0.   引言

综放开采技术现已成为我国厚煤层开采的主要方法^‎[1-3]。然而，在近距离煤层条件下，由于工作面上方采空区及煤层厚度在空间分布上的不均匀性影响，给下方特厚煤层工作面采用放顶煤工艺带来了严峻挑战。在此条件下需要科学评估下方工作面采用综放开采的可行性，并选用合理放煤工艺参数。这不仅直接影响工作面的生产效率和资源采出率，还关系到矿工生命安全，因此具有重要的理论意义和实践价值。

近年来许多学者针对近距离煤层综放开采可行性及放煤工艺参数展开了研究。张志勇等^‎[4]采用理论分析、数值模拟、相似材料模拟等手段，分析了近距离煤层下伏煤层开采后上覆岩层破坏情况、岩层裂隙发育规律及工作面矿压显现规律等，论证了近距离下伏煤层开采后上覆煤层开采是可行的。李杨等^‎[5]采用理论分析、数据统计和现场实测等方法，分析了近距离煤层下工作面上行开采的扰动破坏影响，提出了上行开采综合性判别指标，建立了上行协调开采的“可行度”定量判别式与评价体系，并提出了上行开采可行度的区域划分方法。倪超‎^[6]通过理论分析、数值模拟及现场实测分析确定了极近距离煤层具备放顶煤开采的条件。阮进林等^‎[7]通过数值模拟设计了将不同放煤厚度和放煤步距结合的实验，通过实验及现场验证确定了近距离煤层下位厚煤层综放开采最佳放煤厚度和放煤步距。张宁波等‎^[8]采用数值模拟软件对极近距离煤层联合开采在不同破断块度条件下的顶煤放出过程及煤矸流动规律进行了分析，得出了下位煤层顶煤采出率低的原因，并优化了放煤工艺。鲁岩等‎^[9]为了提高近距离煤层同采下位厚煤层综放开采的顶煤采出率，采用数值模拟软件分析确定了放煤步距和上行放煤工艺。蒋银华等^‎[10]通过数值模拟对３种不同放煤步距和５种不同放煤方式的顶煤采出率和含矸率进行了对比分析，确定了近距离煤层合并综放工作面合理放煤步距为“两采一放”，合理放煤方式为单轮间隔放煤。

然而，目前针对近距离煤层厚度变化范围较大、煤层厚度超出正常开采高度的工作面的合理放煤工艺参数研究较少。本文以内蒙古平庄煤业（集团）有限责任公司西露天煤矿011N1⁻¹工作面为研究背景，结合理论分析和现场实测方法，探讨了近距离特厚煤层综放开采的可行性。在此基础上，对工作面顶煤冒放性进行了评定。通过建立数值模型，分析确定了煤层厚度超出正常开采高度时的合理采放比及放煤方式，可为近距离特厚煤层综放开采提供参考。

1.   工程背景

西露天煤矿011N1⁻¹工作面位于矿井一采区范围内，水平高度为+350 m，工作面走向长度为1 046 m，倾斜长度为108 m。工作面开采煤层为1号煤层一分层，煤层厚度变化范围大，为7.8～16.36 m，平均埋深为248 m。工作面正常采高为11.55 m，割煤高度为2.9 m，采放比为1∶2.98。直接顶是厚度为5.1 m的泥岩，基本顶是厚度为5.95 m的细砂岩，底板以砂岩为主。此外，工作面上方存在对邻近2号煤层进行开采的021N2工作面，021N2工作面已经开采完成并遗留采空区。011N1⁻¹工作面与上方021N2工作面间距为6～7 m。工作面采用倾斜分层走向长壁放顶煤采煤法后退式开采，采用全部垮落法管理采空区顶板。

2.   工作面综放开采可行性分析

2.1   工作面来压特征分析

由于011N1⁻¹工作面上方存在021N2工作面采空区，其矿压显现特征与正常工作面开采存在显著差异，所以对011N1⁻¹工作面来压特征进行分析。011N1⁻¹工作面支架工作阻力云图和来压强度与步距分别如图1和图2所示。可看出工作面上端头区域支架的工作阻力明显大于工作面中部及下端头区域，且各区域支架工作阻力在工作面不同推进距离达到峰值，并未呈现出明显的规律，来压期间上部区域和中部区域支架的工作阻力相差近10 MPa；工作面初次来压时，来压步距呈工作面中部及下端头区域较小、上端头区域较大的特点；周期来压期间，来压步距基本保持相同，整体未呈现出较为明显的规律。究其原因是下方1号煤层与上覆2号煤层间距很小，层间岩层无法形成稳定砌体梁承载结构，导致层间岩层产生不规律性破断，覆岩发生不规律性失稳，应力直接作用在顶煤，进而传递给支架，造成支架工作阻力存在显著差异。

