付家焉煤业综放工作面合理放煤参数研究

邢志强

（中阳县应急管理局，山西 吕梁 033400）

厚煤层指煤层厚度超过3.5 m 的煤层，我国已探明煤炭资源储量中，厚煤层占比在50%左右，是保证煤炭供应稳定的主力军[1-2]。对于厚煤层开采，有分层开采、大采高开采及综放开采三种方式。分层开采由于开掘巷道多、投入成本多且煤炭资源浪费严重，已逐渐被大采高开采及综放开采两种方式取代，而大采高开采方式对于地质条件的要求较高，综放开采作为一种低成本、高效率及高产量的开采方式，逐渐广泛应用于厚煤层的开采中[3]。

由于综放开采相较于普通综采的工艺更复杂，为提高综放开采的回采率并降低含矸率，需对其合理的放煤工艺参数进行研究[4]。为此，众多学者展开了深入研究，于海涌等[5-6]通过数值模拟及现场实测的方法，结合理论推导，给出了放煤厚度及放煤步距的计算公式；曹胜根等[7]通过相似模拟实验，得出较小的顶煤块度可提高放出率，对于块度较大的煤层，可通过降低放煤步距来提高放出率；毛德兵[8]、刘全等[9]运用PFC 模拟软件建立不同机采高度放煤模型，并确定出合理的放煤工艺参数；于斌[10]以塔山煤矿8105 工作面为工程背景，综合运用FLAC、PFC 数值模拟软件及相似模拟实验，确定出工作面合理的机采高度在4.0 m 至4.3 m 之间，放煤步距应为一采一放。

本文以付家焉煤业10106 工作面为工程背景，通过PFC 数值模拟的方法确定出合理的放煤工艺参数，以提高工作面顶煤的放出率，降低含矸率。

1 工程概况

付家焉煤业10106 工作面主采10#煤层，为合并煤层，局部区段煤层分叉，煤层倾角8°～30°，平均16°，煤层厚度5.2～5.7 m，平均5.5 m。10106 工作面走向长度848 m，倾向长度185 m，10#煤层上距8#煤层约15 m，煤层为黑色，条痕为棕黑色、褐黑色，玻璃和强玻璃光泽，硬度为2～3，有一定的韧性，煤层结构复杂，含1～2 层夹矸，局部含3～5 层夹矸。煤层顶底板情况见表1。

表1 煤层顶底板结构

如图1 所示，10106 工作面位于10#煤层一采区东侧，北部为10104 工作面采空区，南部为10108 工作面。工作面采用综采放顶煤方法进行开采，采用全部垮落法管理顶板，采煤机采用端头斜切进刀方式，双向割煤。为尽可能地提高10106 综放工作面的顶煤回收率，需对其合理的放煤工艺参数展开研究。

图1 10106 工作面布置示意图

2 顶煤破碎机理及块度实测

2.1 顶煤破碎分区

根据煤体变形破坏特征，可将其分为4 个区域，如图2 所示。图2 中，Ⅰ区为顶煤变形区，该区域位于支承应力增长区，由原岩应力逐渐增长至应力峰值，区域内顶煤多数处于三向受力状态，受应力增长的影响，仅产生微小裂隙；Ⅱ区为压裂区，该区域顶煤所受水平应力降低，进入极限平衡状态，顶煤逐渐被压碎；Ⅲ区为顶煤松动区，在支承压力及液压支架承压卸载的双重影响下，顶煤体进一步破碎并发生松动；Ⅳ区为顶煤冒放区，顶煤完全破碎并堆积在支架后方掩护梁上方，随着掩护梁打开，顶煤被放出到后方刮板输送机上。

图2 顶煤变形破坏分区

2.2 顶板载荷传递模型

随着综放工作面的不断推进，支架向前移动，工作面上方顶板会在采空区内形成一定面积的悬顶，当载荷达到岩层极限载荷时便会发生破断。工作面煤层回采后，顶板向下的载荷q与液压支架支反力q2形成动态平衡，工作面后方顶板的悬顶长度为L，其与支架支撑长度L1的关系为：L=nL1（n=1，2，3……），将工作面顶板视为矩形截面梁，根据力学平衡可推导出如下关系式：

由式（1）可知，支架支反力q2会与n呈反比关系，即工作面后方顶板悬顶长度L越大，支架支反力便越小，顶板向支架传递的载荷也就越小。在综放开采中，n即为放煤步距，放煤步距越大，顶板向下传递的载荷也就越小，而顶煤需要较大的载荷才能充分破碎，有利于顶煤的放出。因此，在实际生产中，根据现场条件，尽可能采用“一刀一放”的放煤步距，以使得顶煤体能够充分破碎，进而提高放出率。

