大采高综放范文

大采高综放范文（精选7篇）

大采高综放 第1篇

1 大采高综放开采技术的发展

随着大采高综放开采技术的不断成熟, 该技术在实现我国特厚煤层高产高效、安全开采中起着重要的作用。与普通综放开采技术和大采高综采技术相比, 大采高综放开采有以下优点, 其充分利用大采高开采技术和普通综放开采技术优势, 扩展了放顶煤开采煤层厚度上限, 工作面生产能力进一步增加。由于加大了采煤高度, 增加了顶煤的放出空间, 有利于顶煤的充分松动和垮落, 回收率提高;由于工作面断面增大, 加强了工作面的通风能力, 满足高产的通风要求;采煤机与运输机等大功率综采设备得到了充分的利用。随着大采高综放开采技术在我国不断的发展, 该技术的上述优点为我国开采特厚煤层开辟了一条新路。近年来我国已经研制了适合大采高综放开采的新型放煤支架和相关的设备, 综放工艺和提高采出率的相关技术得到了较大的提高。在特殊地质条件下开采特厚煤层中, 大采高综放开采技术也得到了较好的应用, 经济效益有了较大幅度的提高。特别是在我国一些地质条件相对较好的矿区, 大采高综放开采技术达到了国际的领先水平。大采高综放采 (割) 煤高度增大、放煤高度增大、上覆岩层破坏范围扩大导致工作面的矿山压力显现不同于普通综放工作面, 目前尚无系统的实测成果;大采高综放支架既要满足大采高稳定性要求, 又要适应放顶煤工艺中顶煤控制要求, 大采高综放的煤壁片帮问题和支架合理工作阻力确定的问题尚未很好解决;支架围岩关系更为复杂, 目前尚无系统的理论成果指导大采高综放实践。因此, 研究大采高综放工作面矿压显现规律具有重要意义。

2 大采高综采工作面矿压显现规律的研究

目前, 大采高综采工作面事故发生率明显高出普通综采工作面, 其主要原因是没有对工作面矿压显现规律的不明确, 事实上, 因为工作面采高的增加, 上覆岩层下沉加大, 顶板压力加大, 从而给工作面的支护带来很大问题。针对大采高综采工作面矿压显现规律, 国内外学者做了大量研究得出虽然采高增加但是工作面来压仍然具有明显的周期来压和初次来压, 随着采高的增加, 支撑阻力也会前移, 符合普通采高的矿压规律, 但是因为采高的增加, 煤壁片帮问题严重, 另外, 工作面和巷道受采动影响较大。

国外研究学者对大采高工作面围岩活动规律研究发现, 岩层结构和岩性的不同对顶板的活动规律起决定作用, 开采深度的增加会加大来压的强度和顶板的下沉量, 其中主要做到针对不同的岩性和岩层厚度要做好支架的伸缩量的控制, 在老顶周期来压之前, 随着煤层开采高度的加大煤壁的边缘部分因较大的变形使得回采工作面的顶板下沉量略有增加, 岩层在周期来压时折断的块度和厚度、上覆岩层的垮落带高度、煤壁前方的支承压力范围随之增加。近年来, 包括赵宏珠、弓培林、郝海金在内的学者也做了大量的研究工作, 得到很多有价值的结论。虽然老顶的来压步距和采高关系不大, 但加大采高会是上覆岩层产生很多的破裂面, 且形成很大的采落空间, 另外在做数值计算时, 把直接顶当作是损伤体, 得到的结果更贴合实际数字。理论和实际观测发现, 在大采高工作面提高支架工作阻力并不能明显改近围岩的受力状态, 这是由于较大的下落空间造成上覆岩层的很大破裂。

目前支架工作面阻力的确定主要还是依靠现场实测技术, 同时结合有效的理论分析。在确定支架工作阻力时, 主要考虑支架能及时支护的地区, 同时避免应顶板下沉造成的距离。另外, 对于直接顶较厚的情况, 要充分考虑直接顶的厚度, 充分考虑顶板的不同情况, 并结合实测数据及时有效分析和反馈。统计类比法、工作面顶板与底板的移近量法以及岩石自身重量法是目前的主要应用的三种方法, 在岩石自身重量法中把采高看作是自变量, 大采高液压支架的阻力看作是因变量, 并且二者呈线性关系即采高增大, 大采高液压支架的阻力也会随着增加。统计法, 主要参考的因素是支架接触面上的顶板下沉量和冒顶高度从而获得合适的支持强度。

3 大采高综放开采技术的现状及研究概况

在我国, 大采高综放起步较晚, 但是随着一批大型矿井的应用, 其得到了快速的发展, 例如晋煤集团赵庄煤矿、平朔集团安家岭煤矿、保德煤矿、潞安屯留矿、潞安王庄矿、兖州兴隆庄煤矿、大同煤炭集团塔山煤矿、大同煤炭集团同忻煤矿的大采高综放工作面均具有千万吨的年生产能力, 在取得较好经济效益的情况下也实现了煤矿的安全高效生产。目前, 随着实际应用的增加, 各个科研和学校也加强了对此的理论研究, 并得到了一些富有成效的结论。

4 结论

与普通采高综放相比, 大采高综放加大了割煤高度, 增大了放煤空间, 这样必然引起了顶板活动规律的变化, 因此, 控制工作面的顶板也变得复杂和不同。为了确保工作面的安全和生产的正常进行, 需要对大采高综放采场矿压观测, 研究包括周期来压和初次来压在能的各种矿压显现规律, 进而研究上覆岩层运动规律, 为研究支架和围岩之间的关系以及评估液压支架的适应性、建立采场力学模型奠定基础。

摘要：大采高综放开采技术因其特殊的优势, 越来越受到人们的重视。本文对大采高综放工作面矿压显现规律进行了简要分析, 介绍了大采高综放技术的发展和现状, 对煤矿的安全高效生产具有重要意义。