图  1  011N1⁻¹工作面支架工作阻力云图

Figure  1.  Cloud map of support working resistance in 011N1⁻¹ working face

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图  2  011N1⁻¹工作面来压强度与来压步距

Figure  2.  Inbound pressure intensity and step spacing in 011N1⁻¹ working face

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2.2   工作面顶板稳定性分析

通过对011N1⁻¹工作面来压特征进行分析，从宏观层面上说明了011N1⁻¹工作面开采过程中的矿压显现受到了021N2采空区的影响，但无法从细观层面上定量表征011N1⁻¹工作面顶板及开采过程受到上部021N2采空区的具体影响，因此分别采用断裂力学及塑性力学理论对021N2工作面开采过程中底板最大破坏深度进行分析，以判断021N2工作面底板破坏是否会直接影响到011N1⁻¹工作面顶板稳定性，进而论证011N1⁻¹工作面采用综放开采工艺是否具备可行性。

采用断裂力学理论^‎[11]计算得到底板最大破坏深度为

式中：$\gamma $为底板岩层的平均容重；$H$为煤层埋深；$L$为工作面长度；${\sigma _{\mathrm{c}}}$为底板抗压强度。

采用塑性力学理论^‎[12]计算得到底板最大破坏深度为

式中$\varphi $为岩石内摩擦角。

将$\gamma = 23.46\;{{\mathrm{kN}}/{{\mathrm{m}}}^3}$，H = 248 m，L = 108 m，${\sigma _{\mathrm{c}}} = 26\;{{\mathrm{MPa}}}$，$\varphi = 24.53^\circ $代入式（1）、式（2），可得${H_1} = 2.12\;{\text{m}}$，${H_2} = 3.88\;{\text{m}}$。取2种理论计算结果中的最大值为最终结果，即021N2工作面底板最大破坏深度为3.88 m。将其与两煤层间距对比发现，2号煤层开采后底板的破坏不会对1号煤层的开采产生影响，说明011N1⁻¹工作面综放开采具备可行性。值得注意的是，011N1⁻¹工作面回采过程中，顶板距021N2工作面底板最大破坏深度边界处仅剩2～3 m，可能产生冒顶等事故，因此仍需对顶板密切关注。

3.   顶煤冒放性分析

确认011N1⁻¹工作面综放开采具备可行性后，对011N1⁻¹工作面顶煤冒放性进行评定，以判断011N1⁻¹工作面是否可采用放顶煤工艺进行回采。

顶煤冒放是指顶煤在裂隙扩展贯通的作用下被分割成块体，最终以散体的形式被放出的过程。该过程受到的主要影响因素有煤体单轴抗压强度R_c、煤层埋深H、煤层厚度M、煤体裂隙发育程度${C_{{\mathrm{f}}}}$、顶板级别D及煤层夹矸厚度M_g。本文采用模糊数学方法^‎[13]‎对顶煤冒放性影响因素进行模糊性评价。

定义顶煤冒放性影响因素集为

式中u_i为第i个影响因素。

顶煤冒放性综合隶属度为

式中：w_i为第i个影响因素权重；F_i为第i个影响因素的顶煤冒放性隶属度。

根据顶煤冒放性综合隶属度F值，将顶煤冒放性分为5类^‎[13]，见表1。Ⅰ类为顶煤冒放性极好，Ⅱ类为顶煤冒放性好，Ⅲ类为顶煤冒放性中等，Ⅳ类为顶煤冒放性差，Ⅴ类为顶煤冒放性极差。

表  1  顶煤冒放性分类

Table  1.  Classification of top coal caving characteristics

顶煤冒放性类别	Ⅰ	Ⅱ	Ⅲ	Ⅳ	Ⅴ
F值	0～0.20	0.20～0.40	0.40～0.55	0.55～0.75	0.75～1.00

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采用煤体物理力学实验、现场钻孔实验及来压步距实测方法，得到011N1⁻¹工作面煤体单轴抗压强度为14.86 MPa，煤层埋深为248 m，煤层厚度为11.55 m，直接顶为2类顶板，基本顶为3级顶板，煤层夹矸厚度为0.53 m。依据文献‎[14]，根据上述参数可得煤体单轴抗压强度、煤层埋深、煤层厚度、顶板级别及煤层夹矸厚度的顶煤冒放性隶属度分别为F₁=0.74，F₂=0.24，F₃=0.63，F₅=0.50，F₆=0.46。

