特厚煤層綜放工藝研究
摘要：本論文是針對義煤集團千秋煤礦特厚煤層的綜放開采技術從理論03manbetx 及實驗室模擬以及向場試驗，研究探討了放煤步距、放煤順序、放煤厚度等主要參數及其對頂煤回采率和含矸率的影響。得出適合該條件的最優放煤工藝。
關鍵詞：特厚煤層； 綜放開采；放煤工藝
1礦井及21181工作麵概況
千秋煤礦位於義馬煤田中部,1956年建井,1958年投產,設計生產能力60t/a,1973年後改擴建產量達到125萬t/a,1986年後產量一直穩定在90萬t/a。礦井可采儲量7000萬t,服務年限還有60年。目前該礦的第一水平已經開采完全完畢，生產主要集中在二水平，21181為準備工作麵，擬采用綜合機械化放頂煤開采。工作麵走向平均長度1037ｍ，方位N89°34′ W。傾斜104ｍ（切眼），采深為616.5~702.5ｍ，平均采深659.5ｍ，可采麵積為124300ｍ2，煤層平均厚度為21.7ｍ，煤層產狀較穩定，走向近東西，平均傾角12°。煤層為塊狀及粉末狀，煤層結構複雜，含夾矸3~6層，夾矸岩性為粉砂岩、細砂岩泥岩、碳質泥岩，層厚0.1~1.7ｍ，煤層極易自燃，煤岩類型為半亮或暗型。
煤層直接頂板為深灰色膠結致密塊狀泥岩，性脆易斷、斷口平坦，含植物化石碎片，間夾極薄層的細砂岩、粉砂岩,厚度18.23~29.05ｍ，分布穩定；老頂為中侏羅雜色層狀礫岩、砂岩、粉砂岩，厚度較大。煤層直接底為深灰色礫岩，局部底板粘土層含礫粘土層。具體可參見參見21181工作麵綜合柱狀圖1。
圖1 21181工作麵綜合柱狀
理論03manbetx 和生產實踐證明[1]，放煤工藝受多種因素的影響，這些因素有放煤輪數、同時放的支架個數、放煤順序、放煤步距等。不同的放煤方式影響放頂煤的放出效果。本論文主要研究方法是采用相似模擬實驗模擬巨厚煤層在破碎後在不同的放煤方式下的放出效果，確定最佳的放煤方式，在此基礎上進行現場放煤工藝試驗。
2相似模擬實驗
相似模擬實驗具有投資少、好觀測、效果明顯等特點，是國內外礦山的重要研究手段。本相似模擬實驗內容主要包括實驗設備介紹、實驗的一些操作和測算、實驗計算、正交實驗設計及其計算、曲線的函數擬合五部分。
2.1實驗設備介紹
是為本研究製造的立體相似模擬實驗台。其幾何尺寸為1700 mm×1500 mm×1200 mm。金屬框四壁內嵌為鋼化玻璃，高度為1200 mm，厚度為 12 mm，下為45架模擬放頂煤金屬液壓支架的金屬槽鋼（2100×30 mm），並排緊密排列，其上部可承受較大的壓力，在每個槽鋼上的一定位置上開有相同尺寸的小口（16mm×30mm）用於模擬放頂煤液壓支架的放煤口，每個小口下部有一金屬插板可以使小口任意的開合。在這排槽鋼的一側有一推進器，其工作原理為對應每一個槽鋼，推進器的外側開有螺絲孔，將長螺絲擰入孔中可徐徐推進槽鋼，為了方便實驗操作配備了PIB-DV-16型電動扳手，前部連接套筒可使用電力推動螺絲，進而推動槽鋼。實現了模擬移架的工作。推進器可以固定在實驗台上，也可以隨著整排槽鋼的移動而移動。另外在推進器的頂上還有45個手扳螺絲，一個手扳螺絲可以固定住一個槽鋼。在移動某一個槽鋼之前，為防治帶動周圍的槽鋼的移動，需要把鄰近的槽鋼上的手扳螺絲上緊。整個立體實驗台是安裝在一0.5m高的金屬架子上的，人可以蹲在實驗台下部進行操作，身配備一行燈用於照明，詳見三維放頂煤相似模擬實驗台圖2
