綜放開采頂煤破碎放煤工藝參數優化研究

劉國方，宋選民，李昊城，曹健潔

(太原理工大學原位改性采礦教育部重點試驗室，山西 太原 030024)

放煤工藝參數的優化可以在提高頂煤層回收率的基礎上減少含矸率，進而提高綜放工作面的效益，放煤工藝主要包括放煤步距和放煤順序[1]。劉全等[2]通過PFC2D數值分析程序分析了不同采放比以及不同放煤步距下的頂煤層回收率，得出在準格爾煤田17 m巨厚煤層下的合理采放比以及放煤步距。蔣金泉等[3]通過二次開發顆粒流離散元軟件，模擬分析了頂煤層厚度為2～3 m時不同放煤步距下的頂煤層放出過程，得出具體的放煤步距。王家臣等[4]借助室內試驗在散體介質流理論的基礎上，研究了放煤步距、煤巖粒徑下的頂煤層回收率及含矸率，得出1∶2的采放比放煤效果較好。起初，研究人員分析頂煤層放出規律采用馬拉霍夫提出的放礦橢球體理論，近些年來國內外學者對其進行了補充和完善[5-6]，于海勇等[7]、吳健等[8]在支架、礦山壓力等因素的影響下，進行了大量的試驗以及現場觀測，優化了放礦橢球體理論，使其在我國綜放開采研究理論中占據主要地位。田多等[9]通過分析橢球體理論得出了最佳放煤步距的確定公式，在此基礎上，將其應用于井工一礦4106綜放工作面的現場實踐中，并取得了良好的效益。

本文以王家嶺煤礦2#煤層12309綜放開采工作面為工程背景，運用橢球體理論計算得出在12309工作面地質條件下的最佳放煤步距，并通過PFC2D模擬軟件對比研究不同放煤方式下的頂煤層放出效果，得出合理的放煤方式。

1 工程概況

王家嶺煤礦位于山西省河東煤田鄉寧礦區的西南部，地處呂梁山脈的南麓，屬于強烈侵蝕的高-中山區，地形復雜，溝壑縱橫。12309工作面位于123盤區，工作面設計推進長度為1 320 m，工作面寬260 m，平均埋深300 m，工作面走向為東西向。工作面位置如圖1所示。

圖1 12309工作面位置圖Fig.1 12309 working face layout

2 合理放煤步距的相似模擬試驗研究

在王家嶺煤礦12309工作面合理的機采高度3 m的基礎上，通過理論計算，得出合理的放煤步距，再結合三維相似模擬試驗分析工作面推進過程中不同放煤步距下的放煤量，研究其放煤情況，得出合理的放煤步距。

2.1 基于橢球體理論的放煤步距分析

基于橢球體理論，為使煤的損失最小化[10-11]，得出的放煤步距應滿足放煤時支架上部矸石和采空區側矸石同時到達放煤口的條件(圖2)。

圖2 合理放煤步距示意圖Fig.2 Schematic diagram of reasonable drawing interval

由圖2可知， 頂煤厚度為h， 放煤步距為L， 煤巖分界線為MN， 煤巖分界線在B點與放出橢球體相交，第二次放煤后的煤巖分界線在A點與放出橢球體相交。若滿足A點和B點同時出現在放出橢球體周邊上，可使得上方及后方矸石同時到達放煤口。

在xoy坐標下，放出橢球體的平面方程式見式(1)。

y2=(1-ε2)(2a1x-x2)

(1)

煤巖分界線MN的方程式見式(2)。

(2)

式中：ε為放出橢球體偏心率，0≤ε≤1；a1為放出橢球體長軸的一半；θ為放出橢球體偏轉角；αm為頂煤垮落角；d1為放煤口位置。

聯立式(1)和式(2)求出交點B的坐標，同時對比正常坐標系下B點的坐標，整理得出式(3)[10]。

(3)

由于A點也在放出體上，將其坐標帶入式(1)，可得出放出體長軸之半a1的表達式，見式(4)[10]。

a1=

(4)

式中，D=hcotαm-d1。

放出橢球體偏轉角的表達式見式(5)[10]。

(5)