煤体裂隙发育程度可采用煤体累计塑性应变进行表征^‎[15]。煤体累计塑性应变与超声波在煤体中传播速度之间的函数关系式为

式中：v为超声波在煤体中传播速度；${v_{{\mathrm{initial}}}}$为初始超声波在煤体中传播速度；$\psi $为煤体剪胀角；$\eta $为常数；$\zeta $为煤体累计塑性应变。

初始超声波在煤体中传播速度与煤体物理力学参数存在如下函数关系^‎[16]：

式中：E为煤体弹性模量；$\rho $为煤体密度；μ为泊松比。

由煤体物理力学实验结果可知，煤体密度为1 260 kg/m³，弹性模量为1.322 GPa，剪胀角为29.49°，泊松比为0.325。将上述参数代入式（6），可得${v_{{\mathrm{initial}}}} = 1.989{\text{ }}{{\mathrm{km/s}}}$。

取$\eta = 175$，联立式（5）与式（6）求解得到超声波在煤体中传播速度与煤体累计塑性应变的关系，如图3所示。可看出超声波在煤体中传播速度越小，煤体累计塑性应变越大，即超声波在煤体中传播速度与煤体累计塑性应变呈负相关。而煤体累计塑性应变是由煤体裂隙产生并发育导致，表明超声波在煤体中传播速度越小，煤体裂隙发育程度越高。

图  3  超声波在煤体中传播速度与煤体累计塑性应变关系

Figure  3.  Relationship between ultrasonic wave velocity in coal and cumulative plastic strain

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采用超声波测速法对煤体裂隙发育程度进行实测分析，得到工作面前方煤体中超声波传播速度与工作面前方煤体距煤壁距离之间的关系，如图4所示。可看出超声波传播速度在工作面前方15 m处开始随着与煤壁间距离的减小而不断降低，并在煤壁前方约6 m处开始保持相对稳定的低波速，表明煤壁附近煤体裂隙发育程度好。依据文献‎[14]可得煤体裂隙发育程度的顶煤冒放性隶属度F₄=0.66。

图  4  超声波传播速度与工作面前方煤体距煤壁距离的关系

Figure  4.  Relationship between ultrasonic wave velocity and the distance of coal from working face coal wall

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依据文献‎[17]中权重计算方法，得到各因素权重分别为w₁=0.15，w₂=0.25，w₃=0.06，w₄=0.20，w₅=0.10，w₆=0.06，

将w_i和${F_i}$取值代入式（4），可得F=0.54。根据表1可知，西露天煤矿011N1⁻¹工作面1号煤层顶煤属于Ⅲ类顶煤，顶煤冒放性中等，表明011N1⁻¹工作面可采用放顶煤工艺。

4.   工作面合理放煤工艺参数确定

西露天煤矿011N1⁻¹工作面煤层厚度变化范围大，当煤层厚度超过正常开采高度时，传统放煤工艺参数会导致大量顶煤遗留在采空区，造成资源大量浪费。为保障工作面顶煤可被最大程度采出，需要适当改变采放比及放煤方式以适应地质条件变化。为确定煤层厚度变化后的合理放煤工艺参数，通过数值模拟对不同放煤工艺参数下顶煤采出率进行分析。

4.1   数值模型建立

依据西露天煤矿011N1⁻¹工作面赋存情况，采用PFC 2D离散元颗粒流软件^‎[18-19]建立沿工作面倾向的二维放煤数值模型，如图5所示。模型中煤层厚度为15.95 m，直接顶厚度为23.55 m，基本顶厚度为10 m，左右各留10 m边界煤柱，中间布置30架间距为1.5 m的液压支架。模型参数见表2。