2. 2實驗材料的選取
本相似模擬實驗是模擬頂煤在破碎之後在不同放煤方式下的放出效果。模擬材料選用理想鬆散體，根據常量放出橢球體理論（即在散體性質和放礦口不變的情況下，散體放出體積Q隻與放出的延續時間t成正比，與覆蓋層厚度基本無關）和顆粒比重對放出結果的無影響的結論（即在散體放出速度一定的情況下，處於運動場內的顆粒的運動速度，隻與它原來所處的位置有關，與顆粒比重無關），又根據鬆散體不存在抗壓強度的結論，本實驗模擬的相似比為Cl＝1/50，煤層與模擬材料的密度相似比為 ，模擬材料與煤塊的平均顆粒直徑比接近實驗的尺寸比Cl＝1/50。隻模擬煤層（22m），及直接頂（20m）兩層即可。自然安息角（與紙板）：29.30 ，直接頂采用建築用石子，模擬粒徑5mm，容重為1.47。采用粒徑較大的粗砂來模擬煤層，具體參數如下：容重：1.54 ，鬆散係數：取1.07，濕度：<1%，級配：（按不同粒徑的重量計算）：
>5mm 14%
2mm 36%
1mm 16%
0.5mm 23%
<0.5mm 11%
2. 3實驗的量測及設計
本實驗主要測定是放煤前後頂煤的位移情況，因為認為破碎後的煤層不再具有抗壓、抗拉等強度，故不再對模擬材料的受力狀況進行測量。位移測量的精度要達到0.1cm。因為四周的有機玻璃是固定不動的，在玻璃上可按一定的距離設置網格，在鋼化玻璃外側的鋼板上自上向下每5cm穿一白線，與內側的煤層線對齊，用以作為參照線。測量儀器可采用鋼尺加相機隨時記錄位移變化。鋪料時在模擬煤層的邊側鋼化玻璃的內側撒小量白灰粉，用以表明煤層間的層結構；層間距為5cm，自上向下共10層，詳見模擬煤層分層圖3。
圖3 模擬煤層分層圖
1－模擬支架；2－金屬框架；3－第一層模擬煤層4－第一層與第二層分界線；5－模擬直接頂；6－參考線（直線）
本實驗擬模擬不同放煤方式條件下采出率、含矸率的不同，進而確定最優的放煤方式。所謂放煤方式就是放煤工序在工作麵的進行方式。涉及的因素包括：放煤順序（順序、間隔），同時放煤支架個數（單架、雙架），放煤輪數（單輪、雙輪），放煤步距（0.6、1.2、1.8、2.4）等。根據正交實驗法進行計算，決定采用C8（23×4），需要8中不同的實驗，其中每種方法擬做8個循環，詳見表1不同放煤方式正交實驗及結果一覽表。
2.4實驗的結果
表1 不同放煤方式正交實驗及結果一覽表
序號
輪數 放煤順序 同時放煤架數 步距（m） 頂煤回收率（%） 頂煤含矸率（%）①
單輪 順序 單架 0.6 83 9②
單輪 間隔 雙架 1.2 77 4③
單輪 順序 雙架 1.8 70 5④
單輪 間隔 單架 2.4 64 7⑤
雙輪 順序 單架 1.8 73 6⑥
雙輪 間隔 雙架 2.4 68 5⑦
雙輪 順序 雙架 0.6 84 8⑧
雙輪 間隔 單架 1.2 89 73現場放煤工藝試驗
巨厚煤層放頂煤，由於煤層厚度的增加，放煤橢球體將發生較大變化，放煤方法將根據實驗室研究和理論03manbetx
的基礎上，在工作麵，通過多方案試驗，以達到充分放煤的目的。在現場不僅要考慮獲得盡可能高的頂煤回收率，並在高效益的前提下可承受的混矸率，而且還要考慮工序簡單，易於工人操作。
