考慮步距間關(guān)聯(lián)的較薄厚煤層放煤終止原則研究

劉一揚，宋選民，劉國方

(太原理工大學(xué) 原位改性采礦教育部重點實驗室，山西 太原 030024)

0 引 言

我國煤炭科學(xué)產(chǎn)能的可持續(xù)發(fā)展受到資源采出率的制約，大量寶貴的煤炭資源浪費嚴重，得不到有效回收[1]。因此，在綜放開采工藝的發(fā)展過程中，提高頂煤采出率，降低含矸率始終是眾多采礦科技工作者關(guān)注的焦點[2]。為此，需要明確綜放開采頂煤放出規(guī)律，進而確定合理放煤終止原則，充分發(fā)揮綜放工作面低能耗，高產(chǎn)量，高效率的優(yōu)勢。吳健等[3-4]建立了邊界約束條件下的綜放工作面數(shù)學(xué)模型，并指出頂煤放出量受頂煤垮落角，放煤口位置及煤層厚度等邊界約束條件的影響。金智新等[5]運用理論分析的方法針對特厚煤層條件下頂煤采出率與含矸率的辯證關(guān)系展開研究，并推導(dǎo)出可計算放出體總量和隨之放出矸石量的表達式。張開智等[6]采用大比例放頂煤平面模擬試驗臺確定了合理放煤步距，并提出“見矸1/3”關(guān)窗原則與“見矸1/5”關(guān)窗原則。黃炳香等[7]考慮頂煤和直接頂在厚度上塊度的變化規(guī)律，運用散體相似模擬的方法研究了放出率與含矸率的關(guān)系，得到煤矸流中矸石的比例為1/3時即可終止放煤。隨著離散單元法在礦山壓力研究領(lǐng)域的快速發(fā)展，富強等[8-9]將該方法應(yīng)用于綜放開采放煤規(guī)律的研究，反演了放出體活動規(guī)律，對放煤全過程進行了動態(tài)模擬。王家臣等[10-12]提出頂煤運移的散體介質(zhì)流理論，運用自主設(shè)計的頂煤運移跟蹤儀對頂煤采出率進行了現(xiàn)場觀測，通過離散元顆粒流程序(PFC)反演了頂煤的三維放出體，該放出體呈現(xiàn)為支架限定的類偏轉(zhuǎn)橢球體。之后在上述研究的基礎(chǔ)上建立了統(tǒng)一煤矸分界面、放出體、采出率與含矸率的BBR研究體系，系統(tǒng)分析了4個要素之間的影響與制約關(guān)系[13-15]。仲濤等[16]運用散體相似模擬及數(shù)值模擬的試驗方法，探索了特厚煤層煤矸流場特征，分析了頂煤損失規(guī)律，提出了提高頂煤采出率的技術(shù)措施。文獻[17-20]將隨機介質(zhì)理論應(yīng)用于放煤規(guī)律的研究，構(gòu)建了頂煤采出率預(yù)測模型，分析了煤矸分界線及放出體特征，指導(dǎo)了現(xiàn)場生產(chǎn)。

上述研究運用了不同的理論與方法分析了綜放開采頂煤放出規(guī)律，揭示了頂煤流動與放出的真實過程，探索了合理的放煤終止原則，為綜放開采工藝的進步與發(fā)展奠定了基礎(chǔ)。但相關(guān)文獻在研究采出率與含矸率關(guān)系時，將放煤過程的每一步距分割獨立進行研究，并未考慮相鄰步距放煤過程的關(guān)聯(lián)，且沒有專門針對煤層厚度較薄的綜放面進行研究。因此筆者以現(xiàn)場頂煤塊度級配實測為依據(jù)，整體考慮本步距與下一步距放煤之間存在的聯(lián)系，對放出體進行分區(qū)，并在分析過量放煤可放遺煤在下一步距中的放出及損失狀況的基礎(chǔ)上，針對煤層厚度為4～6 m的較薄厚煤層[21]綜放工作面的合理放煤終止原則開展研究。

