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    付家焉煤業(yè)綜放工作面合理放煤參數(shù)研究

    2024-01-11 10:40:16邢志強(qiáng)
    山東煤炭科技 2023年12期
    關(guān)鍵詞:頂煤塊度損失量

    邢志強(qiáng)

    (中陽(yáng)縣應(yīng)急管理局,山西 呂梁 033400)

    厚煤層指煤層厚度超過(guò)3.5 m 的煤層,我國(guó)已探明煤炭資源儲(chǔ)量中,厚煤層占比在50%左右,是保證煤炭供應(yīng)穩(wěn)定的主力軍[1-2]。對(duì)于厚煤層開(kāi)采,有分層開(kāi)采、大采高開(kāi)采及綜放開(kāi)采三種方式。分層開(kāi)采由于開(kāi)掘巷道多、投入成本多且煤炭資源浪費(fèi)嚴(yán)重,已逐漸被大采高開(kāi)采及綜放開(kāi)采兩種方式取代,而大采高開(kāi)采方式對(duì)于地質(zhì)條件的要求較高,綜放開(kāi)采作為一種低成本、高效率及高產(chǎn)量的開(kāi)采方式,逐漸廣泛應(yīng)用于厚煤層的開(kāi)采中[3]。

    由于綜放開(kāi)采相較于普通綜采的工藝更復(fù)雜,為提高綜放開(kāi)采的回采率并降低含矸率,需對(duì)其合理的放煤工藝參數(shù)進(jìn)行研究[4]。為此,眾多學(xué)者展開(kāi)了深入研究,于海涌等[5-6]通過(guò)數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法,結(jié)合理論推導(dǎo),給出了放煤厚度及放煤步距的計(jì)算公式;曹勝根等[7]通過(guò)相似模擬實(shí)驗(yàn),得出較小的頂煤塊度可提高放出率,對(duì)于塊度較大的煤層,可通過(guò)降低放煤步距來(lái)提高放出率;毛德兵[8]、劉全等[9]運(yùn)用PFC 模擬軟件建立不同機(jī)采高度放煤模型,并確定出合理的放煤工藝參數(shù);于斌[10]以塔山煤礦8105 工作面為工程背景,綜合運(yùn)用FLAC、PFC 數(shù)值模擬軟件及相似模擬實(shí)驗(yàn),確定出工作面合理的機(jī)采高度在4.0 m 至4.3 m 之間,放煤步距應(yīng)為一采一放。

    本文以付家焉煤業(yè)10106 工作面為工程背景,通過(guò)PFC 數(shù)值模擬的方法確定出合理的放煤工藝參數(shù),以提高工作面頂煤的放出率,降低含矸率。

    1 工程概況

    付家焉煤業(yè)10106 工作面主采10#煤層,為合并煤層,局部區(qū)段煤層分叉,煤層傾角8°~30°,平均16°,煤層厚度5.2~5.7 m,平均5.5 m。10106 工作面走向長(zhǎng)度848 m,傾向長(zhǎng)度185 m,10#煤層上距8#煤層約15 m,煤層為黑色,條痕為棕黑色、褐黑色,玻璃和強(qiáng)玻璃光澤,硬度為2~3,有一定的韌性,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,含1~2 層夾矸,局部含3~5 層夾矸。煤層頂?shù)装迩闆r見(jiàn)表1。

    表1 煤層頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)

    如圖1 所示,10106 工作面位于10#煤層一采區(qū)東側(cè),北部為10104 工作面采空區(qū),南部為10108 工作面。工作面采用綜采放頂煤方法進(jìn)行開(kāi)采,采用全部垮落法管理頂板,采煤機(jī)采用端頭斜切進(jìn)刀方式,雙向割煤。為盡可能地提高10106 綜放工作面的頂煤回收率,需對(duì)其合理的放煤工藝參數(shù)展開(kāi)研究。

    圖1 10106 工作面布置示意圖

    2 頂煤破碎機(jī)理及塊度實(shí)測(cè)

    2.1 頂煤破碎分區(qū)

