综放顶煤放出规律及提高资源采出率的技术措施白士邦(伊泰煤炭股份有限责任公司,内蒙古鄂尔多斯010075)[摘󰀁要]󰀁对酸刺沟矿拟开采煤层进行综放研究,得出了综放条件下煤层开采时的顶煤垮落、放出规律,提出了提高工作面煤炭资源采出率的技术措施。[关键词]󰀁综放;相似材料;顶煤;采出率[中图分类号]TD823󰀁49󰀁󰀁[文献标识码]B󰀁󰀁[文章编号]1006-6225(2006)04-0051-03TheCavingRuleofTopCoalandTechnologyMeasurementofImprovingtheResourcesRecovery

[收稿日期]2006-04-04[作者简介]白士邦(1969-),男,内蒙古达拉特旗人,工程师,现从事煤炭生产、科研和管理工作。1󰀁煤层地质条件与综放开采模拟实验装置伊泰煤炭股份有限责任公司拟开采的酸刺沟矿6号煤层,近水平赋存,有效煤层厚度为10m,工作面割煤高度3m,放顶煤厚度7m。煤层的平均开采深度245m。根据钻孔资料和ZK2钻孔取心及井下取样测定的各岩层与煤的物理力学参数,选用长󰀁高󰀁厚=3000mm󰀁3000mm󰀁200mm的大型平面应变柔性加载试验装置进行模拟实验。在模型的两侧各留100mm(相当于实际3m)宽的煤柱,剩余长度2800mm,模拟工作面实际推进长度84m。模型的厚度200mm,可模拟实际工作面宽度6m,相当于4架液压支架的宽度。模型高度3000mm,模拟煤层底板厚度500mm(实际15m),煤层厚度334mm(实际10m),煤层上覆岩层厚度1708mm(实际51󰀁24m),其余5792mm(实际173󰀁76m)高度的岩层重力通过在模型顶部皮囊中充气加载来实现。2󰀁实验结果及其分析2󰀁1󰀁顶煤的垮落与放出规律(1)顶煤初次垮落󰀁当工作面推进696mm(20󰀁88m)时,顶煤开始分层垮落,垮落的3个分层厚度为:第1分层25mm(0󰀁75m),第2分层64mm(1󰀁92m),第3分层100mm(3󰀁0m),垮落时的顶部跨度为387mm(11󰀁61m)。在支架后方和开切眼侧,顶煤的垮落角度51󰀁34󰀁,断裂角53󰀁13󰀁,在支架后方可以放出少量顶煤。当工作面割煤8次,推进858mm(25󰀁74m)时,顶煤全厚初次垮落,垮落时的顶部跨度为410󰀁2mm(12󰀁31m),支架后方的顶煤垮落角为66󰀁56󰀁,开切眼一侧的顶煤断裂角为45󰀁84󰀁,在支架后方一定范围内的顶煤可以放出。(2)顶煤垮落角󰀁在不同推进步次和不同垮落条件下的顶煤垮落角不同。据统计,顶煤的最大垮落角为90󰀁,最小垮落角为40󰀁20󰀁,平均垮落角为64󰀁0󰀁。顶煤的初次垮落角为66󰀁56󰀁,在顶板来压或断裂时的顶煤垮落角平均值为75󰀁2󰀁。(3)顶煤的超前断裂󰀁开采过程中,在5种条件下发生顶煤在支架上方或煤壁上方断裂:直接顶初次垮落时,顶煤沿煤壁上方断裂,以60󰀁67󰀁向后倾斜穿过支架上方,延伸到顶煤的顶部;基本顶初次垮落时,支架上方的顶煤被压裂,在煤壁上方和支架后部的上方出现了2条断裂,分别向支架中部倾斜,到顶煤的上部相交;基本顶周期断裂,顶煤均在煤壁上方断裂,以一定的角度穿过支架上方到达顶煤的顶部;悬露过长的直接顶在支架上方断裂时,导致顶煤在支架上方断裂;顶煤悬露过长时,导致支架上方顶煤断裂。在直接顶初次垮落后,进入正常放煤阶段的22次割煤移架的过程中,共有11次支架上方的顶煤处于断裂(或破坏)状态,占正常阶段循环总数的50%。(4)顶煤的滞后垮落󰀁开采过程中,基本顶垮落后,往往伴随有1次或2次割煤移架后,顶煤在支架后方悬而不垮,造成顶煤损失。在直接顶初次垮落后进入正常放煤阶段的22次割煤移架循环中,有5次支架后方的顶煤处于悬露状态,占正常阶段循环总数的22󰀁7%,其中4次悬露长度81mm(2󰀁43m),占18󰀁2%;1次悬露长度162mm51第11卷第4期(总第71期)2006年8月煤󰀁矿󰀁开󰀁采CoalMiningTechnologyVo1󰀁11No󰀁4(SeriesNo󰀁71)August󰀁2006(4󰀁86m),占4󰀁5%。导致顶煤滞后垮落(断裂)的原因:一是顶板岩层周期垮落后,使顶煤所承受的上覆岩层压力减小;二是基本顶垮落后,堆积的矸石充满了顶煤后方的采出空间,对悬露的顶煤起到了一定的支撑作用。2󰀁2󰀁工作面煤炭采出率分析2󰀁2󰀁1󰀁工作面煤炭采出率及其变化规律在工作面推进过程中,对每一循环割出的底煤和放出的顶煤分别称量,并对每一循环的实际割煤高度进行测量,分别计算顶煤回收率和工作面煤炭采出率。根据统计,依据顶煤回收率或工作面煤炭采出率,可将开采过程分为3个阶段:初采阶段,从工作面开切眼到顶煤初次垮落,工作面推进615mm(18󰀁45m),顶煤不垮,顶煤回收率为0,工作面煤炭采出率最低,为30%左右。过渡阶段,从工作面顶煤分层初次垮落到直接顶板初次垮落,工作面从615mm(18󰀁45m)推进到1020mm(30󰀁6m),顶煤回收率为60󰀁49%,工作面的煤炭采出率为71󰀁11%。正常放煤阶段,从工作面直接顶板初次垮落,到工作面推进1020mm(30󰀁6m)以后,顶煤的回收率为82󰀁91%,工作面的煤炭采出率为85󰀁71%。以上分阶段的界限分别对应于顶煤初次垮落和直接顶初次垮落,说明顶煤的回收率和采场矿压及顶板活动有密切关系。顶板每次发生断裂,都是顶板压力增大,顶煤破碎效果最佳时期。工作面的矿压活动周期性地出现,导致了工作面的煤炭采出率(顶煤回收率)也呈周期性变化,有时顶煤回收率很高,有时顶煤回收率很低,图1为工作面煤炭资源采出率随工作面推进距离的变化规律。