关键词：大采高综放,矿压显现,采矿技术

参考文献

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大采高综放 第2篇

为研究大采高综放面来压规律及支架选型, 本文现场实测法和理论分析法, 对大采高工作面回采过程来压规律及工作阻力进行计算。

1 矿压观测

1.1 工作面情况

某矿井1501综放工作面为该矿井的首采面, 工作面走向长度1200m, 工作面长度150m, 煤层均厚9m, 采煤机割煤高度4m, 放煤高度5m, 采放比1∶1.25, 最大控顶距为6134mm, 最小控顶距为5334mm, 端面距小于424mm。顶板均厚16m, 底板均厚6m。采煤方法采用大采高放顶煤采煤法。

1.2 矿压观察方法

在工作面每间隔1.5m布置一台综采液压支架, 共102台。选择工作面的上、中、下支架共布置安装13个尤洛卡仪表记录工作面在推进工程中液压支架所受压力的变化情况, 工作面内5个支架压力测线部位顶板来压步距见图1。

明显看出工作面上、中、下来压步距基本没有差别, 顶板初次来压步距平均值约为45m, 周期来压步距平均值约为13m。

2 大采高支架工作阻力的两种算法

2.1 理论分析法

直接顶由呈现悬臂梁结构的Z1、Z2、Z3三部分组成上覆围岩支护由1) 式和2) 式所示:

支架所需的工作阻力:

其中,

GZ直接顶重量, k N;

Gm顶煤重量, 170.9k N;

Lm直接顶Z1断裂线到支架后部切线顶的距离, 11.2m;

r顶板岩层容重, 20k N/m3;

L计算长度, 5.42m;

Lz1、Hz1、Lz2、Hz2、Lz3、Hz3直接顶各岩层的长度和厚度, 分别为4.8m、0.25m、5.2m、1.2m、5.4m、2.7m;

k顶煤体的传递系数, 0.12。

2.2 载荷估算法确定支架工作阻力

式中,

qz支架的载荷强度, k N/m2;

Kd动载系数, 一般取1.5;

Md顶煤厚度, 12.54m;

γd顶煤平均容重, 14.3k N/m3;

M煤层厚度, 16.44m;

Kp冒落矸石碎胀系数, 1.35;

γ顶板岩石平均容重, 20k N/m3;

qz支架的载荷强度, k N/m2。

支架所需的工作阻力:

P支架工作阻力, k N;

L支架顶梁长度, 5.42m;

a支架的梁端距, 0.458m;

B支架的宽度, 1.75m。

3 结论

1) 工作面上、中、下来压步距基本没有差别, 顶板初次来压步距平均值约为42m, 周期来压步距平均值约为12m。

2) 通过分析研究归纳了2种计算支架工作阻力的方法:理论分析法、载荷估算法, 并用2种方法对支架工作阻力进行验证得出, 计算的工作阻力值小于支架的最大工作阻力 (14000k N) , 因此支架的工作阻力能满足支架选型的要求。

参考文献

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[5]钱鸣高, 缪协兴, 采场上覆岩层结构的形态与受力分析[J].岩石力学与工程学报, 1995.

大采高综放 第3篇

1 建立数值模型

为了系统的分析工作面采场的围岩受力与工作面巷道变形关系的过程,以同忻矿8106工作面的开采技术条件作为背景,建立起了三维计算模型用来数值模拟,模拟软件选用FLAC3D。模型沿走向长度100m,倾向长度100m,高度120m,包括顶、底板的岩石层和煤层,其中煤的厚度9.20m。模型一共有114666个三维单元,122012个节点。模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量,底面限制垂直移动,侧面限制水平移动。

根据现场的取样分析和岩石力学的试验结果,当载荷加载到极限强度后,岩体发生破坏,在峰后的塑性流动中,岩体的残余强度随着变形逐渐减小。

式中,c和φ分别是粘结力和摩擦角,σ1、σ3分别是最大和最小主应力,当fs>0时，材料产生剪切破坏。岩体具有较高的抗剪切强度,抗拉强度相对较低,所以岩体一般以受拉破坏形式为主。因此,可以根据岩石的抗拉强度判断岩体是否破坏。

考虑到岩石的尺度效应,根据相关机构研究所提供的现场的调查结果与岩石力学试验,模拟计算时采用的岩石力学参数见表1。

8106工作面煤层平均埋藏深度为860m,平均岩体容2500KG/m3,由此可得上覆岩层产生的垂直应力为-13Mpa,因此在模型上部施加13Mpa的垂直应力,同时加入构造应力的影响,取垂直应力与水平应力相等,为13MPa。在模型两侧同时施加13MPa的水平应

2 分析模拟结果

2.1 不同的采高剪切应力分布

当采煤的高度从3m到4.5m时,随着采高的不断增大,工作面煤壁发生的剪切应变率逐渐会增大:

①当采煤的高度达到3m时,剪切应变主要会发生在煤壁的下方,深度在1000mm左右,高度在2500～3000mm左右。

②当采煤高度达到4m时,剪切应变会发生在煤壁上方,高度和深度都有了不少的增加,在煤壁前方2m～2.5m内都发生了剪切应变,顶板里也有了剪切应变。

③当工作面割煤的高度到4.5m时,剪切应变能布满整个煤壁。但煤壁的上方产生了较大的剪切应变,说明煤壁片帮会首先发生在煤壁上方。

2.2 不同采高位移场分布

采高分别是3.0m,3.50m,4.0m和4.50m时,因为工作面开采,煤壁会产生一种工作面推进方向的水平位移。随着采高的增大位移会逐步增加,最大水平应力发生在工作面煤壁偏上方向。

工作面无支护空间易被破坏和冒落的原因,从3m到4.5m随采高逐渐加大,煤壁上方和接近顶板的地方以及直接顶和煤壁接近的拐弯处产生显著的水平应力、垂直应力和剪应力集中区。

2.3 应力场在不同采高时的分布规律

工作面开采会重新分布应力场,在工作面前方会集中水平、垂直应力,超前支承压力是垂直应力集中后形成的。为了更好的掌握现场矿压的显现规律,需要分析应力集中程度和应力场的分布。

不同割煤高度(3.0m,3.50m,4.0m,4.50m)水平应力场和垂直应力场分布,随着工作面的不断推进,煤壁的前方5m～15m内会产生集中应力,随着开采高度的不断增加,应力集中峰值会逐渐向煤壁的深处移动,集中系数不断增大,同时影响范围也逐渐增大。当采煤的高度大于4m时,会划分更细的应力等值线,应力环境将会比普通工作面更加复杂。