結合實際王家嶺煤礦12309工作面的地質條件可知，其頂煤層厚度h=3.1 m，頂煤垮落角αm=80°，放煤口位置d1=1 m，該煤層冒放性較好，使得其放出體沿高度x方向較扁，因此偏心率較大，在此基礎上ε取0.8。通過參數的確定，將其代入式(5)得放出橢球體偏轉角θ=11.5°，因此放出體長軸的一半a1=2.0 m，隨后代入式(3)，通過迭代計算可得最佳的放煤步距為0.830 m，根據12309工作面采煤機的截深為0.865 m，可得合理的放煤步距為0.865 m。

2.2 頂煤破碎塊度現場實測

對12309工作面進行現場頂煤塊度實測試驗，為PFC數值模擬提供參考。

2.2.1 塊度測試方案

選取在12309工作面的運輸順槽轉載機與后部刮板輸送機搭接處的75#支架上方的頂煤進行測量工作。在整個測量過程中需要保持工作面停止供電，確保頂板安全的情況下進行工作，利用稱重法采用防爆電子秤測量每塊頂煤的重量，現場測試如圖3所示。

圖3 頂煤塊度現場實測Fig.3 Field measurement of top coal lump degree

根據測量得出的煤塊重量，代入式(6)將煤塊重量等效轉化為直徑，用直徑來表征頂煤的塊度。

(6)

式中：M為頂煤塊體重量，g；ρ為頂煤的密度，g/cm3；d為等效直徑，cm。

2.2.2 測試結果分析

現場共測得240組數據，將測得的數據代入式(6)進行處理，得到支架上方頂煤塊度分布規律的直方分布圖，如圖4所示。

圖4 頂煤塊度實測結果Fig.4 Measurement results of the blockiness of top coal

由圖4可知，破碎塊度為3～9 cm的占總數的21.89%，9～18 cm的占總數的56.03%，18～27 cm的占總數的22.08%。

2.3 試驗設備及相似材料

試驗所用的模型架如圖5所示，根據現場的基本情況，自制模型架，包括模擬試驗箱體、仿開采運移裝置、放煤窗口。模擬試驗箱體由透明亞克力板組成， 下方有不銹鋼支撐柱底座； 仿開采運移裝置為兩個設置在不同高度的可移動不銹鋼板； 放煤窗口與上部承載平臺連接， 該模型架兩側由透明的亞克力板構成， 便于觀測放煤情況， 模型架的下方板可根據不同的放煤步距進行移動。模型架的尺寸為80 cm×30 cm×120 cm，幾何相似比為1∶30。為了模擬放煤工作面，沿其寬度方向(從左至右)共布置編號為1#～6#的6個支架，每個支架都由可伸縮的鐵板組成，通過任意的推拉放煤口進行放煤，也可以改變不同的放煤口的推拉狀態，進行放煤順序的試驗。

根據現場的塊度實測，試驗中分別使用黑色石子和白色石子對煤層和直接頂進行模擬，煤層依據現場的實測進行1∶30的幾何相似比進行顆粒級配[12]，直接頂的粒徑為9～13 mm，頂煤層厚3.1 m，直接頂厚3.54 m，在鋪設模型的過程中，支架上方按相似比鋪設10.3 cm的黑色石子，再在頂煤上方鋪設11.8 cm的白色石子，進行試驗的過程中，支架前方不鋪設煤層，打開放煤口，可對不同的放煤步距進行模擬。試驗模型鋪設如圖6所示。

圖5 相似模擬試驗臺Fig.5 Experimental platform for similar simulation

圖6 試驗模型鋪設Fig.6 Experimental model laying

2.4 試驗方法

在試驗中采煤機的截深為0.865 m，因此采用放煤步距的推進距離分別為2.8 cm、5.6 cm、8.4 cm，為消除邊界效應的影響[13]， 需保證留出一定的距離在模型前后兩側，同時試驗過程中1#支架和6#支架不進行放煤。為了保證該試驗可以對不同放煤步距下的頂煤放出量進行對比分析，不同放煤步距的推進距離應相同，其中一采一放、兩采一放、三采一放分別推進12刀、6刀、4刀(圖7)。

