孔憲法,季春旭,楊永康,康天合,柴肇云
(1.太原理工大學(xué)采礦工藝研究所,山西太原 030024;2.中國(guó)建筑材料工業(yè)地質(zhì)勘查中心山西總隊(duì),山西太原 030031)
淺埋綜放采場(chǎng)合理工藝參數(shù)的數(shù)值試驗(yàn)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(xué)采礦工藝研究所,山西太原 030024;2.中國(guó)建筑材料工業(yè)地質(zhì)勘查中心山西總隊(duì),山西太原 030031)
針對(duì)公烏素地區(qū) 16號(hào)煤層具體條件,采用正交實(shí)驗(yàn)方法,運(yùn)用 FLAC2D數(shù)值試驗(yàn)系統(tǒng),研究淺埋深綜放采場(chǎng)工藝參數(shù),得出最優(yōu)化的工作面開(kāi)采工藝參數(shù)。研究結(jié)果表明:開(kāi)采工藝參數(shù)對(duì)頂煤破壞性影響程度主次排序?yàn)?控頂距 >采高 >放煤步距 >支架支護(hù)阻力 >支架合力作用點(diǎn)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(diǎn)距煤壁 2.0m。
淺埋深厚煤層;綜放開(kāi)采;FLAC2D;工藝參數(shù)
從提高頂煤冒放性的角度來(lái)考慮,主要的開(kāi)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(diǎn)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(guān),對(duì)硬及中硬煤層,可適當(dāng)加大采放比,即提高底層割煤高度;對(duì)軟煤層,可適當(dāng)減小采放比,即提高放煤高度,盡可能發(fā)揮放頂煤開(kāi)采的優(yōu)越性。
控頂距的大小主要影響松動(dòng)區(qū)的寬度。對(duì)于厚而硬的煤層控頂距可適當(dāng)加大,以便增加控頂區(qū)內(nèi)的反復(fù)支撐次數(shù),有利于上部頂煤充分松動(dòng);對(duì)于軟而薄的煤層,控頂距應(yīng)適當(dāng)減小,以防架前漏頂,且可使支架輕型化。
放煤步距過(guò)大,將會(huì)有部分頂煤丟失在采空區(qū);放煤步距過(guò)少,將會(huì)因過(guò)早混矸增大含矸率。軟煤易冒落,為防止過(guò)早混矸,要求有較寬的放煤區(qū)來(lái)提高頂煤放出率;硬煤冒落松動(dòng)困難,需要較寬松的冒落空間。
支架初撐力主要作用是維護(hù)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(lái)壓時(shí)的載荷[5]。在一定范圍內(nèi),支架工作阻力對(duì)頂煤起擠壓和使其產(chǎn)生水平膨脹的破碎作用;超過(guò)一定范圍后,頂煤的冒落會(huì)出現(xiàn)拱式平衡狀態(tài)。不同支護(hù)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(yīng)適當(dāng)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(dāng)加大初撐力,工作阻力不宜過(guò)大。
支架合力作用點(diǎn)位置是指整架合力作用點(diǎn)位置到煤壁的距離。作用點(diǎn)靠近煤壁,有利于保持機(jī)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(diǎn)遠(yuǎn)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(diǎn)位置,對(duì)中硬煤和硬煤層應(yīng)盡量遠(yuǎn)離煤壁,對(duì)軟煤層應(yīng)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(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效。否則,會(huì)使頂煤冒放困難或者對(duì)煤巖活動(dòng)失控,影響頂煤放出率的提高,增加含矸率,影響煤質(zhì)。針對(duì)公烏素地區(qū) 16號(hào)煤層具體條件,采用正交實(shí)驗(yàn)方法,運(yùn)用 FLAC2D數(shù)值試驗(yàn)系統(tǒng),研究淺埋深綜放采場(chǎng)合理工藝參數(shù),得出最優(yōu)化的工作面開(kāi)采工藝參數(shù)。
公烏素地區(qū)現(xiàn)開(kāi)采 16號(hào)煤層,埋深 2~200m,厚度 7.6~8.0m,平均 7.8m,單軸抗壓強(qiáng)度為 10~13MPa,傾角 8~25°,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,節(jié)理裂隙發(fā)育,含硫量高,由于礦區(qū)多風(fēng)少雨等原因,地表堆放 4~6個(gè)月就可能自燃;底板為 3~5m的灰白色細(xì)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(jì)沉積。
