孔憲法,季春旭,楊永康,康天合,柴肇云

（1.太原理工大學采礦工藝研究所,山西太原 030024;2.中國建筑材料工業(yè)地質(zhì)勘查中心山西總隊,山西太原 030031）

淺埋綜放采場合理工藝參數(shù)的數(shù)值試驗研究

孔憲法1,季春旭2,楊永康1,康天合1,柴肇云1

（1.太原理工大學采礦工藝研究所,山西太原 030024;2.中國建筑材料工業(yè)地質(zhì)勘查中心山西總隊,山西太原 030031）

針對公烏素地區(qū) 16號煤層具體條件,采用正交實驗方法,運用 FLAC2D數(shù)值試驗系統(tǒng),研究淺埋深綜放采場工藝參數(shù),得出最優(yōu)化的工作面開采工藝參數(shù)。研究結(jié)果表明:開采工藝參數(shù)對頂煤破壞性影響程度主次排序為:控頂距 >采高 >放煤步距 >支架支護阻力 >支架合力作用點位置。確定的合理工藝參數(shù)為:底層采高 2.75m,控頂距 4.75m,支架工作阻力 5500kN/架,放煤步距0.8m,支架合力作用點距煤壁 2.0m。

淺埋深厚煤層;綜放開采;FLAC2D;工藝參數(shù)

從提高頂煤冒放性的角度來考慮,主要的開采工藝因素有:采放比、控頂距、放煤步距、支架工作阻力和支架合力作用點位置等[1-4]。

采放比與頂煤放出率和底煤煤壁的穩(wěn)定性相關,對硬及中硬煤層,可適當加大采放比,即提高底層割煤高度;對軟煤層,可適當減小采放比,即提高放煤高度,盡可能發(fā)揮放頂煤開采的優(yōu)越性。

控頂距的大小主要影響松動區(qū)的寬度。對于厚而硬的煤層控頂距可適當加大,以便增加控頂區(qū)內(nèi)的反復支撐次數(shù),有利于上部頂煤充分松動;對于軟而薄的煤層,控頂距應適當減小,以防架前漏頂,且可使支架輕型化。

放煤步距過大,將會有部分頂煤丟失在采空區(qū);放煤步距過少,將會因過早混矸增大含矸率。軟煤易冒落,為防止過早混矸,要求有較寬的放煤區(qū)來提高頂煤放出率;硬煤冒落松動困難,需要較寬松的冒落空間。

支架初撐力主要作用是維護端面頂煤的完整和穩(wěn)定,支架工作阻力主要是平衡基本頂來壓時的載荷[5]。在一定范圍內(nèi),支架工作阻力對頂煤起擠壓和使其產(chǎn)生水平膨脹的破碎作用;超過一定范圍后,頂煤的冒落會出現(xiàn)拱式平衡狀態(tài)。不同支護阻力控頂效果主要表現(xiàn)在拱高控制的差異,阻力越大拱高越小,越不利于冒落。中硬以上煤層應適當降低初撐力,增加額定工作阻力,有利于頂煤剪切裂隙的發(fā)展;為防架前冒頂,軟煤層可適當加大初撐力,工作阻力不宜過大。

支架合力作用點位置是指整架合力作用點位置到煤壁的距離。作用點靠近煤壁,有利于保持機道上方頂煤的穩(wěn)定,防止架前漏頂,但頂煤放出率不高;作用點遠離煤壁,有利于頂煤破碎,放出率高,但容易發(fā)生架前漏頂。支架合力作用點位置,對中硬煤和硬煤層應盡量遠離煤壁,對軟煤層應靠近煤壁。

合理選擇上述參數(shù),有利于頂煤的冒放,提高放煤率,實現(xiàn)高產(chǎn)高效。否則,會使頂煤冒放困難或者對煤巖活動失控,影響頂煤放出率的提高,增加含矸率,影響煤質(zhì)。針對公烏素地區(qū) 16號煤層具體條件,采用正交實驗方法,運用 FLAC2D數(shù)值試驗系統(tǒng),研究淺埋深綜放采場合理工藝參數(shù),得出最優(yōu)化的工作面開采工藝參數(shù)。

