夏洪春 黃杰華 呂碩碩 尹訓(xùn)強(qiáng)

（大連大學(xué)建筑工程學(xué)院,遼寧 大連 116622）

近年來,煤層綜放開采技術(shù)在我國蓬勃發(fā)展并日益完善,基于該技術(shù)可較好地實(shí)現(xiàn)特厚煤層的安全高效開采,從而取得巨大的社會(huì)經(jīng)濟(jì)效益,故已成為我國當(dāng)前特厚煤層開采的主要技術(shù)方法。

眾多學(xué)者對(duì)其綜放過程中的頂煤運(yùn)移規(guī)律進(jìn)行了研究。呂華永等[1]運(yùn)用相似模擬實(shí)驗(yàn)的方法還原特厚煤層綜放開采的過程,研究表明在綜放開采階段形成的短懸臂梁結(jié)構(gòu),會(huì)隨著開采過程的不斷進(jìn)行,發(fā)生失穩(wěn)破壞形成散體結(jié)構(gòu),且中位頂煤和上位頂煤會(huì)出現(xiàn)不同程度的位移,中位頂煤位移值較大,破碎效果顯著,從而利于頂煤的放出。默建濤[2]以龐龐塔礦9-101工作面為例,通過研究得出其綜放工作面頂煤運(yùn)移規(guī)律,在超前支承壓力下,水平位移由于頂煤中原生與次生裂隙不斷擴(kuò)展貫通得到一定程度的增加。姚建偉[3]以霍州煤電辛置煤礦2-104工作面為例,通過對(duì)頂煤運(yùn)移及破壞機(jī)理進(jìn)行分析,發(fā)現(xiàn)在影響頂煤運(yùn)移的諸多因素中,工作面超前支承壓力及支架初撐力對(duì)其影響較大,且工作面的冒頂次數(shù)與放頂煤支架初撐力成正相關(guān)。黃正鵬[4]采用數(shù)值模擬的方法對(duì)燕子山礦一個(gè)綜放工作面（8214）進(jìn)行煤巖失穩(wěn)垮落規(guī)律研究,并通過現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),得到端頭區(qū)頂煤運(yùn)移規(guī)律。牛建忠[5]則運(yùn)用深基點(diǎn)位移法對(duì)趙莊二號(hào)井1304放頂煤工作面進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),得出了頂煤基點(diǎn)始動(dòng)點(diǎn)位置、運(yùn)移速度、位移量和冒落位置等頂煤運(yùn)移規(guī)律。李文亮[6]基于對(duì)2107綜放工作面頂煤運(yùn)移的FLAC3D數(shù)值模擬結(jié)果以及實(shí)測(cè)分析,得出了頂煤的破壞可劃分為散體區(qū)、裂隙擴(kuò)展區(qū)和完整區(qū)。馬建宏等[7]以工程實(shí)例為背景,建立二號(hào)井1304工作面數(shù)值分析模型,運(yùn)用FLAC3D有限元軟件探究推進(jìn)距離對(duì)頂煤移動(dòng)的影響規(guī)律,結(jié)果表明在工作面不斷向煤壁推移的過程中,頂煤垂直位移發(fā)生改變,并在約10 m處位置時(shí),位移量提高較為明顯。

然而,由于受到理論分析、技術(shù)、裝備開發(fā)等因素的影響,學(xué)者們偏重于工作面前方頂煤運(yùn)移規(guī)律等方面的研究,未能把頂板冒落形成的采空區(qū)對(duì)頂煤的影響及工作面前方頂煤運(yùn)移規(guī)律考慮成一個(gè)反映客觀環(huán)境現(xiàn)實(shí)的整體進(jìn)行綜合影響分析,致使頂煤運(yùn)移規(guī)律的研究具有片面性。

為探索新的技術(shù)途徑解決特厚煤層綜放開采頂煤運(yùn)移時(shí)空演化規(guī)律難題,利用采空區(qū)全息探測(cè)是目前國際先進(jìn)的獲取頂煤運(yùn)移的技術(shù)[8],本研究提出了采空區(qū)與頂煤運(yùn)動(dòng)的時(shí)空演化規(guī)律及機(jī)理,采用三維洞穴激光掃描儀監(jiān)測(cè)采空區(qū)隨采場(chǎng)推進(jìn)的時(shí)空變化,獲得采空區(qū)的全息空間信息,并運(yùn)用一系列科學(xué)方法來系統(tǒng)研究頂煤運(yùn)移規(guī)律,包括理論與數(shù)值分析、物理模擬和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等,為特厚煤層放頂煤開采的放煤工藝參數(shù)優(yōu)化提供理論指導(dǎo)。

