關(guān)鍵詞：近距離特厚煤層；綜放開采；放煤工藝；頂煤冒放性；采放比；采出率

中圖分類號：TD823 文獻標志碼：A

0引言

綜放開采技術(shù)現(xiàn)已成為我國厚煤層開采的主要方法[1-3]。然而，在近距離煤層條件下，由于工作面上方采空區(qū)及煤層厚度在空間分布上的不均勻性影響，給下方特厚煤層工作面采用放頂煤工藝帶來了嚴峻挑戰(zhàn)。在此條件下需要科學評估下方工作面采用綜放開采的可行性，并選用合理放煤工藝參數(shù)。這不僅直接影響工作面的生產(chǎn)效率和資源采出率，還關(guān)系到礦工生命安全，因此具有重要的理論意義和實踐價值。

近年來許多學者針對近距離煤層綜放開采可行性及放煤工藝參數(shù)展開了研究。張志勇等[4]采用理論分析、數(shù)值模擬、相似材料模擬等手段，分析了近距離煤層下伏煤層開采后上覆巖層破壞情況、巖層裂隙發(fā)育規(guī)律及工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律等，論證了近距離下伏煤層開采后上覆煤層開采是可行的。李楊等[5]采用理論分析、數(shù)據(jù)統(tǒng)計和現(xiàn)場實測等方法，分析了近距離煤層下工作面上行開采的擾動破壞影響，提出了上行開采綜合性判別指標，建立了上行協(xié)調(diào)開采的“可行度”定量判別式與評價體系，并提出了上行開采可行度的區(qū)域劃分方法。倪超[6]通過理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場實測分析確定了極近距離煤層具備放頂煤開采的條件。阮進林等[7]通過數(shù)值模擬設(shè)計了將不同放煤厚度和放煤步距結(jié)合的實驗，通過實驗及現(xiàn)場驗證確定了近距離煤層下位厚煤層綜放開采最佳放煤厚度和放煤步距。張寧波等[8]采用數(shù)值模擬軟件對極近距離煤層聯(lián)合開采在不同破斷塊度條件下的頂煤放出過程及煤矸流動規(guī)律進行了分析，得出了下位煤層頂煤采出率低的原因，并優(yōu)化了放煤工藝。魯巖等[9]為了提高近距離煤層同采下位厚煤層綜放開采的頂煤采出率，采用數(shù)值模擬軟件分析確定了放煤步距和上行放煤工藝。蔣銀華等[10]通過數(shù)值模擬對３種不同放煤步距和５種不同放煤方式的頂煤采出率和含矸率進行了對比分析，確定了近距離煤層合并綜放工作面合理放煤步距為“兩采一放”，合理放煤方式為單輪間隔放煤。

然而，目前針對近距離煤層厚度變化范圍較大、煤層厚度超出正常開采高度的工作面的合理放煤工藝參數(shù)研究較少。本文以內(nèi)蒙古平莊煤業(yè)（集團）有限責任公司西露天煤礦011N1?1 工作面為研究背景，結(jié)合理論分析和現(xiàn)場實測方法，探討了近距離特厚煤層綜放開采的可行性。在此基礎(chǔ)上，對工作面頂煤冒放性進行了評定。通過建立數(shù)值模型，分析確定了煤層厚度超出正常開采高度時的合理采放比及放煤方式，可為近距離特厚煤層綜放開采提供參考。

1工程背景

西露天煤礦011N1^?1 工作面位于礦井一采區(qū)范圍內(nèi)，水平高度為+350 m，工作面走向長度為1 046 m，傾斜長度為108 m。工作面開采煤層為1 號煤層一分層，煤層厚度變化范圍大，為7.8～16.36 m，平均埋深為248 m。工作面正常采高為11.55 m，割煤高度為2.9 m，采放比為1∶2.98。直接頂是厚度為5.1 m的泥巖，基本頂是厚度為5.95 m 的細砂巖，底板以砂巖為主。此外，工作面上方存在對鄰近2 號煤層進行開采的021N2 工作面，021N2 工作面已經(jīng)開采完成并遺留采空區(qū)。011N1^?1 工作面與上方021N2 工作面間距為6～7 m。工作面采用傾斜分層走向長壁放頂煤采煤法后退式開采，采用全部垮落法管理采空區(qū)頂板。