图  5  放煤数值模型

Figure  5.  Numerical model for coal drawing

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表  2  放煤数值模型参数

Table  2.  Parameters of numerical model for coal drawing

岩性	颗粒粒径/m	弹性模量/GPa	密度/（kg·m−3）	摩擦角/（°）	法向刚度/（N·m−1）	切向刚度/（N·m−1）	摩擦因数
煤	0.08～0.12	0.36	1 371	18.21	0.36×108	0.36×108	0.8
泥岩	0.15～0.20	1.20	2 245	27.54	1.20×108	1.20×108	0.8
辉绿岩	0.25～0.30	4.48	2 660	31.17	4.48×108	4.48×108	0.8

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4.2   放煤方案

放煤前模型颗粒为静止状态，速度、加速度均为0，模型颗粒只受自重和上部模型颗粒重力作用；模型边界为刚性墙单元，其固定不动。分别采用1∶3.0和1∶4.5的采放比进行放煤，放煤操作开始前先对工作面进行割煤，放煤口的打开与关闭通过刚性墙单元来控制，顶煤放落过程中严格执行“见矸关门”操作，以模拟现场实际放煤过程。放煤方案设置见表3。

表  3  放煤方案

Table  3.  Coal drawing schemes

方案	割煤高度/m	放煤高度/m	采放比	放煤方式
1	4.0	12.00	1∶3.0	双轮顺序
2	2.9	13.05	1∶4.5	双轮顺序
3	2.9	13.05	1∶4.5	三轮顺序

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4.3   模拟结果分析

4.3.1   不同放煤方案下煤岩分界面及放出体形态

采用放煤方案1后煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态如图6所示。可看出采用方案1进行第1轮放煤结束后，支架上方遗留煤较多，第2轮待放顶煤与第1轮遗留煤交互严重，但在后续放煤过程中第1轮顶煤全部放出。第1轮放煤结束后顶煤与矸石略有交互，两端头区域处煤岩分界面角度明显变大，但整体煤岩分界面平缓，与初始状态相比改变较小。第2轮放煤结束后，顶煤与矸石交互严重，支架上方有较多顶煤遗留在采空区。第1轮首架放出体接近“椭圆形”，第2轮首架放出体呈半包裹第1轮首架放出体的“蝌蚪形”，其余支架放出体形态均呈“月牙形”。顶部白色部分为未放出的遗留煤，顶部遗留煤较多。

图  6  放煤方案1下煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态

Figure  6.  Coal-rock interface and release body morphology above drawing ports for Scheme 1

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采用放煤方案2后煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态如图7所示。可看出采用方案2放煤后煤岩分界面形态整体与方案1相差不大。然而，在第1轮放煤结束后，煤与矸石开始发生交互，煤岩分界面形态逐渐发生变化。与方案1相比，方案2第1轮放煤结束后，煤岩分界面起伏更加明显。此外，第1轮放煤结束后支架上方遗留煤和第2轮待放煤体交互程度较方案1更加剧烈。方案2各支架放煤口上方放出体形态与方案1类似，在第2轮放煤完成后，支架上方第1轮遗留煤全部放出，但此时煤岩分界面处煤与矸石交互较为严重，支架上方遗留煤多于方案1。

图  7  放煤方案2下煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态

Figure  7.  Coal-rock interface and release body morphology above drawing ports for Scheme 2

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采用放煤方案3后煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态如图8所示。可看出方案3的煤岩分界面形态较方案1和方案2有较大区别。第1轮放煤结束后，支架上方遗留煤较多，与第2轮待放煤体交互较为严重，此时煤岩分界面略有变化，但矸石与煤交互并不明显，煤岩分界面整体形态只是在中部有轻微下沉。待第2轮放煤结束后，煤与矸石开始产生交互，煤岩分界面发生明显变化，沿倾向表现出剧烈起伏。支架上方第1轮遗留煤已经随着第2轮放煤过程的进行完全放出，但支架上方有较多第2轮遗留煤，且第2轮遗留煤和第3轮待放煤体交互严重。随着放煤过程继续进行，第3轮放煤结束后，支架上方第2轮遗留煤也被完全放出，此时支架上方有少量第3轮遗留煤，但较方案1和方案2，方案3遗留在采空区的煤体较少。第1轮首架放出体接近“椭圆形”，第2轮与第3轮首架放出体均为半包裹第1轮与第2轮首架放出体的“蝌蚪形”，其余支架放出体形态均为“月牙形”。顶部白色部分为未放出的遗留煤，较方案1与方案2，顶部遗留煤明显减少，煤岩分界面更平整，整体下沉均匀。

图  8  放煤方案3下煤岩分界面及各支架放煤口上方放出体形态

Figure  8.  Coal-rock interface and release body morphology above drawing ports for Scheme 3

