何 峰，于 洋，任天娇，于永江，杨 逾

（1.辽宁工程技术大学 力学与工程学院，辽宁 阜新 123000；2.中国建筑有限公司 第五工程局，湖南 长沙 410000）

0 引言

复采即二次开采，复采较正规开采技术难度大，主要是存在一些不确定因素，如顶板未冒落、存在空洞、内部有积水或其它有毒有害气体；或是已冒落或局部冒落的岩石未形成再生顶板，或冒落矸石松散堆积，在复采过程中存在顶板不稳定，压力集中等现象，给巷道掘进与工作面开采带来较大困难.复采后被煤层破坏情况见图1.

图1 巷采后被煤层破坏Fig.1 damaged by coal seam after Roadway Mining

近年来，诸多学者研究综放开采煤矸分界线、放出体形态规律及采放比、工作面倾角、放煤步距、放煤顺序和合理放煤时间等多种因素对顶煤采出率和含矸率的影响[1-2].王家臣[3]等基于BBR 理论，进行理论推导、相似模拟和数值模拟，推动放顶煤理论的发展.王家臣[4]等建立了统一研究煤岩分界面、顶煤放出体、顶煤采出率和含矸率4 要素的BBR 研究体系，提出可用抛物线拟合煤岩分界面，大致计算放出体体积；分析放出体发育过程，指出顶煤放出体是一被支架掩护梁所切割的切割变异椭球体.王家臣[5]等引用散体介质力学中B-R 模型，通过数值模拟和物理实验的方式，得到重力加速度修正系数，对B-R 模型进行改进，得出不同顶煤厚度合理放煤时间.王学滨[6]等采用FLAC3D模拟在大变形模式下留顶厚度对复采工作面顶板、底板位移、最大主应力和最小主应力等参数的影响及演化规律.模拟结果对该矿复采留顶厚度选择及复采成功提供了理论依据.武晓敏[7]从散体介质力学入手，分析临界孔口尺寸与顶煤颗粒关系，建立顶煤成拱判据，通过分析煤矸分界线演化规律，得出顶煤遗留采空区的原因.

基于复采面地质特征[8]，本文建立复采面过空巷、采空区物理模型，开展松散煤矸分界线、煤矸粒子位移和煤柱垮落层运移规律的实验研究.

1 复采工作面放煤类型

综放复采分为在巷柱式、巷放式及残柱式等采煤法.依据煤岩赋存条件不同，复采放煤情况：①实体煤工作面放煤；② 空巷下工作面放煤，见图2；③采空区下工作面放煤，见图3.

图2 空巷下复采面上覆煤矸运移示意Fig.2 sketch of overlying coal gangue movement in re-mining face of empty roadway

图3 采空区下复采面上覆煤矸运移示意Fig.3 schematic diagram of coal gangue migration on the overlying face under goaf

2 复采工作面煤矸运移规律相似实验

2.1 基本假设

（1）煤所受到压力不大，因此各块体在运动过程中可视为准刚体；（2）煤壁前方支承压力不影响支架上方已破碎顶煤的放出；（3）正常开采期间，不发生煤壁片帮和端面冒漏事故[9].

2.2 复采煤层煤矸运移规律相似模型实验

松散煤矸运移实验装置组成：模型架、支架、插板，见图4.模型架是自主研发的模拟复采煤层巷道放煤的专用实验架，模型架长500 mm、宽110 mm，高800 mm，前后有固定的玻璃挡板，一方面可以限制纵向位移，另外也便于观测和拍照.模型中钢板模拟煤层顶底板，钢板的抽出可让顶煤垮落作用在下方支架上.

图4 松散煤矸运移实验装置Fig.4 experimental device for top coal caving

2.3 实验方案

根据循环进尺和模拟的放煤步距进行移架和放煤，放煤模拟过程如下：

（1）在模型下部的采高空间内安设放煤支架.并将相似材料分层堆砌在支架上方的抽板上，比例为1:100，材料厚度及半径见表1.

