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王家臣1,2，吕华永1,2，王兆会1,2，张锦旺1,2
(1.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083; 2.放顶煤开采煤炭行业工程研究中心，北京 100083)
摘 要:我国西部地区发现存有大量20 m以上特厚煤层，大部分无法实现露天开采，国内外均没有成熟的理论与技术可以借鉴，为了实现20 m以上特厚煤层的安全高效开采，创造性地提出了特厚煤层卸压综放开采技术。采用60∶1的大比例相似模拟试验方法，研究20 m以上特厚煤层卸压综放开采顶煤垮落破碎的块体分布特征、顶煤位移场分布特征、支架阻力及其对顶煤垮落破碎的影响等。结果表明:当卸压工作面推进75 cm时，500 cm3以内的顶煤块体较密集，块体比例约为94%，块体数量约为860个;当卸压工作面推进135 cm时，体积为500 cm3以内的顶煤块体所占累计比例约为96%，块体数量约为1 700个，与卸压工作面推进75 cm时相比，块体比例增加了2%，块体数量增加了840个;当综放工作面推进17 cm时，累计体积达到500 cm3时几乎包含全部顶煤块体，块体比例约为99.9%，块体数量约为4 810个，与卸压工作面推进135 cm时相比，块体比例增加了3.9%，块体数量增加了3 110个，二次破碎效果显著，能保证顶煤的顺利放出。卸压开采阶段上位顶煤位移>中位顶煤位移>下位顶煤位移。二次综放阶段下位顶煤位移最大，垮落破碎程度最好。由于支架的支撑作用，下位顶煤中产生多条明显的竖直裂隙，受支架影响的顶煤厚度约为10 cm，支架的反复支撑作用明显促进了顶煤的破碎效果。
关键词:特厚煤层;卸压综放;垮落破碎;支架阻力;位移场
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王家臣，吕华永，王兆会，等.特厚煤层卸压综放开采技术原理的实验研究[J].煤炭学报,2019,44(3):906-914.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.1401
WANG Jiachen,LÜ Huayong,WANG Zhaohui,et al.Technical principle and experimental study on fully mechanized top-coal caving mining after extracting the middle slice in extremely thick coal seam[J].Journal of China Coal Society,2019,44(3):906-914.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.1401
中图分类号:TD823
文献标志码:A
文章编号:0253-9993(2019)03-0906-09
收稿日期:2018
1019
修回日期:20181207
责任编辑:常 琛
基金项目:国家自然科学基金面上资助项目(51674264);国家重点研发计划资助项目(2018YFC0604501)
作者简介:王家臣(1963—)，男，黑龙江方正人，教授，博士生导师。Tel:010-62339061，E-mail:wangjiachen@vip.sina.com
WANG Jiachen1,2,LÜ Huayong1,2,WANG Zhaohui1,2,ZHANG Jinwang1,2
(1.School of Engineering and Mining,China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China; 2.Top-coal Caving Mining Research of Coal Mining Industry,Beijing 100083,China)
Abstract:A large number of extra-thick coal seams with a thickness of more than 20 m have been found in western China.Most of them cannot be mined by using open-pit mining.No mature theories and technologies can be referenced in the world.The fully mechanized caving mining with pressure relief for extra-thick coal seams was proposed for achieving a safe and efficient mining of extra-thick coal seams with a thickness of over 20 m.The large-scale of 60∶1 physical analogue test was used to study the distribution characteristics of the top coal caving and broken blocks,and the distribution characteristics of top coal displacement field.In addition,the test studied the support resistance and its effect on the top coal braking in the fully mechanized caving mining with pressure relief for extra-thick coal seams with a thickness of over 20 m.The results show that the number of top-coal blocks is denser within 500 cm3,the block ratio is about 94% and the number of blocks is about 860 when the pressure relief working surface is extracted to 75 cm.The cumulative proportion of top-coal blocks is about 96% within 500 cm3 and the number of blocks is about 1 700 when the pressure relief working surface is extracted to 135 cm.The proportion of the top-coal blocks increased by 2% and the number of blocks increased by 840 when compared with that of pressure relief working face at 75 cm.It contains almost all the top-coal blocks when the cumulative volume reaches 500 cm3,the block ratio is about 99.9% and the number of blocks is about 4 810 when the top-coal working face is extracted to 17 cm.The top-coal blocks within 500 cm3 is the most densest,the proportion of the blocks increased by 3.9% and the number of blocks increased by 3 110 when compared with that at 135 cm.The effect of secondary crushing is remarkable,which can ensure the smooth release of the top coal.In the stage of pressure relief mining,the displacement of upper top-coal is larger than that of the median top-coal and the displacement of the lower top-coal is the smallest.In the secondary fully mechanized top-coal caving mining stage,the lower top-coal displacement is the largest,and the effect of the top-coal collapse and fracture is the best.Many obvious vertical cracks were generated in the lower top-coal for the supporting effect of the support,and the thickness of the top-coal which affected by the support is approximately 10 cm.The repeated supporting effect of the support significantly promoted the broken effect of the top-coal.
