劉振興

(大同煤礦集團軒崗煤電有限責(zé)任公司焦家寨礦，山西 原平 034115)

引 言

經(jīng)研究，采放比、放煤步距的方案分組不同對頂煤的冒放性和煤壁穩(wěn)定性都有一定的影響，本次實驗是為了確保安全生產(chǎn)的可持續(xù)性，結(jié)合礦井的煤層地質(zhì)條件對1604綜放面的采放比、放煤步距不同分組情況下的安全性進行模擬研究[1-3]。

1 工作面概況

1604工作面上部為1602采空區(qū)，以東與服務(wù)公司小井6勘探線為界，南部是未開采的實體煤。1604回采工作面上部為9#、12#采空區(qū)，下部為17#煤層，地面為比高不大的丘陵地貌，地面無任何建筑物，工作面地面標(biāo)高+1 230 m，井下標(biāo)高+1 080 m。該工作面走向長1 764 m，傾斜長312 m。

1604工作面走向N20°E，傾向東南110°，為厚煤層，開采煤層為16#煤層，煤層厚度8 m～11 m，平均厚度8.5 m，結(jié)構(gòu)復(fù)雜。1604工作面頂板為砂質(zhì)泥巖，厚度在5 m左右，在其上部是15#煤層，煤層厚0.75 m局部地段與14#煤合并，頂板石灰?guī)r。傾角 15°～25°，平均角度18°。

16#煤層頂板為以深灰色泥巖為特征的砂質(zhì)泥巖，厚度4 m～6 m，穩(wěn)定程度為微有起伏。6#煤層含矸5層～7層，16#煤層底板為以灰石英為主的砂巖，厚度3 m～5 m，煤層頂板為砂質(zhì)泥巖，厚度5 m～7 m，底板為細砂巖，厚度3 m～5 m。

2 模擬方案分析

根據(jù)1604工作面的具體概況，得知1604工作面平均煤厚8.5 m，該工作面設(shè)備選型已經(jīng)完成，基本支架型號為ZF6800/18/35，支撐高度為1.8 m～3.5 m，在這個范圍內(nèi)對采高進行分組，采高分別研究2.0 m、2.5 m、3.0 m、3.5 m四組，為保證模型的推進步距中為一個滾筒截深(0.6 m)的整數(shù)倍，放煤步距分別分為0.6 m、1.2 m兩組，考慮到控頂距為4.8 m，所以放煤步距確定分組為5.4 m、6.0 m兩組，可依據(jù)采放比、放煤步距不同分組，采用正交分組的方法研究，具體分組如表1所示。

表1 正交分組方案

3 模擬過程及結(jié)果分析

3.1 頂煤及煤壁塑性區(qū)的模擬分析

試驗方案1、3、5、7中放煤步距為0.6 m時，采高不同的情況下模擬模型開挖推進至128.4 m處，有如下規(guī)律。

1) 當(dāng)割煤高度h=2.0 m時，頂煤以拉伸破壞為主，剪切破壞主要集中在頂煤下端，頂煤中部出現(xiàn)部分煤塊破壞不完全，不容易放出，屈服面積占頂煤總面積的75%，工作面上方頂煤充分破壞深度已達4.5 m，破壞可影響范圍延伸到的深度達6 m，主要表現(xiàn)為拉伸破壞，出現(xiàn)在上部深部頂煤。割煤高度范圍內(nèi)煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向0.6 m，主要表現(xiàn)為法向、切向以及混合拉伸破壞，影響范圍很小[1]。

2) 當(dāng)割煤高度h=2.5 m時，頂煤仍以拉伸破壞為主，但頂煤上部出現(xiàn)約寬1.5 m、高1 m左右的剪切破壞區(qū)域，頂煤中部煤塊已充分屈服破壞，屈服面積占頂煤總面積的79.17%，工作面上方頂煤充分破壞深度已延伸至頂部6.5 m深度。割煤高度范圍內(nèi)煤壁的破壞范圍垂直延伸到煤壁深部0.6 m左右，主要表現(xiàn)為法向、切向以及混合拉伸破壞，煤壁深部只出現(xiàn)很小范圍的破壞，貫穿深度約0.6 m[2]。

