張明建，李 鋒，楊 柳

(1.河南焦煤能源有限公司九里山礦，河南 焦作 450046；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083； 3.放頂煤開采煤炭行業(yè)工程研究中心，北京 100083)

0 引 言

綜采放頂煤工藝因其單產(chǎn)高，成本低，適應(yīng)性好的特點(diǎn)，廣泛應(yīng)用于厚煤層開采[1]。厚煤層在適宜的條件下，應(yīng)當(dāng)優(yōu)先考慮放頂煤開采方法[2]。我國的放頂煤開采技術(shù)處于國際領(lǐng)先地位，王家臣等[3-4]建立了統(tǒng)一研究煤巖分界面、頂煤放出體、頂煤采出率和含矸率四要素的 BBR 研究體系。在放頂煤領(lǐng)域，楊勝利等[5-6]的支架-圍巖關(guān)系研究，揭示了散體頂煤在支架-圍巖關(guān)系中緩沖作用，其煤壁柔性加固技術(shù)，提出了一種主被動(dòng)結(jié)合的防片幫支護(hù)模式，因其材料成本低效果好而廣泛應(yīng)用；潘衛(wèi)東[7]提出以射頻識(shí)別(RFID)為技術(shù)核心的基于頂煤運(yùn)移跟蹤儀的自動(dòng)化放煤技術(shù)解決了智能化綜放開采放煤過程的自動(dòng)化控制難題；文獻(xiàn)[8-9]進(jìn)行了頂煤冒放性及破碎機(jī)理研究，提出由于主應(yīng)力方向的旋轉(zhuǎn)效應(yīng)，可以將頂煤劃分為原巖應(yīng)力區(qū)、微裂隙加密區(qū)、剪切破壞區(qū)、拉剪混合破壞區(qū)和散體冒落區(qū)；張錦旺等[10-12]在散體顆粒方面的研究，揭示了頂煤塊度級(jí)配對(duì)頂煤流動(dòng)規(guī)律的影響；呂華永等[13-15]為實(shí)現(xiàn)20 m以上特厚煤層的開采，對(duì)特厚煤層進(jìn)行中部卸壓，實(shí)現(xiàn)了厚煤層的安全開采，魏煒杰等[16-17]在水平分段開采技術(shù)基礎(chǔ)上，提出了巷道的合理位置，放煤順序的優(yōu)化，從而提高了采出率；文獻(xiàn)[18-20]基于圖像識(shí)別的智能煤矸識(shí)別技術(shù)解決了煤礦低照度環(huán)境下的煤矸識(shí)別問題，為煤礦智能綜放技術(shù)提供了技術(shù)保障。

以上研究都是基于煤層厚度較為均勻的條件，因此在煤厚變化大的情況下，如何應(yīng)用好上述研究理論以及確定適宜本礦井的工藝參數(shù)是試驗(yàn)面臨的難題。焦作礦區(qū)的九里山礦在20世紀(jì)率先引入炮采放頂煤工藝，并成功應(yīng)用于其他煤礦[21-22]。由于發(fā)展要求，九里山礦在焦作礦區(qū)再次率先引進(jìn)使用了綜采放頂煤工藝。該工藝的使用，需要對(duì)煤層的合理采放比進(jìn)行確定，合理的采放比是放頂煤實(shí)施的核心。然而待開采15081工作面山西組二1煤層厚度2～7 m，煤厚變異系數(shù)大，煤層開采難度增加。要求有合理的采放比能夠在實(shí)現(xiàn)高資源采出率的同時(shí)實(shí)現(xiàn)安全穩(wěn)定回采。筆者通過數(shù)值模擬進(jìn)行了恒定采高、恒定采放比對(duì)照試驗(yàn)，得到了合理采放比。

1 煤層概況

煤層?xùn)|西部煤厚差異大，最厚處7 m，由東向西逐漸變薄，直至開切眼以西煤層出現(xiàn)尖滅現(xiàn)象(工作面推進(jìn)方向由西向東)。南北煤厚差異明顯，運(yùn)輸巷煤厚(南)比回風(fēng)巷(北)煤厚均厚2 m。煤層整體呈現(xiàn)中間厚，兩邊薄的特點(diǎn)，且由西向東逐漸增厚，增厚范圍也向南北(兩巷)方向拓展。根據(jù)煤層鉆探數(shù)據(jù)，利用surfer繪圖軟件得15081面煤層厚度變化，如圖1所示。煤層綜合柱狀如圖2所示。

