黃志增毛德兵劉前進(jìn)

（1.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計研究分院，北京市朝陽區(qū)，100013；2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部，北京市朝陽區(qū)，100013）

★ 煤炭科技·開拓與開采★

大采高綜放開采特厚頂煤運(yùn)移特征實測研究*

黃志增1，2毛德兵2劉前進(jìn)2

（1.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計研究分院，北京市朝陽區(qū)，100013；2.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部，北京市朝陽區(qū)，100013）

為掌握大采高綜放開采特厚頂煤的運(yùn)移特征，采用深基點(diǎn)觀測方法，在大同塔山8105大采高綜放工作面設(shè)置觀測站，對特厚頂煤不同層位的運(yùn)移特征進(jìn)行觀測分析。結(jié)果表明特厚頂煤上、下位的頂煤運(yùn)移具有不同步性，主要分為3個階段：煤壁前方4～27 m為超前支承壓力影響階段，上位頂煤位移增量大于下位頂煤；煤壁前方0～4 m為頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段，下位頂煤的位移增量大于上位頂煤；煤壁后方-6～0 m為支架反復(fù)支撐-頂板回轉(zhuǎn)影響階段，下位頂煤的位移增量急劇增加。

大采高綜放 特厚頂煤 運(yùn)移特征 實測研究

放頂煤開采頂煤能否實現(xiàn)有效破碎和順利放出，關(guān)系到綜放開采的成敗，而頂煤的有效破碎又是頂煤順利放出的前提，同時也是支架選型、頂煤冒放性評價以及放煤工藝合理確定的主要影響因素。頂煤的變形破碎程度可從頂煤不同階段的位移量來確定，因此，針對頂煤運(yùn)移規(guī)律的研究一直是放頂煤開采技術(shù)發(fā)展過程中重要的研究領(lǐng)域，取得了大量的研究成果。

近幾年提出的大采高綜放采煤方法在特厚～巨厚煤層的開采中取得了突破性的進(jìn)展，隨著頂煤厚度的劇增，頂煤體的破壞運(yùn)移特征有別于常規(guī)厚度頂煤，本文通過對大同塔山8105大采高綜放面特厚頂煤運(yùn)移特征的實測研究，探索特厚頂煤的運(yùn)移特征。

1　工作面概況

8105大采高綜放工作面位于塔山井田一盤區(qū)的中部，工作面地表標(biāo)高1352～1568 m，井下標(biāo)高1015～1038 m。工作面開采3#～5#煤層，煤層厚度9.42～19.44 m，平均16.8 m，煤層傾角1°～3°，煤層硬度系數(shù)2.7～3.7，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，垂直節(jié)理發(fā)育。煤層直接頂為黃白、灰白、灰綠色巖漿巖、灰黑色炭質(zhì)泥巖、深灰色泥巖、黑色硅化煤交替賦存，基本頂為深灰色粉砂巖、灰色、灰白色細(xì)砂巖與含礫粗砂巖，直接底為灰褐色、淺灰色高嶺質(zhì)泥巖。

工作面走向長度2722 m，傾斜長度207 m，工作面三巷布置，其中運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷沿3#～5#煤層底板布置，8105頂板高抽巷沿3#～5#煤層頂板布置。工作面平均采高為4.5 m，放煤高度12.30 m，生產(chǎn)方式為一采一放，雙輪順序放煤，截深和放煤步距均為0.8 m。工作面基本支架采用ZF15000/28/52型四柱支撐掩護(hù)式放頂煤支架，支架寬度為1.75 m。

2　測站布置

在工作面回風(fēng)巷道內(nèi)向頂煤布置鉆孔，不同層位頂煤安裝深基點(diǎn)錨爪，在鉆孔孔口安裝頂煤位移跟蹤儀。距工作面切眼300 m處布置第1測站，間隔15 m布置第2測站。在每個測站內(nèi)分別向頂煤打2個鉆孔，每個鉆孔內(nèi)安裝2個深基點(diǎn)貓爪。鉆孔及深基點(diǎn)布置見圖1，在上、下位頂煤各布置有兩個測點(diǎn)，各測點(diǎn)距煤層底板的距離分別為6.5 m、7.7 m、12.1 m、14.7 m。