Key words:extremely thick coal seam;the fully mechanized top-coal caving mining after extracting the middle slice;fallen and broken;support load;displacement field
我国厚煤层开采是以放顶煤和大采高开采为主[1-2]，在12 m以下厚煤层的开采中得到成功应用和普遍推广，2014年在大同塔山煤矿，通过装备研发和技术改进，大采高综放技术成功应用于20 m特厚煤层的开采，资源回收率达到88.9%。目前可以解决厚度20 m以下的特厚煤层一次采全高的高效综放开采难题，国外一些学者也进行了相关研究[3-5]，总体上看，我国的厚煤层开采技术研究与应用方面处于世界领先水平[6-7]。在放顶煤开采理论方面，如顶煤放出规律[8-14]、支架与围岩关系[15-16]、顶煤破坏机理等[17-19]，也处于世界前列。我国未来的煤炭主采区新疆等西部地区赋存有大量20 m以上特厚煤层，由于埋藏深度等原因，大部分这类煤层无法实现露天开采，因此如何实现20 m以上特厚煤层安全高效的地下开采是一直没有解决的世界性难题，国际上也没有类似的理论与技术可以借鉴。
现阶段对特厚煤层进行相关基础理论研究，为未来该类煤层开采的技术开发做基础理论准备十分必要。笔者基于煤岩体破坏特征，采用相似材料模拟实验，并以西部某矿实际开采地质条件为依托，对卸压开采阶段顶煤垮落破碎程度、采场边界垮落形态、支架阻力对顶煤破碎程度的影响及顶煤位移场分布特征、二次综放阶段采动应力作用下顶煤破碎规律及位移场分布特征等内容进行系统的分析和研究，进而揭示顶煤破碎机理，为特厚煤层卸压综放开采技术的成功应用提供理论支撑。
20 m以上特厚煤层分为2类:一类是20 m以上近水平或缓倾斜特厚煤层(≤25°);另一类是20 m以上的急倾斜特厚煤层(>45°)。对于以上2类特厚煤层目前还没有科学的高效开采方法。如何开采20 m以上特厚煤层是我国煤炭行业面临的重大理论与技术课题之一，因此笔者提出了特厚煤层卸压综放开采技术，如图1所示。
图1 特厚煤层中部卸压综放开采技术
Fig.1 Fully mechanized top-coal caving mining after extracting the middle slice in extremely thick coal seam
将特厚煤层Hm分为A,B,C三层，在B层布置卸压工作面，采用综采工艺进行回采，该分层回采过程中，C层煤首先经历采动加载历史，工作面推过后则进入卸载进程，自行垮落破碎堆积在A层煤上方，然后在覆岩沉降作用下开始承载，进入应力恢复进程(以上煤体破碎为一次破碎);最后在A层布置综放工作面，依靠采煤机割煤回采A层煤，依靠放顶煤回采已经垮落破碎在A层上方的顶煤C(此阶段煤体破碎为二次破碎)。该开采技术适用于坚硬特厚煤层或者瓦斯含量大的特厚煤层，依靠中层B的开采可实现对硬煤的预破碎或者有效地释放煤层瓦斯。
卸压综放开采顶煤经历了卸压采动影响、应力恢复再次承载和综放开采冒落放出3个进程，多次扰动影响下破坏程度高，可以实现20 m以上特厚煤层的一次性回采，极大提高资源开采效率。
为了分析20 m以上特厚煤层卸压综放开采顶煤破碎效果，故选取西部某矿5号主采煤层为研究对象，对顶煤垮落破碎块度分布特征、顶煤位移场分布特征及支架阻力对顶煤破坏的影响等内容进行研究，其埋深为524.5～579.6 m，平均为552 m。煤层倾角为3°～10°，平均为6°。煤层平均厚度为26 m，普氏系数为1.5。综合柱状图如图2所示。
根据相似定律，并依据现场实际条件及实验模型情况，确定下列相似常数。
(1)几何相似比
(1)
式中，αL为几何相似比；Lp为原型尺寸，m；Lm为模型尺寸，m。
(2)容重相似比
(2)
式中，αγ为容重相似比；γp为原型煤岩的平均密度，kg/m3；γm为模型煤岩的平均密度，kg/m3。
图2 煤层综合柱状
Fig.2 Coal seam comprehensive histogram
(3)时间相似比
(3)
式中，αt为时间相似比；tp为原型工作面推进时间，h；tm为模型开挖时间，h。
(4)应力及强度相似比
ασ=αE=αLαγ=88.2
(4)
式中，ασ,αE为应力及强度相似比。