表1 模型厚度及材料半径Tab.1 ratio and dosage of similar materials

（2）严格按照相似理论在模型上回采，每1 h回采一次，每次推进2.5 cm，按此速度开挖模型，直到工作面达到充分采动为止.有条件的放煤（必须有煤到达放煤口处），打开支架窗口，把顶煤放出.待含矸率达到50%以上时关闭放煤窗口，记录放煤时间及观测煤矸分界线形态，含矸率为含矸体积分数，以下同.

（3）按设计的移架步距前移放煤支架.重复（2）～（3）.放煤结束后，分别对放出的煤量与丢在采空区的煤量进行称量计算，在同一条件下重复试验5 次.

实验过程中观测顶煤及矸石的移动和放出规律，分析复采低位放煤支架放煤区上方顶煤的下落过程，掌握不同放煤工艺参数下的煤矸流场形态.

3 复采工作面煤矸运移要素分析

运移要素[10]包含：煤矸分界线、煤柱垮落层、煤矸粒子.

（1）煤矸分界线 煤矸分界线的形成：人为开采导致原本分层明显的岩层，呈现规则或者不规则区别于原有形态的岩层.随着工作面的推进，分界线形态的变化直接影响到顶煤的回收利用.

（2）煤柱垮落层 由于支架的影响，部分垮落煤柱破碎后因流动性较大，会在支架后方堆积，导致支架顶端形成空腔，造成支架工作阻力为零，直接顶与后方垮落的老顶搭接呈拱，滞留于工作面后方.

3.1 煤矸分界线演化规律

由图5（a）、图5（e）可知，初次放煤，煤矸分界线由初始分界线下移，初期煤矸分界线较为圆滑，煤层与矸层分层明显，无混矸现象.放煤初期，矸石无法穿越煤层到达放煤口，煤矸分界线此时位移方向竖直向下.

由图5（b）、图5（f）可知，随着工作面向前推进，煤矸分界线呈现出混矸现象，在图中凹陷处分界线内侧，混入少量矸石，放煤中期，矸石自重较大，后部矸石在移动支架时，迅速到达放煤口，形成“漏斗”状分界线，此时分界线后方遗留的煤炭无法回收.

由图5（c）、图5（g）可知，经过空巷后，顶部矸石大量入侵煤体，煤矸分界线出现不规则的“漏斗”状，凹陷方向沿支架一侧，空巷垮落导致，矸石进一步入侵，阻挡工作面前方煤柱到达放煤口，煤矸分界线后方煤炭进一步难以放出，导致大量滞留采空区.支架后部矸石呈拱，也导致后部煤炭无法进一步放出.

由图5（d）、图5（h）可知，当经过第2 个煤柱时，煤柱垮落至支架后上方，被顶板冒落的岩石包裹，而支架后方矸石呈拱导致垮落煤柱无法顺利到达放煤口，此时支架上方煤矸分界线呈不规则椭圆形，支架后方煤矸分界线呈不规则“漏斗”状.

图5 空巷工作面煤矸分界线随推进步变化Fig.5 change of coal gangue boundary along with pushing progress in empty roadway working face

由图6（a）～图6（e）可知，初次放煤，煤矸分界线由初始分界线下移，初期煤矸分界线较为圆滑，煤层与矸层分层明显，无混矸现象.放煤初期，矸石无法穿越煤层到达放煤口，煤矸分界线此时位移方向竖直向下.

由图6（b）～图6（f）可知，随着工作面向前推进，煤矸分界明显，放煤中期，矸石自重较大，后部矸石在移动支架时，由于煤柱垮落层较厚，矸石未能穿越该层到达放煤口，形成“漏斗”状分界线，但放煤口后方少量遗煤由于前部煤炭的阻挡无法放出.

由图6（c）～图6（g）可知，经过采空区时，顶部矸石大量入侵采空区内，煤矸分界线出现不规则的“波浪”状，凹陷方向沿支架一侧，采空区上部矸石垮落导致矸石进一步入侵，煤矸分界线后方煤炭进一步难以放出，导致大量滞留采空区.