圖1　鉆孔及深基點(diǎn)布置示意圖

3　特厚頂煤運(yùn)移特征分析

3.1特厚頂煤運(yùn)移特征分析

采用深孔位移計觀測的大采高綜放工作面特厚頂煤的位移變化如圖2所示。

圖2　工作面頂煤運(yùn)移曲線

由圖2可知，頂煤位移始動點(diǎn)位于煤壁前方27 m，在煤壁前方10 m處頂煤位移量開始明顯增大，且上位頂煤的位移量及增速大于下位頂煤，直至距煤壁4 m位置處，下位頂煤的位移增量開始顯著增大，上、下位頂煤出現(xiàn)離層趨勢，到煤壁后方3 m時，下位頂煤位移超過上位頂煤，上、下位頂煤出現(xiàn)離層。在煤壁后方6 m處，即支架切頂線附近，下位頂煤及時垮落，而上位頂煤滯后垮落，滯后支架切頂線的距離為3 m左右。由此可見，針對特厚頂煤放頂煤開采，由于頂煤厚度的劇增，上、下位頂煤的運(yùn)移具有不同步性，上位頂煤的位移增速從大于下位頂煤逐漸過渡到小于下位頂煤。

為進(jìn)一步分析上、下位頂煤的運(yùn)移特征，結(jié)合采場煤體應(yīng)力分布規(guī)律，將特厚頂煤的運(yùn)移劃分為3個階段（見圖2）：超前支承壓力影響階段（I階段），頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段（II階段），支架反復(fù)支撐-頂板回轉(zhuǎn)影響階段（III階段）。統(tǒng)計不同層位頂煤在不同階段內(nèi)的位移增量如表1所示。

由表1統(tǒng)計結(jié)果分析，各階段內(nèi)特厚頂煤的運(yùn)移特征如下：

（1）超前支承壓力影響階段。工作面前方4～27 m范圍，即I階段內(nèi)，頂煤位移變化主要受超前支承壓力影響，上位頂煤位移增量明顯大于下位頂煤。由于該階段頂煤體受四周煤巖體的約束，因此累計位移量均較小，隨著臨近工作面前方煤體卸載區(qū)域（進(jìn)入Ib階段），頂煤體活動空間得到一定程度的釋放，其位移量迅速增長。該階段內(nèi)超前支承壓力對上位頂煤的影響程度遠(yuǎn)大于下位頂煤。

表1　不同層位頂煤位移增量

（2）頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段。工作面前方0～4 m范圍，即Ⅱ階段內(nèi)，其為應(yīng)力降低區(qū)，受到頂煤變形破壞的卸壓作用，煤體應(yīng)力低于原巖應(yīng)力，此階段頂煤進(jìn)一步的變形破壞主要受到頂板回轉(zhuǎn)下沉影響，為頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段。從位移增量上看，頂板回轉(zhuǎn)下沉對下位頂煤的影響程度大于上位頂煤。

（3）支架反復(fù)支撐-頂板回轉(zhuǎn)影響階段。距離煤壁-6～0 m的支架控頂區(qū)范圍，即Ⅲ階段內(nèi)，頂煤的變形受到支架反復(fù)支撐和頂板回轉(zhuǎn)下沉的雙重影響，為支架反復(fù)支撐-頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段。在-2～0 m（Ⅲa階段）范圍內(nèi)的頂煤位移增量相比Ⅱ階段沒有明顯增大，說明在該階段內(nèi)支架反復(fù)支撐對頂煤的破壞作用尚不明顯，頂板回轉(zhuǎn)下沉仍是影響頂煤運(yùn)移的主要原因。在-2～-6 m（即Ⅲb階段）范圍內(nèi)，下位頂煤位移增量明顯大于Ⅲa階段，分析認(rèn)為該階段內(nèi)頂煤受支架反復(fù)支撐作用充分，因此，Ⅲb階段為支架反復(fù)支撐影響顯著階段。在Ⅲ階段內(nèi)上位頂煤的位移增量沒有明顯變化，說明支架反復(fù)支撐主要對下位頂煤的運(yùn)移破壞產(chǎn)生影響，對上位頂煤的破壞作用不明顯。