根據影響頂煤放出量的因素（一是放煤口間的脊背損失，二是先行放出相鄰放煤漏鬥中矸石而不能充分放出頂煤。）和理論研究及在根據先前的經驗采取以下試驗方案，試驗內容以表格的形式給出。每種放煤方式試驗期為三天，頂煤回收率和含矸率均為三天的總值，總煤量是根據煤厚和總的推進度計算出來的，回采出煤是利用核子秤測出，含矸率是利用隨機斷麵法隨機取樣而得到的，具體結果如表2。
表2 放煤工藝試驗
放煤方 式 兩刀一放 三刀一放 順序 間隔 順序 間隔 兩輪 單輪 兩輪 單輪 兩輪 單輪 兩輪 單輪 單架 雙架 單架 雙架 單架 雙架 單架 雙架 單架 雙架 單架 雙架 單架 雙 架 單 架 雙 架 放煤步距（m） 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 頂煤收率（%） 81 80 71 72 89 88 79 79 74 73 72 70 76 75 70 68 混矸率（%） 8 4 9 5 7 4 8 5 6 4 7 5 5 4 5 4 時間（天） 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
4結果03manbetx
放煤步距：放煤步距是綜采放頂煤的主要參數之一。放煤步距與頂煤鬆散冒落過程有關，在確定放煤步距時，必須考慮支架的結構，放煤口位置和頂煤冒落角及鬆散體的活動規律。理論及生產實踐證明，合理的放煤步距應大於2倍的放煤橢球體短軸半徑並小於2倍的鬆動橢球體短軸半徑，如圖2-12所示。過大或過小都不利於放頂煤。放煤步距大，混矸少，但兩放煤口脊背間損失大，回采率低，放煤步距過小，兩放煤口間脊背損失少，但混矸多，影響煤質。
放煤步距一般與移架步距相同或成整數倍關係。對於截深為0.6米的工作麵，一刀一放，兩刀一放或三刀一放的放煤步距分別是0.6米、1.2米和1.8米。
放煤步距的大小一般受頂煤冒落步距的製約。當放煤步距與頂煤冒落步距相等時，放煤與頂煤冒落同時進行，有利於提高頂煤回采率；當放煤步距大於頂煤冒落步距時，不利於頂煤回采率的提高，因為此時支架放煤口提前進入下一循環頂煤冒落體內，即在冒落步距分界線前方的煤體不易冒落，而後方的煤體超前冒落，易混入放煤口後方采空區側的矸石中，從而降低回采率；當放煤步距小於頂煤冒落步距時亦不利於頂煤回收率的提高。其原因是初始時支架放煤口後方的頂煤超前冒落，亦混入采空區側矸石中，放煤口前方的頂煤滯後至下一循環中，當支架放煤口進入下一循環時，與頂煤步距大於頂煤冒落步距情況相同，並且如此循環下去[2]。
由上述分析可知，放煤步距與頂煤冒落步距的關係對頂煤回采率影響較大。頂煤冒落步距主要取決於礦山壓力的大小、煤的物理力學性質及結構麵特征。其值大小可根據礦壓觀測數據及頂煤內的裂隙觀測數據來確定，一般0.5～2.0m，多數在1.0m左右。當煤體較堅硬、節理裂隙不太發育時，冒落步距較大；反之，則冒落步距較小，參見圖4放煤步距圖。如果設Ff為放煤步距，Lm為頂煤冒落步距，按上述分析可有如下判別式存在：
當Lf=Lm時，利於頂煤回采率的提高；當Lf>Lm或Lf
表3 綜采放頂煤工作麵的放煤步距與回采率及混矸率的關係表
礦別陽泉一礦
項目回采率（%）