正交試驗(yàn)設(shè)計(jì)法是研究與處理多因素試驗(yàn)的設(shè)計(jì)法,用部分試驗(yàn)代表全部試驗(yàn)情況是其最大特點(diǎn)。正交表有正交性、代表性和綜合可比性的基本性質(zhì)[6-8]。
根據(jù)國(guó)內(nèi)外放頂煤開(kāi)采理論與技術(shù)的發(fā)展現(xiàn)狀,結(jié)合公烏素地區(qū) 16號(hào)煤的賦存條件,確定本次試驗(yàn)的 5個(gè)工藝參數(shù)為 5個(gè)因素,對(duì)每個(gè)因素確定 4個(gè)試驗(yàn)水平 (見(jiàn)表 1),組成的正交試驗(yàn)方案見(jiàn)表 2。
表1 試驗(yàn)因素與水平
運(yùn)用 FLAC2D數(shù)值試驗(yàn)系統(tǒng),選用莫爾 -庫(kù)侖模型。模型總高度 90m,其中底板厚 15m,16號(hào)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(jìn)長(zhǎng)度100m,模型兩側(cè)各留實(shí)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(kāi)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(yàn)方案
模型建好、壓實(shí)后,在推進(jìn)方向留 50m煤柱,開(kāi)始底層開(kāi)挖,開(kāi)挖高度與各方案采高一致,首次開(kāi)挖寬度與各方案控頂距一致,以后每次開(kāi)挖寬度與各方案放煤步距相適應(yīng)。放煤步距是 0.6m和1.2m的方案,底層每次開(kāi)挖 0.6m;放煤步距是0.8m和 1.6m的方案,底層每次開(kāi)挖 0.8m。若放煤步距和底層開(kāi)挖寬度一致,放煤和開(kāi)挖一次完成并計(jì)算至平衡;若放煤步距是底層開(kāi)挖寬度的倍數(shù),則每開(kāi)挖一次計(jì)算一次,計(jì)算平衡后再放頂煤;若開(kāi)挖到達(dá)處理頂板的步距,也要計(jì)算平衡后再處理頂板。
根據(jù)實(shí)測(cè),工作面推進(jìn) 10m左右初次放頂煤;推進(jìn) 15m左右初次處理直接頂,厚度 12m;推進(jìn)25m左右初次處理基本頂,厚度為 19m。隨后,直接頂與頂煤同時(shí)處理,每推進(jìn) 10m處理一次基本頂,依次循環(huán),直到推進(jìn) 85m?;卷攽疑炀嚯x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(jì)算至平衡的頂煤破壞狀態(tài)。
采空區(qū)冒落矸石考慮為一種松散介質(zhì),宏觀上其對(duì)頂板支承的力學(xué)作用可近似地看作彈性支承體。隨著工作面的推進(jìn),矸石在覆巖作用下逐漸被壓實(shí),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(yàn)公式[9-10]表示:
式中,t為時(shí)間,a。一般綜采工作面推進(jìn) 40~60m后,采空區(qū)后方的冒落矸石逐漸被壓實(shí),綜放面推進(jìn) 80m后,采空區(qū)冒落矸石才處于壓實(shí)的穩(wěn)定狀態(tài),其碎脹系數(shù)為 1.11。從另一方面來(lái)說(shuō),碎脹系數(shù)與上覆巖石的壓力之間呈對(duì)數(shù)關(guān)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(xué)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(hào)煤層的巖層情況,計(jì)算所取采空區(qū)冒落矸石的物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表 3。為了真實(shí)地模擬實(shí)際回采過(guò)程中已冒落矸石的支撐作用,計(jì)算中動(dòng)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(xué)參數(shù)。
表3 采空區(qū)冒落矸石的物理力學(xué)參數(shù)
數(shù)值計(jì)算的結(jié)果是以單元應(yīng)力、單元應(yīng)變、結(jié)點(diǎn)位移等形式給出,如果對(duì)每個(gè)單元進(jìn)行正交分析,不僅計(jì)算工作量大,而且計(jì)算結(jié)果也是一些離散的點(diǎn),用這些點(diǎn)分析不同因素對(duì)頂煤冒放性的影響是困難的,因此,需要找出一個(gè)綜合量來(lái)反映該方案的計(jì)算結(jié)果,將數(shù)值計(jì)算結(jié)果與頂煤破壞程度通過(guò)綜合量化指標(biāo)聯(lián)系起來(lái)。
綜放過(guò)程中,頂煤及頂板除受自重場(chǎng)作用外,還要承受因采動(dòng)及頂板彎曲下沉而形成的附加應(yīng)力場(chǎng)的作用。隨著工作面向前推進(jìn),在煤壁前方一定距離內(nèi),頂煤及頂板內(nèi)最大主應(yīng)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(yīng)力隨應(yīng)變能的耗散而降低,耗散的應(yīng)變能轉(zhuǎn)化為頂煤的變形與破壞。依據(jù)該事實(shí),根據(jù)莫爾 -庫(kù)侖強(qiáng)度準(zhǔn)則,定義頂煤各單元破壞系數(shù) Zi