1 地質(zhì)概況

公烏素地區(qū)現(xiàn)開采 16號煤層,埋深 2～200m,厚度 7.6～8.0m,平均 7.8m,單軸抗壓強度為 10～13MPa,傾角 8～25°,煤層結(jié)構(gòu)復雜,節(jié)理裂隙發(fā)育,含硫量高,由于礦區(qū)多風少雨等原因,地表堆放 4～6個月就可能自燃;底板為 3～5m的灰白色細粒砂巖;直接頂為深灰色層狀泥巖或者砂質(zhì)泥巖,煤層至地表基巖屬第四紀沉積。

2 試驗方案與結(jié)果分析

正交試驗設計法是研究與處理多因素試驗的設計法,用部分試驗代表全部試驗情況是其最大特點。正交表有正交性、代表性和綜合可比性的基本性質(zhì)[6-8]。

2.1 試驗方案

根據(jù)國內(nèi)外放頂煤開采理論與技術的發(fā)展現(xiàn)狀,結(jié)合公烏素地區(qū) 16號煤的賦存條件,確定本次試驗的 5個工藝參數(shù)為 5個因素,對每個因素確定 4個試驗水平 （見表 1）,組成的正交試驗方案見表 2。

表1 試驗因素與水平

2.2 試驗模型

運用 FLAC2D數(shù)值試驗系統(tǒng),選用莫爾 -庫侖模型。模型總高度 90m,其中底板厚 15m,16號煤及其夾矸厚 9m,直接頂板厚 12m,上覆巖層54m;模型總寬度 200m,其中工作面推進長度100m,模型兩側(cè)各留實體煤柱 50m;頂煤垮落角80°。在模型兩側(cè)約束水平位移,底板約束垂直位移和水平位移。開采深度為 200m,上覆 134m巖層按平均密度 2.5t/m3,以均布載荷施加在模型的上部邊界。

表2 試驗方案

2.3 模擬過程

模型建好、壓實后,在推進方向留 50m煤柱,開始底層開挖,開挖高度與各方案采高一致,首次開挖寬度與各方案控頂距一致,以后每次開挖寬度與各方案放煤步距相適應。放煤步距是 0.6m和1.2m的方案,底層每次開挖 0.6m;放煤步距是0.8m和 1.6m的方案,底層每次開挖 0.8m。若放煤步距和底層開挖寬度一致,放煤和開挖一次完成并計算至平衡;若放煤步距是底層開挖寬度的倍數(shù),則每開挖一次計算一次,計算平衡后再放頂煤;若開挖到達處理頂板的步距,也要計算平衡后再處理頂板。

根據(jù)實測,工作面推進 10m左右初次放頂煤;推進 15m左右初次處理直接頂,厚度 12m;推進25m左右初次處理基本頂,厚度為 19m。隨后,直接頂與頂煤同時處理,每推進 10m處理一次基本頂,依次循環(huán),直到推進 85m。基本頂懸伸距離在5～10m范圍內(nèi)變化,在此范圍內(nèi)取基本頂懸伸10m,斷裂前計算至平衡的頂煤破壞狀態(tài)。

2.4 采空區(qū)處理

采空區(qū)冒落矸石考慮為一種松散介質(zhì),宏觀上其對頂板支承的力學作用可近似地看作彈性支承體。隨著工作面的推進,矸石在覆巖作用下逐漸被壓實,材料的密度ρ、彈性模量 E和泊松比μ的變化規(guī)律由以下經(jīng)驗公式[9-10]表示:

式中,t為時間,a。一般綜采工作面推進 40～60m后,采空區(qū)后方的冒落矸石逐漸被壓實,綜放面推進 80m后,采空區(qū)冒落矸石才處于壓實的穩(wěn)定狀態(tài),其碎脹系數(shù)為 1.11。從另一方面來說,碎脹系數(shù)與上覆巖石的壓力之間呈對數(shù)關系,即