    根據(jù)煤體變形破壞特征,可將其分為4 個(gè)區(qū)域,如圖2 所示。圖2 中,Ⅰ區(qū)為頂煤變形區(qū),該區(qū)域位于支承應(yīng)力增長(zhǎng)區(qū),由原巖應(yīng)力逐漸增長(zhǎng)至應(yīng)力峰值,區(qū)域內(nèi)頂煤多數(shù)處于三向受力狀態(tài),受應(yīng)力增長(zhǎng)的影響,僅產(chǎn)生微小裂隙;Ⅱ區(qū)為壓裂區(qū),該區(qū)域頂煤所受水平應(yīng)力降低,進(jìn)入極限平衡狀態(tài),頂煤逐漸被壓碎;Ⅲ區(qū)為頂煤松動(dòng)區(qū),在支承壓力及液壓支架承壓卸載的雙重影響下,頂煤體進(jìn)一步破碎并發(fā)生松動(dòng);Ⅳ區(qū)為頂煤冒放區(qū),頂煤完全破碎并堆積在支架后方掩護(hù)梁上方,隨著掩護(hù)梁打開(kāi),頂煤被放出到后方刮板輸送機(jī)上。

    圖2 頂煤變形破壞分區(qū)

    2.2 頂板載荷傳遞模型

    隨著綜放工作面的不斷推進(jìn),支架向前移動(dòng),工作面上方頂板會(huì)在采空區(qū)內(nèi)形成一定面積的懸頂,當(dāng)載荷達(dá)到巖層極限載荷時(shí)便會(huì)發(fā)生破斷。工作面煤層回采后,頂板向下的載荷q與液壓支架支反力q2形成動(dòng)態(tài)平衡,工作面后方頂板的懸頂長(zhǎng)度為L(zhǎng),其與支架支撐長(zhǎng)度L1的關(guān)系為:L=nL1(n=1,2,3……),將工作面頂板視為矩形截面梁,根據(jù)力學(xué)平衡可推導(dǎo)出如下關(guān)系式:

    由式(1)可知,支架支反力q2會(huì)與n呈反比關(guān)系,即工作面后方頂板懸頂長(zhǎng)度L越大,支架支反力便越小,頂板向支架傳遞的載荷也就越小。在綜放開(kāi)采中,n即為放煤步距,放煤步距越大,頂板向下傳遞的載荷也就越小,而頂煤需要較大的載荷才能充分破碎,有利于頂煤的放出。因此,在實(shí)際生產(chǎn)中,根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)條件,盡可能采用“一刀一放”的放煤步距,以使得頂煤體能夠充分破碎,進(jìn)而提高放出率。

    2.3 頂煤塊度實(shí)測(cè)

    在綜放開(kāi)采中,頂煤破碎后的塊度一般大小各異,不同塊度在整體中所占的比例也不同,即為塊度級(jí)配。根據(jù)以往研究,頂煤的塊度級(jí)配在數(shù)值模擬及相似模擬實(shí)驗(yàn)中對(duì)結(jié)果的影響較大,而矸石的塊度一般差異較小[11]。因此,為保證數(shù)值模擬結(jié)果的準(zhǔn)確性,需在10106 工作面現(xiàn)場(chǎng)對(duì)頂煤的破碎塊度進(jìn)行實(shí)測(cè)。

    實(shí)測(cè)過(guò)程在檢修班進(jìn)行,根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)條件,選擇工作面機(jī)頭支架及中部支架各一架,對(duì)其上方的頂煤塊度進(jìn)行測(cè)量,測(cè)量地點(diǎn)位于支架后方刮板輸送機(jī)與轉(zhuǎn)載機(jī)搭接處,具體實(shí)測(cè)過(guò)程如下:

    1)首先由支架工操作,打開(kāi)工作面機(jī)頭16 號(hào)支架后方掩護(hù)梁,將其上方的頂煤全部放出,同時(shí)啟動(dòng)后部刮板輸送機(jī),將頂煤運(yùn)輸至測(cè)量地點(diǎn),關(guān)閉工作面電源后進(jìn)行實(shí)測(cè)。

    2)測(cè)量過(guò)程中,通過(guò)電子防爆臺(tái)秤對(duì)放出頂煤依次進(jìn)行稱(chēng)重,并記錄數(shù)據(jù)。

    3)測(cè)量完成后,重復(fù)以上操作對(duì)工作面中部75 號(hào)支架上方的頂煤塊度進(jìn)行測(cè)量。

    測(cè)量結(jié)束后,根據(jù)統(tǒng)計(jì)的頂煤重量數(shù)據(jù),代入式(2)等效轉(zhuǎn)化為直徑,以直徑來(lái)表征頂煤寬度:

    式中:d為頂煤的等效直徑,cm;M為頂煤塊體的質(zhì)量,g;ρ為煤體的密度,g/cm3。

    現(xiàn)場(chǎng)共統(tǒng)計(jì)出240 組數(shù)據(jù),分別代入式(2)得出10106 工作面上方頂煤等效粒徑的分布直方圖,如圖3。