圖1 15081工作面煤層厚度變化Fig.1 Contour of coal seam thickness variation of No.15081 working face

圖2 15081開切眼中部煤層柱狀Fig.2 Coal seam columnar section in middle of cut-hole

煤層直接頂厚3.2 m，為砂巖、泥巖互層，可隨采隨冒，基本頂厚14 m，為粉砂巖，內(nèi)含多層軟弱夾層。

在煤層推進(jìn)過程中，厚度變化的頂煤增加了頂板安全管理難度，并且由于部分煤厚不滿足放頂煤要求，需要對(duì)放煤工作進(jìn)行區(qū)域劃分。放頂煤工作區(qū)域如圖3所示。

圖3 放煤區(qū)域劃分范圍示意Fig.3 Schematic diagram of coal caving area division

局部放煤段，放煤支架為43～75號(hào)支架，沿工作面傾向67～117 m，工作面走向30～125 m；全面放煤段，放煤支架為15～90號(hào)支架，沿工作面傾向23～140 m，工作面走向125 m至終采線。

2 數(shù)值模擬分析

2.1 模型建立

為了研究工作面煤厚變化條件下采放比對(duì)綜放開采散體頂煤放出規(guī)律的影響，提高工作面煤炭采出率，利用顆粒流軟件(PFC)建立沿工作面推進(jìn)方向的綜放開采離散元數(shù)值二維計(jì)算模型，分析不同采高，不同采放比條件下煤巖分界面演化特征和頂煤放出體發(fā)育過程。模型初始狀態(tài)如圖4所示。

圖4 PFC模型初始狀態(tài)Fig.4 Initial state of PFC model

圖4中上部灰色的顆粒為破碎直接頂，模型長度24 m，高度11 m，顆粒與支架尺寸均按照比例1∶1計(jì)算。下部黑色顆粒為煤，左邊界煤厚5 m，右邊界煤厚7 m，觀察煤體的流動(dòng)狀態(tài)和特征，利用反演算法計(jì)算頂煤采出率和放出形態(tài)。煤炭顆粒和矸石顆粒的物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤矸物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

矸石厚度對(duì)于研究煤矸分界面與放出率影響不大，為方便程序計(jì)算，取4～6 m，矸石和煤顆粒的大小根據(jù)現(xiàn)場調(diào)查的粒徑進(jìn)行簡化擬合。矸石自下而上粒徑由0.1 m逐漸變大至0.15 m。

綜放支架由PFC中的墻(wall)單元來模擬，通過fish語言控制支架放煤口的開或關(guān)，計(jì)算中采用“見矸關(guān)門”的原則來進(jìn)行放煤和移架。模型共設(shè)置14次移架，起始放煤位置左起11.5 m，對(duì)應(yīng)煤厚5.96 m，結(jié)束放煤位置左起19.9 m，對(duì)應(yīng)煤厚6.66 m。采用一刀一放，步距0.6 m，支架的幾何尺寸及物理力學(xué)參數(shù)如下：

法向剛度kn/(GN·m-1)1.0剪切剛度ks/(GN·m-1)1.0掩護(hù)梁角度/(°)60摩擦因數(shù)0.1

模擬邊界條件：顆粒四周以及頂?shù)撞繅w作為模型的外邊界，其速度和加速度固定為0；初始條件：顆粒初始速度為0，只受重力作用，g=9.81 m/s2，墻體速度與加速度為0。

為了簡化建模和運(yùn)算過程，本次模擬將模擬2種開采條件下的資源回收：A組為采高恒定，B組為采放比恒定。由于煤厚和支架高度限制，所列采高為可實(shí)施開采的上下限，見表2、表3。模型計(jì)算時(shí)，放出體可正常發(fā)育，經(jīng)驗(yàn)算邊界效應(yīng)不明顯可忽略。

表2 A組恒定采高Table 2 Constant mining height of Group A

表3 B組恒定采放比Table 3 Constant mining and caving ratio of Group B

2.2 放煤反演模型運(yùn)算

對(duì)A組進(jìn)行放煤反演，如圖5所示，可以看出，在采高不斷增加的情況下，第1～7次移架后，丟煤量較多，且較為集中，如圖5中紅色矩形框所示。之后移架丟煤量逐漸穩(wěn)定變少。