1 頂煤破碎塊度現(xiàn)場實測

1.1 較薄厚煤層地質(zhì)賦存條件

王家?guī)X煤礦12309工作面開采2號煤，地面標高為+824～+971 m，井下標高為+527～+564 m。工作面設(shè)計推進距離1 320 m，寬度260 m，煤層厚度為5.7～6.3 m，平均厚度6.1 m，根據(jù)文獻[21]，當(dāng)煤層厚度為4～6 m時，可視其為較薄厚煤層。煤層傾角-5°～+2°，煤層結(jié)構(gòu)較為簡單，煤種為瘦煤，密度為1.44 t/m3。直接頂由厚度3.54 m的粉砂巖構(gòu)成，基本頂則由厚度為4.2 m的細粒砂巖構(gòu)成，直接底為厚2.12 m的細砂巖-炭質(zhì)泥巖構(gòu)成，基本底則由厚為4.7 m的K7細粒砂巖構(gòu)成。實驗室試驗測得12309工作面煤層物理力學(xué)參數(shù)如下：

巖性煤密度/(g·cm-3)1.44彈性模量/GPa2.395抗壓強度/MPa7.09抗拉強度/MPa0.45泊松比0.25內(nèi)摩擦角/ (°)28.74黏聚力/MPa1.57

1.2 塊度實測過程及結(jié)果

不同塊度的頂煤塊體在松散破碎煤體中所占的比例即為頂煤的塊度級配[22]?？紤]到塊度級配對頂煤放出的影響，為更加科學(xué)合理地研究較薄厚煤層綜放開采條件下頂煤的損失規(guī)律及確定合理的放煤工藝，在12309工作面進行了頂煤破碎塊度現(xiàn)場實測。

此次實測在12309工作面檢修時進行，工作面停產(chǎn)，確保試驗人員安全。測量地點為12309工作面后部刮板輸送機及轉(zhuǎn)載機搭接處。由于工作面長度方向上頂煤破碎效果具有一定差別，故結(jié)合實際生產(chǎn)情況及實際操作可行性，忽略頂煤落于后刮板輸送機時的碰撞破碎，在與現(xiàn)場工作人員交流后，選擇靠近工作面機頭的15號、16號支架及工作面中央處的75號支架上方的頂煤進行塊度測量。

實際生產(chǎn)中，落在后部刮板輸送機上的頂煤都是不規(guī)則塊體，為方便研究，將頂煤塊體視為規(guī)則的球體，運用式(1)將測量所得的頂煤塊體重量轉(zhuǎn)化為規(guī)則球體的直徑，通過直徑d來表征頂煤塊體的塊度為：

(1)

式中：M為測量得到的頂煤塊體重量，kg；ρc為頂煤塊體的平均密度，取為1 440 kg/m3；d為等效球體直徑，m。

通過上式進行等效轉(zhuǎn)換后，將頂煤塊體分為5個塊度區(qū)間，通過整理實測所得到的數(shù)據(jù)，采用直方分布圖來表示15號、16號和75號支架上方5個塊度區(qū)間下頂煤塊體的數(shù)量，限于篇幅，僅列出15號架實測結(jié)果，如圖1所示?？梢婋S著塊體塊度的增加，放出的頂煤塊體數(shù)量越少。

圖1 15號架頂煤塊體數(shù)量分布Fig.1 Quantity distribution of No.15 support top-coal block

通過將同一塊度區(qū)間內(nèi)頂煤塊體的質(zhì)量相加，即可得到不同塊度頂煤在放出的頂煤體中所占的質(zhì)量百分比，見表1。可知雖然放出的頂煤中粒徑在4.0～9.2 cm的塊體數(shù)量最多，但粒徑在9.2～14.4 cm 的頂煤所占的平均質(zhì)量百分比最大。將表1中5個塊度區(qū)間內(nèi)頂煤的平均質(zhì)量百分比作為后續(xù)數(shù)值模擬中顆粒級配的參數(shù)依據(jù)。

表1 頂煤塊度實測結(jié)果

2 數(shù)值模型的建立

將支承壓力作用下的頂煤及矸石視為散體介質(zhì)[10]，根據(jù)王家?guī)X煤礦12309工作面地質(zhì)條件，運用PFC沿推進方向建立數(shù)值模型，模型高度為9.64 m，其中煤層厚度6.1 m，破碎直接頂厚度3.54 m；左右兩邊各留大于10 m不進行采動的煤體及直接頂，以消除邊界對放煤規(guī)律研究的影響。模型經(jīng)歷初始放煤后，共推進16 m停止。模型上部為自由邊界，左右兩側(cè)為固定邊界，下部通過墻(wall)單元模擬支架的一系列動作。模型建立過程為：給定空隙率，在指定范圍內(nèi)生成符合該孔隙率的2層顆粒(煤層與直接頂)，在初始放煤前，模型中顆粒只受重力作用(g=9.81 m/s2)并壓實，再將初速度及位移設(shè)置為0。