2.3 顶煤块度实测

在综放开采中，顶煤破碎后的块度一般大小各异，不同块度在整体中所占的比例也不同，即为块度级配。根据以往研究，顶煤的块度级配在数值模拟及相似模拟实验中对结果的影响较大，而矸石的块度一般差异较小[11]。因此，为保证数值模拟结果的准确性，需在10106 工作面现场对顶煤的破碎块度进行实测。

实测过程在检修班进行，根据现场条件，选择工作面机头支架及中部支架各一架，对其上方的顶煤块度进行测量，测量地点位于支架后方刮板输送机与转载机搭接处，具体实测过程如下：

1）首先由支架工操作，打开工作面机头16 号支架后方掩护梁，将其上方的顶煤全部放出，同时启动后部刮板输送机，将顶煤运输至测量地点，关闭工作面电源后进行实测。

2）测量过程中，通过电子防爆台秤对放出顶煤依次进行称重，并记录数据。

3）测量完成后，重复以上操作对工作面中部75 号支架上方的顶煤块度进行测量。

测量结束后，根据统计的顶煤重量数据，代入式（2）等效转化为直径，以直径来表征顶煤宽度：

式中：d为顶煤的等效直径，cm；M为顶煤块体的质量，g；ρ为煤体的密度，g/cm3。

现场共统计出240 组数据，分别代入式（2）得出10106 工作面上方顶煤等效粒径的分布直方图，如图3。

图3 顶煤等效粒径分布直方图

由图3 可知，顶煤等效粒径中，4～10 cm 之间占比最多，为76.3%左右，10～16 cm 之间的占总数的20.4%左右，16～28 cm 的仅占总数的3.3%左右。

3 放煤参数模拟分析

3.1 模型建立

根据10106 工作面实际赋存条件，采用PFC2D颗粒流模拟软件建立模型。在纵向上，以灰色的大直径颗粒模拟直接顶，黑色的小颗粒模拟顶煤，顶煤的块度级配根据现场块度实测得出的块度级配，按等效粒径进行设置。在顶煤中布置几层其他颜色的颗粒模拟夹矸。模拟时采用平行黏接本构，根据煤岩体物理力学试验对煤层及顶板矸石层进行赋参，见表2。

模拟中通过wall 单元建立支架并模拟放煤过程，放煤遵循“见矸关窗”原则。模拟的放煤厚度分别为1.5 m、2.5 m及3.5 m，放煤步距分别为0.8 m、1.6 m 及2.4 m，通过不同条件下的顶煤放出情况来确定合理的放煤工艺参数。

3.2 放煤厚度模拟结果分析

1）顶煤放出量分析

设置放煤步距统一为0.8 m，放煤厚度分别为1.5 m、2.5 m 及3.5 m，工作面推进距离均为16 m。模拟结束后，分别统计各放煤厚度下的顶煤放出量，如图4。

由图4 可知，不同放煤厚度下的顶煤放出量随着工作面推近距离的增加，呈“增高-降低-增高”的发展趋势。放煤厚度为1.5 m 时，工作面推进16 m 后的顶煤平均放出量为1719 kg，顶煤最大放出量达到3030 kg，顶煤最低放出量为758 kg，顶煤最大最小放出量的差值为2272 kg；放煤厚度为2.5 m 时，顶煤平均放出量为2619 kg，顶煤放出量最大值为5722 kg，初次放煤时的顶煤放出量最低为621 kg，顶煤最大最小放出量的差值为5101 kg；放煤厚度为3.5 m 时，顶煤平均放出量为3583 kg，顶煤最大放出量为8302 kg，顶煤最低放出量为448 kg，顶煤最大最小放出量的差值为7854 kg。由此可知，顶煤放出量基本随着放煤厚度的增加而增大，但整体的均匀性却随之变差。

2）采空区遗煤分析

不同放煤厚度下采空区遗煤分布形态如图5。

图5 不同放煤厚度下采空区遗煤分布形态（m）

图5 中的黑色部分代表采空区遗煤。由图5 可知，放煤厚度为1.5 m 时，采空区顶煤损失量为5877 kg；放煤厚度为2.5 m，采空区顶煤损失量为7 815.6 kg；放煤厚度为3.5 m 时，采空区顶煤损失量为9 159.5 kg。可以看出，采空区顶煤损失量随着放煤厚度的增大而增大。根据三种放煤厚度下的顶煤总量，得出各放煤厚度下顶煤损失量的占比分别为14.5%（1.5 m 放煤厚度）、12.1%（2.5 m 放煤厚度）、11.6%（3.5 m 放煤厚度）。