圖5 A組放煤反演Fig.5 Inversion of top-coal caving of Group A

由于采高的不斷增加，導(dǎo)致機(jī)采部分的顆粒增加，故統(tǒng)計(jì)移架后的頂煤丟煤量，如圖6所示。

圖6 頂煤丟煤統(tǒng)計(jì)Fig.6 Statistical of top-coal loss

由圖6可知，頂煤的丟煤量具有起伏性，基本維持在在115個(gè)顆粒上下浮動(dòng)，頂煤丟煤量在采高逐漸增加的過程中，沒有出現(xiàn)線性增加或者減少的現(xiàn)象，可見，采高在2.3～3.5 m，移架放煤階段的前期丟煤量較多，后期放煤階段，放煤逐漸穩(wěn)定，丟煤量變化不大。可見，隨著采高的增加(2.3～3.5 m)頂煤放出率具有起伏性，基本維持在一定數(shù)值上下起伏，但變化量不大。

對(duì)B組進(jìn)行放煤反演，如圖7所示，由圖7可直觀看到支架上方丟煤量的變化，隨著采放比的增大丟煤量有逐漸增大的趨勢(shì)。對(duì)頂煤殘留顆粒進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，如圖8所示。

圖7 B組放煤反演Fig.7 Inversion of top-coal caving of Group B

圖8 頂煤殘煤統(tǒng)計(jì)Fig.8 Statistical of top-coal and residual coal

可知在采放比恒定條件下，隨著采放比的增加，頂煤殘留量呈現(xiàn)逐漸增加的趨勢(shì)，隨后下降。受支架采高限制，煤厚5 m最高采放比為1.27時(shí)，達(dá)到支架最低支撐高度2.2 m。在采放比為1.17時(shí)達(dá)到最高丟煤量。在丟煤量較高時(shí)，初放時(shí)期的丟煤量仍占較大比例，如圖7中紅框所示。圖8與圖6對(duì)比，可以看出，恒定采放比組丟煤量水平明顯低于恒定采高組。

2.3 結(jié)果分析

恒定采高組(A)與恒定采放比組(B)每次移架放煤的放煤量不同，導(dǎo)致放煤不均衡，為了更好地觀察每次移架后，放煤量與采高和采放比的關(guān)系，對(duì)每次移架后的放煤量進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，如圖9所示。

圖9 移架放煤情況Fig.9 Condition of support moving and top-coal caving

由圖9可得，A組與B組的前3次移架的放煤量較低，且穩(wěn)定維持在較低水平，3次移架后放煤不均衡性凸顯，每次移架后放煤量差異較大，在大幅度增加的峰值出現(xiàn)后會(huì)出現(xiàn)大幅度減小的谷值，且每相隔1～3次移架峰值與谷值交替出現(xiàn)，為了顯示這2組情況下移架后放煤量的波動(dòng)性，觀察放煤量標(biāo)準(zhǔn)差情況，如圖10所示。

圖10 標(biāo)準(zhǔn)差情況Fig.10 Standard deviation

由圖10中A、B兩組標(biāo)準(zhǔn)差數(shù)值可以看出，放煤量的波動(dòng)情況。兩組試驗(yàn)的對(duì)比都顯示移架放煤過程中，放煤存在不均衡性，且不均衡性較大。采高逐漸升高的過程中，放煤量的不均衡性呈現(xiàn)一定的波動(dòng)情況。采放比在升高的過程中，放煤量的不均衡性也呈現(xiàn)一定的波動(dòng)情況。相比較而言，在提高采高時(shí)候，放煤不均衡的情況波動(dòng)性比提高采放比的放煤不均衡性更穩(wěn)定。

對(duì)于整個(gè)工作面而言，頂煤的采出率最高不能代表工作面的產(chǎn)煤量最高，故統(tǒng)計(jì)機(jī)采割煤與頂煤放出量的總采出量，從而確定最佳采高與采放比,如圖11所示。可見隨著采高的增加，工作面的整體煤炭采出量呈現(xiàn)增加的趨勢(shì)，可能是由于煤厚的呈線漸厚現(xiàn)象導(dǎo)致煤炭采出量沒有呈現(xiàn)線性增加。在煤厚5.96～6.66 m，割煤高度3.3 m達(dá)到工作面最大煤炭采出量。雖然割煤高度在2.3 m時(shí)初始放煤量最高，但整體而言，隨著割煤高度的增加，煤炭采出量是逐漸增大的，隨后在3.3 m后下降。所以15081工作面在煤厚5.96～6.66 m時(shí)，割煤高度在3.1～3.5 m較為合適，此時(shí)采放比為0.92～1.14與0.9～1.148。