垂直和水平应力分布之处有许多相似,随着采高增大,应力影响的范围不断增大,集中程度不断增加,峰值往工作面的深处转移。

分析水平、垂直应力场的以上特征,随着采高的不断增加,垮落带的同时增大,上覆岩层难以形成稳定的结构,表现在应力场范围增大,集中点前移形成的结构支撑点前移。

3 放煤工艺参数优化

3.1 放煤步距优化

确定合理放煤步距可以使煤炭损失和含矸率都减少到允许的范围。影响放煤步距的因素主要有采煤机的截深、放煤口中心高度、支架放煤口的长度以及顶煤的厚度、顶煤裂隙发育致使顶煤破碎后块度大小等。合理的放煤步距既要控制煤的含矸率,又要保证顶煤回收率。

放煤步距必须大于放煤口的长度,避免一开始放煤就混矸。放煤的步距越小,就会引起老塘混矸;放煤的步距越大,放煤步距的损失量就会增加。确定一种合理的放煤步距,可以使混矸和煤炭损失都降低到合理的范围里。大采高下的综放工作面,由于顶煤冒落碎裂的空间增大,采高较大,矿山压力的破煤作用增强,顶煤在矿山压力和支架支撑力的双重作用下破碎,放煤的流动性好。

由工作面实际情况确定,有效的试验距离以18～20m为宜,因为是等比例制作模型,PFC软件模拟的实际距离为18～20m之间,基本能够反映放出和流动之间的规律。考虑到目前采煤工作面常用的放煤工艺,本试验考虑三种工艺:

①一刀一放;

②两刀一放;

③三刀一放。

三种放煤步距的模拟方案如下:

方案a为:放煤步距为0.8m,一刀一放;

方案b为:放煤步距为1.6m,两刀一放;

方案c为:放煤步距为2.4m,三刀一放。

3.2 计算结果分析

为了方便分析和研究,在本课题中认定顶煤相对回收率就是顶煤放出量所占当下割煤推进范围顶煤总量的比例。

各种放煤方案,顶煤放出率如表2所示,顶煤放出率最大的模式是方案a,该方案顶煤回收率最大为85.6%;最低的方案是方案c,该方案下顶煤回收率最大为78%。所以顶煤的回收率:放煤步距为0.8m分别比放煤步距为1.6m与2.4m时高4.5%和9.7%。

可以得出,同忻矿8106工作面采煤机机采高度为4.0m,放煤步距采用方案a最合适。

4 结论

本文结合同忻矿8106工作面的生产环境,经过对不同的机采高度和放顶煤的步距模拟的结果分析,对厚煤层大采高综采放顶煤工作面的放顶煤工艺进行了工艺优化,通过对厚煤层大采高综放面参数的研究,得出如下结论:

①经过模拟数值确定了同忻矿8106工作面合理的放煤步距,说明4m大采高综放开采也能满足9m左右厚煤层的要求;同时也确定了放煤步距为一刀一放的方式,认为该方式煤体受阻较小,同时节约工时,顶煤回收率较高。

②在综采放顶煤中,回收率和含矸率一直都是相互制约的指标,由于8106工作面顶煤中未发现明显的夹石层,故放顶煤时应防止顶板矸石混入煤流中。

参考文献

[1]吴健.我国放顶煤开采的理论研究与实践[J].煤炭学报,1991(3).

[2]钱鸣高,石平五,等.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

大采高综放 第4篇

关键词：深井,特厚煤层,大采高,综放工作面,支架选型

0 引言

煤炭是我国的主要能源, 而我国厚煤层储量丰富, 约占探明储量的47.7%, 特厚煤层储量占42%左右, 为我国煤炭工业的可持续发展提供了资源保障[1,2]。随着开采技术的发展, 大采高综放开采已成为厚煤层尤其是特厚煤层开采发展的方向之一。大采高综放液压支架是工作面主要生产设备, 架型选择是否合理是生产实践中需要解决的重要实际问题, 并直接影响工作面的安全高效生产。国内外学者对架型的选择进行了大量的研究和分析, 取得了一定的研究成果[3,4,5,6]。并且有研究表明:采高加大后, 围岩活动范围在工作面横向、纵向明显扩大, 矿压显现明显加剧, 支架工作阻力明显加大[7];对于综放开采煤层, 支架支护强度与煤层厚度成正相关关系[8], 煤层采出厚度越大, 要求支架支护强度越大。特厚煤层大采高综放开采技术目前尚处于探索阶段[9], 液压支架选型受多种因素影响和制约, 事实上是一个复杂的系统工程。本文通过相似模拟、理论分析和数值模拟等方法, 针对龙固煤矿2301深埋特厚煤层大采高综放面地质开采条件, 对上覆岩层运动规律和液压支架选型进行研究, 为类似条件下液压支架的选型提供参考依据。

1 大采高综放工作面覆岩运动规律

1.1 工程背景

龙固煤矿主采煤层3号煤层上覆巨厚冲积层平均600余米厚, 而基岩厚度平均不到200 m。2301工作面平均开采深度为-864m, 工作面走向长度为1620m, 倾向长度为254m, 工作面四周均为实体煤, 煤层厚度平均为9.2m, 割煤高度4m, 平均倾角为6°煤层硬度系数f=1.44, 赋存较稳定。通过对2301工作面煤岩力学参数测试得到工作面煤岩力学参数, 如图1所示。

1.2 相似模拟研究

通过室内相似模拟试验, 获得2301大采高综放工作面垮落带及裂隙带高度, 为支架选型过程中支架阻力计算提供依据。

1.2.1 模型设计及模拟参数

相似材料模拟试验在平面应力模型架上进行, 平面架模拟尺寸为:长3m, 宽0.3m, 高1.3m。试验模型线比为1:100, 模型容重比为0.6, 时间比设计为1:12。以平面相似实验仿真性为出发点[10,11], 利用实验室测试的岩石力学参数, 确定模型需求的参数值, 然后反复调整材料配比, 并进行调试实验, 获得各岩层材料相似最佳配比如图1所示。模型分层铺设, 模型上部施加上部剩余岩层载荷和补偿的摩擦载荷为外加荷载。

