大采高綜放開采降低含矸率途徑分析

范志忠于 雷于海勇

(1.煤炭科學研究總院開采設計分院,北京市朝陽區(qū),100013;2.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013)

大采高綜放開采降低含矸率途徑分析

范志忠1,2于 雷1,2于海勇1,2

(1.煤炭科學研究總院開采設計分院,北京市朝陽區(qū),100013;2.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013)

柳塔礦12#煤層韌性高,厚度變化大,直接頂較破碎,在大采高綜放條件下,面臨頂煤回收率低和含矸率高的問題。通過數值模擬,研究了破碎頂板條件下堅硬頂煤的冒放特征,分析了矸石混入的兩個路徑,測試了不同放煤工藝下,工作面回收率和含矸率指標,認為頂煤、直接頂的冒放特征對含矸率有重要影響,提出了降低含矸率的技術途徑。

大采高 綜放工作面 采出率 含矸率 淺埋煤層 破碎頂板

綜放開采含矸率與采放高度比有很大關系,由于煤巖分界面是一個具有一定厚度的煤巖混合層,若頂煤較薄,則放煤過程更容易擾動混矸層,造成嚴重的混矸。頂煤、直接頂的冒放特征主要取決于頂煤、直接頂的破碎程度和垮落狀態(tài)。當頂煤硬度較高、直接頂較軟時,頂煤和頂板粒徑相差較大,由于二者流動性不同,支架頂梁上方的頂煤在裂隙張開并回轉的過程中,頂板中的碎矸會楔入大塊頂煤的裂縫中,煤矸界限相互交錯,造成煤矸混合的幾率增加,移架后,后部預先垮落下的矸石流向放煤口,上部矸石則超前冒落下來,打開放煤口時,頂煤混合碎矸一并放出,其上部矸石移至放煤口,由于煤矸界面復雜,含矸率不易控制。

1 煤層賦存特征

神東柳塔礦東部盤區(qū)12#煤層埋深180 m,基巖厚度薄,只有100 m左右,12#煤層采用大采高綜放采煤法,煤層硬度和韌性較高,單軸抗壓強度20.07 MPa,直接頂為細砂巖頂板,完整度較低,單軸抗壓強度5.26 MPa。該礦08綜放工作面長275 m,平均煤厚 7.3 m,傾角 1～3°,采高 4.0 m,放煤高度3.3 m。

柳塔礦東部盤區(qū)煤層賦存極不穩(wěn)定,最薄處為0.9 m,最厚達到7.62 m。綜放工作面連續(xù)推進275 m時的頂煤厚度變化三維等值線見圖1。從圖1看出,工作面頂煤厚度凸凹不平。當工作面初始推進時,工作面中部位置頂煤厚度最薄,只有約0.12～0.60 m,工作面兩端頂煤厚度較大,達到1.0～3.0 m。當工作面推進到80 m位置時,工作面頂煤厚度明顯增加,工作面中部和機頭位置達到3 m左右,機尾位置則達到4 m左右。當工作面推進至約250 m時,工作面機尾位置又出現一頂煤厚度變薄區(qū)域,頂煤厚度只有約2.5～3.0 m左右,而機頭位置頂煤厚度則達到4.0 m。

圖1 柳塔08面頂煤厚度變化三維等值線(工作面連續(xù)推進275 m)

柳塔礦08面煤層賦存厚度變化不穩(wěn)定,煤巖結合面起伏不均,局部出現明顯的凹陷,其中在250 m位置開始,工作面機尾位置出現一明顯的煤層厚度變薄區(qū)域。由于煤層厚度變化比較大,放煤過程中需要根據煤層厚度的變化,控制好放煤強度,防止在煤層變薄區(qū)域過量放煤。

2 放煤工藝研究

2.1 PFC散體介質流模擬

在礦壓作用下,頂煤體從煤壁前方始動點開始運移至放煤口,形成松散破碎體,當打開支架放煤口后,散體煤將形成散體介質流。在由散體頂煤與散體頂板組合成的復合散體介質中,支架放煤口成為介質流動和釋放介質顆粒間作用應力的自由邊界。由于頂煤體是一種多裂隙體,離散元法適用于研究節(jié)理系統(tǒng)或離散元顆粒組合體在準靜態(tài)或動態(tài)條件下的變形過程,根據頂煤和頂板斷裂塊度的不同,采用PFC軟件模擬頂煤和頂板矸石的流動與放出過程,并量化頂煤回收率和含矸率。