3.2特厚頂煤垮落形態(tài)分析

由于頂煤厚度大，為分析特厚頂煤的垮落形態(tài)，根據(jù)實測數(shù)據(jù)，將不同層位且距工作面不同距離的頂煤位移繪制成云圖，如圖3（a）所示。

根據(jù)圖3（a）中頂煤位移（mm）等值線可判斷圖左側(cè)（深色區(qū)域）為頂煤松散冒落區(qū)，頂煤松散冒落區(qū)內(nèi)下位頂煤位移遠(yuǎn)大于上位頂煤位移，且根據(jù)頂煤松散冒落區(qū)內(nèi)頂煤位移等值線的形態(tài)可直觀描述特厚頂煤的垮落形態(tài)進(jìn)而確定不同層位頂煤的垮落角。據(jù)此描述頂煤垮落形態(tài)如圖3（b）所示，特厚頂煤綜放工作面上、下位頂煤垮落存在明顯的不同步性，下位頂煤首先垮落，垮落角約為100°；上位頂煤滯后下位頂煤垮落，上位頂煤垮落角約為70°，因此特厚頂煤放頂煤工作面為提高頂煤的回收率，在設(shè)計放煤方式時，應(yīng)根據(jù)頂煤的垮落特征采用多輪放煤，適當(dāng)延長放煤時間。

圖3　工作面頂煤位移及垮落形態(tài)示意圖

4　結(jié)論

（1）特厚頂煤綜放工作面，上、下位頂煤的運(yùn)移具有不同步性，在煤壁前方到后方的不同位置上，上位頂煤的位移增量從大于下位頂煤逐漸過渡到小于下位頂煤。

（2）特厚頂煤綜放工作面，上、下位頂煤的垮落具有不同步性，上位頂煤滯后下位頂煤垮落，上、下位頂煤垮落角分別約為70°、100°。

（3）工作面超前支承壓力對上位頂煤運(yùn)移的影響大于下位頂煤，頂板回轉(zhuǎn)下沉與支架反復(fù)支撐對下位頂煤運(yùn)移的影響大于上位頂煤。

（4）特厚頂煤上、下位的頂煤運(yùn)移分為3個階段：I階段煤壁前方4～27 m為超前支承壓力影響階段，上位頂煤位移增量大于下位頂煤；II階段煤壁前方0～4 m為頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段，下位頂煤的位移增量大于上位頂煤；III階段煤壁后方-6～0 m為支架反復(fù)支撐-頂板回轉(zhuǎn)影響階段，下位頂煤的位移增量急劇增加階段。

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Field research on movement characteristics of extra thick top coal in fully mechanized caving mining face with large mining height

Huang Zhizeng1，2，Mao Debing2，Liu Qianjin2
（1.Coal Mining and Design Branch，China Coal Research Institute，Chaoyang，Beijing 100013，China；2.Coal Mining&Designing Department，Tiandi Science&Technology Co.，Ltd.，Chaoyang，Beijing 100013，China）

In order to grasp the movement characteristics of extra thick top coal in fully mechanized caving mining face with large mining height，observation stations were set in No. 8105 fully mechanized caving face in Tashan Coal Mine，then the movement characteristics of different layers of extra thick top coal were observed and analyzed by the method of deep base point observation.The results showed that the movements of the upper and lower layer of top coal were not synchronized，which could be divided into three stages.The influence stage of advanced support pressure was 4～27 m from the front of coal wall，where the upper layer's displacement increment was more than the lower layer's；the influence stage of roof rotation and subsidence was 0～4 m from the front of coal wall，where the lower layer's displacement increment was more than the upper layer's；the influence stage of supports supporting repeatly and roof rotation was 0～-6 m from the rear of coal wall，where the lower layer's displacement increment increased rapidly.

fully mechanized caving mining with large mining height，extra thick top coal，movement characteristics，field research

TD353

A

黃志增（1982-），男，漢族，江蘇泗陽人，博士研究生，副研究員，主要從事采煤方法、礦山壓力及其控制及安全高效開采技術(shù)開發(fā)與推廣工作。

（責(zé)任編輯 張毅玲）

國家自然科學(xué)青年基金項目（51504135），煤炭科學(xué)研究總院科技創(chuàng)新基金項目（2015ZYJ001），天地科技技術(shù)創(chuàng)新基金項目（KJ-2014-TDKC-04）