式中 ,Δ σ1為最大主應(yīng)力降低量 ,MPa;Δ σ3為最小主應(yīng)力降低量,MPa;Rc為煤巖單軸抗壓強(qiáng)度,MPa;φ為煤巖內(nèi)摩擦角,(°);i為單元編號(hào)。在最大主應(yīng)力達(dá)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(yīng)力達(dá)到峰值之后,頂煤?jiǎn)卧茐?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(jìn)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(jiǎn)單相加,采用下式進(jìn)行加權(quán)處理:
式中,Yi為頂煤破壞綜合指標(biāo);Ai為單元面積;Yi為各方案頂煤破壞綜合指標(biāo)。
2.6.1 試驗(yàn)結(jié)果
圖1為方案 1工作面推進(jìn)到 85m時(shí)的頂煤塑性單元分布圖。表 4為依據(jù)式 (6)計(jì)算出的 16個(gè)方案在工作面推進(jìn)到 85m時(shí)的頂煤破壞綜合指標(biāo) Yi,依此作為各因素對(duì)頂煤破壞影響規(guī)律的分析基礎(chǔ)。
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(biāo)計(jì)算結(jié)果
2.6.2 各因素對(duì)頂煤破壞綜合指標(biāo) Y的影響規(guī)律
對(duì)表 4所示的 16個(gè)方案的 Yi值按各因素的不同水平進(jìn)行分組,求出各組綜合指標(biāo) Yi的平均值 Y(見(jiàn)表 5)。
表5 各因素不同水平頂煤破壞綜合指標(biāo)平均值
分別對(duì)各因素作一元回歸分析,得出各因素對(duì)頂煤破壞指標(biāo) Yi的影響規(guī)律 (見(jiàn)圖 2)。
圖2 頂煤破壞綜合指標(biāo)與不同工藝參數(shù)的關(guān)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(biāo) Yi的平均值 Y緩慢減小,說(shuō)明采高對(duì) 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(dāng)控頂距為 4.8m時(shí),Y取得最大值 0.641867;隨著支架阻力的增加,Y值逐漸減小,當(dāng)支架阻力為 5500kN/架時(shí),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(shí),Y值明顯高于其他值;隨合力作用點(diǎn)的增大,Y值緩慢減小,當(dāng)合力作用點(diǎn)為 2m時(shí),Y值較大。
2.6.3 合理工藝參數(shù)的確定
根據(jù)各因素對(duì)頂煤破壞綜合指標(biāo) Y的影響規(guī)律和綜采放頂煤開(kāi)采技術(shù)的發(fā)展現(xiàn)狀,確定公烏素地區(qū) 16號(hào)煤層綜放開(kāi)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(diǎn)距煤壁 2.0m。
2.6.4 各因素對(duì)頂煤破壞指標(biāo)影響的主次排序
放煤步距:RS=0.639085-0.602684=0.036401
合力作用點(diǎn)位置:RX=0.626898-0.613367=0.013531
根據(jù)各因素極差大小,得出對(duì)頂煤破壞綜合指標(biāo) Y影響程度的主次排序?yàn)?
控頂距 RL>采高 RM>放煤步距 RS>支架支護(hù)阻力 RP>支架合力作用點(diǎn)位置 RX。
根據(jù) 16號(hào)煤層特點(diǎn),通過(guò)對(duì)控頂區(qū)內(nèi)頂煤破壞性有顯著影響的 5個(gè)主要開(kāi)采工藝因素的正交數(shù)值試驗(yàn)研究,可得出以下幾點(diǎn)主要結(jié)論:
(1)5種開(kāi)采工藝參數(shù)對(duì)頂煤破壞性影響程度的主次排序?yàn)?控頂距 >采高 >放煤步距 >支架支護(hù)阻力 >支架合力作用點(diǎn)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(diǎn)距煤壁 2.0m。
(3)通過(guò)多元回歸分析,得出綜放開(kāi)采時(shí),5個(gè)開(kāi)采技術(shù)因素對(duì)頂煤破壞性影響的相關(guān)關(guān)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(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)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(guó)煤炭進(jìn)出口公司投資發(fā)展部項(xiàng)目經(jīng)理。
極差分析得出 5個(gè)因素對(duì)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(zé)任編輯:李宏艷 ]