式中,K為碎脹系數(shù);a,b為回歸系數(shù);P為上覆巖層的壓力。綜合考慮采空區(qū)冒落矸石的物理力學特征及其變化規(guī)律的已有研究成果,結(jié)合公烏素地區(qū) 16號煤層的巖層情況,計算所取采空區(qū)冒落矸石的物理力學參數(shù)見表 3。為了真實地模擬實際回采過程中已冒落矸石的支撐作用,計算中動態(tài)改變局部材料特征,逐步提高采空區(qū)矸石的物理力學參數(shù)。

表3 采空區(qū)冒落矸石的物理力學參數(shù)

2.5 評價指標

數(shù)值計算的結(jié)果是以單元應力、單元應變、結(jié)點位移等形式給出,如果對每個單元進行正交分析,不僅計算工作量大,而且計算結(jié)果也是一些離散的點,用這些點分析不同因素對頂煤冒放性的影響是困難的,因此,需要找出一個綜合量來反映該方案的計算結(jié)果,將數(shù)值計算結(jié)果與頂煤破壞程度通過綜合量化指標聯(lián)系起來。

綜放過程中,頂煤及頂板除受自重場作用外,還要承受因采動及頂板彎曲下沉而形成的附加應力場的作用。隨著工作面向前推進,在煤壁前方一定距離內(nèi),頂煤及頂板內(nèi)最大主應力增至峰值后緩慢衰減。綜放支架上方控頂區(qū)內(nèi)頂煤的最大主應力隨應變能的耗散而降低,耗散的應變能轉(zhuǎn)化為頂煤的變形與破壞。依據(jù)該事實,根據(jù)莫爾 -庫侖強度準則,定義頂煤各單元破壞系數(shù) Zi

式中 ,Δ σ1為最大主應力降低量 ,MPa;Δ σ3為最小主應力降低量,MPa;Rc為煤巖單軸抗壓強度,MPa;φ為煤巖內(nèi)摩擦角,（°）;i為單元編號。在最大主應力達到峰值之前,頂煤處于彈性變形階段,單元保持完整,定義破壞系數(shù) Z=0;最大主應力達到峰值之后,頂煤單元破壞,破壞系數(shù) Z>0,且 Z值越大,頂煤的破壞程度越高。

取支架控頂區(qū)域頂煤進行分析,由于單元面積大小不等,故不能將單元破壞系數(shù)簡單相加,采用下式進行加權處理:

式中,Yi為頂煤破壞綜合指標;Ai為單元面積;Yi為各方案頂煤破壞綜合指標。

2.6 試驗結(jié)果及其分析

2.6.1 試驗結(jié)果

圖1為方案 1工作面推進到 85m時的頂煤塑性單元分布圖。表 4為依據(jù)式 （6）計算出的 16個方案在工作面推進到 85m時的頂煤破壞綜合指標 Yi,依此作為各因素對頂煤破壞影響規(guī)律的分析基礎。

圖1 方案 1頂煤塑性單元分布

表4 各方案頂煤破壞綜合指標計算結(jié)果

2.6.2 各因素對頂煤破壞綜合指標 Y的影響規(guī)律

對表 4所示的 16個方案的 Yi值按各因素的不同水平進行分組,求出各組綜合指標 Yi的平均值 Y（見表 5）。

表5 各因素不同水平頂煤破壞綜合指標平均值

分別對各因素作一元回歸分析,得出各因素對頂煤破壞指標 Yi的影響規(guī)律 （見圖 2）。

圖2 頂煤破壞綜合指標與不同工藝參數(shù)的關系曲線

由圖 2可以看出,隨著底層采高 M的增大,在控頂區(qū)內(nèi)頂煤破壞綜合指標 Yi的平均值 Y緩慢減小,說明采高對 Y的影響不大;隨控頂距L的增大,Y值先略有降低然后增大,當控頂距為 4.8m時,Y取得最大值 0.641867;隨著支架阻力的增加,Y值逐漸減小,當支架阻力為 5500kN/架時,Y取得最大值 0.626264;隨著放煤步距的增大,Y值先略有降低然后增大,放煤步距為 1.6m時,Y值明顯高于其他值;隨合力作用點的增大,Y值緩慢減小,當合力作用點為 2m時,Y值較大。