1.2.2 试验结果

试验获得的工作面上覆岩层“两带”分布情况如图2所示。

根据相似模拟实验, 观测2301综放面垮落带高度约34m, 大约是煤厚的3.7倍, 其煤壁侧岩层垮落倾斜线水平夹角为60°, 采空区侧岩石垮落倾斜线水平夹角为66°。

2 支架选型研究

2.1 理论分析研究

估算工作面液压支架工作支撑冒落带的顶板岩层和顶煤的重量, 冒落带的高度选取以相似模拟试验中确定的冒落带高度为依据, 并计算基本顶失稳时其对液压支架的动载, 计算公式如式 (1) 所示[12]:

式中:q为工作面支架所需支护强度;Kd为基本顶失稳时的动载系数, 一般取1.1~1.8, 考虑3号煤层上部砂岩顶板较厚, 强度试验值较高, 此处动载系数取1.4;q冒为冒落带岩层自重应力, q冒=γ顶h, γ顶为顶板岩层容重, 取25 k N/m3, 根据相似模拟试验, 冒落带高度h取34m;q顶煤为支架上方顶煤自重应力, q顶=γ顶Md, γ煤为顶煤容重, 取14.4k N/m3, 顶煤平均厚度为5.2m。

估算得:

q=1.4 (3425+5.214.4) =1294.8k N/m2

2.2 数值模拟研究

2.2.1 模型建立

物理模型:根据2301综放工作面地质条件, 数值计算分析模型总高度为83.99m, 模型走向长度120m, 模拟宽度为334m。模拟煤层倾角为6°, 煤层高度9.2m, 采高为4.0m, 放煤厚度为5.2m, 工作面长度254m, 工作面沿走向推进。采高工作面上覆岩层平均容重取25k N/m3, 模型参数选取依据图1选取, 几何模型如图3所示。

边界条件:模型的下部边界定义为全约束边界, 取u=v=w=0 (u为X方向位移, v为Y方向位移, w为Z方向位移) 。模型前、后、左、右边界定义为单约束边界;模型的上部边界为施加上覆载荷的应力边界。

力学模型:采用弹塑性模型, 破坏准则选用摩尔-库伦屈服准则, 其屈服准则为:

式中, σ1、σ3分别是最大和最小主应力, c, φ分别是内聚力和摩擦角。

2.2.2 模拟结果

为了研究支架不同支护阻力对工作面顶板及煤壁控制作用, 分别针对不同支护强度情况下, 模拟顶板下沉量、煤壁水平位移及塑性区分布。

1) 不同支护阻力顶板下沉量

随着液压支架支护强度增加, 工作面顶板的下沉量呈减小趋势, 不同液压支架支护强度工作面顶板的下沉量如图4所示。当工作面支架支护强度为1.26MPa时, 工作面顶板最大下沉量达到了800mm, 当支护强度在1.46MPa时, 顶板最大下沉量在645mm左右, 当支护强度达到1.66MPa时, 顶板最大下沉量在600mm左右。由此可以看出, 支护强度从1.46MPa增加到1.66MPa, 顶板下沉量减少45mm, 支护强度减少到1.26MPa, 顶板下沉量增加155mm。

2) 不同支护阻力煤壁水平位移及塑性区分布

不同控顶距工作面煤壁的水平位移, 如图5所示。液压支架支护强度为1.26MPa、1.46MPa、1.66MPa, 工作面煤壁的最大水平位移分别为165.2mm、106.5mm、94.9mm, 支架支护强度从1.46MPa增加到1.66MPa, 煤壁水平位移量只减少11.6mm, 而支护强度减少0.2MPa, 煤壁水平位移量增加58.7mm。随着液压支架支护强度的增加, 工作面煤壁承受的载荷减小, 工作面煤壁的水平位移呈减小趋势。

液压支架支护强度为1.26MPa、1.46MPa、1.66MPa, 工作面煤壁的塑性区宽度分别为7.0m、6.5m、6.0m。随着液压支架支护强度的增加, 工作面煤壁承受的载荷减小, 煤壁不易产生压剪破坏, 如图6所示。

综合上述分析可知:工作面支架支护强度的增加有利于顶板及煤壁稳定性的控制, 但支架支护强度的增加必然引起支架成本及重量的大幅增加。因此综合考虑, 选取2301大采高综放面支架支护强度为1.46MPa为宜。

2.3 工作面支架选型

2.3.1 支架支护阻力的确定

根据上述理论计算, 结合支架不同支护阻力情况下, 工作面顶板下沉量、煤壁水平位移量及煤壁塑性区分布规律, 考虑一定的安全系数, 确定2301综放工作面支架支护强度为1.46MPa, 支护工作阻力确定为15000k N/架。

2.3.2 支架架型选择

根据工作面条件与支架适应条件, 经综合分析, 龙固矿2301大采高综放工作面配套的中部液压支架型式与参数为ZF15000-23/43型, 主要技术参数见表2。

2.4 支架应用效果分析

为了得到工作面液压支架选型后的应用情况, 分别选取工作面上部132、134及136号支架, 工作面中部70、72、74、76号支架, 工作面下部16、18及20号支架, 为研究对象, 分别记录支架在使用过程中阻力分布情况。支架工作阻力分布如图7所示, 工作面支架阻力主要分布在6000~12000 k N之间, 并且上部支架工作阻力平均为10876k N, 平均占额定工作阻力的72.4%;中部支架工作阻力平均为11779k N, 平均占额定工作阻力的78.5%;下部支架工作阻力平均为11125k N, 平均占额定工作阻力的74.2%。

实测结果表明, 支架处于较好的位态, 维持了工作面良好的支架围岩关系, 确保了工作面生产的良性循环。该放顶煤支架在2301综放工作面具有较好的适应性。

3 结论

通过对龙固煤矿2301大采高综放工作面液压支架选型研究及应用分析, 得到以下结论:

