基于PFC2D對煤柱工作面綜放工藝優(yōu)化分析

高李王

(山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)錦瑞煤業(yè)有限公司，山西 呂梁 033000)

本文以王莊煤礦為例,因其采煤法為長壁綜合采煤法,選用在煤層內(nèi)開掘采區(qū)巷道,當(dāng)工作面開采完成后,在采區(qū)內(nèi)仍殘留有大量的護(hù)巷煤柱[1-2],造成超過1 700萬t煤炭的損失。殘留煤柱地質(zhì)條件較為穩(wěn)定,積極回收可用煤柱,可增加礦井收益,減少資源浪費(fèi),具有重要意義。43M1煤柱工作面主采3#煤,平均煤厚6.8 m,平均煤層傾角為3°,埋深218 m～252 m,煤層底板所含矸石較為穩(wěn)定,43M1煤柱工作面絕對瓦斯涌出量為6 m3/min,屬低瓦斯礦井。由于工作面長度較短,在煤層開采兩端頭處頂煤回收率較小,本文主要采用離散元數(shù)值模擬軟件PFC2D顆粒元程序?qū)﹂_采時(shí)頂煤的破碎運(yùn)移規(guī)律進(jìn)行模擬,對綜放工藝參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化[3-4]。

1 數(shù)值模擬頂煤的放出率

離散元軟件PFC2D主要用來模擬圓形顆粒之間相互作用與顆粒運(yùn)動(dòng),將模擬物體分為數(shù)百顆具有代表性的顆粒,利用顆粒之間的介質(zhì)特性得出模擬物體的力學(xué)特性進(jìn)而解決包含復(fù)雜變形方式的真實(shí)問題。放頂煤的過程中煤巖體與破碎的頂板已表現(xiàn)出松散介質(zhì)特性,不能傳遞煤層覆巖在運(yùn)移后的壓力,但是在自重的作用下向下垮落,故可視為松散塊體的流動(dòng)過程,因此選用離散元軟件PFC2D模擬放頂煤破碎垮落規(guī)律較為合理[5-6]。此軟件在放頂煤中主要有兩方面的研究:一是對煤層上方巖層的宏觀運(yùn)動(dòng)形式與礦壓顯現(xiàn)的分析,二是對微觀情況下顆粒體之間的運(yùn)動(dòng)模式。

1.1 放煤方式對放出率的影響

為研究不同放煤方式時(shí)頂煤放出率的變化,利用PFC2D建立以43M1煤柱工作面為模型,在模型中分別設(shè)置三種放煤方式(雙輪順序、單輪順序與單輪間隔),對頂煤放出率模擬結(jié)果如圖1與表1所示。

1-a 雙輪順序

1-b 單輪順序

1-c 單輪間隔

表1 不同放煤方式頂煤放出率對比表

通過模擬可得:三種放煤方式之中,不同放煤方式會(huì)引起不同的頂煤與破碎矸石的運(yùn)移情況,雙輪順序頂煤放出率比單輪順序頂煤放出率高出1.8%,比單輪間隔頂煤放出率高出5.1%,為三種方式中頂煤放出率最大的,故選用雙輪順序放頂煤。

1.2 放煤步距對放出率的影響

在采煤工作面,放煤步距的不同對頂煤的放出率也具有一定影響。利用PFC2D建立以43M1煤柱工作面為模型,在模型中分別設(shè)置三種放煤步距(一刀一放、二刀一放和三刀一放),對頂煤放出率模擬結(jié)果如圖2與表2所示。

2-a 一刀一放

2-b 兩刀一放

2-c 三刀一放

表2 不同放煤步距頂煤回收率對比表

通過模擬可得:

1)如圖2所示,采用一刀一放時(shí),僅在煤層上方老頂中部出現(xiàn)彎曲下沉,模型頂部巖層下沉趨勢較為平滑緩和,破碎煤體在整體破碎巖石中占比較大;采用兩刀一放時(shí),老頂破斷情況發(fā)育至模型端部,模型頂部出現(xiàn)破斷,與之相比三刀一放的破斷程度加劇,模型頂部出現(xiàn)臺(tái)階式下沉,但是這兩種放煤方式均會(huì)使煤損增高,含矸率增加。

2)如表2所示,設(shè)置0.8 m、1.6 m與2.4 m三種放煤步距,相對于前者的放煤步距,后兩者的放煤步距頂煤放出率分別減少3.91%與10.75%,步距顯著增大,頂煤放出率卻在減小,0.8 m為合理方放煤步距。

故在43M1煤柱綜放面條件下,選用0.8 m的放煤步距采用一刀一放的放煤方式。

因此,由PFC2D數(shù)值模擬程序可將頂煤的放出方式選為雙輪順序,將頂煤的放煤步距選為一刀一放的循環(huán)工作方式。

2 高效回采工藝技術(shù)研究

2.1 開采工藝參數(shù)實(shí)測分析

1)采煤機(jī)運(yùn)行速度

因?yàn)樵诰旅簬r體開挖過程中會(huì)面臨眾多因素限制,采煤機(jī)在割煤時(shí)始終處于時(shí)快時(shí)慢時(shí)開時(shí)停的狀態(tài)。根據(jù)現(xiàn)場實(shí)測數(shù)據(jù),采煤機(jī)的割煤狀態(tài)較為隨機(jī),正太分布可描述采煤機(jī)的割煤速度。圖3為43M1工作面采煤機(jī)工作時(shí)的運(yùn)行速度直方圖,割煤時(shí)可采用平均行進(jìn)速度5 m/min,可用μ=5 m/min,δ=0.92 m/min描述。

