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提高上限开采高普面安全回采技术研究
王永
淮南矿业（集团）有限责任公司潘一煤矿 232082
摘要：针对潘一矿1602(3) 高普面实际地质条件，采用数值模拟方法分析了提高上限开采老顶直覆煤层或存在直接顶时，对老顶采取强制放顶措施后覆岩破坏特征，提出了提高上限高普面安全回采强制放顶技术参数。结果表明：数值模拟显示选用强制放顶步距6m，工作面支柱能够稳定支撑顶板；当现场老塘悬顶沿走向超过3m，沿倾斜方向超过5m不冒时，或正常回采期间，老塘悬顶沿走向超过2m，沿倾斜方向超过5m不冒时，对老塘顶板进行松动爆破。采用上述措施后提高上限开采高普面实现了安全回采。
关键词：提高上限开采；高普面；强制放顶参数

淮南矿业集团下属几个矿井近20年来已安全回采多个上提工作面，积累了丰富的提高上限开采经验；然而在部分上提开采工作面回采过程中，出现了综采工作面压架现象，致使支架压死压坏、设备被埋及资源浪费等现象，造成了严重的财产损失[1~5]。
1 工程概况
潘一矿1602(3)工作面位于西三上山采区F8正断层～F5逆断层之间，为13-1煤实体块段，本区段煤层大部分顶板为老顶直覆，老顶砂岩累计均厚13m、最大厚度27m，主要由互层、中砂岩、粉细砂岩和中粗砂岩构成，部分地段含有一薄层直接顶。工作面安装ZZ6400/18/38型液压支架（实际工作阻力7200KN）100架，MG650/1620型采煤机一台，SGZ-1000/2×700型刮板输送机一台，运顺安装SZZ1000/400型转载机一部（含PCM250型破碎机），SSJ-1200/2×200型皮带机一部。
2010年8月30日由综采二队试生产，9月2日正式回采。9月6日中班回采1峒煤后，工作面初次来压（此时，工作面平均退尺37.5m，不含切眼7.6m），特别是工作面中部液压支架安全阀大面积卸液（现场支架压力表显示42Mpa，安全阀开启压力为36Mpa），支架活柱伸出量迅速减少，采高由2.8m（初次放顶安全技术措施要求采高不超过3m）变为2.4m以下，38～65#煤机无法通过， 11～15#、61～65#后立柱基本无行程。由于压力大，多处支架被压死，截止9月26日，工作面有35架有不同程度的损坏。
1602(3)综采工作面压架放弃抢救后，距离原停采位置向外约100m重做切眼，改为高普回采。高普工作面面长、位置与煤层顶、底板情况与综采工作面相同。为了掌握1602(3)高普面矿压显现特征，确保工作面安全回采，需要开展高普面安全回采技术研究。
2 高普面覆岩破坏特征数值模拟分析
1602(3)工作面选用高普回采工艺，如果不对老顶采取措施，同样会面临第二次压面事故；根据以往经验，拟对老顶采取强制放顶措施，然而强制放顶步距选用多少是1602(3)高普面能否安全回采的关键。因此，下面采用数值软件分析采取强制放顶后高普面覆岩破坏特征。
2.1 数值模拟软件简介
此次数值模拟选用UDEC软件，它是一种基于非连续体模拟离散单元法的数值计算程序。UDEC提供了适合岩土的7种材料本构模型和5种节理本构模型，能够较好地适应不同岩性和不同开挖状态条件下的岩层运动的需要，是目前模拟破碎岩体变形过程较为理想的数值模拟软件。
2.2 模型建立
根据1602(3)高普面现场条件，模拟采高2.2m。整个模型尺寸（长×高）300×110m2，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定。模拟支柱及顶梁上方的力可以通过支柱工作阻力代替，支架工作阻力即为每排支柱的工作阻力之和，数值计算时单根支柱的工作阻力选用P=300kN，放顶步距暂定为6m。
数值模拟计算过程为：原岩应力计算→切眼开挖→控顶区支护→计算→工作面推进→新的控顶区支护→计算→返还至工作面推进→直至老顶初次来压→结果输出→工作面继续推进→直至老顶第一次周期来压→结果输出。
根据矿原始地质资料，材料本构模型为莫尔－库伦模型，各岩层力学参数及接触面力学参数如表1、表2所示。
表1 各岩层数值计算的力学参数
岩层
体积模量
K/GPa
剪切模量
G/GPa
密度
d/N·m-3
摩擦角
f/°
粘结力
C/MPa
抗拉强度
t/MPa
直接底
2.81
2.01
2500
28
6.5
1.55
煤层
1.5
1.1
1400
21
2.6
0.81
直接顶
2.58
1.9
2500
30
5.6
2.82
老 顶
25.0
12.0
2500
38
8.6
5.0
上覆岩层
2.58
1.9
2500
28
6.5
2.56
表2 接触面力学参数
岩层
法向刚度
jkN/GPa
切向刚度
jks/GPa
粘结力
jc/MPa
摩擦角
jf/°
抗拉强度
jt/MPa
直接底
8
4.5
0
12
0
煤层
5
2.5
0
10
0
直接顶
2.1
1.5
0
5
0
老 顶
11
6.5
0
13
0
上覆岩层
11
6.5
0
13
0
2.3 模拟结果分析
图1、图2分别为老顶直覆煤层及煤层上方存在直接顶时，对老顶采取强制放顶措施后覆岩破断运移规律图，由图1、图2可知：
(1) 对老顶岩层采取强制放顶措施后至老顶初次来压时，老顶虽然破断，但对其上覆岩还具有一定的承载能力，即此时老顶上方的岩层还未随着老顶的破断而破断，因而此时工作面支柱下缩量较小，也即顶板下沉量较小。
(2) 当老顶直覆煤层上方，老顶第一次周期来压时，老顶破断后，其上岩层也随之运移，老顶破断后形成的A、B、C三岩块能够相互咬合在一起，未导致滑落失稳，并在水平方向传递部分覆岩载荷；从图1(a)上可以看出，岩块C在后端点触矸后，与岩块B共同作用，绕其后端点向前方旋转下沉，此时若支柱初撑力不足或工作阻力不够，将导致支柱倾倒。
(3) 当煤层上方存在直接顶，老顶第一次周期来压时，由于存在直接顶，老顶破断后能够与垮落后的岩块接顶，因而老顶岩块C相对旋转角度较老顶直覆时小，老顶破断后形成的A、B、C三岩块同样能够相互咬合在一起，从而支柱下沉量相对较小；若采空区冒落愈严实，老顶对工作面影响愈小。
(4) 随着回采工作面的推进，老顶的结构经历了“稳定－失稳－再稳定”的过程，这种变化过程将引起工作面周期性的来压现象。
(5) 由图中可见，在采取强制放顶措施时取老顶破断距6m，在该条件下，支柱仍然存在受载倾斜现象，但能够稳定支撑顶板。考虑到一定的安全系数，因此需要考虑缩小老顶破断距或选用更大工作阻力型号的支柱。