圖2(a)為煤矸分界面示意圖。可以看出,在放煤口附近存在有混矸層,由于頂板較頂煤破碎,煤塊和碎裂矸石一起運動到放煤口;圖2(b)為煤矸堆積狀態(tài)圖。由于采用放頂煤工藝,采空區(qū)不可避免會有遺煤,遺煤量的多少和頂煤體的冒放性及采用的放煤工藝有關。圖3(a)為煤巖體主應力束分布圖。可以看出,由于頂煤韌性高,斷裂塊度大,在放煤口附近形成了小拱結構,影響大塊頂煤的放出;圖3(b)為煤巖體位移變化趨勢圖。可以看出,當頂煤在支架上方時,位移以水平位移為主,但變化不明顯,當頂煤運動到支架尾梁位置時,位移轉變?yōu)橐源怪蔽灰茷橹?且變化量急劇增加,在放煤口位置達到最大。

圖2 煤矸界面和底板殘煤堆積圖

圖3 煤巖體主應力束分布和煤巖體位移變化

2.2 含矸率和回收率分析

不同的放煤工藝直接影響綜放開采的技術經濟指標,然而,由于實際放煤生產的高度復雜性,現有放煤理論還不能很好地解釋放頂煤開采中遇到的許多實際問題,尤其是針對頂煤較薄、低位支架放煤的實際情況,傳統(tǒng)放煤橢球體理論不能充分考慮支架及放煤位態(tài)影響的弊端越來越明顯。因而,目前在實際生產中,許多重要放煤參數的選取基本上仍靠試驗來確定。工作面共進行了5種回采工藝試驗,各項指標比較見表1。

表1 工作面放煤工藝試驗結果

試驗表明,兩刀、隔架、一次放全量放煤工藝,放煤步距為1.73 m,雖然這種放煤方式可以節(jié)省大量放煤時間,但由于頂煤厚度小,頂煤隨著支架前移垮落被甩入采空區(qū),無法放入而丟失,測試回收率為80.7%,遠小于放煤步距為一刀的工藝。一刀一放,步距0.865 m,有4種工藝可以選擇,其中一刀、分段、一次放全量放煤工藝,放煤時間少,作業(yè)易于組織,但放完本架的頂煤后,本架的矸石會堆積到鄰架放煤口,當打開鄰架放煤口時,矸石會先于頂煤流到輸送機,大大增加工作面含矸率,故這種工藝也不適用。為了避免鄰架放煤口矸石的影響,又進行了一刀一放、分段、隔架、一次全量加補放試驗。由兩個放煤工分段隔架放煤,放完該區(qū)段后,再進行適當的補放,既節(jié)約了放煤時間,又提高了頂煤放出率,工作面回收率最高可達88.5%。通過綜合比較,認為柳塔礦采用一刀一放、分段、隔架、一次全量加補放工藝是合適的。

3 矸石混入路徑分析

相對軟煤層而言,硬煤普遍裂隙不發(fā)育,在工作面前方時,受支承壓力作用,頂煤首先產生垂直方向的裂隙,當頂煤處于支架上方時,垂直裂隙進一步發(fā)育。在頂煤運動到支架尾梁后方時,尾梁的斜向作用力導致水平裂隙開始發(fā)育,見圖4。柳塔礦頂煤比較堅硬,頂煤沿垂直方向的破斷痕跡非常明顯,受支承壓力和支架的反復作用,頂煤在垂直方向上破斷為豎向的長條塊體。但當塊體運動到支架尾梁后方時,相當一部分的大塊體頂煤沒有進一步破斷為更小塊體,一部分堵在放煤口,一部分被甩向了采空區(qū)。分析其原因,可能由于頂煤體水平裂隙和節(jié)理不發(fā)育,粘結力比較強,不容易產生橫向破斷。

圖4 柳塔礦硬煤層頂煤的破壞形態(tài)和垮落過程

根據現場觀測,破斷的頂煤體,斷口多沿垂直方向,夾矸的混入路徑主要有兩個,一是頂煤體沿支架頂梁運動到尾梁后方時,由于頂煤運動方向發(fā)生了回轉,豎向破斷裂縫張開,頂板又比較破碎,大量的破碎頂板巖塊落入破斷裂縫之間,隨頂煤體的移動,通過放煤口進入后部刮板輸送機;二是頂煤塊體比較大,在放煤口上方形成小型拱結構,放不下來,頻繁開啟放煤窗口,導致大量采空區(qū)碎矸滑入后部刮板輸送機。