由图6（d）～图6（h）可知，放煤时，煤柱垮落至支架后上方，被顶板冒落的岩石包裹，而支架后方矸石呈拱导致垮落煤柱无法顺利到达放煤口，此时支架上方煤矸分界线呈不规则“波浪”状，支架后方煤矸分界线呈“漏斗”状.

图6 采空区工作面煤矸分界线随推进步变化Fig.6 change of coal gangue boundary along with pushing progress in goaf working face

3.2 煤矸颗粒运移位移

在工作面推进过程中，支架每移动1 次，记录1#～8#监测点离煤层底板的距离，绘制监测点位移随推进步变化，见图7.以煤柱中位线为分界线，其上为上位顶煤，其下为下位顶煤.图7 可以，看出损失的顶煤主要来源于煤矸分界线处的上位顶煤，下位顶煤很少，可见在放落过程中，下位顶煤由于和上位顶煤为同介质体，因此在流动过程中流动速度及规律类似；矸石和上位顶煤在刚开始放煤过程中未出现混矸，随着顶煤的放落，在后期放煤过程中由于矸石密度大于煤体，逐渐出现矸石混入煤体中并先于上位顶煤冒落放煤口，造成上位顶煤损失.因此说明了顶煤损失过程及机理.

图7 监测点位移随推进步变化Fig.7 change of displacement of monitoring point with push progress

3.3 煤柱垮落层与放煤要素关系

顶煤放出过程表明，煤柱垮落层厚度及范围是衡量放煤效果的重要标志，该厚度与放出体质量、含矸率密切相关，放出体中煤炭由煤柱垮落层发育而来，当放出体在煤柱垮落层以内时，放出的煤为纯顶煤；当放出体在煤柱垮落层之外时，放出体就会含有部分岩石并放出，岩石成为顶煤中混入的矸石.在混入岩石后关闭放煤口，如果放出体还没有包含煤岩分界面附近的部分顶煤，则这部分顶煤就无法放出，形成了顶煤损失，遗留在采空区.煤柱垮落层厚度h与放出质量C、放煤时间t、回采率p、煤炭损失质量l的实验数据拟合曲线见图8～图11[11-15].

图8 煤柱垮落层厚度与放出质量Fig.8 coal pillar caving layer thickness and coal release(C/h)

图9 煤柱垮落层厚度与放煤时间Fig.9 thickness and time of coal pillar caving layer

图10 煤柱垮落层厚度与回采率Fig.10 thickness of coal pillar caving layer and recovery rate

图11 煤柱垮落层厚度与损失质量Fig.11 thickness and loss of coal pillar caving layer

煤柱垮落层厚度h与放出质量C拟合公式

煤柱垮落层厚度h与放煤时间t拟合公式

煤柱垮落层厚度h与回采率p拟合公式

煤柱垮落层厚度h与损失质量l拟合公式

由图8～图11 可以看出：煤柱垮落层厚度小于3 m 时与放出煤质量、放煤时间及回采率呈正相关，与煤炭损失质量呈负相关；煤柱垮落层厚度趋于3 m时放煤时间增强趋势渐缓，放煤时间增长趋势增加.得出结论：随着垮落层厚度的增加，回采率迅速增加，放煤时间趋于稳定.

4 复采放煤工艺煤炭损失分析

放煤过程遵循原则：放煤方法采用有条件的放煤（必须有煤到达放煤口时）以及有条件的终止放煤（含矸率超过一定数值）.分别取各次移架后的放煤量与含矸率的平均值.研究三者之间的关系[16].

4.1 空巷工作面含矸率、放煤质量与移架次数关系

空巷放煤量、含矸率及移架次数关系见图12.

图12 空巷放煤质量、含矸率及移架次数关系Fig.12 relationship between coal caving amount,gangue content and shifting times of empty roadway

由图12 可知：（1）放煤质量与含矸率呈负相关，随着移架次数增加，单架放煤质量总体呈下降趋势，含矸率呈增长趋势[17].