相似材料选取河砂做骨料，以石灰、石膏作为胶结物。原型的主要煤岩层岩石力学参数见表1，根据相似原理通过计算得到模型的分层高度、合理配比及材料力学性能，具体情况见表2。
表1 煤层及顶底板岩石力学参数
Table 1 Rock mechanics parameters of coal seam and roof and floor
本试验采用中国矿业大学(北京)的二维试验台，尺寸为:长×宽×高为1 800 mm×160 mm×1 300 mm，采用平面应变模型。铺设模型时对煤层底板进行简化，本次模型铺设总高度为1 100 mm，模拟顶板岩层高度为37 m，剩余515 m采用配重模拟加压。实体模型铺设前在距离煤层中部卸压层上方45.3 cm处向上采用5 cm×5 cm的网格式布置15行31列位移测点，并在边界处留设15 cm的保护煤柱。最后确定卸压层和综放层具体位置及卸压工作面推进方向，煤层中部卸压层高度设计为5 cm，底部综放层高度设计为5 cm，具体模型构建情况如图3所示。
表2 模型铺设分层材料用量
Table 2 Model laying layered material consumption table
注:水的质量按照分层干重的12%计算。
图3 相似模拟实体模型
Fig.3 Similar simulated solid model
模型开挖前首先在模型正前方固定GoPro HERO 5 Black 运动高速摄像机位置，用于采集顶煤变形过程中的高分辨率图像，然后基于图像散斑获取顶煤位移场。在卸压层开挖过程中，使用自制简易液压支架(由FPY-101型分离式液压千斤顶、CP-180型手动液压泵及顶梁等组成)监测支架的承载特性及升降架对顶煤变形破坏的影响，支架顶梁尺寸为:长×宽×厚=100 mm×160 mm×10 mm，在顶梁中部由模型背面至正面等间距依次安装1号,2号和3号数据采集器，如图3所示。图像采集系统、支架阻力监测系统和非接触位移测量系统如图4～6所示。
图4 GoPro hero 5 black 运动高速摄像机
Fig.4 GoPro hero 5 black sport high speed camera
图5 非接触位移测量系统
Fig.5 Non-contact displacement measurement system
图6 支架阻力监测系统
Fig.6 Support load monitoring system
在试验过程中，各个系统相互联系，严禁移动图像采集设备，便于后期准确分析顶煤位移场分布特征。结合相似理论估算支架阻力为3.9 kN，由于以支架加载至卸载状态为周期来监测支架阻力，故确定工作面回采工序为:升架—割煤—降架—移架。首先于模型左下方开挖卸压工作面的开切眼，然后安装支架及支架阻力监测设备。工作面每次推进约5 cm，共推进22次。随着工作面推进，监测各循环支架阻力变化情况并记录模型状态。由于顶煤比较破碎和松散，在分析其变形破坏特征时综放工作面不再使用简易支架。
根据试验过程中顶煤垮落破碎的实际情况，利用块度来描述卸压开采阶段和二次综放阶段顶煤的垮落破碎特征，进而评价顶煤在二次综放采动应力作用下的破碎效果。
如图7所示，当卸压工作面推进75 cm时，在支架上方和采空区上方出现第3次大面积顶煤垮落破碎现象且第1次从直接顶临界面剥离，垮落空间形态呈梯形，垮落角度为57°，垮落高度为29 cm，垮落长度为75 cm，移架后支架上方顶煤出现一条长度约为10 cm的近竖直裂隙。根据图7局部放大图，可以统计出已垮落顶煤的块体体积分布情况，如图8所示，随着顶煤块体体积的增大，其所占比例和数量均呈先急剧增大后逐渐趋于稳定的趋势，且在累计块体体积达到500 cm3时，其所占比例和数量增长较缓慢，这说明体积为500 cm3以内的顶煤块体比较密集，块体所占累计比例约为94%，块体数量约为860个。
图7 卸压工作面推进75 cm时顶煤垮落破碎特征
Fig.7 Characteristics of the top-coal collapse and fracture when the working face is extracted 75 cm
图8 卸压工作面推进75 cm时顶煤块度分布特征