硬煤綜放開采條件下,刮板輸送機的位置非常重要,當刮板輸送機過于滯后時,采空區(qū)矸石很容易滑入采空區(qū),導致頂煤大量落入刮板輸送機前方,出現拉動困難,不得不人工清理刮板輸送機下浮煤。當刮板輸送機過于超前時,會導致頂煤大量落入刮板輸送機外側,降低了頂煤回收率。合適的距離應根據頂煤的破段塊度加以量化,應能保證大塊的頂煤落入刮板輸送機內,又能避免碎矸掉入。

4 降低含矸率技術措施

4.1 探測頂煤厚度分布

柳塔礦東部盤區(qū)煤層賦存極不穩(wěn)定,最薄處為0.9 m,最厚達到7.62 m,部分區(qū)域沒有頂煤賦存。為了掌握頂煤厚度,控制好放煤強度,每天檢修班在工作面每隔10架支架用煤電鉆向頂板和底板打眼,分別探測頂煤和留底煤厚度,并對工作面不同位置的割煤高度和夾矸厚度進行測量。通過專用的分析軟件,得到精確的工作面頂煤厚度,指導工作面的放煤作業(yè),避免大塊頂煤拋向采空區(qū)。

4.2 選擇合適的放煤工藝

在放頂煤開采時,頂煤硬容易出現大塊煤,頂板軟容易混矸。既要放煤,又要防止混矸,需要根據所能接受的最大混矸率盡可能地把更多的頂煤回收。實踐證明,柳塔礦采用一刀一放、分段、隔架、一次全量加補放工藝,既節(jié)約了放煤時間,又提高了頂煤放出率。同時放煤工的經驗也很重要,由于裂隙張開,大塊煤之間含有大量夾矸,當大塊煤進入刮板輸送機后,放煤工要馬上關閉放煤窗口,通過尾梁將夾矸導向采空區(qū)。

4.3 提高支架的初撐力

柳塔礦頂煤厚度一般在3～4 m,由于支架的反復支撐,支架上方0～1 m左右層位的頂煤都比較破碎,塊度一般都不超過400mm×400mm×400mm,是比較理想的放煤塊狀。甚至有的支架上方頂煤更加破碎,從后側護板呈粉體狀流出,提高支架的初撐力,利用支架的反復支撐提高破煤效果,減小大塊煤的產生。

4.4 選擇大插板尾梁

由于頂煤硬,出現大塊煤的幾率必然多,容易堵塞放煤口,需要反復操作支架尾梁,頻繁的擾動必然導致頂板的混矸層加速下滑。采用大工作阻力的尾梁和插板千斤頂,充分利用插板的力度破碎大塊煤,同時加大尾梁的寬度和插板的伸縮量,減小塊煤損失。

5 結論

(1)對于破碎頂板的硬煤綜放開采,夾矸的混入路徑主要有兩個:一是碎矸落入頂煤體豎向裂縫,隨頂煤體的移動,通過放煤口進入后部刮板輸送機;二是頻繁開啟放煤窗口時,采空區(qū)矸石滑入后部刮板輸送機。

(2)通過探測頂煤厚度,來控制工作面的放煤強度;在采用一刀一放、分段、隔架、一次全量加補放工藝的同時,通過提高支架的初撐力,調節(jié)溜槽位置,采用大工作阻力的尾梁和插板千斤頂以及加大尾梁的寬度和插板的伸縮量等措施,有效減少了塊煤損失并減少了混矸率。

(3)在硬煤綜放條件下,柳塔08綜放工作面實際含矸率為9.38%,工作面回收率達到86.7%,滿足了綜放開采的要求。

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(責任編輯 張毅玲)

Approaches of reducing refuse content in fully-mechanized top-coal caving with highmining height

Fan Zhizhong1,2,Yu Lei1,2,Yu Haiyong1,2
(1.Coal Mining&Designing Branch,China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China;2.Coal Mining Department,Tiandi Science&Technology Co.Ltd,Chaoyang,Beijing 100013,China)

The No.#12 coal seam with high toughness and large thickness variation in LiuTa Mine used Fully-mechanized Top-coal Caving with highmining height,is faced problems of low recovery coefficient and high refuse content.Through the numerical simulation,the caving property of top hard coal with broken roof was studied.Two Paths gangue interfused was also analyzed.Through testing the indexes of recovery coefficient and refuse content in different caving coal technology,it is suggested that the collapsing characteristic of top-coal and immediate roof has important influence on refuse content.Finally,several technical ways of reducing refuse content are put forward.

highmining height,top-coal caving face,recovery coefficient,refuse rate,shallow seam,broken roof

TD823.971

A

范志忠(1979-),男,河南洛陽人,工程師,主要研究方向為煤礦安全高效開采。