1 工程概況

塔山井田目前正對(duì)埋深300～500 m的3-5#煤層進(jìn)行開采施工,煤層自身厚度較大且結(jié)構(gòu)相對(duì)穩(wěn)定,但周圍沉積環(huán)境受到頻頻出現(xiàn)的分叉合并現(xiàn)象影響,不太穩(wěn)定。煤層由6～35個(gè)分層組成,含矸率為2%～33%,平均為16%。夾矸累計(jì)厚0.15～1.4 m,單層最厚0.6 m,其組成一般包括高嶺巖、高嶺質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖和炭質(zhì)泥巖等。3-5#煤屬于Ⅲ類頂煤,冒放難度中等,垮落角為65°～75°左右,冒落形態(tài)為半拱式或橋拱式,煤層節(jié)理與裂隙發(fā)育中等,硬度中等以上,適于直接采用放頂煤開采,其開采平均深度為400 m。

3-5#煤層8301工作面傾向長(zhǎng)279.3 m,位于三盤區(qū)東翼中部,四周均為實(shí)煤區(qū),東南部為鐵路保護(hù)煤柱,確定工作面平均走向長(zhǎng)度為3 228.5 m。根據(jù)該工程的實(shí)際情況,選擇單一走向長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化低位放頂煤的方式作為主要的開采方式,在整個(gè)開采過程中,支護(hù)采用ZF15000/27.5/42型支架,它是一款低位放頂煤支架,煤的裝、運(yùn)工作主要由SL-500型采煤機(jī)、PF6/1142型前部刮板運(yùn)輸機(jī)和PF6/1342型后部刮板運(yùn)輸機(jī)承擔(dān)。根據(jù)地質(zhì)資料,工作面平均煤厚11.66 m,采放比為1∶2.23。運(yùn)用一刀一放的放頂煤工藝[9],循環(huán)進(jìn)度和放煤步距均為0.8 m。采用自然垮落法管理采空區(qū)頂板。工作面設(shè)備布置圖見圖1所示。

圖1 工作面設(shè)備布置圖（單位:mm）Fig.1 Equipment layout of a working face

2 基于采空區(qū)全息探測(cè)的頂煤運(yùn)動(dòng)時(shí)空演化實(shí)測(cè)研究

為定量描述頂煤斷裂位置、垮落范圍、垮落高度和垮落厚度,研究頂煤垮落特性,確定頂煤垮落位置和垮落塊度對(duì)放煤量的影響,針對(duì)塔山煤礦的不同地理地質(zhì)條件,進(jìn)行全息采空區(qū)與頂煤運(yùn)動(dòng)規(guī)律的現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)研究。

2.1 JL-CALS洞穴三維掃描探測(cè)儀原理

利用鉆孔電視成像和三維激光掃描測(cè)距的技術(shù)方法測(cè)量和探測(cè)地下空間和采空區(qū)等洞穴空間體積。

如圖2所示,JL-CALS的洞穴三維掃描探測(cè)儀最大掃描距離達(dá)到200 m,能做到全方位、無死角360°掃描;且其探頭具有直徑小的優(yōu)勢(shì),其直徑僅為50 mm,即使鉆孔狹小,探頭也可沿其輕松下放;鉆孔內(nèi)光線不充足,為了更好顯示鉆孔內(nèi)部環(huán)境,在探頭內(nèi)部裝有包含紅外LED燈的攝像頭;當(dāng)探頭進(jìn)入空穴后,可以生成鉆孔巖芯圖和視頻圖,三維激光在掃描的同時(shí)生成洞穴視頻掃描圖。

圖2 洞穴三維掃描探測(cè)儀主機(jī)和探頭Fig.2 Host and probe of cave 3D scanning detector

2.2 監(jiān)測(cè)方案設(shè)計(jì)

為了能夠直接觀測(cè)到支架后方頂煤、頂板垮落形態(tài),采用洞穴三維激光掃描探測(cè)儀進(jìn)行掃描。

如圖3為監(jiān)測(cè)方案布置圖,通過8301工作面的工藝巷道進(jìn)入支架后尾梁后,將JL-CALS洞穴三維掃描探測(cè)儀擺正位置,通過激光頭,對(duì)空穴內(nèi)部結(jié)構(gòu)進(jìn)行掃描,得到內(nèi)部三維形態(tài)和表面反射率等一系列數(shù)據(jù),并通過內(nèi)置數(shù)據(jù)記錄系統(tǒng)進(jìn)行記錄。

圖3 監(jiān)測(cè)方案布置Fig.3 Layout of monitoring scheme

通過專業(yè)的后處理軟件將獲得空間節(jié)點(diǎn)云圖,隨后采用第三方軟件圖形化顯示采空區(qū)形態(tài),獲得不同時(shí)刻的尾梁后方的頂煤形態(tài)。

