孔宪法,季春旭,杨永康,康天合,柴肇云
(1.太原理工大学采矿工艺研究所,山西太原 030024;2.中国建筑材料工业地质勘查中心山西总队,山西太原 030031)
浅埋综放采场合理工艺参数的数值试验研究
孔宪法1,季春旭2,杨永康1,康天合1,柴肇云1
(1.太原理工大学采矿工艺研究所,山西太原 030024;2.中国建筑材料工业地质勘查中心山西总队,山西太原 030031)
针对公乌素地区 16号煤层具体条件,采用正交实验方法,运用 FLAC2D数值试验系统,研究浅埋深综放采场工艺参数,得出最优化的工作面开采工艺参数。研究结果表明:开采工艺参数对顶煤破坏性影响程度主次排序为:控顶距 >采高 >放煤步距 >支架支护阻力 >支架合力作用点位置。确定的合理工艺参数为:底层采高 2.75m,控顶距 4.75m,支架工作阻力 5500kN/架,放煤步距0.8m,支架合力作用点距煤壁 2.0m。
浅埋深厚煤层;综放开采;FLAC2D;工艺参数
从提高顶煤冒放性的角度来考虑,主要的开采工艺因素有:采放比、控顶距、放煤步距、支架工作阻力和支架合力作用点位置等[1-4]。
采放比与顶煤放出率和底煤煤壁的稳定性相关,对硬及中硬煤层,可适当加大采放比,即提高底层割煤高度;对软煤层,可适当减小采放比,即提高放煤高度,尽可能发挥放顶煤开采的优越性。
控顶距的大小主要影响松动区的宽度。对于厚而硬的煤层控顶距可适当加大,以便增加控顶区内的反复支撑次数,有利于上部顶煤充分松动;对于软而薄的煤层,控顶距应适当减小,以防架前漏顶,且可使支架轻型化。
放煤步距过大,将会有部分顶煤丢失在采空区;放煤步距过少,将会因过早混矸增大含矸率。软煤易冒落,为防止过早混矸,要求有较宽的放煤区来提高顶煤放出率;硬煤冒落松动困难,需要较宽松的冒落空间。
支架初撑力主要作用是维护端面顶煤的完整和稳定,支架工作阻力主要是平衡基本顶来压时的载荷[5]。在一定范围内,支架工作阻力对顶煤起挤压和使其产生水平膨胀的破碎作用;超过一定范围后,顶煤的冒落会出现拱式平衡状态。不同支护阻力控顶效果主要表现在拱高控制的差异,阻力越大拱高越小,越不利于冒落。中硬以上煤层应适当降低初撑力,增加额定工作阻力,有利于顶煤剪切裂隙的发展;为防架前冒顶,软煤层可适当加大初撑力,工作阻力不宜过大。
支架合力作用点位置是指整架合力作用点位置到煤壁的距离。作用点靠近煤壁,有利于保持机道上方顶煤的稳定,防止架前漏顶,但顶煤放出率不高;作用点远离煤壁,有利于顶煤破碎,放出率高,但容易发生架前漏顶。支架合力作用点位置,对中硬煤和硬煤层应尽量远离煤壁,对软煤层应靠近煤壁。
合理选择上述参数,有利于顶煤的冒放,提高放煤率,实现高产高效。否则,会使顶煤冒放困难或者对煤岩活动失控,影响顶煤放出率的提高,增加含矸率,影响煤质。针对公乌素地区 16号煤层具体条件,采用正交实验方法,运用 FLAC2D数值试验系统,研究浅埋深综放采场合理工艺参数,得出最优化的工作面开采工艺参数。
公乌素地区现开采 16号煤层,埋深 2~200m,厚度 7.6~8.0m,平均 7.8m,单轴抗压强度为 10~13MPa,倾角 8~25°,煤层结构复杂,节理裂隙发育,含硫量高,由于矿区多风少雨等原因,地表堆放 4~6个月就可能自燃;底板为 3~5m的灰白色细粒砂岩;直接顶为深灰色层状泥岩或者砂质泥岩,煤层至地表基岩属第四纪沉积。
正交试验设计法是研究与处理多因素试验的设计法,用部分试验代表全部试验情况是其最大特点。正交表有正交性、代表性和综合可比性的基本性质[6-8]。
根据国内外放顶煤开采理论与技术的发展现状,结合公乌素地区 16号煤的赋存条件,确定本次试验的 5个工艺参数为 5个因素,对每个因素确定 4个试验水平 (见表 1),组成的正交试验方案见表 2。