    圖3 頂煤等效粒徑分布直方圖

    由圖3 可知,頂煤等效粒徑中,4~10 cm 之間占比最多,為76.3%左右,10~16 cm 之間的占總數(shù)的20.4%左右,16~28 cm 的僅占總數(shù)的3.3%左右。

    3 放煤參數(shù)模擬分析

    3.1 模型建立

    根據(jù)10106 工作面實(shí)際賦存條件,采用PFC2D顆粒流模擬軟件建立模型。在縱向上,以灰色的大直徑顆粒模擬直接頂,黑色的小顆粒模擬頂煤,頂煤的塊度級(jí)配根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)塊度實(shí)測(cè)得出的塊度級(jí)配,按等效粒徑進(jìn)行設(shè)置。在頂煤中布置幾層其他顏色的顆粒模擬夾矸。模擬時(shí)采用平行黏接本構(gòu),根據(jù)煤巖體物理力學(xué)試驗(yàn)對(duì)煤層及頂板矸石層進(jìn)行賦參,見(jiàn)表2。

    模擬中通過(guò)wall 單元建立支架并模擬放煤過(guò)程,放煤遵循“見(jiàn)矸關(guān)窗”原則。模擬的放煤厚度分別為1.5 m、2.5 m及3.5 m,放煤步距分別為0.8 m、1.6 m 及2.4 m,通過(guò)不同條件下的頂煤放出情況來(lái)確定合理的放煤工藝參數(shù)。

    3.2 放煤厚度模擬結(jié)果分析

    1)頂煤放出量分析

    設(shè)置放煤步距統(tǒng)一為0.8 m,放煤厚度分別為1.5 m、2.5 m 及3.5 m,工作面推進(jìn)距離均為16 m。模擬結(jié)束后,分別統(tǒng)計(jì)各放煤厚度下的頂煤放出量,如圖4。

    由圖4 可知,不同放煤厚度下的頂煤放出量隨著工作面推近距離的增加,呈“增高-降低-增高”的發(fā)展趨勢(shì)。放煤厚度為1.5 m 時(shí),工作面推進(jìn)16 m 后的頂煤平均放出量為1719 kg,頂煤最大放出量達(dá)到3030 kg,頂煤最低放出量為758 kg,頂煤最大最小放出量的差值為2272 kg;放煤厚度為2.5 m 時(shí),頂煤平均放出量為2619 kg,頂煤放出量最大值為5722 kg,初次放煤時(shí)的頂煤放出量最低為621 kg,頂煤最大最小放出量的差值為5101 kg;放煤厚度為3.5 m 時(shí),頂煤平均放出量為3583 kg,頂煤最大放出量為8302 kg,頂煤最低放出量為448 kg,頂煤最大最小放出量的差值為7854 kg。由此可知,頂煤放出量基本隨著放煤厚度的增加而增大,但整體的均勻性卻隨之變差。

    2)采空區(qū)遺煤分析

    不同放煤厚度下采空區(qū)遺煤分布形態(tài)如圖5。

    圖5 不同放煤厚度下采空區(qū)遺煤分布形態(tài)(m)

    圖5 中的黑色部分代表采空區(qū)遺煤。由圖5 可知,放煤厚度為1.5 m 時(shí),采空區(qū)頂煤損失量為5877 kg;放煤厚度為2.5 m,采空區(qū)頂煤損失量為7 815.6 kg;放煤厚度為3.5 m 時(shí),采空區(qū)頂煤損失量為9 159.5 kg??梢钥闯觯煽諈^(qū)頂煤損失量隨著放煤厚度的增大而增大。根據(jù)三種放煤厚度下的頂煤總量,得出各放煤厚度下頂煤損失量的占比分別為14.5%(1.5 m 放煤厚度)、12.1%(2.5 m 放煤厚度)、11.6%(3.5 m 放煤厚度)。

    將不同放煤厚度下的頂煤損失量和損失量占比進(jìn)行統(tǒng)計(jì)對(duì)比,如圖6 所示。

    圖6 不同放煤厚度頂煤損失量和損失率

    由圖6 可知,隨著放煤厚度的增大,頂煤損失量逐漸增大,但頂煤損失率逐漸降低,即頂煤放出率在逐漸升高,2.5 m 放煤厚度下的頂煤損失量及損失率均位于中間,因此,確定合理的放煤厚度為2.5 m。

