劉國方，宋選民，李昊城，曹健潔

(太原理工大學(xué)原位改性采礦教育部重點(diǎn)試驗(yàn)室，山西 太原 030024)

放煤工藝參數(shù)的優(yōu)化可以在提高頂煤層回收率的基礎(chǔ)上減少含矸率，進(jìn)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(shù)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(zhǔn)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(fā)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(nèi)試驗(yàn)在散體介質(zhì)流理論的基礎(chǔ)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(guī)律采用馬拉霍夫提出的放礦橢球體理論，近些年來國內(nèi)外學(xué)者對其進(jìn)行了補(bǔ)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(jìn)行了大量的試驗(yàn)以及現(xiàn)場觀測，優(yōu)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(jù)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(chǔ)上，將其應(yīng)用于井工一礦4106綜放工作面的現(xiàn)場實(shí)踐中，并取得了良好的效益。

本文以王家?guī)X煤礦2#煤層12309綜放開采工作面為工程背景，運(yùn)用橢球體理論計算得出在12309工作面地質(zhì)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?guī)X煤礦位于山西省河?xùn)|煤田鄉(xiāng)寧礦區(qū)的西南部，地處呂梁山脈的南麓，屬于強(qiáng)烈侵蝕的高-中山區(qū)，地形復(fù)雜，溝壑縱橫。12309工作面位于123盤區(qū)，工作面設(shè)計推進(jìn)長度為1 320 m，工作面寬260 m，平均埋深300 m，工作面走向?yàn)闁|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(yàn)研究

在王家?guī)X煤礦12309工作面合理的機(jī)采高度3 m的基礎(chǔ)上，通過理論計算，得出合理的放煤步距，再結(jié)合三維相似模擬試驗(yàn)分析工作面推進(jìn)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(yīng)滿足放煤時支架上部矸石和采空區(qū)側(cè)矸石同時到達(dá)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(diǎn)與放出橢球體相交，第二次放煤后的煤巖分界線在A點(diǎn)與放出橢球體相交。若滿足A點(diǎn)和B點(diǎn)同時出現(xiàn)在放出橢球體周邊上，可使得上方及后方矸石同時到達(dá)放煤口。

在xoy坐標(biāo)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(zhuǎn)角；αm為頂煤垮落角；d1為放煤口位置。

聯(lián)立式(1)和式(2)求出交點(diǎn)B的坐標(biāo)，同時對比正常坐標(biāo)系下B點(diǎn)的坐標(biāo)，整理得出式(3)[10]。

(3)

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

a1=

(4)

式中，D=hcotαm-d1。

放出橢球體偏轉(zhuǎn)角的表達(dá)式見式(5)[10]。

(5)

結(jié)合實(shí)際王家?guī)X煤礦12309工作面的地質(zhì)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(chǔ)上ε取0.8。通過參數(shù)的確定，將其代入式(5)得放出橢球體偏轉(zhuǎn)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(jù)12309工作面采煤機(jī)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(xiàn)場實(shí)測

對12309工作面進(jìn)行現(xiàn)場頂煤塊度實(shí)測試驗(yàn)，為PFC數(shù)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(yùn)輸順槽轉(zhuǎn)載機(jī)與后部刮板輸送機(jī)搭接處的75#支架上方的頂煤進(jìn)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(jìn)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(xiàn)場測試如圖3所示。

圖3 頂煤塊度現(xiàn)場實(shí)測Fig.3 Field measurement of top coal lump degree

根據(jù)測量得出的煤塊重量，代入式(6)將煤塊重量等效轉(zhuǎn)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(jié)果分析

現(xiàn)場共測得240組數(shù)據(jù)，將測得的數(shù)據(jù)代入式(6)進(jìn)行處理，得到支架上方頂煤塊度分布規(guī)律的直方分布圖，如圖4所示。

圖4 頂煤塊度實(shí)測結(jié)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(shù)的21.89%，9～18 cm的占總數(shù)的56.03%，18～27 cm的占總數(shù)的22.08%。

2.3 試驗(yàn)設(shè)備及相似材料

試驗(yàn)所用的模型架如圖5所示，根據(jù)現(xiàn)場的基本情況，自制模型架，包括模擬試驗(yàn)箱體、仿開采運(yùn)移裝置、放煤窗口。模擬試驗(yàn)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(yùn)移裝置為兩個設(shè)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(cè)由透明的亞克力板構(gòu)成， 便于觀測放煤情況， 模型架的下方板可根據(jù)不同的放煤步距進(jìn)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(jìn)行放煤，也可以改變不同的放煤口的推拉狀態(tài)，進(jìn)行放煤順序的試驗(yàn)。