1) 大采高综放面来压期间平均末阻力不仅与基本顶岩性及厚度有关, 也与煤层厚度有关, 统计显示, 煤层厚度越大, 支架在来压期间平均末阻力越大。

2) 工作面支架支护强度的增加有利于顶板及煤壁稳定性的控制, 但支架支护强度的增加必然引起支架成本及重量的大幅增加。综合确定2301综放工作面支架支护强度为1.46MPa, 支护工作阻力确定为15000 k N/架。

3) 实测表明, 支架处于较好的位态, 维持了工作面良好的支架围岩关系, 确保了工作面生产的良性循环。该放顶煤支架在2301综放工作面具有较好的适应性。

参考文献

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软煤大采高综采煤壁片帮机理与控制 第5篇

大采高综采技术与综放开采相比, 具有采出率高、含矸率低、煤尘少等优点[1], 而煤壁片帮严重是大采高综采的突出问题。据统计, 大采高综采工作面支架围岩事故是一般综采工作面的数倍。近年来, 为提高煤炭采出率, 在采高6.0 m左右的煤层中推广应用大采高综采技术, 对于松软煤层大采高综采而言, 其关键问题之一是煤壁能否得到有效控制[2]。因为煤层变软、采高变大都会使煤壁片帮的概率增大, 而煤壁片帮很容易引起端面冒顶, 导致顶板条件恶化, 支架受力不均, 引起支架部件损坏, 进一步引发顶板事故。严重的煤壁片帮深度达1.5 m, 宽度达5~6 m, 不仅影响大采高综采工作面的正常生产, 损坏设备, 而且还威胁人身安全。因此研究大采高工作面煤壁片帮机理并采取相应预防措施是大采高工作面安全和高效开采的重要保证。

1 软煤工作面煤壁片帮实验模型的建立

1.1 模型尺寸及边界条件

实验模型尺寸取长150 cm, 宽25 cm, 高100 cm, 煤层高12 cm, 模型几何比例为1∶50, 工作面位置位于模型中央, 使模型边界基本处于支承压力影响范围之外, 假定模型两侧只有垂直位移, 而水平位移为0, 同时假定模型底边岩层的水平、垂直位移均为0[3]。

1.2 模型力学参数

物理实验过程中主要考虑停采时间、支架工作阻力等影响因素。实验方法采用单因素分析, 具体实验模型力学参数如表1所示。

1.3 模型的建立

实验模型如图 1 所示, 实验过程中对煤壁变形进行监测、测量、记录。

2 模拟结果分析

2.1 不同停采时间条件下煤壁破坏规律

在顶底板岩性、支架工作阻力不变的情况下, 取停采时间为15, 30, 45, 60 min, 研究煤壁应力塑性区、煤壁片帮范围随着停采时间的变化规律。

2.1.1 不同停采时间下煤壁应力分布规律

根据压力盒测得超前支承压力数据分析可得, 随着停采时间的增加, 煤壁内应力集中的位置逐渐深入煤壁, 最大应力集中系数逐渐减小。停采时间为15 min时最大应力集中系数为2.67;30 min时应力集中位置距煤壁10.5 cm, 最大应力集中系数为 2.43;45 min时应力集中位置距煤壁13.0 cm, 最大应力为0.175 MPa;60 min时应力集中位置距煤壁15.0 cm, 最大应力为0.154 MPa。随着停采时间增加, 采场覆岩破坏范围增大, 支承压力传递范围增大。

2.1.2 不同停采时间下煤壁片帮范围变化规律

根据实验现场实测, 随着停采时间的增加, 顶板的下沉量及煤壁片帮的深度逐渐增加, 煤壁片帮程度加剧。停采时间为15 min时, 顶板下沉量为0.2 cm, 煤壁片帮深度为1.40 cm;30 min时, 顶板下沉量为0.37 cm, 煤壁片帮深度为1.70 cm;45 min时, 顶板下沉量为0.72 cm, 煤壁片帮深度为2.1 cm;60 min时, 顶板下沉量为1.35 cm, 煤壁片帮深度为2.5 cm。顶板的下沉量随着顶板的周期性垮落, 与停采时间呈正比, 停采时间越长, 顶板的下沉量越大, 对煤壁及端面区直接顶的压缩破坏越严重;随着停采时间增加, 煤壁片帮深度呈非线性增加趋势。实验模拟过程顶板下沉情况如图23所示。

2.2 不同支架工作阻力下煤壁破坏规律

在顶底板岩性不变、停采时间为30 min情况下, 分别取工作阻力为0, 0.010, 0.015, 0.020, 0.025 MPa, 研究煤壁应力塑性区、煤壁片帮范围随着支架工作阻力的变化规律。支架支护强度P的计算公式如下[4]:

P=2 (2~4) Mρ= (4~8) Mρ

式中:M为采高; ρ为顶板岩层平均密度。

根据矿井实际地质条件, 采高为6 m (对应实验模型为12 cm) , 顶板岩层平均密度取2.4 t/m3, 支架的合理支护强度P=0.023 MPa。

因此, 确定支架支护强度为0.023 MPa。

2.2.1 不同支架工作阻力下煤壁应力分布规律

根据压力盒测得超前支承压力数据分析可得, 工作面超前支承应力峰值距煤壁约为8.0~10.5 cm, 超前支承应力峰值约为0.154~0.192 MPa, 随着支架工作阻力的增加, 煤壁内应力集中的位置逐渐接近煤壁, 支承应力峰值范围逐渐减小。当工作阻力为0 MPa时, 其超前支承应力峰值大于0.19 MPa 的区域较大;当工作阻力为0.010 MPa时, 其超前支承应力峰值大于0.19 MPa的区域出现减小趋势;当工作阻力增大到0.015 MPa时, 其超前支承应力峰值大于0.19 MPa的区域继续减小;当工作阻力增大到0.020 MPa时, 其超前支承应力峰值大于0.19 MPa的区域仍继续减小, 峰值相应减小, 但变化不大;当工作阻力增大到0.025 MPa时, 与工作阻力为0.020 MPa时的区域面积相近, 趋于稳定。因此, 工作阻力的增加能够在一定程度上降低支承应力峰值的大小及范围, 但在增加到一定程度后, 支承应力峰值随支架工作阻力增加而降低的程度将明显降低。

