滑懷田，張 博

（1.山西工程技術(shù)學(xué)院，山西 陽泉 045000；2.河南永錦能源有限公司，河南 禹州 461670）

“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層是指煤層軟，底板也較軟，而頂板相對(duì)較硬的厚度不穩(wěn)定煤層。近年來，我國綜放開采技術(shù)取得了很大進(jìn)步，在地質(zhì)采礦條件較好的情況下，實(shí)現(xiàn)安全高效開采。但在“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層中實(shí)施綜放開采，煤壁片幫，支架鉆底，資源回收率偏低，影響正常生產(chǎn)[1-6]。目前國內(nèi)外對(duì)這類煤層的綜放開采技術(shù)研究較少，需要就“兩軟一硬”煤層綜放開采過程中遇到的圍巖力學(xué)性質(zhì)、礦山壓力及顯現(xiàn)規(guī)律、底板比壓、支護(hù)技術(shù)、煤壁片幫等問題進(jìn)行研究和應(yīng)用。通過對(duì)這些問題進(jìn)行深入研究，充分發(fā)揮綜放開采技術(shù)的優(yōu)勢，提高礦井的經(jīng)濟(jì)效益。

1 概 況

云煤二礦主要開采二1 煤層，不易自燃，有煤塵爆炸危險(xiǎn)，井田內(nèi)水文地質(zhì)條件簡單，屬低瓦斯礦井。22202 工作面位于+60 m 水平22 采區(qū)東翼，東部為井田邊界，西部為運(yùn)輸下山，上部為采空區(qū)，下部是實(shí)體煤。工作面煤層底板等高線范圍為+112～+150 m，傾角10°～14°，平均12°，煤層裂隙發(fā)育，厚度不穩(wěn)定，平均厚度4.56 m，開采深度610 m 左右，平均走向長度997 m 左右，傾向長度182 m，設(shè)計(jì)可采儲(chǔ)量107.7 萬t。頂板巖性堅(jiān)硬，巖性為中粒砂巖和細(xì)粒砂巖，底板為砂質(zhì)泥巖。

工作面沿傾向布置、沿走向開采，由東向西后退式推進(jìn)，采用綜合機(jī)械化放頂煤采煤工藝，采空區(qū)不充填。工作面布置3 條回采巷道，采用工字鋼對(duì)棚支護(hù)，軌道順槽長985 m，回風(fēng)副巷長974 m，運(yùn)輸順槽長1 020 m，平均走向長度為997 m，傾斜長182 m。工作面設(shè)備布置見表1。

2 數(shù)值模擬

UDEC3.0 是目前模擬巖層破斷移動(dòng)過程較為理想的數(shù)值模擬軟件。依據(jù)22202 工作面實(shí)際開采情況，通過數(shù)值模擬研究來探討上覆巖層的運(yùn)動(dòng)特征以及采場圍巖的應(yīng)力分布特征[7]。

2.1 數(shù)值模擬模型的建立

在模型建立過程中，垂直方向，煤層向上設(shè)定為53 m，煤層向下設(shè)定為31.2 m；水平方向，寬度設(shè)定為150 m。為了更好的模擬實(shí)際情況，將上部邊界設(shè)定為應(yīng)力邊界，并將其均布載荷設(shè)定為5.734 MPa，將下部、左側(cè)和右側(cè)邊界設(shè)定為位移邊界。模型的初始應(yīng)力場根據(jù)經(jīng)驗(yàn)確定，垂直應(yīng)力大小按q=∑γgh 計(jì)算，水平應(yīng)力按側(cè)壓系數(shù)λ=0.5 計(jì)算。巖石力學(xué)參數(shù)見表2。未開采狀態(tài)下的模型如圖1 所示。

表2 各巖層力學(xué)參數(shù)Table2 Mechanical parameters of each rock layer

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況，考慮建模方便，此次開采采高按5 m 計(jì)算。工作面頂板冒落特征如圖2 所示，工作面上覆巖層垂直應(yīng)力分布如圖3 所示。

圖2 工作面推進(jìn)不同距離時(shí)頂板移動(dòng)變形情況Fig.2 Roof movement deformation when the working face advances at different distances