2工作面綜放開采可行性分析

2.1工作面來壓特征分析

由于011N1^?1 工作面上方存在021N2 工作面采空區(qū)，其礦壓顯現(xiàn)特征與正常工作面開采存在顯著差異，所以對011N1^?1 工作面來壓特征進行分析。011N1^?1 工作面支架工作阻力云圖和來壓強度與步距分別如圖1 和圖2 所示?？煽闯龉ぷ髅嫔隙祟^區(qū)域支架的工作阻力明顯大于工作面中部及下端頭區(qū)域，且各區(qū)域支架工作阻力在工作面不同推進距離達到峰值，并未呈現(xiàn)出明顯的規(guī)律，來壓期間上部區(qū)域和中部區(qū)域支架的工作阻力相差近10 MPa；工作面初次來壓時，來壓步距呈工作面中部及下端頭區(qū)域較小、上端頭區(qū)域較大的特點；周期來壓期間，來壓步距基本保持相同，整體未呈現(xiàn)出較為明顯的規(guī)律。究其原因是下方1 號煤層與上覆2 號煤層間距很小，層間巖層無法形成穩(wěn)定砌體梁承載結(jié)構(gòu)，導(dǎo)致層間巖層產(chǎn)生不規(guī)律性破斷，覆巖發(fā)生不規(guī)律性失穩(wěn)，應(yīng)力直接作用在頂煤，進而傳遞給支架，造成支架工作阻力存在顯著差異。

2.2工作面頂板穩(wěn)定性分析

通過對011N1^?1 工作面來壓特征進行分析，從宏觀層面上說明了011N1^?1 工作面開采過程中的礦壓顯現(xiàn)受到了021N2 采空區(qū)的影響，但無法從細觀層面上定量表征011N1^?1 工作面頂板及開采過程受到上部021N2 采空區(qū)的具體影響，因此分別采用斷裂力學及塑性力學理論對021N2 工作面開采過程中底板最大破壞深度進行分析，以判斷021N2 工作面底板破壞是否會直接影響到011N1^?1 工作面頂板穩(wěn)定性，進而論證011N1^?1 工作面采用綜放開采工藝是否具備可行性。

根據(jù)頂煤冒放性綜合隸屬度F 值，將頂煤冒放性分為5 類[13]， 見表1。Ⅰ 類為頂煤冒放性極好，Ⅱ類為頂煤冒放性好，Ⅲ類為頂煤冒放性中等，Ⅳ類為頂煤冒放性差，Ⅴ類為頂煤冒放性極差。

采用煤體物理力學實驗、現(xiàn)場鉆孔實驗及來壓步距實測方法，得到011N1^?1 工作面煤體單軸抗壓強度為14.86 MPa， 煤層埋深為248 m， 煤層厚度為11.55 m，直接頂為2 類頂板，基本頂為3級頂板，煤層夾矸厚度為0.53 m。依據(jù)文獻[14]，根據(jù)上述參數(shù)可得煤體單軸抗壓強度、煤層埋深、煤層厚度、頂板級別及煤層夾矸厚度的頂煤冒放性隸屬度分別為F₁=0.74，F(xiàn)₂=0.24，F(xiàn)₃=0.63，F(xiàn)₅=0.50，F(xiàn)₆=0.46。

煤體裂隙發(fā)育程度可采用煤體累計塑性應(yīng)變進行表征[15]。煤體累計塑性應(yīng)變與超聲波在煤體中傳播速度之間的函數(shù)關(guān)系式為

式中：E 為煤體彈性模量； 為煤體密度；μ 為泊松比。

由煤體物理力學實驗結(jié)果可知， 煤體密度為1 260 kg/m³，彈性模量為1.322 GPa，剪脹角為29.49°，泊松比為0.325。將上述參數(shù)代入式（6），可得v_initial =1：989 km=s。

取η= 175，聯(lián)立式（5）與式（6）求解得到超聲波在煤體中傳播速度與煤體累計塑性應(yīng)變的關(guān)系，如圖3 所示?？煽闯龀暡ㄔ诿后w中傳播速度越小，煤體累計塑性應(yīng)變越大，即超聲波在煤體中傳播速度與煤體累計塑性應(yīng)變呈負相關(guān)。而煤體累計塑性應(yīng)變是由煤體裂隙產(chǎn)生并發(fā)育導(dǎo)致，表明超聲波在煤體中傳播速度越小，煤體裂隙發(fā)育程度越高。

采用超聲波測速法對煤體裂隙發(fā)育程度進行實測分析，得到工作面前方煤體中超聲波傳播速度與工作面前方煤體距煤壁距離之間的關(guān)系，如圖4 所示。可看出超聲波傳播速度在工作面前方15 m 處開始隨著與煤壁間距離的減小而不斷降低，并在煤壁前方約6 m 處開始保持相對穩(wěn)定的低波速，表明煤壁附近煤體裂隙發(fā)育程度好。依據(jù)文獻[14]可得煤體裂隙發(fā)育程度的頂煤冒放性隸屬度F₄=0.66。