模型中，灰色顆粒代表已完全破碎為散體的直接頂矸石，黑色顆粒代表散體頂煤，煤層及直接頂矸石顆粒的物理力學(xué)參數(shù)見表2[12]，其中煤層顆粒通過PFC命令流將其分為5個顆粒級配，每個級配內(nèi)顆粒粒徑及所占質(zhì)量百分比分別對應(yīng)于表1中實際測量并換算所得的塊體粒徑及質(zhì)量百分比。

表2 煤及直接頂物理力學(xué)參數(shù)

綜放支架放煤口的開閉通過PFC中墻單元的生成和刪除進行模擬，在放煤口底部設(shè)置高0.35 m的豎墻，模擬后部刮板輸送機實際高度，支架支撐高度與現(xiàn)場生產(chǎn)設(shè)計采高一致，為3.1 m，則采放比確定為1:0.97，掩護梁傾角45°，摩擦因數(shù)取為0.2，放煤口尺寸水平投影長度為1 000 mm。放煤步距為0.8 m，一共推進20刀。模型初始狀態(tài)如圖2所示。由于工作面頂煤厚度較薄，且裂隙發(fā)育，破碎效果好，因此實際生產(chǎn)中較少出現(xiàn)煤矸成拱，而本次推進16 m的數(shù)值模擬過程中，亦未有煤矸成拱的現(xiàn)象發(fā)生。

圖2 模型初始狀態(tài)Fig.2 Initial state of the model

3 較薄厚煤層放煤終止原則

3.1 過量放煤放出體分區(qū)

在放煤過程中，由于放煤口是連續(xù)向前移動的，下一次放煤必然與此次放煤存在關(guān)聯(lián)，位于支架掩護梁上方此次尚未放出的頂煤，可在下一次放煤時放出。因此在研究放出率與含矸率的關(guān)系時，不應(yīng)單獨分析某一個步距的放煤過程，而應(yīng)當(dāng)綜合考慮后續(xù)的放煤過程對此次放煤的影響。

通過圖2所示模型進行研究，首先以“見矸關(guān)窗”的原則進行20個步距的推進模擬。其中由于第13步距放煤過程持續(xù)時間較長，可以更加清晰地觀察到頂煤放出體的演化過程及形態(tài)特征，因此，以該步距放煤過程為例開展研究，并考慮第14步距放煤對第13步距的影響。之后單獨對第13步距進行過量放煤，根據(jù)模擬結(jié)果，第13步距見矸時共放煤11.23 s(該時間為PFC計算所得時間)，由于在實際生產(chǎn)中較少有過量放煤時間大于見矸關(guān)窗時間的2倍，故選取不超過見矸關(guān)窗時間11.23 s 2倍的過量放煤時間20 s作為過量放煤的停止時間。同時20 s的過量放煤時間還可以更加清晰地展現(xiàn)出過量放煤放出體的擴張發(fā)育過程，便于分析頂煤與矸石的放出規(guī)律，最終得到放煤終止的合理時刻。

將以“見矸關(guān)窗”為原則推進20個步距的殘余頂煤顆粒ID號提取出來，與第13步距第20 s時放出體所包含的顆粒ID號進行對比，確定相較于“見矸關(guān)窗”的方式，采用過量放煤方式可多回收的頂煤顆粒范圍，如圖3所示，圖中黑色顆粒為采用“見矸關(guān)窗”方式0～16 m內(nèi)采空區(qū)遺煤(0 m處為初始放煤時刮板輸送機采空區(qū)一側(cè)所在位置)，紅色顆粒表示第13步距過量放煤可多回收的頂煤顆粒。

圖3 0～16 m采空區(qū)遺煤Fig.3 Residual coal for goaf on range of 0-16 m

考慮到本步距放煤與下一步距放煤相互關(guān)聯(lián)，將第13步距第20 s過量放煤放出體包含的顆粒分為4個部分，通過提取不同部分所包含的顆粒ID號，得到如圖4所示的過量放煤放出體分區(qū)。