圖11 工作面采出量Fig.11 Recovery of working face

B組數(shù)據(jù)，隨著恒定采放比的增加，工作面采出量呈現(xiàn)減小的趨勢(shì)。在5.96～6.66 m，在采放比為1.27時(shí)工作面采出量達(dá)到最低。采放比0.923～1.08，工作面采出量較高。

結(jié)合A、B兩組模擬情況，2組模擬結(jié)論相同，可見15081工作面的最佳采放比在0.9～1.1。

3 頂煤采出率測(cè)試

3.1 測(cè)試設(shè)備

頂煤采出率測(cè)試設(shè)備布置方式、測(cè)試結(jié)果如圖12、圖13所示。

圖12 單孔布置方案Fig.12 Layout plan of single hole

圖13 測(cè)試結(jié)果Fig.13 Testing result

3.2 工作面不同位置的頂煤采出率

將實(shí)測(cè)得到的各個(gè)鉆孔的頂煤采出率沿煤層傾斜方向統(tǒng)計(jì)分析，得到沿煤層傾斜方向工作面不同位置的頂煤采出率分布情況，如圖13所示。從圖13可以看出，工作面下端頭頂煤采出率較低，這是由于傾斜煤層不利于下端頭頂煤的放出，且下端頭側(cè)頂煤較厚造成的；而工作面中部及上部的頂煤基本全部放出，這是因?yàn)楣ぷ髅嬷猩喜宽斆狠^薄，且由于注水等原因使得頂煤特別破碎，頂煤放出效果好，架間損失較小。1～10號(hào)鉆孔的現(xiàn)場回收測(cè)試結(jié)果，如圖13所示。

九里山15081工作面下位頂煤放出率特別高，這主要是由于工作面頂煤破碎程度高，煤壁穩(wěn)定性差，使得部分頂煤從工作面煤壁冒頂而出，增大了下位頂煤采出率。中上位及上位頂煤多位于兩相鄰放出體之間的三角殘煤處，且因礦山壓力和裂隙影響破碎塊度較大，容易在放煤口處形成拱結(jié)構(gòu)，頂煤采出率較低。以上分析說明在目前的生產(chǎn)條件下需要采取一些技術(shù)手段改進(jìn)放煤工藝來提高4.6 m以上頂煤采出率，同時(shí)保證較少的混矸率。

運(yùn)用頂煤運(yùn)移跟蹤儀對(duì)15081工作面頂煤采出率進(jìn)行現(xiàn)場測(cè)試。觀測(cè)中從工作面向頂煤中打10個(gè)測(cè)試鉆孔，每個(gè)鉆孔中安裝2～8個(gè)射頻標(biāo)簽，在不同層位共計(jì)安裝了42個(gè)射頻標(biāo)簽，信號(hào)接收儀共接收到了36個(gè)不同層位放出的射頻標(biāo)簽，可得到頂煤放出率約為(36÷42)×100%=85.7%，工作面割煤的采出率按95%計(jì)算，則放頂煤工作面的采出率為90.4%。根據(jù)據(jù)測(cè)試結(jié)果，對(duì)河南焦煤能源有限公司九里山礦15081綜放工作面放煤工藝技術(shù)進(jìn)行了針對(duì)性優(yōu)化，采用新工藝后，頂煤采出率提高了6%，15081工作面多采出頂煤約0.81萬t。

4 結(jié) 論

1)針對(duì)15081面煤層厚度起伏變化大的情況，取一典型塊段進(jìn)行模擬分析，最終確定采放比范圍為0.9～1.1。

2)利用第2代的頂煤回收跟蹤儀進(jìn)行采出率測(cè)試，與煤礦的傳統(tǒng)計(jì)算所得總采出率相比，較為接近。測(cè)定頂煤采出率不僅能對(duì)放出率指標(biāo)進(jìn)行考核，還能對(duì)頂煤不同水平層位，不同傾向位置以及夾矸上下層的放出率情況進(jìn)行分析。

3)初放丟煤量隨著采高的增加，逐漸增大。恒定采放比與恒定采高的方案下最終的煤炭采出率都受到煤厚的非線性影響，對(duì)于具體煤厚需要具體分析。

4)頂煤層位的中下位、下位、中上位、上位的頂煤采出率依次減少。與以往測(cè)試結(jié)果不同的是，九里山15081工作面下位頂煤放出率特別高，是由于工作面頂煤破碎程度高，煤壁穩(wěn)定性差，使得部分頂煤從工作面煤壁冒頂而出，增大了下位頂煤采出率。