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4.3.2   不同放煤方案下顶煤采出率

单纯从煤岩分界面及放出体形态难以量化顶煤采出程度，因此分别对3种放煤方案下的顶煤采出率进行统计，如图9所示。可看出放煤方案1下顶煤采出率为97.64%，放煤方案2下顶煤采出率为97.63%，放煤方案3下顶煤采出率为98.24%。方案2的顶煤采出率与方案1仅相差0.01%，表明当011N1⁻¹工作面煤层厚度为15.95 m时，将采放比从1∶3调整为1∶4.5，对顶煤采出率的影响很小，为适应煤层厚度调整工作面采放比是可行的。方案3的顶煤采出率较方案1和方案2有所提高，说明煤层厚度变大条件下，采用三轮放煤方式可有效提高顶煤采出率。

图  9  不同放煤方案下顶煤采出率

Figure  9.  Top coal recovery rates under different coal drawing schemes

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4.3.3   放煤方案优化

局部煤层厚度变大后，改变采放比、增加放煤轮数会使得工作面放煤操作难度增大，依靠人工放煤不仅存在工人劳动强度大、放煤时机难以把控及效率低等问题，同时还存在安全隐患。针对上述问题，可采用基于顶煤运移跟踪仪的自动化放煤技术及图像识别技术^‎[20-21]，通过在顶煤中布置顶煤运移跟踪仪实现精准多轮自动化放煤，并结合支架改造，在支架尾部安装摄像头，精准识别煤矸，从而实现支架适应能力的最优化及顶煤采出率的最大化。

5.   现场放煤效果

2024年1月以来，西露天煤矿011N1⁻¹工作面局部煤层厚度变化幅度较大，为适应地质条件变化，现场通过改变工作面采放比以最大程度采出顶煤。不同采放比下顶煤采出量见表4。可看出采放比越大，顶煤采出量越高，即采放比与顶煤采出量呈正相关。表明增大工作面采放比可有效适应工作面煤层厚度的增大，极大地提高了顶煤采出量。此外，现场优化放煤工艺，在煤层厚度变大时，增加放煤轮数，目前工作面顶煤采出率可达90%以上，放煤效果良好。

表  4  不同采放比下顶煤采出量

Table  4.  Top coal recovery under different cutting-to-drawing ratios

日期	采放比	采出量/（t·m−1）		日期	采放比	采出量/（t·m−1）
1月1日	1∶1.88	1082.50		1月8日	1∶4.11	1917.92
1月2日	1∶3.94	1854.17		1月9日	1∶4.51	2067.08
1月3日	1∶3.78	1795.83		1月10日	1∶4.42	2036.19
1月4日	1∶3.38	1645.42		1月11日	1∶4.44	2045.83
1月5日	1∶3.89	1835.00		1月12日	1∶4.59	2099.10
1月6日	1∶4.18	1946.67		1月13日	1∶2.89	1461.33
1月7日	1∶3.90	1839.17		1月14日	1∶2.89	1461.33

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6.   结论

1） 通过对西露天煤矿近距离特厚煤层011N1⁻¹工作面来压特征分析，发现工作面受到上方021N2工作面采空区影响。在此基础上，结合理论计算，得出上方021N2工作面底板最大破坏深度为3.88 m，与两煤层间距（6～7 m）对比发现该破坏深度不会对011N1⁻¹工作面造成影响，论证了011N1⁻¹工作面综放开采是可行的。

2） 使用模糊数学方法量化了煤体单轴抗压强度、煤层埋深、煤层厚度、煤体裂隙发育程度、顶板级别及煤层夹矸厚度对顶煤冒放性的影响程度，并结合理论分析与现场实测数据，基于隶属度函数评定011N1⁻¹工作面1号煤层顶煤冒放性为中等水平。

3） 建立了011N1⁻¹工作面放煤数值模型，分析了不同放煤工艺参数对顶煤采出率的影响。结果表明，当煤层厚度超过正常开采高度，增大工作面采放比为1∶4.5时，对顶煤采出率的影响较小，且采用三轮放煤工艺可有效提高顶煤采出率。

4） 现场放煤结果表明，优化放煤工艺后，随着煤层厚度的变化，调整采放比能够较好地适应地质条件的变化，显著提高工作面顶煤采出量，顶煤采出率可达90%以上，放煤效果良好。