图1󰀁工作面煤炭采出率随推进距离的变化2󰀁2󰀁2󰀁工作面煤炭损失的分析模拟实验的工作面煤炭采出率比实际工作面的煤炭采出率偏高,主要原因:(1)模拟实验不考虑放煤损失󰀁模拟所用支架宽200mm,相当于实际4架的宽度6󰀁0m。4个支架为一个整体,只要顶煤在支架后方一定的距离内垮落,就视为可放出顶煤,并将其放出,不存在放煤损失。根据顶煤冒落空间,顶煤放落区分为可放区Ⅰ和不可放区Ⅱ,见图2所示。可放区是指打开支架放煤口,能滚落到放煤口位置范围的顶煤堆积区域,一般是煤矸安息角以内(近放煤口一侧)的区域;不可放煤区是指打开放煤口,始终不能落到放煤口范围的顶煤堆积区域,一般此区域为煤矸安息角之外(靠采空区一侧或远离放煤口一侧)。对于可放区内,放煤损失主要是煤矸混杂损失4(即混矸损失),因放煤过程中不可能见矸即关门停放,也不可能到不见煤只见矸的程度才停放,为了限制含矸率,总要损失部分顶煤。不可放区的顶煤损失包括两部分:第1部分是煤矸安息角之外靠采空区内的冒落顶煤,从放煤口至底板的落煤损失,或后部输送机溜槽至底板的浮煤损失;放煤步距过大,顶煤冒落后滞留在采空区的落煤损失;顶煤悬臂滞后冒落的落煤损失。第2部分是开天窗式放煤支架的架间天窗之间的脊背损失,对于低位插板式放煤支架,无这部分损失。