放煤步距 1.0 1.5 2.0 2.5 86.5 72.93 70.84 59.6 混矸率（%） 11.45 12.27 16.99 大明二礦 回采率（%） 83.10 82.10 混矸率（%） 4.60 3.10放煤順序：放煤順序及放煤量的控製，是提高頂煤回采率和降低含矸率的關鍵。放煤順序一般應沿著工作麵傾斜方向自上而下進行。
為保證頂煤下降均勻，提高回采率，降低含矸率，當工作麵不太長時，可兩架一組放煤。按散體下放理論分析，各架同時均勻放出頂煤，能有效的防止頂煤及鄰架竄矸的問題。但生產中由於頂板壓力，輸送機能力及人員的因素不可能這樣做，因此，也可用順序同時一架或兩架多輪放煤。如圖5為一次放煤與順序多輪放煤，每輪放出量大約為總量的20%，考慮脊背損失的存在，最後一次放出總量的40%。
在放煤中，當放煤口出現10%左右的矸石時，應及時關閉天窗式插板，停止放煤。放煤中若遇到大煤塊，應用支架尾梁插板將大塊煤破碎或采取其它措施[3]。
頂煤厚度：合適的頂煤厚度對頂煤的回采率及含矸率有重要意義。頂煤若成鬆散介質規律下放，就要求底層工作麵與頂煤厚度成一定的比例，否則頂煤將放的不徹底或有的混入采空區。頂煤厚度與底層工作麵高度關係如圖6所示。
在圖6中h為整個煤體厚度，h1為底層工作麵厚度，h2為放頂煤厚度。如果設Ks為頂煤的一次鬆散係數，則頂煤全部充分鬆散的條件為：
h2=(1/ Ks-1)h1 (1)
由(1)式可知，頂煤厚度h2主要與底層工作麵高h1煤的一次鬆散係數Ks有關。在一定的工作麵中支架型式確定後，底層工作麵高h1即為一常數，此時頂煤厚度h2隨煤的一次鬆散係數Ks變化而變化，圖7為底層工作麵采高h1為2.5米時頂煤厚度h2與一次鬆散次數Ks變化曲線。在(1)式中，當h1為定值時：
Ks﹤1，h2為負值，無實際意義；Ks→1，h2～∞, 頂煤厚度最大；Ks→∞, h2→0，頂煤厚度最小。實際上頂煤鬆散係數Ks既不能為1，亦不能為∞,而是在大於1的一個很小範圍內。頂煤的一次鬆散係數Ks主要與煤層的賦存條件、圍岩性質、地質構造等因素有關，一般為1.15～1.30，而此範圍的Ks值所對應的頂煤厚度h2為16.75～8.25m，如圖7中曲線ab所對應的h2值。
5結論
雖然近幾十年的綜放技術在國內的煤礦生產中顯示出巨大的經濟效益，但對於超過20m（以上）的巨（特厚）厚煤層如何進行高產高效的一次采全高綜放技術，在國內仍屬難題，本論文正是對此問題的一種嚐試。實驗方法為相似模擬實驗與正交計算的數據分析相結合，實驗儀器為特別定做的三維立體相似模擬實驗台，實現井下三維立體的模擬。為了有效的確定最佳的放煤工藝及對各因素的分析，實驗設計為C8（23×4）即4個因素8個水平的正交實驗；采用以頂煤回收率和含矸率為雙指標的方差分析和綜合平衡的分析方法。通過模擬及現場試驗確定出雙輪、間隔、雙架同時放煤、步距為1.2m的放煤工藝為最佳。
參考文獻
[1]錢鳴高，王慶康. 采煤工藝學.[M].徐州：中國礦業大學出版社，1992. 286-294.
[2] 李化敏，周英，蘇承東等. 綜放開采支架受力測試與分析.[J].山東科技大學學報，2000，19（2）：101-105.
[3]張頂立. 綜合機械化放頂煤采場礦山壓力控製 [M].北京：煤炭工業出版社，1999. 72-98.
作者簡介：南華（1976-），男，在讀博士研究生，講師，主要從事煤礦現代化開采方麵的教學和研究工作。