2.2.2 不同支架工作阻力下煤壁片帮范围变化规律

根据实验现场实测, 随着支架工作阻力的增加, 煤壁片帮的深度逐渐增加, 煤壁片帮程度加剧。煤壁片帮深度与支架工作阻力关系见表2、图4。

根据实验数据, 停采时间为30 min时, 煤壁片帮深度C与支架工作阻力Pm满足关系C=850-128.75Pm;停采时间为0时, 根据实验测定, 初次煤壁片帮深度为1.3 cm, 对应实际生产片帮深度为650 mm, 此时煤壁片帮深度与支架工作阻力满足关系C=650-128.75Pm, 此结论与赵宏珠等人的研究结果C=636.72-127Pm相近[5]。

为了得到支架控顶区范围内支架工作阻力与顶板下沉量曲线, 分别对距离煤壁4, 8 cm的顶板点进行监测, 其工作阻力与顶板下沉量曲线见图5。通过观察发现, 当工作阻力为0.020 MPa时, 其顶板下沉量随支护强度的增加而减小的程度明显下降, 结合应力及破坏区图分析, 确定支架的合理工作阻力为0.023 MPa。

3 片帮预防措施

1) 减少停采时间, 减少煤壁的暴露时间。

通过加快工作面煤壁的推进速度, 可以减少支承压力对煤体的作用时间。通过合理有效地生产管理, 可以保证工作面连续开采的要求, 减少停采时间。

2) 保证支架工作阻力。

在现场生产管理中, 严格要求支架工按规范操作, 保证支架的工作阻力, 杜绝支架与顶板的点接触或线接触。

3) 加固煤壁, 提高强度。

如果煤壁松软、节理比较发育, 煤体松软破碎时, 可用具有一定弹性的树脂锚杆或木锚杆进行超前锚固, 也可用化学方法锚固 (超前注化学浆液加固煤体) [6]。

4 结论

1) 随着停采时间增加, 采场覆岩破坏范围增大, 支承压力传递范围增大。

2) 顶板的下沉量随着顶板的周期性垮落, 与停采时间呈正比;随着停采时间增加, 煤壁片帮深度呈非线性增加趋势, 停采时间越长, 煤壁片帮深度越大, 片帮程度越严重。

3) 工作阻力的增加能够在一定程度上降低支承应力峰值的大小及范围, 应适当加大支架支护强度, 但增加到一定程度后, 其影响程度将明显降低。

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厚煤层大采高综放开采关键技术分析 第6篇

厚煤层作为中国煤炭赋存的主要形式之一, 在中国已探明煤炭储量中占48%左右, 为中国煤炭工业实现可持续发展提供可靠保障[1]。但由于厚煤层开采时上覆岩层折断厚度很大, 岩梁折断距及折断岩梁运动空间相对较大, 这使得回采面应力分布状态有别于一般回采面, 工作面煤壁片帮现象及瓦斯涌出现象较为普遍, 一定程度上威胁着井下生产安全并制约回采效率的提升, 因此针对这些问题展开针对性探究成为中国煤炭未来发展所必须积极面对的问题。

1工程概况

A矿主采煤层为3#煤和4#煤, 埋深352 m~400 m, 煤层厚度12 m~18 m, 平均厚度15.8 m, 倾角介于3° ~6°。煤层局部存在2层~4层夹矸, 夹矸厚度0.5 m~ 1.2 m, 矸石多为泥岩与砂岩, 煤层普氏系数为3.2~ 6.8, 上部直接顶为厚2.5 m~3.6 m的岩浆岩与泥岩, 下部直接底为平均厚度2.8 m的脆性泥岩, 易碎且夹煤屑。1205工作面为该矿典型的大采高综放工作面, 全长198 m, 受到火成岩侵入影响, 煤层结构复杂, 上下坚硬, 中间疏松易碎, 回采作业中片帮现象多发。此外, 3#煤和4#煤瓦斯涌出量为1.89 m3/t, 为典型的瓦斯矿井, 存在瓦斯爆炸危险。

2综放面片帮防治技术

考虑到综放开采周期来压阶段与非周期来压阶段, 煤壁片帮率与片帮深度的差异, 针对不同采高、不同推进速度、不同来压阶段条件下的煤壁片帮情况进行分析。

通过数值模拟软件针对采高分别为3.5 m、4.5 m、 5 m、5.5 m情况下的煤壁位移情况进行分析, 其结果模拟如下图1所示。分析可知伴随回采面开采高度的增加, 煤壁水平位移峰值渐增, 考虑到一般回采时的回采高度为4.5 m左右, 此时煤壁水平位移变形的最大值为距离底板3 m处, 所以将回采面支架护帮板高度设计为1.5 m。同时依据模拟结果, 开发出如下图2所示“铰接前梁+伸缩梁+二级护帮板”的防护结构, 以避免片帮风险[2]。

回采作业时, 如工作面推进较慢, 就会导致刚刚经历应力峰后影响的工作面煤壁在残余应力的影响下发生一定程度的塑性变形, 进而对片帮的发生几率及发生强度产生增强作用。下图3所示为工作面推进速度同煤壁片帮块度的关系示意图。分析可知, 随着推进速度增加, 煤壁水平位移与破坏范围减小, 片帮几率降低, 因此在作业中可以通过适度增加推进速度, 减小煤壁暴露时间, 从而避免片帮。

回采面顶煤及顶板的运移规律对片帮现象有着显著的影响, 一般而言, 工作面来压前煤壁片帮明显, 来压时最大, 来压后最小。根据作业现场实测, 周期来压时煤壁片帮机率增大近25%, 而在推进速度较低的情况下, 这种影响更为显著。鉴于此, 应当针对来压阶段的工作面煤壁加强管理, 并适当增大支架初撑力, 以更好地控制顶煤与顶板运移。同时工作面不同位置的片帮程度也存在明显差别, 工作面中部片帮率最大、 下部次之、上部片帮率最低。

