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特厚煤层综放工艺研究

作者:中国矿业商务网 2006-09-23 00:00 来源:不详

摘要:本论文是针对义煤集团千秋煤矿特厚煤层的综放开采技术从理论分析及实验室模拟以及向场试验,研究探讨了放煤步距、放煤顺序、放煤厚度等主要参数及其对顶煤回采率和含矸率的影响。得出适合该条件的最优放煤工艺。

关键词:特厚煤层; 综放开采;放煤工艺

1矿井及21181工作面概况

千秋煤矿位于义马煤田中部,1956年建井,1958年投产,设计生产能力60t/a,1973年后改扩建产量达到125万t/a,1986年后产量一直稳定在90万t/a。矿井可采储量7000万t,服务年限还有60年。目前该矿的第一水平已经开采完全完毕,生产主要集中在二水平,21181为准备工作面,拟采用综合机械化放顶煤开采。工作面走向平均长度1037m,方位N89°34′ W。倾斜104m(切眼),采深为616.5~702.5m,平均采深659.5m,可采面积为124300m2,煤层平均厚度为21.7m,煤层产状较稳定,走向近东西,平均倾角12°。煤层为块状及粉末状,煤层结构复杂,含夹矸3~6层,夹矸岩性为粉砂岩、细砂岩泥岩、碳质泥岩,层厚0.1~1.7m,煤层极易自燃,煤岩类型为半亮或暗型。

煤层直接顶板为深灰色胶结致密块状泥岩,性脆易断、断口平坦,含植物化石碎片,间夹极薄层的细砂岩、粉砂岩,厚度18.23~29.05m,分布稳定;老顶为中侏罗杂色层状砾岩、砂岩、粉砂岩,厚度较大。煤层直接底为深灰色砾岩,局部底板粘土层含砾粘土层。具体可参见参见21181工作面综合柱状图1。

图1 21181工作面综合柱状

理论分析和生产实践证明[1],放煤工艺受多种因素的影响,这些因素有放煤轮数、同时放的支架个数、放煤顺序、放煤步距等。不同的放煤方式影响放顶煤的放出效果。本论文主要研究方法是采用相似模拟实验模拟巨厚煤层在破碎后在不同的放煤方式下的放出效果,确定最佳的放煤方式,在此基础上进行现场放煤工艺试验。

2相似模拟实验

相似模拟实验具有投资少、好观测、效果明显等特点,是国内外矿山的重要研究手段。本相似模拟实验内容主要包括实验设备介绍、实验的一些操作和测算、实验计算、正交实验设计及其计算、曲线的函数拟合五部分。

2.1实验设备介绍

是为本研究制造的立体相似模拟实验台。其几何尺寸为1700 mm×1500 mm×1200 mm。金属框四壁内嵌为钢化玻璃,高度为1200 mm,厚度为 12 mm,下为45架模拟放顶煤金属液压支架的金属槽钢(2100×30 mm),并排紧密排列,其上部可承受较大的压力,在每个槽钢上的一定位置上开有相同尺寸的小口(16mm×30mm)用于模拟放顶煤液压支架的放煤口,每个小口下部有一金属插板可以使小口任意的开合。在这排槽钢的一侧有一推进器,其工作原理为对应每一个槽钢,推进器的外侧开有螺丝孔,将长螺丝拧入孔中可徐徐推进槽钢,为了方便实验操作配备了PIB-DV-16型电动扳手,前部连接套筒可使用电力推动螺丝,进而推动槽钢。实现了模拟移架的工作。推进器可以固定在实验台上,也可以随着整排槽钢的移动而移动。另外在推进器的顶上还有45个手扳螺丝,一个手扳螺丝可以固定住一个槽钢。在移动某一个槽钢之前,为防治带动周围的槽钢的移动,需要把邻近的槽钢上的手扳螺丝上紧。整个立体实验台是安装在一0.5m高的金属架子上的,人可以蹲在实验台下部进行操作,身配备一行灯用于照明,详见三维放顶煤相似模拟实验台图2

2. 2实验材料的选取

本相似模拟实验是模拟顶煤在破碎之后在不同放煤方式下的放出效果。模拟材料选用理想松散体,根据常量放出椭球体理论(即在散体性质和放矿口不变的情况下,散体放出体积Q只与放出的延续时间t成正比,与覆盖层厚度基本无关)和颗粒比重对放出结果的无影响的结论(即在散体放出速度一定的情况下,处于运动场内的颗粒的运动速度,只与它原来所处的位置有关,与颗粒比重无关),又根据松散体不存在抗压强度的结论,本实验模拟的相似比为Cl=1/50,煤层与模拟材料的密度相似比为 ,模拟材料与煤块的平均颗粒直径比接近实验的尺寸比Cl=1/50。只模拟煤层(22m),及直接顶(20m)两层即可。自然安息角(与纸板):29.30 ,直接顶采用建筑用石子,模拟粒径5mm,容重为1.47。采用粒径较大的粗砂来模拟煤层,具体参数如下:容重:1.54 ,松散系数:取1.07,湿度:<1%,级配:(按不同粒径的重量计算):