3) 當(dāng)割煤高度h=3.0 m時，頂煤頂部剪切破壞區(qū)域略有增大，該部分寬度增加到2.1 m，深度增加到1.25 m，頂煤中部屈服面積繼續(xù)增大，占頂煤總面積的80.56%，工作面上方的頂煤垂直方向屈服深度達到8.5 m，充滿頂煤區(qū)域。割煤高度范圍內(nèi)煤壁的破壞范圍增大，主要表現(xiàn)為法向、切向以及混合拉伸破壞，并開始出現(xiàn)拉伸破壞區(qū)域，深部出現(xiàn)破壞，破壞區(qū)域延伸至1 m左右，高度1 m左右[3]。

4) 當(dāng)割煤高度h=3.5 m時，頂煤頂部剪切破壞區(qū)域繼續(xù)增大，該部分寬度增加到2.4 m，深度增加到1.75 m，頂煤中部屈服面積繼續(xù)增大，占頂煤總面積的83.06%，工作面上方的頂煤垂直方向屈服深度達到8.5 m，充滿頂煤區(qū)域。割煤高度范圍內(nèi)煤壁的破壞范圍垂直延伸到煤壁深部1 m左右，主要表現(xiàn)為法向、切向以及混合拉伸破壞，剪切破壞區(qū)域出現(xiàn)在煤壁下部，深部破壞區(qū)域繼續(xù)增大，破壞區(qū)域延伸至1 m左右，高度增大到1.5 m左右[4]。

試驗方案 2、4、6、8中放煤步距為1.2 m時，采高不同的情況下模擬模型開挖推進至128.4 m 處，有如下規(guī)律：

1) 割煤高度h=2.0 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區(qū)域高度達6.5 m，深度1.75 m，頂部以拉伸破壞為主，但工作面中部出現(xiàn)較大未破壞區(qū)域，放煤過程中易出現(xiàn)大煤塊堵塞放煤口。頂煤中部屈服面積繼續(xù)增大，占頂煤總面積的70.96%。割煤高度范圍內(nèi)煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向0.6 m，主要表現(xiàn)為剪切破壞為主，影響范圍不大。

2) 割煤高度h=2.5 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區(qū)域高度達6.5 m，頂部以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，頂煤中部屈服面積繼續(xù)增大，占頂煤總面積的74.37%。割煤高度范圍內(nèi)煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，主要表現(xiàn)為剪切破壞為主，影響較深。

3) 當(dāng)放煤步距調(diào)整為1.2 m，割煤高度h=3.0 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區(qū)域繼續(xù)增大，頂部仍以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，上部頂煤破壞率達到77.56%，割煤高度范圍內(nèi)煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，主要表現(xiàn)為剪切破壞為主，影響較深，約為1 m左右[5]。

4) 當(dāng)放煤步距調(diào)整為1.2 m，割煤高度h=3.5 m時，頂煤以剪切破壞為主，頂煤破壞區(qū)域繼續(xù)增大，頂部以拉伸破壞為主，工作面破壞較為充分，上部頂煤破壞率達到83.04%，割煤高度范圍內(nèi)煤體的破壞范圍縱深到煤壁方向1 m左右，深部破壞區(qū)域高度約為1 m左右，主要表現(xiàn)為剪切破壞為主，影響較大。

3.2 工作面煤體Z向水平應(yīng)力模擬分析

第165頁圖1為放煤步距0.6 m時不同采高下的工作面垂直應(yīng)力變化云圖，可以看出在不同采高下時，工作面煤壁前方垂直應(yīng)力最大降低區(qū)的范圍隨著采高的增加均明顯增大，該區(qū)域主要靠近煤壁中下部，煤壁前方最大集中應(yīng)力區(qū)的影響范圍均在煤壁前方中間靠上部位，且隨著采高的增加，最大應(yīng)力集中區(qū)向煤壁深處影響的范圍增大，說明隨著采高增加，不利于煤壁穩(wěn)定性維護，易發(fā)生片幫現(xiàn)象。

第165頁圖2為放煤步距1.2 m時不同采高下的工作面垂直應(yīng)力變化云圖，與3組實驗結(jié)果相比較，有相似的應(yīng)力變化趨勢，即：在放煤步距不變的情況下，采高越大，煤壁前方的應(yīng)力影響范圍越廣，煤壁穩(wěn)定性越差，易發(fā)生片幫現(xiàn)象。放煤步距0.6 m時，隨著采高的增加，但是采放比始終在1∶3范圍內(nèi)變化，最大應(yīng)力和影響范圍受采高影響較明顯。放煤步距1.2 m時，隨著采高的增加，此時采放比始終在1∶3范圍外變化，最大應(yīng)力核影響范圍更大。