2.3 監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

將測(cè)量的采空區(qū)節(jié)點(diǎn)運(yùn)動(dòng)導(dǎo)入ANSYS中,通過后處理識(shí)別節(jié)點(diǎn)后,按照一定的法則連接節(jié)點(diǎn)形成可視化視圖,具體的采空區(qū)尾梁后方頂煤形態(tài)如圖4所示。

圖4 采空區(qū)三維激光掃描Fig.4 Three-dimensional laser scanning of goaf

傳統(tǒng)的放頂煤理論將頂煤和頂板看成連續(xù)的小球顆粒,頂煤與頂板顆粒在放煤過程中始終保持連續(xù)。在此基礎(chǔ)上建立了橢球體理論,指導(dǎo)了放頂煤開采。然而,由圖4可知,煤矸分界不一定為連續(xù)的“一條線”。普遍采用的散體介質(zhì)流研究方法與同煤集團(tuán)特殊的頂板條件下的頂煤流放形態(tài)有一定的出入。

為了解更多時(shí)刻下的采空區(qū)頂煤形態(tài),給出不同時(shí)刻下采空區(qū)掃描結(jié)果如圖5所示。

圖5 不同時(shí)刻空洞及運(yùn)動(dòng)形態(tài)Fig.5 Cavity and motion patterns at different moments

由圖5可得,在不同時(shí)刻幾處激光掃描獲得的空洞形態(tài),煤巖物理力學(xué)性質(zhì)差異越大,煤矸分界線越不連續(xù);頂板堅(jiān)硬,懸臂梁狀態(tài)下,越易形成空洞;不同時(shí)刻垮落形態(tài)有所不同,來壓時(shí),頂煤與頂板是共同運(yùn)動(dòng)的,不易形成空洞。

3 特厚煤層綜放開采頂煤運(yùn)移規(guī)律現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)研究

本節(jié)主要基于深基孔位移監(jiān)測(cè)法,開展頂煤運(yùn)動(dòng)規(guī)律研究。

3.1 測(cè)站布置

3.1.1 深基孔布置

為了便于觀察,布置2個(gè)監(jiān)測(cè)站。第1、2監(jiān)測(cè)站分別位于工藝巷和下風(fēng)巷距煤壁130 m和159.7 m處,并在其內(nèi)部朝著頂煤方向各打3個(gè)鉆孔。第1測(cè)站內(nèi)部,1號(hào)鉆孔距底板高度為1.6 m水平仰角為40°、2號(hào)鉆孔距底板高度為1.3 m水平仰角為30°、3號(hào)鉆孔距底板高度為1m水平仰角為20°。第2監(jiān)測(cè)站內(nèi),1號(hào)鉆孔水平仰角為30°、2號(hào)鉆孔水平仰角為25°、3號(hào)鉆孔水平仰角為20°。深基孔布置見圖6和圖7。

圖6 工作面鉆孔平面投影（單位:mm）Fig.6 Plane projection of borehole in working face

圖7 鉆孔縱向剖面示意圖（單位:m）Fig.7 Schematic diagram of longitudinal section of borehole

3.1.2 深基點(diǎn)布置

根據(jù)塔山煤礦工作面煤層結(jié)構(gòu),為保證每個(gè)主體煤層得到有效的測(cè)控,需要在每個(gè)鉆孔內(nèi)設(shè)置3個(gè)且保持在同一個(gè)水平投影面上的基點(diǎn)。如圖8所示。

圖8 深基點(diǎn)安裝位置（單位:m）Fig.8 Installation position of deep base point

3.2 頂煤的運(yùn)動(dòng)規(guī)律分析

通過基點(diǎn)的觀測(cè),得到相應(yīng)的數(shù)據(jù)并對(duì)其進(jìn)行處理,獲得頂煤位移的觀測(cè)數(shù)據(jù)和變化曲線,見表1和圖9所示。

圖9 深基點(diǎn)實(shí)測(cè)頂煤位移變化曲線Fig.9 Measured top coal displacement change curve at deep base point

3.2.1 頂煤始動(dòng)點(diǎn)位置

將觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行整理,繪制表1,通過觀察不難發(fā)現(xiàn)始動(dòng)點(diǎn)的位置距煤壁范圍為22～35 m,均值為27.82 m,而且,圍巖變形劇烈區(qū)范圍與其大致相同,這主要是巷道受工作面超前支承壓力影響造成的;頂煤始動(dòng)點(diǎn)的位置會(huì)受到頂煤位置高度的影響,前者會(huì)隨著后者的增加而減小,即采動(dòng)影響導(dǎo)致上、下頂煤出現(xiàn)運(yùn)動(dòng)滯后現(xiàn)象,上位頂煤運(yùn)動(dòng)滯后。