圖3 工作面推進(jìn)不同距離時(shí)上覆巖層垂直應(yīng)力分布Fig.3 Vertical stress distribution of overlying strata when the working face advances at different distances

數(shù)值模擬顯現(xiàn)，工作面初采，老頂來壓之前，頂板會(huì)呈現(xiàn)一種倒臺(tái)階的形態(tài)。當(dāng)工作面推進(jìn)到10 m 時(shí)，冒落高度約4.4 m，老頂尚未來壓，煤壁比較完整，支承壓力峰值距離煤壁約2 m；隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)，頂板垮落高度和前方煤壁承受壓力都增加；當(dāng)煤壁距離開切眼35 m 時(shí)，由于老頂初次來壓產(chǎn)生動(dòng)壓，使垮落帶增加到7.1 m，工作面前方煤壁承受的最大壓力為15 MPa，最大壓力處超前工作面10 m；當(dāng)煤壁距離開切眼55 m 時(shí)，由于老頂周期來壓又一次產(chǎn)生動(dòng)壓，使垮落帶高度增加到9.8 m，工作面前方煤壁承受的最大壓力為7～8 MPa，產(chǎn)生的影響比老頂初次來壓時(shí)小，最大壓力處超前工作面8～14 m。

3 礦壓觀測研究

為更好的研究采場液壓支架與圍巖運(yùn)移的適應(yīng)程度，分析回采巷道的支護(hù)方式，需對(duì)工作面周期來壓期間液壓支架前后立柱載荷和回采巷道超前支護(hù)單體液壓支柱載荷、超前支承壓力進(jìn)行監(jiān)測，為工作面高效生產(chǎn)和回采巷道合理支護(hù)提供理論依據(jù)[8-13]。

3.1 礦壓觀測點(diǎn)布置

在采煤工作面內(nèi)布置3 個(gè)觀測點(diǎn)，24 h 監(jiān)測液壓支架前、后柱工作阻力，每個(gè)測點(diǎn)監(jiān)測2 個(gè)液壓支架，前、后柱工作阻力取其平均值，液壓支架工作阻力監(jiān)測使用圓圖壓力自動(dòng)記錄儀。在工作面回風(fēng)巷超前支護(hù)范圍內(nèi)，布置20 個(gè)測點(diǎn)監(jiān)測單體支柱工作阻力，從工作面煤壁處第一排超前支護(hù)開始，依次向外，每隔2 m 布置1 個(gè)測點(diǎn)，巷道超前支護(hù)單體支柱工作阻力觀測用壓力表測讀。各測點(diǎn)布置位置如圖4 所示。

圖4 測點(diǎn)布置示意Fig.4 Arrangement of measuring points

3.2 周期來壓規(guī)律

當(dāng)工作面老頂周期來壓時(shí)，受上覆巖層活動(dòng)的影響，液壓支架前、后支柱承受的負(fù)荷會(huì)顯著增加。因此，可以通過監(jiān)測液壓支架支柱的工作阻力來確定老頂是否來壓。

式中：Pi為實(shí)測的液壓支架支柱工作阻力值，MPa；Pj為計(jì)算的液壓支架支柱工作阻力平均值，MPa；σ 為液壓支架支柱工作阻力的均方差，MPa；P1為用于確定頂板是否來壓的最小值，MPa；P2為用于評(píng)估頂板來壓是否明顯的最小值，MPa。

若Pi>P1則認(rèn)為頂板來壓，若Pi>P2則認(rèn)為頂板來壓明顯。

工作面內(nèi)測站I、II、III 的前柱、后柱工作阻力與煤壁距開切眼距離關(guān)系曲線分別如圖5~圖10所示。

圖5 測站I 前柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.5 Time-weighted working resistance curve of the front column of station I

圖6 測站I 后柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.6 Time-weighted working resistance curve of the back column of station I

圖7 測站II 前柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.7 Time-weighted working resistance curve of the front column of station II

圖8 測站II 后柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.8 Time-weighted working resistance curve of the back column of station II

圖9 測站III 前柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.9 Time-weighted working resistance curve of the front column of Station III

圖10 測站III 后柱時(shí)間加權(quán)工作阻力變化曲線Fig.10 Time-weighted working resistance curve of the back column of Station III