圖3 采煤機(jī)運(yùn)行速度直方圖

2)支架移架速度

綜合放頂煤的支架移架速度在監(jiān)測后發(fā)現(xiàn)也為隨機(jī)變量,利用正態(tài)分布對其進(jìn)行分析。圖4為43M1工作面支架移架速度分布圖,可用測得均值μ=5.2 m/min,δ=0.54 m/min來描述。

3)端頭等待時(shí)間

因綜放工作面切眼處測得長度為71.7 m,采煤機(jī)采用兩端部斜切進(jìn)刀的方式在左右兩側(cè)進(jìn)刀,隨后待其余工序全部完成后,開始進(jìn)行工作,這就導(dǎo)致端頭等待時(shí)間不等,負(fù)指數(shù)分布可描述其規(guī)律。圖5為采煤機(jī)端頭等待時(shí)間直方圖,可用均值λ=15.15 min。

圖4 支架移架速度分布圖

圖5 采煤機(jī)端頭等待時(shí)間直方圖

4)放煤時(shí)間

煤層的厚度、硬度、結(jié)構(gòu)、放煤作業(yè)的方式及其他人為因素都可對放煤時(shí)間產(chǎn)生干擾。可采用正態(tài)分布對放煤時(shí)間進(jìn)行描述。圖6為單架放煤作業(yè)時(shí)間分布直方圖,可用μ=0.5 min,δ=0.31 min表示。

圖6 支架放煤作業(yè)時(shí)間分布直方圖

5)刮板輸送機(jī)推移速度

在對刮板輸送機(jī)的推移速度采用從正態(tài)分布描述后,測得工作面前部刮板輸送機(jī)的推移速度為μ前=7.01 m/min,δ前=0.79 m/min表示;后部刮板輸送機(jī)的推移速度可用μ后=6.48 m/min,δ后=0.64 m/min表示。

6)工作面開機(jī)率K平均μ=0.82,δ=3.5,圖7為工作面主要故障分布直方圖。

根據(jù)以上實(shí)測數(shù)據(jù)可得出,在滿足5 540 t為工作面日產(chǎn)要求的前提下,所使用的各個(gè)器械可在平均參數(shù)內(nèi)正常穩(wěn)定運(yùn)行,但割煤速度和放煤速度的方差值較大,其相互作用影響后會(huì)導(dǎo)致刮板輸送機(jī)及轉(zhuǎn)載機(jī)的過載運(yùn)行。在工作面日產(chǎn)量增加后,各工序之間也應(yīng)調(diào)整,保證正常生產(chǎn),增加平均值。

1-外部環(huán)節(jié);2-刮板輸送機(jī)前;3-刮板輸送機(jī)后;4-采煤機(jī);5-轉(zhuǎn)載機(jī);6-液壓系統(tǒng);7-其它

2.2 采煤機(jī)割煤工藝方式優(yōu)化

采煤機(jī)的運(yùn)行速度會(huì)直接影響工作面的日產(chǎn)量,端頭等待時(shí)間過長也會(huì)影響工作面的采煤效率,所以這兩個(gè)因素對采煤機(jī)割煤方式有很大影響。雙向割煤優(yōu)點(diǎn)是可以減少工作面的一個(gè)空行割煤時(shí)間,提高效率;單向割煤優(yōu)點(diǎn)為端頭等待時(shí)間短,利于工作面裝煤、移架。相對于單向割煤,雙向割煤在工作面長度增加后,更具優(yōu)勢。

圖8是根據(jù)43M1煤柱綜放工作面不同割煤方式下其應(yīng)速度的關(guān)系循環(huán)變化曲線。圖像表明,在采煤機(jī)采煤速度低于3.9 m/min時(shí),雙向采煤方式采煤效率較高,出煤量較大,反之,在采煤機(jī)采煤速度高于3.9 m/min時(shí),雙向采煤方式采煤效率略低于單項(xiàng)采煤方式。因43M1煤柱綜合放頂煤工作面采煤機(jī)所測得的平均割煤速度為4.8 m/min,所以單向割煤端部斜切進(jìn)刀割煤工藝方式更利于作為工作面的出煤方式。

圖8 V-T關(guān)系曲線

3 結(jié)論

1)在使用PFC2D數(shù)值模擬程序?qū)Χ喾N放煤步距與放煤方式的對比分析后,結(jié)合多種因素,為使頂煤放出率最大,工作面采用雙輪順序放煤、一刀一放,放煤步距為0.8 m。

2)通過現(xiàn)場實(shí)測數(shù)據(jù),進(jìn)一步分析了單向割煤與雙向割煤的利弊,43M1綜放工作面的開采工藝采用單向割煤端部斜切進(jìn)刀的方式將更利于出煤。