依據(jù)文獻[17]中權(quán)重計算方法，得到各因素權(quán)重分別為w₁=0.15， w₂=0.25， w3=0.06， w₄=0.20， w₅=0.10，w₆=0.06，

將w_i 和F_i取值代入式（4），可得F=0.54。根據(jù)表1 可知，西露天煤礦011N1^?1 工作面1 號煤層頂煤屬于Ⅲ類頂煤，頂煤冒放性中等，表明011N1^?1 工作面可采用放頂煤工藝。

4工作面合理放煤工藝參數(shù)確定

西露天煤礦011N1^?1 工作面煤層厚度變化范圍大，當煤層厚度超過正常開采高度時，傳統(tǒng)放煤工藝參數(shù)會導(dǎo)致大量頂煤遺留在采空區(qū)，造成資源大量浪費。為保障工作面頂煤可被最大程度采出，需要適當改變采放比及放煤方式以適應(yīng)地質(zhì)條件變化。為確定煤層厚度變化后的合理放煤工藝參數(shù)，通過數(shù)值模擬對不同放煤工藝參數(shù)下頂煤采出率進行分析。

4.1數(shù)值模型建立

依據(jù)西露天煤礦011N1^?1 工作面賦存情況，采用PFC 2D 離散元顆粒流軟件[18-19]建立沿工作面傾向的二維放煤數(shù)值模型，如圖5 所示。模型中煤層厚度為15.95 m，直接頂厚度為23.55 m，基本頂厚度為10 m，左右各留10 m 邊界煤柱，中間布置30 架間距為1.5 m 的液壓支架。模型參數(shù)見表2。

4.2放煤方案

放煤前模型顆粒為靜止狀態(tài)，速度、加速度均為0，模型顆粒只受自重和上部模型顆粒重力作用；模型邊界為剛性墻單元， 其固定不動。分別采用1∶3.0 和1∶4.5 的采放比進行放煤，放煤操作開始前先對工作面進行割煤，放煤口的打開與關(guān)閉通過剛性墻單元來控制，頂煤放落過程中嚴格執(zhí)行“見矸關(guān)門”操作，以模擬現(xiàn)場實際放煤過程。放煤方案設(shè)置見表3。

4.3模擬結(jié)果分析

4.3.1不同放煤方案下煤巖分界面及放出體形態(tài)

采用放煤方案1 后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖6 所示?？煽闯霾捎梅桨? 進行第1 輪放煤結(jié)束后，支架上方遺留煤較多，第2 輪待放頂煤與第1 輪遺留煤交互嚴重，但在后續(xù)放煤過程中第1 輪頂煤全部放出。第1 輪放煤結(jié)束后頂煤與矸石略有交互，兩端頭區(qū)域處煤巖分界面角度明顯變大，但整體煤巖分界面平緩，與初始狀態(tài)相比改變較小。第2 輪放煤結(jié)束后，頂煤與矸石交互嚴重，支架上方有較多頂煤遺留在采空區(qū)。第1 輪首架放出體接近“橢圓形”，第2 輪首架放出體呈半包裹第1 輪首架放出體的“蝌蚪形”，其余支架放出體形態(tài)均呈“月牙形”。頂部白色部分為未放出的遺留煤，頂部遺留煤較多。

采用放煤方案2后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖7 所示?？煽闯霾捎梅桨?放煤后煤巖分界面形態(tài)整體與方案1相差不大。然而，在第1 輪放煤結(jié)束后，煤與矸石開始發(fā)生交互，煤巖分界面形態(tài)逐漸發(fā)生變化。與方案1相比，方案2第1 輪放煤結(jié)束后， 煤巖分界面起伏更加明顯。此外，第1輪放煤結(jié)束后支架上方遺留煤和第2輪待放煤體交互程度較方案1 更加劇烈。方案2各支架放煤口上方放出體形態(tài)與方案1類似，在第2輪放煤完成后，支架上方第1 輪遺留煤全部放出，但此時煤巖分界面處煤與矸石交互較為嚴重，支架上方遺留煤多于方案1。

采用放煤方案3 后煤巖分界面及各支架放煤口上方放出體形態(tài)如圖8 所示?？煽闯龇桨? 的煤巖分界面形態(tài)較方案1 和方案2 有較大區(qū)別。第1 輪放煤結(jié)束后，支架上方遺留煤較多，與第2輪待放煤體交互較為嚴重，此時煤巖分界面略有變化，但矸石與煤交互并不明顯，煤巖分界面整體形態(tài)只是在中部有輕微下沉。待第2 輪放煤結(jié)束后，煤與矸石開始產(chǎn)生交互，煤巖分界面發(fā)生明顯變化，沿傾向表現(xiàn)出劇烈起伏。支架上方第1輪遺留煤已經(jīng)隨著第2 輪放煤過程的進行完全放出，但支架上方有較多第2 輪遺留煤，且第2輪遺留煤和第3輪待放煤體交互嚴重。隨著放煤過程繼續(xù)進行，第3 輪放煤結(jié)束后，支架上方第2輪遺留煤也被完全放出，此時支架上方有少量第3 輪遺留煤，但較方案1 和方案2，方案3遺留在采空區(qū)的煤體較少。第1輪首架放出體接近“橢圓形”，第2 輪與第3 輪首架放出體均為半包裹第1輪與第2輪首架放出體的“蝌蚪形”，其余支架放出體形態(tài)均為“月牙形”。頂部白色部分為未放出的遺留煤，較方案1與方案2，頂部遺留煤明顯減少，煤巖分界面更平整，整體下沉均勻。