試驗的主要流程為：①按照“見矸關門”的放煤原則，分別打開各號支架進行放煤試驗，為了達到不同的試驗目的，選取不同的放煤窗口；②得到頂煤后，通過借助電子秤對2#支架～4#支架每次放出的頂煤重量進行稱量，并記錄各個支架的頂煤重量；③當進行完一輪放煤后，通過移動模擬架，并重復①～②的步驟，完成剩余放煤試驗；④通過重復①～③步驟，根據提前設定好的推進距離，完成測量工作；⑤測量結束后，重新鋪設模型，進行其余放煤步距的試驗。

圖7 不同放煤步距的煤巖冒落形態Fig.7 Falling patterns of coal and rock at different drawing interval

2.5 試驗結果及分析

2.5.1 煤巖冒落形態

根據圖7中的冒落形態可知，直接頂沉陷較大的是兩采一放和三采一放，在三采一放過程中，冒落形態有向工作面前方發展的趨勢且較為明顯。

2.5.2 試驗數據及分析

為減少試驗中的誤差，選定不同放煤步距下各次移架后2#支架～5#支架放煤量的平均值[14]，如圖8所示，研究工作面推進方向上頂煤循環放煤量與放煤步距之間的影響。

由圖8可知，放煤步距與頂煤的平均放出量同時增加。一采一放、兩采一放的放煤量峰值分別出現在第8個放煤循環以及第3個放煤循環；三采一放的頂煤放出量在所測的推進距離內尚未出現峰值。達到峰值后，一采一放逐漸進入穩定期，因此，盡管一采一放頂煤平均放出量較低，但其循環放煤過程相對穩定。

取不同放煤步距下同一支架在總移架次數中的平均放煤量作為該支架的放煤量，分析放煤步距對工作面不同位置支架的放煤量的影響，如圖9所示。由圖9可知，各支架的平均放煤量都隨著放煤步距的增大而增加。

結合理論分析和相似模擬試驗可得，當進行一采一放時，頂煤的總放出率以及單個支架的頂煤放出率均最高，且推進過程較為穩定，因此，在實際的工作過程中選用一采一放最為合理。

圖8 平均放煤量和推進距離的關系Fig.8 Relation between average coal release andpropulsion distance

圖9 工作面不同位置支架平均放煤量Fig.9 Average coal emission from supports atdifferent positions on the working face

3 合理放煤方式的數值模擬研究

工作面的頂煤層回收率、含矸率以及放煤速度與放煤方式聯系緊密。為確定12309工作面合理的放煤方式，本文根據機采高度和計算出的放煤步距，通過PFC2D軟件，模擬不同放煤方式下的頂煤回收率、含矸率及煤矸落放規律，確定合理的放煤方式。

3.1 數值計算模型

根據采高為3 m，上部頂煤為3.1 m，可以確定頂煤層有足夠的冒落空間。在此基礎上，選用高效的一次全量放煤效，通過PFC2D軟件分別模擬單輪順序放煤、單輪間隔放煤、雙輪順序放煤及雙輪間隔放煤4種條件下的頂煤冒落流動情況[15-16]。根據12309工作面的煤層賦存情況，給出煤巖的物理學性質，具體參數見表1。

表1 各層位煤巖物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters ofcoal rocks in various horizons

圖10 初始模型圖Fig.10 Initial model diagram

沿工作面面長方向建立模型，建立的初始模型如圖10所示，在模型左右兩側分別預留6 m作為邊界條件，共模擬20架支架。具體模擬方案為：①單輪順序放煤：按順序進行放煤，當有矸石流出時，關閉放煤口；②單輪間隔放煤：先打開單號支架的放煤口，見矸石后關閉放煤口，留一定的脊煤在間隔間，再打開雙號支架將脊煤放出；③雙輪順序放煤：按順序進行放煤，一次放出支架上方頂煤量的1/2，再按順序進行第二輪放煤，見矸石后停止放煤；④雙輪間隔放煤：先按順序放單號支架頂煤，一次放出頂煤量的1/2，再按順序放雙號支架頂煤，也只放出頂煤量的1/2，再重復一輪放煤，見矸石后停止。

3.2 模擬結果及分析

3.2.1 煤矸冒落形態分析

1) 單輪順序放煤。由圖11可知，支架在一次放煤過程中會受到前一個支架放煤后的煤矸分界面影響，造成實際的頂煤放出高度與原始高度出現差距，此外，在臨近放煤口的上方，由于受力不均衡，會損失部分頂煤。