在采高相同的情況下，即比較同采高下，放煤步距不同時，垂直應(yīng)力的變化規(guī)律。比較圖1a)與圖2a)、圖1b)與圖2b)、圖1c)與圖2c)、圖1d)與圖2d)的實驗結(jié)果圖，可知相同采高下，放煤步距越大，煤壁前方的垂直應(yīng)力的影響范圍越大，煤壁穩(wěn)定性有變差的趨勢。

試驗方案組一1、3、5、7和方案組二2、4、6、8中，放煤步距不變，不同采高的情況下模擬推進，具體結(jié)論如下。

1) 采高在支架支撐范圍內(nèi)，即2.0 m～3.5 m內(nèi)，頂煤破碎性與采高的大小成正比，即采高越大，頂煤塑性區(qū)剪切拉伸破壞單元越多，頂煤的破碎性越好，有利于頂煤的放出。由方案1塑性區(qū)圖可知，當(dāng)采高定為2.0 m時，頂煤的中部塑性區(qū)變化不大，頂煤破碎性較差，頂煤放出效果差；由方案3、5、7的塑性區(qū)圖中可知，采高控制在2.5 m～3.5 m時，頂煤塑性區(qū)單元已破壞較充分，頂煤破碎性隨采高增大而增大，但增加趨勢變緩。

圖1 放煤步距0.6 m時，工作面煤體Z向水平力學(xué)變化云圖

圖2 放煤步距1.2 m時，工作面煤體Z向水平力學(xué)變化云圖

2) 在1、3、5、7四組方案中，煤壁塑性區(qū)面積隨采高增大而增大，采高在2.0 m～3.0 m時，煤壁穩(wěn)定性較好，但考慮支架在2.0 m時，支架可能出現(xiàn)壓架現(xiàn)象，不建議采用此采高，采高增大到3.5 m后，煤壁下端有片幫危險，從安全角度考慮，在此煤礦開采中，建議不要將采高提高至3.5 m。

3) 在試驗方案組一1、3、5、7與方案組二2、4、6、8的比較中，采高控制不變，單純比較放煤步距0.6 m與放煤步距1.2 m情況下，頂煤的破碎塊體略有增大，但增大趨勢不是很明顯，頂煤破碎單元的占有率均隨放煤步距的變大有變小的趨勢，隨著放煤步距的增大，控頂距增大，頂煤的整體單元數(shù)增大，而煤壁的塑性區(qū)破壞單元在方案組一與方案組二的比較中，并未出現(xiàn)較大的改變趨勢，故認為控頂距在該模型中的改變，對頂煤破碎性的影響不大，建議控頂距定為0.6 m，即采煤機一個滾筒截深。

4) 比較圖1與圖2可得知，在采高控制在2.0 m～2.5 m時，煤壁的壓力峰值區(qū)域是比較大的，說明該處的煤壁是完整的，當(dāng)采高調(diào)整到2.5 m～3.5 m時，煤壁方向的壓力峰值區(qū)向煤壁深處轉(zhuǎn)移，且煤壁處壓力有變小的趨勢，說明壓力核心區(qū)有隨采高增大向煤壁深處轉(zhuǎn)移的趨勢，煤壁附近的煤體可能會出現(xiàn)破碎的現(xiàn)象，但鑒于煤壁的壓力區(qū)仍然較大，煤壁片幫的可能性不大，但有變危險的趨勢。

4 結(jié)論

在經(jīng)過固定變量法的比較過程中，得知以下規(guī)律。

1) 相同采高下，在設(shè)備允許的前提下，放煤步距越大，煤壁穩(wěn)定性越差，頂煤破碎單元略有增大，但變化趨勢不大。

2) 相同放煤步距下，在支架支撐范圍內(nèi)，采高越大，煤壁穩(wěn)定性越差，頂煤破碎性越好，而且變化趨勢明顯。

綜上所述，建立該工作面采高控制在2.5 m～3.0 m，既保證了安全生產(chǎn)，又能提高頂煤的回收率。