方恩才，翟恩發(fā)，鄧潤(rùn)義

(淮礦西部煤礦投資管理有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

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·試驗(yàn)研究·

綜放工作面放煤方式對(duì)頂煤放出率的影響規(guī)律研究

方恩才，翟恩發(fā)，鄧潤(rùn)義

(淮礦西部煤礦投資管理有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

綜放工作面頂煤的冒放性直接關(guān)系到煤層的回采率，頂煤的放出率影響因素較多，本文以唐家會(huì)煤礦6煤層綜放工作面為研究對(duì)象，利用PFC軟件分析單輪順序放煤、單輪間隔順序放煤及單輪間隔多口放煤等幾種放煤方式對(duì)頂煤放出率的影響，結(jié)果表明：?jiǎn)屋嗛g隔多口放煤時(shí)煤體下落過(guò)程中相互作用、相互碰撞，有利于增加頂煤放出率，且該放煤方式能夠部署兩個(gè)甚至更多的放煤口同時(shí)放煤，降低工作面完成一次放煤所需要的時(shí)間，是一種合理的放煤方式。

厚煤層；綜放開采；頂煤放出率；放煤方式；放煤口

針對(duì)厚煤層開采，我國(guó)普遍采取分層開采或綜放開采技術(shù)，綜放開采為主要采煤方法。目前，我國(guó)綜放工作面的煤炭采出率平均在85%左右[1]. 在對(duì)厚煤層綜放開采過(guò)程中，由于頂煤具有不均衡的物理力學(xué)性質(zhì)，從而引起頂煤放采的難度增加，頂煤的復(fù)雜物理力學(xué)特性嚴(yán)重影響綜放工作面煤炭放出的效果、頂板穩(wěn)定性的控制、提高煤炭采出率等[2]，厚煤層綜放開采過(guò)程中頂煤回收率與含矸率是對(duì)立的兩個(gè)因素[3]. 頂煤的回收率隨著含矸率的增加而提高，而含矸率的增加將會(huì)導(dǎo)致采出的精煤量不斷降低，選煤設(shè)備的損耗增加，選煤的效益會(huì)隨之降低[4].

本文針對(duì)唐家會(huì)煤礦主采的6 煤，結(jié)合放頂煤開采理論[5-6]，采用PFC軟件，重點(diǎn)分析放煤方式對(duì)頂煤回收率的影響，通過(guò)對(duì)比分析，選擇合理的方式，增加頂煤的放出，提高頂煤采出率，從而降低頂煤損失。

1 工作面概況

唐家會(huì)煤礦主采煤層6煤屬于石炭、二疊系上統(tǒng)太原組，這兩類地層成巖時(shí)間較晚，巖石多為泥質(zhì)、砂質(zhì)泥巖，后期由于受到各種應(yīng)力的影響，頂板巖層發(fā)生裂隙、孔隙發(fā)育，從而導(dǎo)致巖層易破壞、黏結(jié)度差。從井田內(nèi)鉆孔已獲取的巖芯物理力學(xué)性質(zhì)來(lái)看，頂板大部分為細(xì)粒砂巖、粉砂巖及砂質(zhì)泥巖，底板一般為砂質(zhì)泥巖及粉砂巖。煤層頂?shù)装鍘r石的抗壓強(qiáng)度自然狀態(tài)下為4.9～42.4 MPa，平均為23.6 MPa；巖石裂隙吸水后，抗壓強(qiáng)度變?yōu)?.9～18.4 MPa，抗壓強(qiáng)度明顯變小。煤層的平均厚度為17 m，埋藏深度為500 m以上。煤層頂板巖層柱狀圖見(jiàn)圖1.

圖1 工作面地質(zhì)柱狀圖

2 PFC數(shù)值模型的建立

2.1 模型的建立

本文對(duì)頂煤采出率的高低受放煤方式的影響進(jìn)行研究，頂煤塊度的大小會(huì)影響頂煤的采出率，因此選取半徑為0～0.2 m的煤層顆粒作為模型的樣本，根據(jù)高斯隨機(jī)分布，形成不同尺寸顆粒組成的煤層結(jié)構(gòu)，煤層頂?shù)装逵砂霃綖?.25 m的顆粒黏結(jié)形成。具體的模型尺寸為：煤層埋藏深度約為518 m，煤層平均厚度為17 m，所建立的模型高度為30 m，剩下的488 m巖層通過(guò)等重力加載, 物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1.