4.3.2不同放煤方案下頂煤采出率

單純從煤巖分界面及放出體形態(tài)難以量化頂煤采出程度，因此分別對3 種放煤方案下的頂煤采出率進行統(tǒng)計，如圖9 所示。可看出放煤方案1 下頂煤采出率為97.64%， 放煤方案2 下頂煤采出率為97.63%，放煤方案3 下頂煤采出率為98.24%。方案2的頂煤采出率與方案1 僅相差0.01%，表明當011N1^?1工作面煤層厚度為15.95 m 時，將采放比從1∶3 調(diào)整為1∶4.5，對頂煤采出率的影響很小，為適應(yīng)煤層厚度調(diào)整工作面采放比是可行的。方案3 的頂煤采出率較方案1 和方案2 有所提高，說明煤層厚度變大條件下，采用三輪放煤方式可有效提高頂煤采出率。

4.3.3放煤方案優(yōu)化

局部煤層厚度變大后，改變采放比、增加放煤輪數(shù)會使得工作面放煤操作難度增大，依靠人工放煤不僅存在工人勞動強度大、放煤時機難以把控及效率低等問題，同時還存在安全隱患。針對上述問題，可采用基于頂煤運移跟蹤儀的自動化放煤技術(shù)及圖像識別技術(shù)[20-21]，通過在頂煤中布置頂煤運移跟蹤儀實現(xiàn)精準多輪自動化放煤，并結(jié)合支架改造，在支架尾部安裝攝像頭，精準識別煤矸，從而實現(xiàn)支架適應(yīng)能力的最優(yōu)化及頂煤采出率的最大化。

5現(xiàn)場放煤效果

2024年1 月以來，西露天煤礦011N1^?1 工作面局部煤層厚度變化幅度較大，為適應(yīng)地質(zhì)條件變化，現(xiàn)場通過改變工作面采放比以最大程度采出頂煤。不同采放比下頂煤采出量見表4?？煽闯霾煞疟仍酱?，頂煤采出量越高，即采放比與頂煤采出量呈正相關(guān)。表明增大工作面采放比可有效適應(yīng)工作面煤層厚度的增大，極大地提高了頂煤采出量。此外，現(xiàn)場優(yōu)化放煤工藝，在煤層厚度變大時，增加放煤輪數(shù)，目前工作面頂煤采出率可達90% 以上，放煤效果良好。

6結(jié)論

1） 通過對西露天煤礦近距離特厚煤層011N1^?1 工作面來壓特征分析，發(fā)現(xiàn)工作面受到上方021N2 工作面采空區(qū)影響。在此基礎(chǔ)上，結(jié)合理論計算，得出上方021N2 工作面底板最大破壞深度為3.88 m，與兩煤層間距（6～7 m）對比發(fā)現(xiàn)該破壞深度不會對011N1^?1 工作面造成影響，論證了011N1^?1 工作面綜放開采是可行的。

2） 使用模糊數(shù)學方法量化了煤體單軸抗壓強度、煤層埋深、煤層厚度、煤體裂隙發(fā)育程度、頂板級別及煤層夾矸厚度對頂煤冒放性的影響程度，并結(jié)合理論分析與現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)，基于隸屬度函數(shù)評定011N1^?1 工作面1 號煤層頂煤冒放性為中等水平。

3） 建立了011N1^?1 工作面放煤數(shù)值模型，分析了不同放煤工藝參數(shù)對頂煤采出率的影響。結(jié)果表明，當煤層厚度超過正常開采高度，增大工作面采放比為1∶4.5時，對頂煤采出率的影響較小，且采用三輪放煤工藝可有效提高頂煤采出率。

4） 現(xiàn)場放煤結(jié)果表明，優(yōu)化放煤工藝后，隨著煤層厚度的變化，調(diào)整采放比能夠較好地適應(yīng)地質(zhì)條件的變化，顯著提高工作面頂煤采出量，頂煤采出率可達90% 以上，放煤效果良好。