综合分析上文所述开采高度、回采速度、来压情况、工作面位置等情况下的综放面煤壁片帮特点, 提出适当提升开采速度、提高支架初撑力、提高支架片帮能力的综合防治手段, 并将其应用至1205工作面进行检验。检验结果表明, 采取新的防治措施后, 1205工作面煤壁片帮率由35%下降至21%, 片帮最终深度由0.3 m~0.35 m降低至0.16 m~0.23 m, 可见新的防护措施起到了良好的防治效果。

3综放面瓦斯防治技术

3.1厚煤层综放面瓦斯特征分析

a) 赋存低、涌出大。A煤矿煤层原始瓦斯压力介于0.13 MPa~0.16 MPa之间, 相对涌出量1.89 m3/t, 但回采作业时瓦斯绝对涌出量多高于35 m3/min, 最高时可达60 m3/min, 呈现出显著的“低赋存、大涌出”特征;

b) 瓦斯涌出呈现不均衡性。A煤矿回采面瓦斯涌出主要来自于上邻近层瓦斯、下邻近层瓦斯与采放瓦斯。这三部分收到采动影响, 呈现显著的不均衡性, 不均衡系数高达1.7;

c) 回采面瓦斯浓度非线性分布。沿回采面高度及推进方向瓦斯浓度分布如下图4所示。竖直面上瓦斯自下而上逐渐增大, 每间隔5 m, 增幅达2.5%;工作面回风巷至内错30 m区域内, 相同标高下的瓦斯浓度逐渐增加;回采面至采空区瓦斯呈现明显的阶梯分布, 同自燃三带相吻合。

3.2瓦斯防治技术分析

针对上述瓦斯赋存特征, A煤矿选用“抽采为主, 通风为辅”的瓦斯治理理念, 以顶板高抽巷抽采技术为核心, 制定瓦斯防治“三步走”方案:a) 回采初期通过封堵上隅角、风帘稀释的方法避免上隅角瓦斯超限;b) 构建瓦斯抽采系统, 通过高位埋管、上隅角插管抽采及通风系统辅助优化的综合手段防治瓦斯;c) 构建顶板高抽巷, 通过高抽巷对采空区瓦斯进行密闭抽采。下图5所示为A矿1205工作面瓦斯抽采示意图。 同时, 对抽采期间的回采面瓦斯涌出情况实施全面监测, 监测结果如下图6所示。

现场实测数据分析表明, A矿1205工作面采用以顶板高抽巷抽采技术为核心的瓦斯治理“三步走”方案后, 回采面上隅角瓦斯浓度显著下降, 采空区的瓦斯涌出得到明显控制, 有效避免了采空区内及回采面上隅角的瓦斯集聚现象, 经统计采空区瓦斯抽采率达到其涌出总量的四成以上, 达成瓦斯零超限的控制目标, 充分保障了井下回采作业的安全性, 实现企业社会效益与经济效益的双赢。

4结语

厚煤层大采高工作面作为中国未来煤炭开采的主要形式之一, 在一定的开采技术条件下, 如何有效实现煤炭资源的安全、高效回采将是中国提升规模经济的主要途径。对于实际煤炭生产单位, 应当因地制宜, 合理选择煤炭回采工艺, 并针对生产中的主要问题增大科研投入, 实现厚煤层大采高工作面关键技术的突破, 为煤炭资源安全高效开采提供保障, 为中国煤炭开采业做出贡献。

参考文献

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大采高综放 第7篇

国内外学者对放顶煤开采的研究几乎都是建立在机采高度2~3.5 m范围进行的[1], 未涉及到机采高度在3.5~4 m情况下的放顶煤开采。当放顶煤机采高度加大时, 煤岩冒放规律、放煤工艺参数以及煤岩结构都将有所改变。为保证大采高综放开采工作面顺利进行, 需要对工作面煤岩活动规律和放煤工艺参数等进行深入研究, 为我国今后大采高放顶煤工艺的安全高效开采奠定基础。

1 机采高度增大对顶煤破断放落的影响

在大采高综放开采条件下, 机采高度增大, 顶煤破断冒放的空间增大, 矿压显现加剧, 导致顶煤的破断角增大, 顶煤在垮落后的位移量急剧增长, 顶煤破碎块度变小, 有利于顶煤的放出;当机采高度增大时, 支架掩护梁倾角变大, 掩护梁面上岩块的受力情况和成拱几率发生改变, 对顶煤冒放过程中成拱状况产生影响。通过建立力学模型可以分析相互关系, 如图1和式 (1) 所示。

式中h、L分别为顶煤放煤成拱高度和跨度, m;

θ掩护梁与顶梁倾角;

f顶煤和掩护梁之间的摩擦系数。

由式 (1) 得出掩护梁倾角、顶煤和掩护梁摩擦系数变化时顶煤放煤成拱高度和跨度之比的变化规律, 如图2所示。当掩护梁与顶梁平面倾角θ小于40°时, h/L随θ增长而增长很快, 当θ大于40°时, 即掩护梁变陡时, 即使顶煤和掩护梁的摩擦系数有较大的增长, h/L也不会有大幅度的增高。高跨比越小, 拱越容易破坏, 所以, 综放采场低位放煤液压支架的掩护梁和水平的夹角不应该小于40°。

2 大采高综放开采放煤工艺参数优化

兴隆庄矿1308面平均煤厚为8.6 m, 采高为3~4 m, 则顶煤厚度为5.6~4.6 m, 采放比为0.54~0.87。直接顶为3.2 m的粉砂岩;下分层老顶为粉、中砂岩互层, 厚度11.5 m。煤层倾角为2°~10°, 平均6°, 为近水平煤层。工作面采用ZFS7200/20/40型大采高低位放顶煤液压支架, 放煤口的高度、长度及支架尾梁掩护角按现场实测确定。

2.1 大采高综放开采顶煤放出规律

为了研究采高变化对煤矸流动场和放煤效果的影响, 依据相似理论, 进行散体模型试验。考虑顶煤和直接顶沿厚度方向的破碎块度的变化规律[2], 模型中顶煤的上、中、下层位取自身厚度的1/3, 直接顶上、下层位取自身厚度1/2。在机采高度分别为3.0 m、3.5 m、4.0 m、4.5 m、5 m条件下, 分别模拟放煤步距为一采一放、两采一放和三采一放的放煤效果。模型试验中, 顶煤选用不同粒径的灰色石子, 上中下层位顶煤之间铺一层薄的彩色标志层石子, 不同层位直接顶选用不同粒径的不同颜色石子。模型与原型的几何相似比为1∶37.5, 模拟方案见文献[3]。