表1 物理力學(xué)參數(shù)表

具體建立的模型見(jiàn)圖2.模擬綜放工作面底部邊界割煤的高度為4.5 m，即采放比1∶2.7，模擬放煤步距1.6 m時(shí)，放煤方式對(duì)頂煤采出率的影響。針對(duì)不同的放煤方式，模擬15架支架寬度的放煤。

圖2 數(shù)值模型圖

2.2 放煤方式對(duì)頂煤采出率的影響

1) 單輪順序放煤。

單輪順序放煤應(yīng)先打開1#放煤口，待1#放煤口放煤結(jié)束后依次打開2#、3#…放煤口完成放煤，各放煤口放煤過(guò)程中見(jiàn)矸關(guān)閉放煤口見(jiàn)圖3.

圖3 單輪順序放煤圖

單輪順序放煤過(guò)程示意圖見(jiàn)圖4. 從圖4a)可以看出，綜放工作面完成一次單輪順序放煤之后，放煤口上方依然留存部分頂煤未被放出。主要原因是：在放頂煤過(guò)程中，頂煤和矸石混合到一起向放煤口移動(dòng)，為降低含矸率，以保證煤質(zhì)，當(dāng)見(jiàn)矸關(guān)門時(shí)，部分頂煤沒(méi)有及時(shí)放出。由單輪放煤過(guò)程可以看出，支架放煤口順序放煤，使頂煤之間相互擾動(dòng)小，使得脊背煤量及三角區(qū)死煤量較大，統(tǒng)計(jì)得出煤炭采出率為82.25%.

圖4 單輪順序放煤過(guò)程示意圖

2) 單輪間隔順序放煤。

首先打開1#放煤口將頂煤放出，待1#放煤口放煤結(jié)束后，按等差數(shù)列的順序依次將3#、5#…放煤口打開放頂煤，見(jiàn)到矸石關(guān)閉放煤口，等到上述的放煤口放頂煤結(jié)束后，再依次將偶數(shù)2#、4#、6#…等放煤口放頂煤，具體操作見(jiàn)圖5.

圖5 單輪間隔多口順序放煤圖

上述奇、偶數(shù)架放頂煤結(jié)束后煤矸堆積形態(tài)分別見(jiàn)圖6a)、6b). 由圖6可以得出，當(dāng)奇數(shù)架放頂煤完成之后，相應(yīng)的在偶數(shù)架上形成脊背煤，其上部頂煤及矸石會(huì)隨著偶數(shù)架放煤口打開而垂直下落，脊背煤受到上覆巖層的壓力會(huì)發(fā)生垂直下落和水平移動(dòng)，垂直向下移動(dòng)的頂煤會(huì)從放煤口直接放出，而水平移動(dòng)的頂煤不能從放煤口放出，而是滑落到相鄰的奇數(shù)架上方，造成煤炭資源的浪費(fèi)。統(tǒng)計(jì)分析得出此放煤方式煤炭采出率為84.89%.

圖6 單輪間隔順序放煤過(guò)程示意圖

3) 單輪間隔多口放煤。

單輪間隔多口即先打開1#、3#、5#等幾個(gè)放煤口，偶數(shù)支架放煤口待奇數(shù)支架放煤完成后再打開，隨后將偶數(shù)支架上方殘留的頂煤放出，見(jiàn)圖7.

圖7 單輪間隔多口放煤圖

單輪間隔多口放煤過(guò)程示意圖見(jiàn)圖8.圖8a)顯示，隨著奇數(shù)支架上方頂煤的放出，偶數(shù)支架上方的頂煤逐漸形成平衡的趨勢(shì)，偶數(shù)支架上方頂煤待奇數(shù)支架頂煤放完后達(dá)到平衡。偶數(shù)放煤口被打開之后，其上方的頂煤會(huì)受上覆巖層壓力的影響而發(fā)生垂直向下及水平移動(dòng)，與單輪間隔順序放煤相同，垂直向下移動(dòng)的頂煤從開放的放煤口放出，發(fā)生水平移動(dòng)的頂煤不能從排放口排出，而是滑落到相鄰的奇數(shù)支架上方而擱置，但此種放煤方式同時(shí)開放的煤口較多，煤體下落過(guò)程中相互作用、相互擾動(dòng)，有利于增加煤體放出率。統(tǒng)計(jì)分析得出此放煤方式煤炭采出率為86.79%.