表1 试验因素与水平
运用 FLAC2D数值试验系统,选用莫尔 -库仑模型。模型总高度 90m,其中底板厚 15m,16号煤及其夹矸厚 9m,直接顶板厚 12m,上覆岩层54m;模型总宽度 200m,其中工作面推进长度100m,模型两侧各留实体煤柱 50m;顶煤垮落角80°。在模型两侧约束水平位移,底板约束垂直位移和水平位移。开采深度为 200m,上覆 134m岩层按平均密度 2.5t/m3,以均布载荷施加在模型的上部边界。
表2 试验方案
模型建好、压实后,在推进方向留 50m煤柱,开始底层开挖,开挖高度与各方案采高一致,首次开挖宽度与各方案控顶距一致,以后每次开挖宽度与各方案放煤步距相适应。放煤步距是 0.6m和1.2m的方案,底层每次开挖 0.6m;放煤步距是0.8m和 1.6m的方案,底层每次开挖 0.8m。若放煤步距和底层开挖宽度一致,放煤和开挖一次完成并计算至平衡;若放煤步距是底层开挖宽度的倍数,则每开挖一次计算一次,计算平衡后再放顶煤;若开挖到达处理顶板的步距,也要计算平衡后再处理顶板。
根据实测,工作面推进 10m左右初次放顶煤;推进 15m左右初次处理直接顶,厚度 12m;推进25m左右初次处理基本顶,厚度为 19m。随后,直接顶与顶煤同时处理,每推进 10m处理一次基本顶,依次循环,直到推进 85m。基本顶悬伸距离在5~10m范围内变化,在此范围内取基本顶悬伸10m,断裂前计算至平衡的顶煤破坏状态。
采空区冒落矸石考虑为一种松散介质,宏观上其对顶板支承的力学作用可近似地看作弹性支承体。随着工作面的推进,矸石在覆岩作用下逐渐被压实,材料的密度ρ、弹性模量 E和泊松比μ的变化规律由以下经验公式[9-10]表示:
式中,t为时间,a。一般综采工作面推进 40~60m后,采空区后方的冒落矸石逐渐被压实,综放面推进 80m后,采空区冒落矸石才处于压实的稳定状态,其碎胀系数为 1.11。从另一方面来说,碎胀系数与上覆岩石的压力之间呈对数关系,即
式中,K为碎胀系数;a,b为回归系数;P为上覆岩层的压力。综合考虑采空区冒落矸石的物理力学特征及其变化规律的已有研究成果,结合公乌素地区 16号煤层的岩层情况,计算所取采空区冒落矸石的物理力学参数见表 3。为了真实地模拟实际回采过程中已冒落矸石的支撑作用,计算中动态改变局部材料特征,逐步提高采空区矸石的物理力学参数。
表3 采空区冒落矸石的物理力学参数
数值计算的结果是以单元应力、单元应变、结点位移等形式给出,如果对每个单元进行正交分析,不仅计算工作量大,而且计算结果也是一些离散的点,用这些点分析不同因素对顶煤冒放性的影响是困难的,因此,需要找出一个综合量来反映该方案的计算结果,将数值计算结果与顶煤破坏程度通过综合量化指标联系起来。
综放过程中,顶煤及顶板除受自重场作用外,还要承受因采动及顶板弯曲下沉而形成的附加应力场的作用。随着工作面向前推进,在煤壁前方一定距离内,顶煤及顶板内最大主应力增至峰值后缓慢衰减。综放支架上方控顶区内顶煤的最大主应力随应变能的耗散而降低,耗散的应变能转化为顶煤的变形与破坏。依据该事实,根据莫尔 -库仑强度准则,定义顶煤各单元破坏系数 Zi
式中 ,Δ σ1为最大主应力降低量 ,MPa;Δ σ3为最小主应力降低量,MPa;Rc为煤岩单轴抗压强度,MPa;φ为煤岩内摩擦角,(°);i为单元编号。在最大主应力达到峰值之前,顶煤处于弹性变形阶段,单元保持完整,定义破坏系数 Z=0;最大主应力达到峰值之后,顶煤单元破坏,破坏系数 Z>0,且 Z值越大,顶煤的破坏程度越高。
取支架控顶区域顶煤进行分析,由于单元面积大小不等,故不能将单元破坏系数简单相加,采用下式进行加权处理:
式中,Yi为顶煤破坏综合指标;Ai为单元面积;Yi为各方案顶煤破坏综合指标。
2.6.1 试验结果
图1为方案 1工作面推进到 85m时的顶煤塑性单元分布图。表 4为依据式 (6)计算出的 16个方案在工作面推进到 85m时的顶煤破坏综合指标 Yi,依此作为各因素对顶煤破坏影响规律的分析基础。
图1 方案 1顶煤塑性单元分布
表4 各方案顶煤破坏综合指标计算结果
2.6.2 各因素对顶煤破坏综合指标 Y的影响规律
对表 4所示的 16个方案的 Yi值按各因素的不同水平进行分组,求出各组综合指标 Yi的平均值 Y(见表 5)。
表5 各因素不同水平顶煤破坏综合指标平均值
分别对各因素作一元回归分析,得出各因素对顶煤破坏指标 Yi的影响规律 (见图 2)。
图2 顶煤破坏综合指标与不同工艺参数的关系曲线
由图 2可以看出,随着底层采高 M的增大,在控顶区内顶煤破坏综合指标 Yi的平均值 Y缓慢减小,说明采高对 Y的影响不大;随控顶距L的增大,Y值先略有降低然后增大,当控顶距为 4.8m时,Y取得最大值 0.641867;随着支架阻力的增加,Y值逐渐减小,当支架阻力为 5500kN/架时,Y取得最大值 0.626264;随着放煤步距的增大,Y值先略有降低然后增大,放煤步距为 1.6m时,Y值明显高于其他值;随合力作用点的增大,Y值缓慢减小,当合力作用点为 2m时,Y值较大。
2.6.3 合理工艺参数的确定
根据各因素对顶煤破坏综合指标 Y的影响规律和综采放顶煤开采技术的发展现状,确定公乌素地区 16号煤层综放开采的合理工艺参数为:底层采高 2.5~3.0m,平均 2.75m,控顶距 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,支架合力作用点距煤壁 2.0m。
2.6.4 各因素对顶煤破坏指标影响的主次排序
放煤步距:RS=0.639085-0.602684=0.036401
合力作用点位置:RX=0.626898-0.613367=0.013531
根据各因素极差大小,得出对顶煤破坏综合指标 Y影响程度的主次排序为:
控顶距 RL>采高 RM>放煤步距 RS>支架支护阻力 RP>支架合力作用点位置 RX。
根据 16号煤层特点,通过对控顶区内顶煤破坏性有显著影响的 5个主要开采工艺因素的正交数值试验研究,可得出以下几点主要结论:
(1)5种开采工艺参数对顶煤破坏性影响程度的主次排序为:控顶距 >采高 >放煤步距 >支架支护阻力 >支架合力作用点位置。
(2)合理的工艺参数为:底层采高 2.5~3.0m,平均 2.75m,控顶距 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,支架合力作用点距煤壁 2.0m。
(3)通过多元回归分析,得出综放开采时,5个开采技术因素对顶煤破坏性影响的相关关系:
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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
国家自然科学基金资助项目 (50474057,50974093,51004075)
孔宪法 (1979-),男,山西大同人,博士研究生,工程师,现任中国煤炭进出口公司投资发展部项目经理。
极差分析得出 5个因素对顶煤破坏性影响的主次排序,其结果为:采高:RM=0.636310-0.592855=0.043455控顶距:RL=0.641867-0.596359=0.045508支架阻力:RP=0.626264-0.605763=0.020501
[责任编辑:李宏艳 ]