图2󰀁放煤损失示意在本次模拟实验中,没有考虑放煤损失,主要是可放区内的煤矸混杂损失和可放区外的放煤口至底板的落煤损失。根据我国部分低位插板式放煤支架工作面的放煤损失率统计,这部分放煤损失一般为6%左右。(2)模拟实验不考虑端头损失󰀁为维护综放工作面的端头安全,确保机头机尾2个安全出口的顶煤稳定性,一般在端头留2~3个支架不放煤,由此造成的顶煤损失,称为端头损失。影响端头损失的主要因素有:煤层强度、煤层倾角和后部输送机的结构形式。煤质硬时,顶煤悬臂放不下来;煤质软时,顶煤容易超前冒落,影响端头支架的稳定性。煤层倾角大,输送机和支架会出现上下窜动。为解决这些问题,确保端头支设稳固可靠,至少留2架过渡架不放煤,增加了顶煤损失率。后部输送机的机头(尾)抬高,不能将顶煤放到后部溜槽52总第71期煤󰀁矿󰀁开󰀁采2006年第4期中,也增加了端头的顶煤损失。根据我国部分低位插板式放煤支架工作面的放煤损失率统计,工作面端头损失一般在2󰀁38%左右。综合上述分析,可以得出伊泰酸刺沟矿综放开采工作面的煤炭采出率为:初采阶段30%左右;过渡阶段65%;正常阶段77%。2󰀁2󰀁3󰀁提高工作面煤炭采出率的技术措施(1)实施煤层预注水,软化煤体,提高顶煤回收率。(2)采用预爆破弱化煤体,提高顶煤回收率。(3)在设计中,考虑工作面推进方向与煤体裂隙方位的合理匹配,提高顶煤回收率。(4)在开切眼附近,采用预裂顶煤顶板,及时断顶的措施,减少工作面初采期间的煤炭损失。(5)加大工作面开采长度和工作面推进长度,降低初采和末采的损失率。(6)改进端头支架放煤机构,在确保端头安全条件下,实施端头放煤,尽量减少端头损失。(7)在后部输送机上安装浮煤回收装置,减少浮煤损失。(8)加强放煤工艺管理,保证放煤口开启大小与尾梁摆放角度一致,尽可能满足大块煤放出。3󰀁主要结论(1)顶煤的回收率和采场矿压及顶板活动具有密切关系。每次顶板断裂、压力增大,顶煤破碎效果好,都是最佳放煤时期;反之则放煤效果较差。工作面的矿压活动周期性地出现,导致了工作面的煤炭资源回收率也是这样周期性变化。(2)采取预爆破、预注水和优化放煤工艺等综合技术措施,可有效提高工作面顶煤回收率。(3)考虑真实工作面的放煤损失6%左右和工作面端头损失2󰀁38%,该条件下实际工作面的煤炭采出率为:初采阶段30%左右,过渡阶段65%左右,正常阶段77%左右。

[参考文献][1]王家臣,李志刚,陈亚军,郑厚发󰀁综放开采顶煤放出散体介质流理论的试验研究[J]󰀁煤炭学报,2004(3):260-263󰀁[2]李化敏,周英,翟新献󰀁放顶煤开采顶煤变形与破碎特征[J]󰀁煤炭学报,2000(4):352-355󰀁[3]贾光胜,王战洲󰀁综放开采顶煤损失及提高回采率途径研究[J]󰀁煤矿开采,200(4):21~23󰀁[4]张顶立󰀁综合机械化放顶煤采场矿山压力控制[M]󰀁北京:煤炭工业出版社,1999󰀁[5]钱鸣高,王庆康󰀁采煤工艺学[M]󰀁徐州:中国矿业大学出版社,1992󰀁[责任编辑:邹正立]

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图3󰀁火灾灾情模拟演示掘进面等要不断进行增删和修改,本系统的图形环境可以方便地帮助用户完成这项工作。另外本系统的图形环境还支持井下风流和火灾模拟状况的动态显示,并可以在单线图、双线图、立体管道图、平面图和三维立体图之间做出选择。4󰀁效益分析4󰀁1󰀁经济效益矿井通风计算机模拟系统的应用,使矿井通风系统可视化,通过矿井通风网络解算,可以优化矿井通风系统,从而更好地服务于矿井生产。按矿井每个工作面多出1刀煤计算可创造180万元/a的经济效益;按东、西风井节约耗电量计算可创造240万元/a的经济效益。4󰀁2󰀁社会效益(1)通过矿井灾害模拟,可以对事故起到超前预防,同时可以有针对性制定出可行性预防措施,避免事故的发生,为企业和社会创造一个良好的环境。(2)通过矿井通风系统优化,可以在一定程度上改善井下生产工作面工作环境,减小工作面作业职工的体力消耗(特别是工作面温度的降低)。[责任编辑:邹正立]53白士邦:综放顶煤放出规律及提高资源采出率的技术措施2006年第4期