圖4 過量放煤放出體分區(qū)Fig.4 Draw body subarea of excessive drawing top-coal

圖4中灰色顆粒表示過量放煤方式下所放出的矸石，紅色、藍色及黑色顆粒均為20 s放煤過程中放出的頂煤。其中，黑色顆粒為“見矸關(guān)窗”方式下放出的頂煤；綠色顆粒為該放出體中可由下一步距放出的頂煤顆粒；紅色顆粒對應(yīng)于圖3所示同為紅色的見矸關(guān)窗后無法放出并遺留在采空區(qū)的頂煤，但可通過20 s的過量放煤放出。通過觀察可見，放出體形態(tài)整體呈一下部被支架掩護梁截割的橢球缺。

不同放煤時間放出體內(nèi)各部分的變化發(fā)育過程如圖5所示，從圖中大致可以看出放出體中4個部分的顆粒數(shù)量均隨著放煤時間的增加而增大。

圖5 不同時刻的放出體分區(qū)Fig.5 Draw body subarea in different moments

3.2 各分區(qū)占比分析

為得到隨著煤矸放出總量的增加，放出體4個部分分別占放出體總重量百分比的變化趨勢，從見矸關(guān)窗時刻(11.23 s)開始，分別每隔1 s提取12、13、……、20 s共10個時刻煤矸放出體所包含顆粒的半徑，求出顆粒面積，再通過乘以顆粒各自的密度，得到放出煤矸顆粒的總質(zhì)量，進而得到各分區(qū)質(zhì)量占比，所選擇的10個時刻用于表示隨著放煤時間持續(xù)增加，放出體各分區(qū)所包含煤矸顆粒的放出情況見表3。

表3 放出體各分區(qū)放出量

根據(jù)表4繪出如圖6所示的各分區(qū)質(zhì)量占比變化圖。由圖6可知，隨著煤矸放出量的不斷增加，見矸關(guān)窗頂煤放出量占總放出量的比例不斷減少，最終降至50%以下，說明放煤進行到20 s時，所放出的煤巖總量相比見矸關(guān)窗時增加了1倍之多；放出體所包含的可在下一步距放出的頂煤量則隨著煤矸放出總量的增大而增大，但當(dāng)放出總量達到約7.1 t時，該部分頂煤占比逐漸趨于穩(wěn)定，約為15%；過量放煤可放遺煤量曲線初期變化較快，而當(dāng)放出量達到6.5 t左右時，該部分占煤矸放出體總量的比重基本穩(wěn)定，最終維持在7%左右，說明在過量放煤剛開始時，即有部分可放遺煤放出，但隨著放出時間的不斷增加，放出遺煤占放出總量的比重趨于穩(wěn)定；下一步距所放煤量曲線始終高于過量放煤可放遺煤量曲線，表明過量放煤放出的頂煤顆粒中大部分為下一步距可放頂煤；放出體中矸石所占的比例以較快的速度增加，當(dāng)放出煤矸總量達11.5 t(第20秒)時，矸石所占總量的百分比已達26.7%，觀察曲線，當(dāng)放出總量達到6.5 t時，矸石占比約為4.6%，之后繼續(xù)放煤，則矸石比重增加速度明顯提高。綜上所述，僅在過量放煤初期，即當(dāng)放煤時間為13 s左右，煤矸放出總量為6.5 t時，含矸率較低，且可放出的遺煤量較多。

圖6 放出體各分區(qū)放出質(zhì)量占比Fig.6 Draw quality proportion of each draw body subarea

將過量放煤放出的頂煤顆粒分為2個部分：下一步距放出量(綠色顆粒)及過量放煤可放遺煤量(紅色顆粒)。過量放煤可放遺煤量占過量放煤放出頂煤顆粒的百分比，如圖7所示。

圖7 過量放煤放出頂煤中可放遺煤占比Fig.7 Proportion of releasable residual coal in excessive drawing top-coal