（a）初次来压 （b）第一次周期来压 （c）第二次周期来压 （d）第三次周期来压
图1 老顶直覆来压时顶板运移规律

（a）初次来压 （b）第一次周期来压 （c）第二次周期来压 （d）第三次周期来压
图2 存在直接顶来压时顶板运移规律
3 高普面安全回采措施
由上分析可知，为防止工作面老顶悬顶不冒落，减轻老顶来压时对工作面的影响，采取对老塘顶板进行松动爆破的方法处理老塘悬顶。
(1) 初次放顶期间，老塘悬顶沿走向超过3m，沿倾斜方向超过5m不冒时；正常回采期间，老塘悬顶沿走向超过2m，沿倾斜方向超过5m不冒时；下端头老塘悬顶沿走向超过2米时，必须对老塘顶板进行松动爆破。
(2) 在工作面老塘侧第三排支柱向煤壁0.2m处顶板进行打眼，炮眼采用单排眼直线式布置方式，炮眼深度1.5～2.2 m，也可根据现场具体情况适当调整炮眼深度；眼距沿倾斜方向2.0～3.0m（下端头可根据情况加密炮眼），炮眼的仰角为60°，如图3所示。
(3) 第一次松动爆破，眼深2.2 m。第一次强制放顶必须使老塘顶板形成一道沟，否则必须补打炮眼。初次放顶期间每回三排支柱为一循环，直至老塘顶板冒落充分为止。

（a）平面图 （b）剖面图
图3 强制放顶炮眼参数布置示意图

4 高普面矿压实测分析
（1） 工作面压力
图4为工作面前排支柱平均工作阻力与推进距关系曲线，表3为1602(3)工作面顶板周期来压的特征表；从中可以清楚地了解初次来压与周期来压的情况。
依图4和表3可以判断老顶初次来压步距为9.7m左右，周期来压步距12m左右。周期来压显现没有初次来压显现明显。

图4 工作面支柱平均工作阻力与推进距关系
表3 1602(3)工作面老顶来压特征表
类 别
来压情况
采高减少（mm）
支柱载荷/MPa
动压
系数
步 距（m）
影响范围（m）
平均
最大
平时
来压
初次来压
9.7
6.6
139
188
16.01
23.23
1.45
第一次周期来压
11.6
5.6
199
215
16.62
21.90
1.32
第二次周期来压
12.6
5.1
158
201
16.69
21.35
1.28
第三次周期来压
13.2
5.9
186
233
16.89
21.21
1.26
（2） 两巷超前支撑压力
2010年12月31日至2011年3月12日期间，对1602(3)高普面两巷超前支护单体支柱阻力进行了监测，对其监测数据统计分析后绘制出两巷超前支承压力分布曲线如图5、图6所示，由图5、图6可知：
风巷超前支承压力峰值范围在煤壁前方4.0~7.6m，峰值压力集中系数最大值为1.7；机巷超前支承压力峰值范围在煤壁前方4.5~9.6m，峰值压力集中系数最大值为1.85。

图5 风巷超前支承压力分布曲线 图6 机巷超前支承压力分布曲线
综上所述，初次来压及周期来压期间，工作面支柱动载系数均较小；而且工作面两巷超前支撑压力峰值强度同样较小。说明对工作面老塘悬顶采取强制放顶措施，工作面能够实现安全回采。
5 结论
(1) 提高上限开采时，若存在老顶直覆现象，且老顶厚度较大，则必须对老顶采取措施，才能保证提高上限安全回采。
(2)对老顶直覆煤层，采取强制放顶措施时，放顶参数合理选择同样也是保证安全回采的关键。

参考文献：
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[2]李俊斌.17110（3）上提工作面回采实践与认识[J].煤矿开采，2005,10（1）：28~30.
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