层。各煤层顶、底板以顶板多为细粒砂岩、粉砂岩及砂质泥岩为主，底板多为砂质泥岩及粉砂岩。煤层顶板岩层柱状，如图1所示。

图1 工作面顶底板岩层柱状图

6#煤顶板砂岩为区内最明显的砂岩标志层，岩性以细砂岩和中砂岩为主。砂质泥岩的单轴抗压强度12.3～40.6 MPa，粉砂岩5.4～28.3 MPa，泥岩5.6～28.8 MPa，整体结构强度低、胶结程度差。

工作面采用长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。两巷采用锚索网联合支护形式，工作面液压支架型号为ZF18000/28/45，两端头液压支架型号为ZFT27600/28/42。

2 综放开采工艺参数分析

2.1 放煤影响因素分析

影响顶煤采出率主要因素有采放比、放煤步距、放煤方式、煤体强度、煤层埋藏深度和工作面液压支架阻力等。

采放比不但涉及顶煤的采出率，而且涉及到底部综采工作面煤壁的稳定性。通常情况下，对硬及中硬煤层来说，可适当增加底部煤层的割煤高度。放煤步距太大，部分顶煤由于不能及时放出，而造成顶煤采出率降低；放煤步距过小，会造成顶煤上方矸石过早放出，从而导致放出的顶煤含矸率增大。不同的放煤方式，导致放煤时间就有很大的不同，从工作面放煤需要的时间来看，单口放完一次煤的时间远远大于工作面完成一次割煤需要的时间。从提高工作面工作效率的角度来看，在工作面完成一次割煤时间一定的情况下，最有效的途径就是缩短工作面完成一次放煤需要的时间。无论是单轮间隔放煤还是单轮顺序放煤，一次只能开放一个放煤口，从而导致完成一次放煤需要的时间大大延长，而单轮间隔多口放煤能部署两个甚至更多的放煤口同时放煤，从而降低工作面完成一次的放煤所需要的时间。

2.2 开采工艺参数确定

针对如何确定综放开采工艺参数问题，采用二维颗粒流程序(简称：PFC2D)模拟软件，对放煤采放比、放煤步距、放煤方式进行了模拟分析。

模拟方案为：①模拟底部边界按不同割煤高度(4.5 m、5.0 m、5.5 m)即采放比为(1∶2.7、1∶2.4、1∶2.1)的顶煤采出率；②底部边界割煤高度一定的情况下，不同放煤步距(0.8 m、1.6 m、2.4 m)的顶煤采出率；③在合适的割煤高度和合理的放煤步距条件下，分别模拟单轮间隔多口放煤、单轮顺序放煤和单轮间隔顺序放煤3种放煤方式对煤采出率的影响作比较分析。不同工况条件下煤炭采出率见表1。

表1 不同工况条件下采出率对比表

通过对表1比较分析，当割煤高度为4.5 m和5.0 m时，都能使上部顶煤获得足够的松动空间，能够及时松散放出；从液压支架的可靠性、稳定性及液压支架的维护和煤壁片帮来考虑，所以割煤高度宜选为4.5 m，采放比为1∶2.7。

放煤步距不同，导致放煤时煤与矸石的运移、放出规律和混矸程度都有变化。当割煤高度为4.5 m即采放比为1∶2.7，放煤步距为0.8 m、1.6 m、2.4 m 对应的顶煤采出率分别为83.24%、84.62%、84.46%。分析可知，两采一放即放煤步距为1.6 m的顶煤放出效果较好，顶煤相对采出率最高。

从3种放煤方式的顶煤采出率来看，单轮间隔多口放煤的顶煤采出率最大，其平均顶煤相对采出率比单轮顺序放煤高大约3个百分点，较单轮间隔顺序放煤高出大约1个百分点，单轮间隔多口放煤方式，如图2所示。

图2 单轮间隔多口放煤示意图

3 矿压显现特征分析

3.1 液压支架受力分布分析

根据KJ345型矿用综采液压支架压力表所测定的工作面13个代表液压支架的工作阻力数据，选取每刀移架前的一组(13个支架)数据，绘制成工作面压力分布图，如图3所示。