由圖7可知，放出的遺煤在過量放煤初期增加，當(dāng)放出煤矸總量達到6.5 t時，占過量放煤可放出頂煤的比重最大，為42.5%，隨后便出現(xiàn)下降，并在均值線31.9%附近上下波動。因此，過量放煤所放出的所有頂煤平均中僅有1/3的顆粒為過量放煤可放出的遺煤，其余2/3均為可由下一步距放出的頂煤。在分析含矸率與放出煤量的關(guān)系時，應(yīng)當(dāng)著重研究過量放煤可放遺煤的放出及損失。

為排除下一步距可放煤量的影響，探索含矸率與可放遺煤量之間的關(guān)系，可放遺煤量占放出煤矸總量的百分比隨放出煤矸總量增加的變化關(guān)系如圖8所示。

圖8 含矸率與遺煤放出量關(guān)系Fig.8 Relationship between refuse content and residual coal drawing quality

分析圖8矸石放出量曲線可知，放出煤矸總量的增加，矸石放出量的占比首先出現(xiàn)輕微下降，表明見矸后繼續(xù)放煤初期，并沒有矸石或僅有很少量矸石放出，而頂煤則部分快速放出，導(dǎo)致矸石放出量占比減?。浑S著過量放煤的繼續(xù)進行，放出矸石占比迅速增加，放出煤矸總量由最初的5.5 t增加到最終的11.5 t，矸石占比則從約2.5%增加到了26.7%；由過量放煤可放遺煤量曲線可知，遺煤放出量在過量放煤初期快速增長，當(dāng)放出煤矸總量達到6.5 t時，已從最初的0迅速增長到5.0%，之后增加速率減慢，在煤矸放出量為9.0 t時達到最高約8.0%，若繼續(xù)放煤，則所占比重出現(xiàn)下降；綜合對比2條曲線變化趨勢，發(fā)現(xiàn)過量放煤初期，遺煤放出量曲線增加速率快于矸石放出量曲線增加速率，當(dāng)放出總量達到6.5 t 時，遺煤放出量增加速率減緩，而矸石放出量仍在快速增加；遺煤放出量占比僅在放出總量為6.5 t 時幾乎與含矸率占比持平，其余時刻均低于含矸率占比，且隨著放煤的進行，二者差值越來越大，兩條曲線整體上呈“剪刀狀”變化。綜合上述分析，表明在過量放煤初期(即放出總量為6.5 t之前)，可快速放出少量遺煤的同時，尚未有大量矸石放出，但隨著過量放煤的繼續(xù)進行，越來越多的矸石涌向放煤口，所占放出總量的比值快速增加，而遺煤放出量占比在經(jīng)過過量放煤初期的增加后基本保持穩(wěn)定。

3.3 可放遺煤損失規(guī)律

為清晰地觀察第13步距過量放煤可放遺煤在第14步距的放出及損失情況，提取第13步距過量放煤可放遺煤量包含顆粒的ID號，將這部分顆粒分別標記在第13步距見矸終止放煤時刻和移架后第14步距起始放煤時刻的煤矸運移圖中，如圖9所示。

圖9 遺煤的放出及損失Fig.9 Drawing and loss of residual coal

圖9中，底板遺煤標記為藍色顆粒，高位遺煤標記為紫色顆粒，2種顏色的顆粒共同組成過量放煤可放遺煤量。分析圖9a可知，在第13步距放煤過程中若采取見矸關(guān)窗的放煤原則，會導(dǎo)致圖中藍色的底板遺煤無法在此次放煤過程中放出，而當(dāng)支架向前推移至第14步距后，則會發(fā)現(xiàn)底板遺煤在移架過程中受自身重力的作用沉積在底板，由于后部刮板輸送機機面高于底板0.35 m，使得這部分遺煤無法在第14步距放出，永久遺留在采空區(qū)，如圖9b所示。為分析圖9中藍色底板遺煤及紫色高位遺煤的不同放出時刻，將過量放煤初期第13秒時刻，即放出煤矸總量為6.5 t時，底板遺煤及高位遺煤所包含的顆粒標記在圖10中?？梢妶D中底板遺煤已基本上完全放出，而高位遺煤還尚未放出。因此，過量放煤初期，快速放出的遺煤為底板遺煤；而剩余的高位遺煤則不易在過量放煤初期快速放出。此時如若繼續(xù)進行過量放煤，則由于煤矸分界線演化過程的凹陷與不光滑現(xiàn)象，高位遺煤會隨著綠色顆粒表示的下一步距放出頂煤以及大量矸石相互混合流動放出，將導(dǎo)致含矸率快速升高，增加分選費用，影響煤質(zhì)。