以上分別論述了3種不同放煤方式對(duì)頂煤采出率的影響，從頂煤的放出率分析可得，單輪間隔多口放煤的頂煤采出率要高于其他兩種放煤方式，單輪順序放煤方式的平均頂煤采出率要低于單輪間隔多口放煤大約4%，單輪間隔順序放煤方式的平均頂煤采出率要低于單輪間隔多口放煤大約2%；從綜放工作面放頂煤時(shí)間效率分析，割一次工作面底煤的時(shí)間短于單口放完一次頂煤的時(shí)間，為了提高綜放工作面的工作效率，割煤時(shí)間一定的情況下有必要縮短一次放頂煤的時(shí)間。上述的單輪間隔、單輪順序放煤方式，每次只可以開放一個(gè)放煤口，因此放煤時(shí)間比較長(zhǎng)，放頂煤的效率較低；但單輪間隔多口放煤方式彌補(bǔ)了其他兩種放煤方式的不足，可以開放兩個(gè)或者多個(gè)放煤口放頂煤，大大縮短了綜放工作面放頂煤的時(shí)間。最終可以得出，單輪間隔多口放煤方式是比較合理的一種放頂煤方式。

3 結(jié) 論

本文利用PFC軟件分析了放煤方式對(duì)頂煤放出率的影響，結(jié)果表明：?jiǎn)屋嗧樞蚍琶好禾糠懦雎?2.25%，單輪間隔順序放煤放出率84.89%，單輪間隔多口放煤煤炭放出率86.79%. 而且單輪間隔多口放煤方式的放頂煤時(shí)間要短于其他兩種放煤方式，提高了綜放工作面放頂煤的工作效率，是一種合理的放煤方式。

[1] 徐乃忠．我國(guó)厚煤層開采的問(wèn)題與方向[J]．煤炭工程，2008(12)：5-7.

[2] 李成喜，章 磊，王益品，等．特厚煤層綜放開采煤巖冒放規(guī)律及放煤工藝[J]．煤礦安全，2010(4)：46-48.

[3] 黃炳香，劉長(zhǎng)友，程慶迎．低位綜放開采頂煤放出率與含矸率的關(guān)系[J]．煤炭學(xué)報(bào)，2007，32(8)：789-793.

[4] 陳慶豐，陳忠輝，李 輝，等．平朔礦區(qū)綜放開采頂煤放出規(guī)律試驗(yàn)研究[J]．2014，46(1)：90-93.

[5] 崔景昆，陳善昌，付明明，等．雙傾斜大傾角輕放仰采工作面放煤工藝研究[J]．煤炭工程，2012(5)：91-95.

[6] 徐開宇．淺埋深中硬特厚煤層綜放開采不同放煤工藝試驗(yàn)分析[J]．煤礦開采，2013，113(4)：36-39.

Study on Influence of Caving Mode on Roof Coal Recovery Rate in Fully Mechanized Caving Face

FANG Encai, ZHAI Enfa, DENG Runyi

The top coal caving in fully mechanized top-coal caving face is directly related to the recovery rate of coal seam. There are many factors affecting the discharge rate of roof coal. The fully mechanized top coal caving mining face in No.6 coal seam in Tangjiahui coal mine is taken as the research object. The effect of several coal caving methods on the discharge rate of top coal was analyzed with the software of PFC. The options including single wheel sequential caving, single wheel interval sequential caving, single wheel interval sequential caving with more than one spot at the same time. The results showed that mode three, the single-wheel interval with more spot are more reasonable due to the interaction and collision of coal during caving, it is conducive to increase the recovery, save operation time.

Thick coal seam; Fully mechanized caving mining; Top coal release rate; Caving spot

2017-03-08

方恩才(1965—)，男，安徽淮南人，1990 年畢業(yè)于淮南礦業(yè)學(xué)院，高級(jí)工程師，主要從事煤礦技術(shù)管理工作

(E-mail)346248235@qq.com

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1672-0652(2017)05-0021-04