Fig.8 Distribution characteristics of the top-coal block when the working face is extracted 75 cm
图9 卸压工作面推进135 cm时顶煤垮落破碎特征
Fig.9 Characteristics of the top-coal collapse and fracture when the working face is extracted 135 cm
如图9所示，当卸压工作面推进135 cm时，模型开挖完毕，顶煤和顶板垮落空间形态均呈梯形，支架上方形成一条长度约为30 cm且贯穿顶煤和顶板的近竖直裂隙。顶煤垮落角度为60°，垮落长度为135 cm。顶板垮落角度为58°，垮落长度为105 cm。根据图9局部放大图，统计出已垮落顶煤的块体体积分布情况，如图10所示，随着顶煤块体体积的增大，其所占比例和数量均呈首先急剧增大后趋于稳定的趋势，即在累计块体体积达到500 cm3时，其所占比例和数量基本趋于稳定，超过500 cm3的大块体顶煤较少，且体积为500 cm3以内的顶煤块非常密集，块体所占累计比例约为96%，块体数量约为1 700个。与卸压工作面推进75 cm时相比，体积为500 cm3以内的顶煤块体比例增加了2%，但块体数量增加了840个。
图10 卸压工作面推进135 cm时顶煤块度分布特征
Fig.10 Distribution characteristics of the top-coal block when the working face is extracted 135 cm
如图11所示，当综放工作面推进17 cm时，工作面上方及前方顶煤得到进一步破碎，裂隙发育明显。顶板随采随冒，形成较小的块体结构，其上部岩层也同步冒落，形成铰接岩块，且出现冒空区。顶煤顶板形成近似直角梯形的垮落空间形态，煤岩分界面模糊，有极少量矸石混入顶煤，顶煤冒落角度大于90°，冒落长度为44 cm。顶板垮落角度为90°，垮落长度为30 cm。根据图11统计出冒落顶煤的块体体积分布情况，如图12所示，随着顶煤块体体积的增大，其所占比例和数量均呈首先急剧增大后趋于稳定的趋势，即在累计块体体积达到100 cm3时，其所占比例和数量趋于稳定，且累计体积达到500 cm3时几乎包含全部顶煤块体，块体比例约为99.9%，块体数量约为4 810个。
图11 综放工作面推进17 cm时顶煤垮落破碎特征
Fig.11 Characteristics of the top-coal collapse and fracture when the working face is extracted 17 cm
图12 综放工作面推进17 cm时顶煤块度分布特征
Fig.12 Distribution characteristics of the top-coal block when the working face is extracted 17 cm
如图13所示，二次综放阶段顶煤块体累计体积约为550 cm3，500 cm3以内的顶煤块体最为密集，与卸压完毕相比，块体比例增加了3.9%，块体数量增加了3 110个，二次破碎后顶煤块体体积明显变小，较小体积的块体数量明显增多，二次破碎效果显著。
图13 顶煤破碎效果比较
Fig.13 Comparison of the top-coal broken effect
为了更加精确地测量开采过程中顶煤及上覆岩层的变形及运移情况，采用DIC全场应变测量技术来描述分析卸压开采阶段和二次综放阶段的顶煤位移场分布特征，进而分析顶煤在二次综放采动应力作用下的破碎情况。在工作面回采过程中，工作面上方顶煤产生与推进方向相反的水平位移及向下的垂直位移，位移场分析时，规定位移与卸压层推进方向相同为正，垂直向下为正。
如图14所示，当卸压工作面推进90 cm时，水平位移主要集中在梯形垮落空间两腰位置附近区域，且在两腰位置上方位移等值线比较密集，说明此区域水平位移较大，垮落空间中下部顶煤水平位移和垂直位移均较小，这是由于此时顶板未垮落冲击垮落空间中下部煤体的原因，此外垂直位移与水平位移类似，主要集中在梯形垮落空间两腰位置附近区域，支架上方顶煤及两腰上方顶煤垂直位移较大。
图14 卸压工作面推进90 cm时顶煤位移场
Fig.14 Displacement field of top-coal when working face is extracted 90 cm