圖10 第13步距放煤13 s時刻Fig.10 13 seconds drawing top-coal on step 13

3.4 放煤終止原則的實際應(yīng)用

考慮到較薄厚煤層綜放開采存在頂煤厚度相對較薄的特點，首先會使每架放出煤量相對較少，而矸石的容重大于頂煤的容重，一旦有矸石被放出，則會導(dǎo)致含矸率快速增加；其次由于放煤步距較小，放煤時間較短，因此煤矸運移時間短，出現(xiàn)混矸現(xiàn)象的概率較低，多數(shù)情況下大量矸石幾乎充填了放煤口，移架后充填放煤口的矸石落入采空區(qū)底板，使得移架造成的采空區(qū)底板遺煤量較少。

基于上述特征，應(yīng)盡可能不放出矸石，且過量放煤可快速回收的底板遺煤量也不多，加之考慮到實際放煤過程中存在放煤工的反應(yīng)時間以及支架的動作時間，且工作環(huán)境昏暗，少量塊度較小的混矸放出不易觀察到，因此，對于較薄厚煤層綜放開采，在實際放煤操作中可要求放煤工嚴格執(zhí)行“見矸關(guān)窗”的放煤終止原則，該原則不僅便于統(tǒng)一管理并規(guī)范放煤工的工作流程，使得放煤操作簡單實用；而且可以有效控制含矸率，防止大量矸石在放煤中混入煤流，提高分選原煤質(zhì)量，做到煤質(zhì)增收。同時，“見矸關(guān)窗”的原則減輕了放煤工的工作量，減少了每架支架的放煤時間，一定程度上提高了工作效率，加快了放煤速度，以保證實現(xiàn)采放平行作業(yè)。

王家?guī)X煤礦12309工作面循環(huán)進度為0.865 m，循環(huán)產(chǎn)量為1 738 t，每天推進4刀，日產(chǎn)量為6 952 t。工作面在生產(chǎn)過程中嚴格執(zhí)行“見矸關(guān)窗”的放煤終止原則，采煤機平均割煤速度4.77 m/min，基本可以實現(xiàn)采放平行作業(yè)，且各工序互不干擾，在考慮采煤機割煤采出率的前提下，煤層采出率可以達到88%，滿足綜放工作面采出率不低于85%的要求，同時維持了較低的含矸率，提高了礦井經(jīng)濟效益。

4 結(jié) 論

1)將12309工作面頂煤塊體分為5個塊度區(qū)間。塊體塊度增加，放出的頂煤塊體數(shù)量隨之減少。放出的頂煤中粒徑在4.0～9.2 cm的塊體數(shù)量最多，但粒徑在9.2～14.4 cm的頂煤所占的平均質(zhì)量百分比最大。

2)考慮到本步距放煤與下一步距放煤相互關(guān)聯(lián)，將過量放煤放出體按照放出時刻分為4個部分，所得放出體形態(tài)整體呈下部被支架掩護梁截割的橢球缺。過量放煤放出的頂煤大部分都是可在下一步距放出的頂煤，平均僅有1/3的顆粒為過量放煤可放出的遺煤。遺煤放出量占比僅在放出總量為6.5 t 時幾乎與含矸率占比持平，其余時刻均低于含矸率占比，且隨著放煤的進行，二者差值越來越大，含矸率與遺煤放出量曲線整體上呈“剪刀狀”變化。

3)見矸后僅在很短時間內(nèi)會有底板遺煤快速放出；而高位遺煤則由于煤矸分界線演化過程的凹陷與不光滑現(xiàn)象，在過量放煤放出時，則會伴隨著大量的矸石，導(dǎo)致含矸率快速升高。故過量放煤時間應(yīng)嚴格控制，只持續(xù)很短時間即可終止。

4)考慮到矸石容重較大、放煤厚度、步距均較小以及采空區(qū)底板遺煤量較少等特點，并結(jié)合生產(chǎn)現(xiàn)場的放煤過程，較薄厚煤層綜放工作面在實際操作中可要求放煤工嚴格執(zhí)行“見矸關(guān)窗”的放煤終止原則，在有效控制含矸率的前提下，實現(xiàn)較高的頂煤采出率。