将不同放煤厚度下的顶煤损失量和损失量占比进行统计对比，如图6 所示。

图6 不同放煤厚度顶煤损失量和损失率

由图6 可知，随着放煤厚度的增大，顶煤损失量逐渐增大，但顶煤损失率逐渐降低，即顶煤放出率在逐渐升高，2.5 m 放煤厚度下的顶煤损失量及损失率均位于中间，因此，确定合理的放煤厚度为2.5 m。

3.3 放煤步距模拟结果分析

1）顶煤放出量分析

放煤厚度统一设置为2.5 m，放煤步距分别为0.8 m、1.6 m 及2.4 m。0.8 m 及1.6 m 放煤步距的工作面推进距离均为16 m，2.4 m 放煤步距的工作面推进距离为16.8 m。其中0.8 m 放煤步距放煤20 次，1.6 m 放煤步距放煤10 次，2.4 m 放煤步距放煤7 次。模拟结束后，分别统计各放煤厚度下的顶煤放出量，如图7。

由图7 可知，在同一放煤厚度下，不同放煤步距初期放煤量均较低，后期呈高-低的周期发展态势。放煤步距为0.8 m 时，工作面推进16 m 后的顶煤平均放出量为2619 kg，最大顶煤放出量为5722 kg，最低顶煤放出量为621 kg；放煤步距为1.6 m时，工作面推进16 m 后的顶煤平均放出量为5005 kg，最大顶煤放出量为7302 kg，最低顶煤放出量为1382 kg；放煤步距为2.4 m 时，工作面推进16.8 m 后的顶煤平均放出量为7023 kg，最大顶煤放出量为11 294 kg，最低顶煤放出量为1823 kg。由此可知，顶煤放出量随着放煤步距的增大而增大，相应的放煤时间也所有增加。

2）采空区遗煤分析

不同放煤步距下采空区遗煤分布形态如图8。

图8 不同放煤步距下采空区遗煤分布形态（m）

由图8 可知，放煤步距为0.8 m 时，采空区顶煤损失量为5877 kg；放煤步距为1.6 m 时，采空区顶煤损失量为9 996.0 kg；放煤步距为2.4 m 时，采空区顶煤损失量为12 935.3 kg。根据三种放煤步距下的顶煤总量，得出各放煤步距下顶煤损失量的占比分别为12.1%（0.8 m 放煤步距）、16.3%（1.6 m放煤步距）、18.9%（2.4 m 放煤步距）。

将不同放煤步距下的顶煤损失量和损失量占比进行统计对比，得出随着放煤步距的增大顶煤损失量及损失率均增大，即1.6 m 及2.4 m 放煤步距下的顶煤放出率较低。因此，确定合理的放煤步距为0.8 m。

4 应用效果分析

根据数值模拟结果确定出合理的放煤工艺：放煤步距0.8 m，根据采煤机截深，即为“一刀一放”，放煤厚度为2.5 m，工作面煤层厚度为5.5 m，确定采高为3 m，采放比1:0.83。

按此工艺指导10106 综放工作面的现场生产试验，并统计顶煤放出量。现场试验时长为12 d，工作面推进长度为24 m，顶煤的平均回收率为86.5%，工作面平均回收率为90.41%。以邻近工作面10104 工作面为对比，10104 工作面放煤步距0.8 m，采高为2 m，放煤高度为3.5 m，采放比为1:1.75，现场实测顶煤平均回收率为83.3%，工作面平均回收率为88.56%。两相对比，10106 工作面顶煤平均回收率及工作面平均回收率明显更高，说明前述放煤参数设计科学、合理。

5 结论

1）通过现场顶煤块度实测，按照等效粒径进行转化，得出10106 工作面支架上方顶煤中，4～10 cm 之间占总数的76.3%左右，10～16 cm 之间占比为20.4%左右，16～28 cm 则占总数的3.3%左右。

2）通过PFC2D数值模拟软件分析了放煤厚度及放煤步距对顶煤放出量的影响，并确定出付家焉煤业10106 综放工作面合理的放煤厚度为2.5 m，即采高为3 m，采放比1:0.83；合理放煤步距为0.8 m，即“一刀一放”。

3）现场应用结果表明，采用优化的放煤工艺后，顶煤的平均回收率为86.5%，工作面平均回收率为90.41%，放煤效果较理想，取得了良好的经济效益。