2.6.3 合理工藝參數(shù)的確定

根據(jù)各因素對頂煤破壞綜合指標 Y的影響規(guī)律和綜采放頂煤開采技術的發(fā)展現(xiàn)狀,確定公烏素地區(qū) 16號煤層綜放開采的合理工藝參數(shù)為:底層采高 2.5～3.0m,平均 2.75m,控頂距 4.5～5m,平均 4.75m,支架工作阻力 4500～6500kN/架,平均 5500kN/架,放煤步距 0.6m,支架合力作用點距煤壁 2.0m。

2.6.4 各因素對頂煤破壞指標影響的主次排序

放煤步距:RS=0.639085-0.602684=0.036401

合力作用點位置:RX=0.626898-0.613367=0.013531

根據(jù)各因素極差大小,得出對頂煤破壞綜合指標 Y影響程度的主次排序為:

控頂距 RL>采高 RM>放煤步距 RS>支架支護阻力 RP>支架合力作用點位置 RX。

3 結(jié)論

根據(jù) 16號煤層特點,通過對控頂區(qū)內(nèi)頂煤破壞性有顯著影響的 5個主要開采工藝因素的正交數(shù)值試驗研究,可得出以下幾點主要結(jié)論:

（1）5種開采工藝參數(shù)對頂煤破壞性影響程度的主次排序為:控頂距 >采高 >放煤步距 >支架支護阻力 >支架合力作用點位置。

（2）合理的工藝參數(shù)為:底層采高 2.5～3.0m,平均 2.75m,控頂距 4.5～5m,平均4.75m,支架工作阻力 4500～6500kN/架,平均5500kN/架,放煤步距 0.8m,支架合力作用點距煤壁 2.0m。

（3）通過多元回歸分析,得出綜放開采時,5個開采技術因素對頂煤破壞性影響的相關關系:

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Numerical Simulation of Rational Full-mechan ized CavingMin ing Parameters in Shallow Buried Coal-seam

KONG Xian-fa1,J IChun-xu2,YANG Yong-kang1,KANG Tian-he1,CHA I Zhao-yun1
（1.Mining Technique Research Institute,Taiyuan University of Science&Technology,Taiyuan 030024,China;2.Shanxi Troops,Geological Exploration Centre of China ArchitectureMaterial Industry,Taiyuan 030031 China）

According to actual condition of 16th coal-seam in Gongwusu area,orthogonal test method was applied to obtaining optimized technique parametersof full-mechanized cavingmining shallow buried coal-seam with FLAC2D.Results showed that influence degree sequence of technique parameterson top-coal damage mightwas:roof controlling distance>mining height>caving pace>supporting resistance of powered support>action point place of composition forces of powered support.Rational technique parametersmight be confirmed as follows.Coal cutting heightwas 2.75m,roof controlling distance was 4.75m,working resistance of powered supportwas 5500kN,caving pace was 0.8m,and distance of action point place of composition forces from coalwallwas 2.0m.

shallow buried coal-seam;full-mechanized cavingmining;FLAC2D;technique parameter

TD823.49

A

1006-6225（2011）03-0062-04

2010-12-02

國家自然科學基金資助項目 （50474057,50974093,51004075）

孔憲法 （1979-）,男,山西大同人,博士研究生,工程師,現(xiàn)任中國煤炭進出口公司投資發(fā)展部項目經(jīng)理。

極差分析得出 5個因素對頂煤破壞性影響的主次排序,其結(jié)果為:采高:RM=0.636310-0.592855=0.043455控頂距:RL=0.641867-0.596359=0.045508支架阻力:RP=0.626264-0.605763=0.020501

[責任編輯:李宏艷 ]