2) 單輪間隔放煤。由圖12可知，在進行完單號支架放煤后，雙號支架上方剩余頂煤層呈連續的m狀分布，每個支架的放煤時間相同，大部分剩余頂煤受重力作用，在雙號支架放煤口打開后，從放煤口放出，剩余頂煤受矸石擠壓滑入相鄰單號支架上方而不能放出，使得頂煤損失，但放煤結束后支架上方的頂煤殘存量相對單輪順序放煤要少。

圖11 單輪順序放煤過程示意圖Fig.11 Schematic diagram of single round sequentialcoal caving process

圖12 單輪間隔放煤過程示意圖Fig.12 Schematic diagram of single round intervalcoal caving process

3) 雙輪順序放煤。由圖13可知，在第一輪放煤后，煤矸分界面呈不規則的鋸齒狀，同時在放煤過程中，矸石層還在放煤口之上，這就使得第一輪頂煤層回收率較高。第二輪放煤后，支架上方的殘余頂煤較多，但與單輪順序放煤的剩余量相比有所減少。

圖13 雙輪順序放煤過程示意圖Fig.13 Schematic diagram of double round sequentialcoal caving process

4) 雙輪間隔放煤。由圖14可知，在第一輪單號支架放煤完成后，煤矸分界面較為平整，而第一輪雙號支架放煤較少，雙號支架在現場雙輪間隔放煤過程中，為了控制煤矸界面的均勻下沉可適當減少放煤時間。第二輪放煤完成后殘存的頂煤量相較于單輪間隔有所減少，但減小幅度不大，而且雙輪放煤的方式在工藝上要比單輪放煤更加復雜，現場應用效果較差。因此，采用單輪間隔放煤更有利于實現工作面的高產高效。

圖14 雙輪間隔放煤過程示意圖Fig.14 Schematic diagram of double round intervalcoal caving process

3.2.2 頂煤損失及回收率分析

對放煤完成后未放出頂煤層的ID號進行標記，保證了不同放煤方式下的頂煤層損失、回收情況清晰，并將其染至黃色，同時反演至初始狀態，如圖15所示。

由圖15可知，在單輪以及雙輪放煤次數情況下，間隔放煤方式下的頂煤損失要小于順序放煤。在保證同樣的放煤順序下，單輪放煤的頂煤層損失稍高于雙輪放煤。對不同放煤方式下的煤矸放出情況進行統計，統計結果見表2。

圖15 頂煤損失情況Fig.15 Loss of top coal

表2 不同放煤方式下頂煤回收率及含矸率Table 2 Top coal drawing ratio and refuse contentunder different coal way

由表2可知，頂煤層回收率最低以及含矸率最高的是單輪順序放煤，單輪順序放煤的放煤效果略差于雙輪順序放煤；頂煤回收率最高以及含矸率最低的是雙輪間隔放煤；單輪間隔放煤的頂煤回收率和含矸率的結果與雙輪間隔放煤基本相同。

從數值模擬的角度可以得到，單輪間隔放煤的效果與雙輪間隔放煤沒有顯著差異，但考慮到單輪放煤工序較為簡單，便于現場的實際操作，因此，在12309工作面的煤層賦存條件下，選擇單輪間隔放煤較為合理。

4 結 論

1) 基于橢球體理論，通過迭代計算可得最佳的放煤步距為0.83 m，由于12309工作面采煤機的截深為0.865 m，故選擇合理的放煤步距為0.865 m。

2) 通過理論計算以及散體相似模擬試驗，當機采高度為3 m時，合理的放煤工藝應為一采一放，此時頂煤層的回收率最高，且推進過程中的循環放煤量較為穩定。

3) 根據上述結所得的放煤步距以及放煤工藝，對不同放煤方式下的放煤效果進行數值模擬分析，結果表明：頂煤回收率最高和含矸率最低的是雙輪間隔放煤，分別為91.1%、6.7%；單輪間隔放煤方式的放煤效果基本與其相同，頂煤回收率和含矸率分別為90.6%、7.2%，為便于現場放煤控制及提高工作面生產效率，可確定合理的放煤方式為單輪間隔放煤。