（2）首次放煤质量最大，达到5.53 kg，此时含矸率最低为0.21%，这是由于首次放煤时，支架上方煤炭与矸石分层明显，随着工作面不断推进，煤炭与矸石混合度上升，放煤质量逐渐降低.工作面经过空巷区域时，放煤质量最低为0.32 kg，而含矸率达到50%.

（3）空巷对放煤质量及含矸率有显著的影响，由于空巷的影响，放煤质量与含矸率呈周期性波动，具体表现在过空巷前后，放煤质量显著降低而含矸率急剧增加，这是由于空巷的存在，煤矸分界面向采空区一侧凹陷，从而使大量矸石堆积放煤口，阻挡煤炭进一步放出，此时矸石占据放出体的大部分区域.

4.2 采空区工作面含矸率、放煤质量与移架次数关系

采空区放煤质量、含矸率及移架次数关系见图13.

图13 采空区放煤质量、含矸率及移架次数关系Fig.13 relationship between coal caving amount,gangue content and shifting times of goaf

由图13 可知：

（1）放煤质量与含矸率呈负相关，随着移架次数增加，单架放煤质量总体呈下降趋势，含矸率呈增长趋势.过采空区之后，单架放煤质量总体呈上升趋势，含矸率呈下降趋势[18-19].

（2）首次放煤质量最大，达到6.43 kg，此时含矸率最低为0.35%，这是由于首次放煤时，支架上方煤炭与矸石分层明显，随着工作面不断推进，煤炭与矸石混合度上升，放煤质量逐渐降低.工作面经过空巷区域时，放煤质量最低为0.12 kg，而含矸率达到67%.

（3）采空区对放煤质量及含矸率有显著的影响，由于采空区的影响，采空区下放煤质量很低，具体表现在过采空区前后，放煤质量显著降低而含矸率急剧增加，这是由于采空区的存在，采空区内原先存在的冒落矸石与移架前冒落顶板混合，煤矸分界线向采空区一侧凹陷，从而使大量矸石堆积放煤口，阻挡煤炭进一步放出，此时矸石占据放出体的大部分区域.

根据上述实验数据可见，采空区及空巷对放煤量及含矸率影响巨大，应当提前探明采空区及空巷位置.

5 结论

通过复采工作面上覆松散煤矸运移规律实验，建立复采工作面过空巷、采空区物理力学模型，分析运移要素煤矸分界线、煤矸颗粒位移、煤柱垮落层运移规律得到：

（1）煤矸分界线形态变化规律：空巷工作面支架上方煤矸分界线呈不规则椭圆形，支架后方煤矸分界线呈不规则漏斗状.采空区工作面煤矸分界线出现不规则的“波浪”状，凹陷方向沿支架一侧.工作面上部矸石入侵导致煤矸分界线后方煤炭难以进一步放出.

（2）煤矸颗粒位移及顶煤损失及演化过程：前期放煤时，煤体颗粒运移速度大于矸石颗粒，下位顶煤损失较少，后期放煤矸石颗粒密度大于煤体，矸石运移先于煤体到达放煤口，损失的顶煤主要来源于煤矸分界线处的上位顶煤，下位顶煤很少.

（3）煤柱垮落层与放煤要素关系：煤柱垮落层厚度与放出煤质量、放煤时间及回采率呈正相关，与煤炭损失质量呈负相关.随着垮落层厚度的增加，回采率迅速增加到95%，无限接近100%，放煤时间稳定在50 s 左右.得到了煤柱垮落层厚度与放出质量、放煤时间、回采率、煤炭损失质量拟合方程.

（4）复采工作面含矸率、放煤质量与移架次数的关系：受空巷和采空区的影响放煤质量与含矸率呈周期性波动且呈负相关，在过空巷和采空区前后，放煤量显著降低而含矸率急剧增加.工作面经过空巷区域时，放煤质量最低为0.32 kg，而含矸率达到50%，经过空巷区域时，放煤质量最低为0.12 kg，而含矸率达到67%.