從圖5~圖10 可以發(fā)現(xiàn)，在整個(gè)觀測期間，測站I 液壓支架工作阻力5 次超過了P1，平均每次來壓工作面推進(jìn)距離17 m，測站II、III 液壓支架工作阻力4 次超過了P1，測站II 平均每次來壓工作面推進(jìn)距離19 m，測站III 平均每次來壓工作面推進(jìn)距離20 m，工作面上部頂板來壓稍遲于工作面下部。

動(dòng)載系數(shù)可以用來反映頂板在一定時(shí)間內(nèi)承受的壓力強(qiáng)度，用式（4） 表示：

式中：Pc為頂板周期來壓時(shí)液壓支架支柱支護(hù)阻力平均值；Pn為頂板非周期來壓期間液壓支架支柱支護(hù)阻力平均值。

經(jīng)過計(jì)算，22202 工作面的動(dòng)載系數(shù)介于1.32~1.61，平均值在1.41 左右，表明該工作面的頂板來壓特征明顯。

3.3 單體液壓支柱工作阻力監(jiān)

根據(jù)礦壓觀測方案，對(duì)回風(fēng)巷內(nèi)超前支護(hù)的單體液壓支柱壓力進(jìn)行監(jiān)測，并記錄其與工作面煤壁的距離，經(jīng)過處理，得出了回風(fēng)巷內(nèi)不同超前支護(hù)處單體液壓支柱壓力值，如圖11 所示。

圖11 單體液壓支柱壓力值與距工作面煤壁距離關(guān)系曲線Fig.11 Relationship curve between pressure value of single hydraulic prop and distance to coal wall of working face

由圖11 可知，單體液壓支柱的壓力峰值在8 m 左右，回風(fēng)巷內(nèi)距煤壁0~39 m 受到了工作面開采的影響，影響劇烈范圍為0~22 m。

通過對(duì)礦壓觀測結(jié)果分析可以看出，工作面來壓步距、超前支承壓力影響范圍與數(shù)值模擬結(jié)果相吻合。

4 效益分析

該工作面設(shè)計(jì)可采儲(chǔ)量107.7 萬t，在回采過程中由于部分地段煤層較厚，實(shí)際開采平均煤厚大于計(jì)算平均煤厚，共回采煤炭125 萬t。噸煤銷售價(jià)格按1 000 元計(jì)，則該工作面開采可創(chuàng)產(chǎn)值約為12.5 億元，共投入費(fèi)用4 962.06 萬元，產(chǎn)生的直接經(jīng)濟(jì)效益十分可觀。通過對(duì)云煤二礦22202 綜放工作面液壓支架支柱工作阻力和回風(fēng)巷超前支護(hù)液壓支柱壓力分布規(guī)律的監(jiān)測和總結(jié)，對(duì)于指導(dǎo)其他類似綜放工作面的安全高效生產(chǎn)具有重要的意義。

5 結(jié) 論

（1） 采用理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對(duì)“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層綜放開采工作面上覆巖層移動(dòng)破壞規(guī)律以及圍巖應(yīng)力場進(jìn)行了模擬研究。得出隨著工作面的推進(jìn)，頂板以倒臺(tái)階狀形式冒落，老頂周期來壓時(shí)，支承壓力峰值距離煤壁8～14 m。

（2） 對(duì)“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層綜放開采工作面的液壓支架支柱工作阻力進(jìn)行了監(jiān)測和總結(jié)，礦壓觀測結(jié)果分析得出，工作面平均周期來壓步距為17~20 m；工作面的動(dòng)載系數(shù)1.32~1.61，平均值1.41 左右，表明該工作面的頂板來壓特征非常明顯。

（3） 通過對(duì)回風(fēng)巷超前支護(hù)單體液壓支柱壓力的觀測，單體液壓支柱的壓力峰值在8 m 左右，回風(fēng)巷內(nèi)距煤壁0~39 m 受到了工作面開采的影響，影響劇烈范圍為0~22 m。為綜放開采工作面回采巷道超前支護(hù)提供了理論依據(jù)。

（4） 綜放開采技術(shù)在“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層中安全實(shí)施，產(chǎn)生了可觀的經(jīng)濟(jì)效益，對(duì)其它類似條件下“兩軟一硬”不穩(wěn)定煤層的機(jī)械化與智能化開采具有重要的參考價(jià)值。