思考與探索:大采高綜放開采特厚頂煤運(yùn)移特征實(shí)測研究
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放頂煤開采頂煤能否實(shí)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(shí)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1o～3o，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 8～5 4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。
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(jì)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。
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10m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4m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3m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3m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)支撐一頂板回轉(zhuǎn)影響階段（III階段）。統(tǒng)計(jì)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(jì)結(jié)果分析，各階段內(nèi)特厚頂煤的運(yùn)移特征如下：
(l)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(jì)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I b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。
(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)支撐一頂板回轉(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)支撐一頂板回轉(zhuǎn)下沉影響階段。在-2～0 m（Ⅲb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Ⅲa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(shí)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(jì)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。
4 結(jié)論
(l)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70o、100o。
(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～O m為支架反復(fù)支撐一頂板回轉(zhuǎn)影響階段，下位頂煤的位移增量急劇增加階段。
5摘 要
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。