图15 卸压工作面推进140 cm时顶煤位移场
Fig.15 Displacement field of top-coal when working face is extracted 140 cm
如图15所示，当卸压工作面推进140 cm时，除支架后上方，垮落空间内水平位移均较小，而垂直位移普遍较大。由于堆积顶煤上方存在无煤体充填区，上位岩层垂直位移最大，此外工作面上方上位顶煤垂直位移也较大，且顶煤较破碎。综上所述，在同一回采循环期间，位移越大且等值线越密集的区域，顶煤垮落破碎程度越高。上位顶煤位移>中位顶煤位移>下位顶煤位移，由于支架作用，下位顶煤会出现块体脱落现象，导致部分区域下位顶煤位移较大。
如图16所示，当综放工作面推进17 cm时，采动影响区域内工作面上方顶煤水平位移较大，等值线较密集，同区域工作面上方顶煤垂直位移大于水平位移，因此，下位顶煤位移最大，垮落破碎程度最好。
图16 综放工作面推进17 cm时顶煤位移场
Fig.16 Displacement field of top-coal when working face is extracted 17 cm
如图17所示，当卸压工作面推进45 cm时，在升架阶段，支架最大阻力达到2.4 kN，顶梁阻力分布规律为:2号>1号>3号，支架合力作用点在顶梁中部;在支撑阶段，顶梁阻力分布规律为:1号>2号>3号，支架合力作用点在顶梁左端;支架卸载后，顶梁阻力迅速降为0。在升架阶段，由于受到支架的支撑作用，支架上方顶煤得到一定程度的破坏，下位顶煤产生了多条明显的裂隙，如图18所示。
图17 卸压工作面推进45 cm时支架阻力分布
Fig.17 Support load distribution when working face is extracted 45 cm
图18 卸压工作面推进45 cm时顶煤垮落破碎特征
Fig.18 Characteristics of the top-coal collapse and fracture when the working face is extracted 45 cm
如图19所示，当工作面推进130 cm时，在升架阶段，支架最大阻力达到2.6 kN，顶梁阻力分布规律较为复杂，支架合力作用点交替出现在顶梁左中右部;在支撑阶段，顶梁阻力分布规律为:1号<2号<3号，支架合力作用点在顶梁右端，由于顶梁左上方顶煤较为破碎，所以顶梁左部和中部阻力呈缓慢下降趋势，其值降低为0后保持恒定;支架卸载后，顶梁右部阻力迅速降为0。在升架阶段，由于受到支架的支撑作用，下位顶煤得到明显的破坏，产生两条长约10 cm的裂隙，如图20所示。综上所述，支架的反复支撑作用能够促进顶煤的一次破碎效果，进而可以提高其二次破碎效果。
图19 卸压工作面推进130 cm时支架阻力分布
Fig.19 Support load distribution when working face is extracted 130 cm
图20 卸压工作面推进130 cm时顶煤垮落破碎特征
Fig.20 Characteristics of the top-coal collapse and fracture when the working face is extracted 130 cm
(1)卸压开采阶段500 cm3以内的顶煤块体数量较多，卸压完毕块体比例增加了2%，块体数量增加了840个;二次综放阶段顶煤块体比例比卸压完毕增加了3.9%，块体数量增加了3 110个，二次破碎后顶煤块体体积明显变小，较小体积的块体数量明显增多，破碎效果显著。
(2)采用DIC全场应变测量技术分析顶煤位移场可以得到:同一回采循环期间，卸压开采阶段支架上方和垮落煤体充填区周围顶煤位移较大且等值线较密，垮落破碎程度较好，上位顶煤位移>中位顶煤位移>下位顶煤位移。二次综放阶段下位顶煤位移最大，垮落破碎程度最好。
(3)在卸压工作面回采过程中，支架阻力分布特征可明显分为升架、支撑及降架3个阶段，在升架阶段支架阻力缓慢上升，下位顶煤中出现明显的竖向裂隙，对顶煤破坏的影响范围约为10 cm，支架反复支撑作用能够促进顶煤的破碎效果。
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