根據(jù)現(xiàn)場的塊度實(shí)測，試驗(yàn)中分別使用黑色石子和白色石子對煤層和直接頂進(jìn)行模擬，煤層依據(jù)現(xiàn)場的實(shí)測進(jìn)行1∶30的幾何相似比進(jìn)行顆粒級配[12]，直接頂?shù)牧綖?～13 mm，頂煤層厚3.1 m，直接頂厚3.54 m，在鋪設(shè)模型的過程中，支架上方按相似比鋪設(shè)10.3 cm的黑色石子，再在頂煤上方鋪設(shè)11.8 cm的白色石子，進(jìn)行試驗(yàn)的過程中，支架前方不鋪設(shè)煤層，打開放煤口，可對不同的放煤步距進(jìn)行模擬。試驗(yàn)?zāi)Ｐ弯佋O(shè)如圖6所示。

圖5 相似模擬試驗(yàn)臺Fig.5 Experimental platform for similar simulation

圖6 試驗(yàn)?zāi)Ｐ弯佋O(shè)Fig.6 Experimental model laying

2.4 試驗(yàn)方法

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

試驗(yàn)的主要流程為：①按照“見矸關(guān)門”的放煤原則，分別打開各號支架進(jìn)行放煤試驗(yàn)，為了達(dá)到不同的試驗(yàn)?zāi)康?，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(jìn)行稱量，并記錄各個支架的頂煤重量；③當(dāng)進(jìn)行完一輪放煤后，通過移動模擬架，并重復(fù)①～②的步驟，完成剩余放煤試驗(yàn)；④通過重復(fù)①～③步驟，根據(jù)提前設(shè)定好的推進(jìn)距離，完成測量工作；⑤測量結(jié)束后，重新鋪設(shè)模型，進(jìn)行其余放煤步距的試驗(yàn)。

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

2.5 試驗(yàn)結(jié)果及分析

2.5.1 煤巖冒落形態(tài)

根據(jù)圖7中的冒落形態(tài)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(tài)有向工作面前方發(fā)展的趨勢且較為明顯。

2.5.2 試驗(yàn)數(shù)據(jù)及分析

為減少試驗(yàn)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(jìn)方向上頂煤循環(huán)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(xiàn)在第8個放煤循環(huán)以及第3個放煤循環(huán)；三采一放的頂煤放出量在所測的推進(jìn)距離內(nèi)尚未出現(xiàn)峰值。達(dá)到峰值后，一采一放逐漸進(jìn)入穩(wěn)定期，因此，盡管一采一放頂煤平均放出量較低，但其循環(huán)放煤過程相對穩(wěn)定。

取不同放煤步距下同一支架在總移架次數(shù)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(jié)合理論分析和相似模擬試驗(yàn)可得，當(dāng)進(jìn)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(jìn)過程較為穩(wěn)定，因此，在實(shí)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(jìn)距離的關(guān)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(shù)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(lián)系緊密。為確定12309工作面合理的放煤方式，本文根據(jù)機(jī)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(guī)律，確定合理的放煤方式。

3.1 數(shù)值計算模型

根據(jù)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(chǔ)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(jù)12309工作面的煤層賦存情況，給出煤巖的物理學(xué)性質(zhì)，具體參數(shù)見表1。

表1 各層位煤巖物理力學(xué)參數(shù)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(cè)分別預(yù)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(jìn)行放煤，當(dāng)有矸石流出時，關(guān)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(guān)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(jìn)行放煤，一次放出支架上方頂煤量的1/2，再按順序進(jìn)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(fù)一輪放煤，見矸石后停止。

3.2 模擬結(jié)果及分析

3.2.1 煤矸冒落形態(tài)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(shí)際的頂煤放出高度與原始高度出現(xiàn)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(jìn)行完單號支架放煤后，雙號支架上方剩余頂煤層呈連續(xù)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(jié)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(guī)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(xiàn)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(dāng)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(fù)雜，現(xiàn)場應(yīng)用效果較差。因此，采用單輪間隔放煤更有利于實(shí)現(xiàn)工作面的高產(chǎn)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(jìn)行標(biāo)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(tài)，如圖15所示。

由圖15可知，在單輪以及雙輪放煤次數(shù)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(jìn)行統(tǒng)計，統(tǒng)計結(jié)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(jié)果與雙輪間隔放煤基本相同。

從數(shù)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(xiàn)場的實(shí)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(jié) 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(jī)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(yàn)，當(dāng)機(jī)采高度為3 m時，合理的放煤工藝應(yīng)為一采一放，此時頂煤層的回收率最高，且推進(jìn)過程中的循環(huán)放煤量較為穩(wěn)定。

3) 根據(jù)上述結(jié)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(jìn)行數(shù)值模擬分析，結(jié)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(xiàn)場放煤控制及提高工作面生產(chǎn)效率，可確定合理的放煤方式為單輪間隔放煤。