图3 初放期间工作面压力分布图

61103综放工作面在初采初放期间，工作面下部及中上部直接顶初次来压步距为23.5～28.7 m(加切眼10.5 m)，直接顶板初次来压平均步距为27.1 m。随着工作面开采及放煤工序的进行，工作面上方老顶大面积来压步距在69.2～79.6 m之间，平均为76.1 m；来压期间，支架工作阻力增加，煤壁出现异响并发生片帮。采空区顶板冒落，能发现白色砂岩大块矸石。

初次来压时，支架阻力平均为30.3 MPa；周期来压时，支架阻力平均为31.4 MPa。工作面支架平均末阻力值在15.34～29 MPa之间，平均阻力值为22.25 MPa，占额定工作阻力的49.44%，支架能够满足初次来压和周期来压及正常开采时期采场的顶板控制要求。

3.2 顶板岩层及两巷压力特征

6#煤层顶板从直接顶到老顶(包括导水裂隙带范围内的4#、5#煤层顶板)为岩性不一、厚度变化大、层间粘结性差、整体性不强的大复合顶板，煤系地层顶板有别于华东地区二叠系煤层顶板(前者脆性大，后者韧性好)，顶板垮落时表现为分层垮落、分次垮落和坚硬岩层(砂岩)滞后垮落等特点，造成顶板来压亦有别于华东地区煤矿开采时顶板来压均衡性、规律性较好的特点。

工作面回风顺槽采用超前支架进行超前支护，支护长度28 m，运输顺槽采用单体支柱进行超前支护，工作面超前支承压力峰值最大达到32 MPa，超前支承压力峰值集中在煤壁前方4～11 m之间。

从宏观现象分析，回风顺槽超前压力影响范围在60 m范围内，在超前压力影响范围内，回风顺槽和运输顺槽出现底板开裂底臌现象(部分区域底臌影响拉超前架)，靠采煤帮尤为明显；工作面超前10 m臌帮明显，锚杆失效，顶板锚杆(索)出现断裂现象。

3.3 矿压显现明显原因分析

工作面宽尺寸、煤层厚度、顶板岩性、推进速度、支架初撑力及放煤工序都会对工作面开采期间的矿压显现有影响，并且受过异常区、工作面及系统设备影响，工作面推进速度存在速度慢和不均衡性，造成工作面采空区悬空顶板的压力迅速向支架上方和工作面前方传递。再加上局部地段放煤不充分，加剧采空区充填的非严实性和造成采空区应力集中。

3.4 矿压控制技术措施

矿压控制技术包括：①保证工作面支架的初撑力，压力不足时或安全阀开启后及时补液；②保持工作面均衡快速推进，每天6刀；③调整放煤工序和放煤工艺，坚持早班留1～2刀煤在中班检修时放煤；放煤工艺调整为两采一放，放煤时从两端头向中间放；④加强工作面及系统设备的日常检维修，保证来压期间设备运转正常；⑤进一步加强矿压监测分析，摸清老顶大的周期来压规律，实现主动矿压控制；⑥中部均衡放煤，避免应力集中和采空区不均质冒落；加大端头放煤力度，让中部老顶压力向两端头均衡分布并减小中部的压力。

4 结论

(1)依据综放开采的主要特点，确定了61103工作面割煤高度宜选为4.5 m，采放比为1∶2.7，放煤步距为1.6 m，单轮间隔多口放煤方式。

(2)得出了工作面在初采初放期间初次来压步距及周期来压步距；分析了工作面液压支架受力分布图，直观地说明了支架受力与工作面顶板来压之间的相互关系。

(3)得到了工作面超前支承压力分布情况、支承压力峰值位置及巷道底臌变形和锚杆失效断裂现象。

(4)对弱粘结厚煤层工作面矿压特征进行了分析，并针对性地提出了保证初撑力、均衡推进、两采一放、避免应力集中的放煤工序等矿压控制措施。