    3.3 放煤步距模擬結(jié)果分析

    1)頂煤放出量分析

    放煤厚度統(tǒng)一設(shè)置為2.5 m,放煤步距分別為0.8 m、1.6 m 及2.4 m。0.8 m 及1.6 m 放煤步距的工作面推進(jìn)距離均為16 m,2.4 m 放煤步距的工作面推進(jìn)距離為16.8 m。其中0.8 m 放煤步距放煤20 次,1.6 m 放煤步距放煤10 次,2.4 m 放煤步距放煤7 次。模擬結(jié)束后,分別統(tǒng)計(jì)各放煤厚度下的頂煤放出量,如圖7。

    由圖7 可知,在同一放煤厚度下,不同放煤步距初期放煤量均較低,后期呈高-低的周期發(fā)展態(tài)勢(shì)。放煤步距為0.8 m 時(shí),工作面推進(jìn)16 m 后的頂煤平均放出量為2619 kg,最大頂煤放出量為5722 kg,最低頂煤放出量為621 kg;放煤步距為1.6 m時(shí),工作面推進(jìn)16 m 后的頂煤平均放出量為5005 kg,最大頂煤放出量為7302 kg,最低頂煤放出量為1382 kg;放煤步距為2.4 m 時(shí),工作面推進(jìn)16.8 m 后的頂煤平均放出量為7023 kg,最大頂煤放出量為11 294 kg,最低頂煤放出量為1823 kg。由此可知,頂煤放出量隨著放煤步距的增大而增大,相應(yīng)的放煤時(shí)間也所有增加。

    2)采空區(qū)遺煤分析

    不同放煤步距下采空區(qū)遺煤分布形態(tài)如圖8。

    圖8 不同放煤步距下采空區(qū)遺煤分布形態(tài)(m)

    由圖8 可知,放煤步距為0.8 m 時(shí),采空區(qū)頂煤損失量為5877 kg;放煤步距為1.6 m 時(shí),采空區(qū)頂煤損失量為9 996.0 kg;放煤步距為2.4 m 時(shí),采空區(qū)頂煤損失量為12 935.3 kg。根據(jù)三種放煤步距下的頂煤總量,得出各放煤步距下頂煤損失量的占比分別為12.1%(0.8 m 放煤步距)、16.3%(1.6 m放煤步距)、18.9%(2.4 m 放煤步距)。

    將不同放煤步距下的頂煤損失量和損失量占比進(jìn)行統(tǒng)計(jì)對(duì)比,得出隨著放煤步距的增大頂煤損失量及損失率均增大,即1.6 m 及2.4 m 放煤步距下的頂煤放出率較低。因此,確定合理的放煤步距為0.8 m。

    4 應(yīng)用效果分析

    根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果確定出合理的放煤工藝:放煤步距0.8 m,根據(jù)采煤機(jī)截深,即為“一刀一放”,放煤厚度為2.5 m,工作面煤層厚度為5.5 m,確定采高為3 m,采放比1:0.83。

    按此工藝指導(dǎo)10106 綜放工作面的現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)試驗(yàn),并統(tǒng)計(jì)頂煤放出量?,F(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)時(shí)長(zhǎng)為12 d,工作面推進(jìn)長(zhǎng)度為24 m,頂煤的平均回收率為86.5%,工作面平均回收率為90.41%。以鄰近工作面10104 工作面為對(duì)比,10104 工作面放煤步距0.8 m,采高為2 m,放煤高度為3.5 m,采放比為1:1.75,現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)頂煤平均回收率為83.3%,工作面平均回收率為88.56%。兩相對(duì)比,10106 工作面頂煤平均回收率及工作面平均回收率明顯更高,說(shuō)明前述放煤參數(shù)設(shè)計(jì)科學(xué)、合理。

    5 結(jié)論

    1)通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)頂煤塊度實(shí)測(cè),按照等效粒徑進(jìn)行轉(zhuǎn)化,得出10106 工作面支架上方頂煤中,4~10 cm 之間占總數(shù)的76.3%左右,10~16 cm 之間占比為20.4%左右,16~28 cm 則占總數(shù)的3.3%左右。

    2)通過(guò)PFC2D數(shù)值模擬軟件分析了放煤厚度及放煤步距對(duì)頂煤放出量的影響,并確定出付家焉煤業(yè)10106 綜放工作面合理的放煤厚度為2.5 m,即采高為3 m,采放比1:0.83;合理放煤步距為0.8 m,即“一刀一放”。

    3)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用結(jié)果表明,采用優(yōu)化的放煤工藝后,頂煤的平均回收率為86.5%,工作面平均回收率為90.41%,放煤效果較理想,取得了良好的經(jīng)濟(jì)效益。

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