综放开采工作面的循环作业方式是采煤机割煤-移架-推输送机-放煤。移架过程中, 随着支架的前移, 顶煤迅速冒落。同时, 移架前的煤岩堆积坡面在移架时也产生水平位移, 冒落的顶煤和前移的煤岩堆积坡面迅速填满由移架而产生的空间。支架高度增加时, 移架后顶煤到达放煤口的距离增大, 时间变长, 使得煤岩堆积面水平前移的位移增大, 导致混矸现象变得严重;放煤过程中由于支架掩护梁倾角变大, 使得前部顶煤沿着掩护梁滚动和滑落的速度加快, 优先于后部顶煤从放煤口放出, 同时, 放煤口上方成拱的几率变小。

通过对模拟结果实测, 各个采高下, 最佳放煤步距时放煤效果对比如表1所示。数据表明:4.0 m采高时顶煤放出率最高为97.08%, 3.0 m采高时顶煤放出率相对最低为86.24%;而含矸率在采高为4.5 m时最低为1.87%, 在采高为5.0 m时最高为6.44%。故确定采用4.0 m机采高度, 对应放煤布距为0.8 m。

2.2 机采高度4.0 m条件下松散顶煤放出控制的数值模拟研究

离散元法能够处理裂隙岩体和颗粒状散体, 离散元在放顶煤中的应用主要可分为两类:一是侧重力学的研究, 主要应用于矿压研究和上覆岩层宏观运动与破坏研究;二是侧重于运动学研究, 主要研究散体颗粒的运动情况;PFC (Particle Flow Code) 计算程序主要用于研究颗粒的运动规律和散体力学分析。由于物理模拟试验自身的局限性, 不能直观地模拟放煤方式对顶煤放出率的影响。因此, 以兴隆庄矿实际地质条件为=基础, 通过PFC2D离散元数值计算, 分析出4 m采高条件下不同放煤方式对顶煤落放规律的影响, 为确定合理的放煤方式奠定基础。

模型在4 m采高条件下, 以连续的8个支架为一组, 共设定两组支架, 分别模拟单轮间隔多口放煤、单轮顺序放煤和多轮间隔顺序等量放煤三个方案, 对不同放煤方式的放煤效果进行分析比较。在单轮间隔多口放煤过程中, 放完单号支架上方顶煤后, 双号放煤口上方的余煤形态类似于两个三角形, 即正三角和倒三角, 形成暂时的平衡, 不能及时放出。单号支架上方形成规则的落煤空间, 符合椭球体放矿理论。相邻单号放煤口上方形成的椭球体不能相切, 存在一定间距, 形成双号支架上留置的脊背煤。双号放煤口打开后, 椭球体空间被破坏, 放煤口上方正三角顶煤产生垂直位移从放煤口放出, 倒三角顶煤产生水平滑动和垂直位移, 一部分从放煤口放出, 另一部分滑入临近的单号放煤口上方而不能放出, 造成了顶煤的损失。从双号架放完后煤矸的分布状况看, 单号架放煤形成了的椭球体空间没有被直接顶矸石填满, 这为双号架上方倒三角顶煤的水平滑动提供了空间。

单轮顺序放煤放完一架煤之后, 放煤口上方不存在椭球体空间, 完全由矸石填满, 临近放煤口上方顶煤因为受力不均衡导致支撑能力下降, 表现出更明显的流动性而向放煤口流动, 放煤口上方矸石也随着下部煤体的放出而下落至放煤口。所有放煤口放煤结束后从煤矸分布状况来看, 顶煤损失较少, 主要是由于见矸关窗降低含矸率造成的。

区别于单轮间隔多口放煤, 多轮间隔顺序等量放煤依次打开1#、3#、5#、放煤口顺序放煤, 并不是多口同时放煤, 所以在依次打开单号放煤口时对于双号架而言, 其放煤口上方顶煤也是受到不均衡力作用, 对直接顶岩块起不到一定的支撑作用, 放完单号架上方1/2顶煤后, 也没有出现椭球体空间。整个放煤过程中, 煤矸分界面保持均匀下落, 能够有效的减少含矸量。

不同放煤方式顶煤放出率如图3所示。4 m采高条件下, 单轮间隔多口放煤顶煤放出率最低, 为93.56%, 单轮顺序放煤和多轮间隔放煤的顶煤放出率相差不大, 分别为96.01%和96.18%, 因后者工序繁杂, 不利于工作面的高效生产, 故4 m采高条件下采用单轮顺序放煤。

3 结论

(1) 大采高综放开采条件下, 顶煤破断冒放空间增大, 破碎块度变小, 支架掩护梁倾角变大, 掩护梁面上岩块的受力情况和成拱几率发生改变, 分析得出综放采场低位放煤液压支架的掩护梁和水平的夹角不应该小于40°。

(2) 机采高度增大, 移架后煤岩堆积面水平前移的位移增大, 放煤口矸石比重增加, 放煤时前部顶煤沿着掩护梁滚动和滑落的速度加快, 有利于顶煤的放落和超前采空区矸石从放煤口放出。当机采高度增加到5 m时, 移架过程中采空区一侧矸石超前顶煤移动到放煤口, 不利于顶煤放出。

(3) 采用单轮、间隔、多口放煤方式时, 单号架同时放煤结束后, 双号架上方煤体受力均衡, 具有一定支撑能力, 能在其放煤口上方形成两个三角 (正三角、倒三角) 形状的脊背煤, 同时在单号架放煤口上方形成规则的椭球体空间。

(4) 兴隆庄矿1308综放面的地质条件下, 在8.6 m厚煤层综放开采中, 机采高度为4 m、放煤步距为0.8 m时放煤效果最好, 采用单轮顺序放煤, 顶煤的回收率最高。

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