3.2.2 頂煤基點(diǎn)位移速度

位于工作面煤壁前方處的頂煤,在受到支撐壓力作用后,主要表現(xiàn)為水平擠壓變形,這是由于其縱向受到約束條件限制導(dǎo)致的;隨著采煤過程的進(jìn)行,下位頂煤縱向約束有很大程度的減弱,因此頂煤在垂直方向出現(xiàn)運(yùn)動(dòng),這是由于其受到反復(fù)的支撐卸載作用后,頂板斷裂導(dǎo)致的。煤壁前方頂煤運(yùn)移量遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于煤壁后方,與頂煤運(yùn)移量形成鮮明對(duì)比的單位推進(jìn)位移量,其壁前、壁后的差異較小,其均值分別為4.41 mm/m和3.71 mm/m。該現(xiàn)象表明,壁前由超前支撐壓力導(dǎo)致的水平變形速度基本等于壁后的垂直沉降速度,二者相差不大,這種現(xiàn)象有利于進(jìn)行有規(guī)律的放煤。

3.2.3 頂煤基點(diǎn)位移量

煤壁前方位移量的變化范圍在80～166 mm之間,均值為121 mm,煤壁后方位移量在11～25 mm之間,均值為17.67 mm,前者遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于后者,總位移量平均值如表1所示為138.67 mm。頂煤位移量的大小會(huì)受到與工作面煤壁距離影響,這是由于距離煤壁越遠(yuǎn),其承受工作面超前支撐壓力作用時(shí)間越久,這也就是造成頂煤始動(dòng)點(diǎn)處累計(jì)頂煤位移量較大的原因。頂煤進(jìn)入工作面控頂區(qū)上方后,其運(yùn)動(dòng)規(guī)律主要是破斷煤塊之間的垂直沉降,通過頂板運(yùn)動(dòng)和支架支撐卸載作用,對(duì)頂煤進(jìn)一步破碎產(chǎn)生作用,不過,從對(duì)應(yīng)位移量分析這種位移量要小得多,這種破碎作用明顯減弱。

3.2.4 頂煤冒落位置

由表1可知,冒落位置平均值為4.77 m,總體范圍在4.11～5.01 m之內(nèi),分別在12號(hào)基點(diǎn)和1號(hào)基點(diǎn)測(cè)得,以控頂距5.4 m計(jì),切頂線位置的值與冒落點(diǎn)平均值相差不大,可以認(rèn)為超前冒落現(xiàn)象并未發(fā)生,頂煤冒落呈倒臺(tái)階式。

表1 工作面頂煤位移觀測(cè)數(shù)據(jù)Table 1 Observation data of top coal displacement in working face

4 結(jié) 論

結(jié)合塔山煤礦3-5#煤層的實(shí)際賦存條件,采用JL-CALS三維洞穴激光掃描儀與現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)的手段對(duì)頂煤運(yùn)移規(guī)律及采空區(qū)頂垮落形態(tài)等進(jìn)行了系統(tǒng)的研究。主要結(jié)論如下:

（1）煤矸分界不一定為連續(xù)的“一條線”。普遍采用的散體介質(zhì)流研究方法與同煤集團(tuán)特殊的頂板條件下的頂煤流放形態(tài)有一定的出入。

（2）在不同時(shí)刻幾處激光掃描獲得的空洞形態(tài),煤巖物理力學(xué)性質(zhì)差異越大,煤矸分界線越不連續(xù)。

（3）頂板堅(jiān)硬,懸臂梁狀態(tài)下越易形成空洞。不同時(shí)刻,垮落形態(tài)有所不同,來壓時(shí),頂煤與頂板是共同運(yùn)動(dòng)的,不易形成空洞。

（4）頂煤位移量的大小會(huì)隨著工作面推進(jìn)發(fā)生變化,不斷向煤壁推移的過程中,頂煤垂直位移發(fā)生改變,并當(dāng)?shù)竭_(dá)一定位置時(shí),位移量提高較為明顯

（5）頂煤被強(qiáng)烈壓縮發(fā)生在工作面前方10 m處;當(dāng)處于頂煤體破壞的過程中,采空區(qū)方向的水平位移量與速度增長(zhǎng)速率增加,這一現(xiàn)象出現(xiàn)的主要原因是老頂巖塊作用導(dǎo)致的;煤壁前方與控頂上方頂煤頂板的運(yùn)移表現(xiàn)有所差別,前者為水平擠壓變形,主要是受到超前支撐壓力導(dǎo)致的;后者為垂直運(yùn)動(dòng),是由頂板斷裂沉降引起。

（6）研究表明,頂煤和頂板運(yùn)移量呈現(xiàn)2種截然不同的運(yùn)移特征,以煤壁為界,前者壁前高于壁后,而后者為壁后高于壁前;3-5#煤層頂煤在工作面煤壁前方30 m左右開始移動(dòng),頂煤基本上隨工作面推進(jìn)隨采隨冒。