>5mm 14%

2mm 36%

1mm 16%

0.5mm 23%

<0.5mm 11%

2. 3实验的量测及设计

本实验主要测定是放煤前后顶煤的位移情况,因为认为破碎后的煤层不再具有抗压、抗拉等强度,故不再对模拟材料的受力状况进行测量。位移测量的精度要达到0.1cm。因为四周的有机玻璃是固定不动的,在玻璃上可按一定的距离设置网格,在钢化玻璃外侧的钢板上自上向下每5cm穿一白线,与内侧的煤层线对齐,用以作为参照线。测量仪器可采用钢尺加相机随时记录位移变化。铺料时在模拟煤层的边侧钢化玻璃的内侧撒小量白灰粉,用以表明煤层间的层结构;层间距为5cm,自上向下共10层,详见模拟煤层分层图3。

图3 模拟煤层分层图

1-模拟支架;2-金属框架;3-第一层模拟煤层4-第一层与第二层分界线;5-模拟直接顶;6-参考线(直线)

本实验拟模拟不同放煤方式条件下采出率、含矸率的不同,进而确定最优的放煤方式。所谓放煤方式就是放煤工序在工作面的进行方式。涉及的因素包括:放煤顺序(顺序、间隔),同时放煤支架个数(单架、双架),放煤轮数(单轮、双轮),放煤步距(0.6、1.2、1.8、2.4)等。根据正交实验法进行计算,决定采用C8(23×4),需要8中不同的实验,其中每种方法拟做8个循环,详见表1不同放煤方式正交实验及结果一览表。

2.4实验的结果

表1 不同放煤方式正交实验及结果一览表

序号

轮数 放煤顺序 同时放煤架数 步距(m) 顶煤回收率(%) 顶煤含矸率(%)

单轮 顺序 单架 0.6 83 9

单轮 间隔 双架 1.2 77 4

单轮 顺序 双架 1.8 70 5

单轮 间隔 单架 2.4 64 7

双轮 顺序 单架 1.8 73 6

双轮 间隔 双架 2.4 68 5

双轮 顺序 双架 0.6 84 8

双轮 间隔 单架 1.2 89 7

3现场放煤工艺试验

巨厚煤层放顶煤,由于煤层厚度的增加,放煤椭球体将发生较大变化,放煤方法将根据实验室研究和理论分析的基础上,在工作面,通过多方案试验,以达到充分放煤的目的。在现场不仅要考虑获得尽可能高的顶煤回收率,并在高效益的前提下可承受的混矸率,而且还要考虑工序简单,易于工人操作。
根据影响顶煤放出量的因素(一是放煤口间的脊背损失,二是先行放出相邻放煤漏斗中矸石而不能充分放出顶煤。)和理论研究及在根据先前的经验采取以下试验方案,试验内容以表格的形式给出。每种放煤方式试验期为三天,顶煤回收率和含矸率均为三天的总值,总煤量是根据煤厚和总的推进度计算出来的,回采出煤是利用核子秤测出,含矸率是利用随机断面法随机取样而得到的,具体结果如表2。

表2 放煤工艺试验

放煤方 式 两刀一放 三刀一放 顺序 间隔 顺序 间隔 两轮 单轮 两轮 单轮 两轮 单轮 两轮 单轮 单架 双架 单架 双架 单架 双架 单架 双架 单架 双架 单架 双架 单架 双 架 单 架 双 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 顶煤收率(%) 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 时间(天) 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3

4结果分析

放煤步距:放煤步距是综采放顶煤的主要参数之一。放煤步距与顶煤松散冒落过程有关,在确定放煤步距时,必须考虑支架的结构,放煤口位置和顶煤冒落角及松散体的活动规律。理论及生产实践证明,合理的放煤步距应大于2倍的放煤椭球体短轴半径并小于2倍的松动椭球体短轴半径,如图2-12所示。过大或过小都不利于放顶煤。放煤步距大,混矸少,但两放煤口脊背间损失大,回采率低,放煤步距过小,两放煤口间脊背损失少,但混矸多,影响煤质。

放煤步距一般与移架步距相同或成整数倍关系。对于截深为0.6米的工作面,一刀一放,两刀一放或三刀一放的放煤步距分别是0.6米、1.2米和1.8米。

放煤步距的大小一般受顶煤冒落步距的制约。当放煤步距与顶煤冒落步距相等时,放煤与顶煤冒落同时进行,有利于提高顶煤回采率;当放煤步距大于顶煤冒落步距时,不利于顶煤回采率的提高,因为此时支架放煤口提前进入下一循环顶煤冒落体内,即在冒落步距分界线前方的煤体不易冒落,而后方的煤体超前冒落,易混入放煤口后方采空区侧的矸石中,从而降低回采率;当放煤步距小于顶煤冒落步距时亦不利于顶煤回收率的提高。其原因是初始时支架放煤口后方的顶煤超前冒落,亦混入采空区侧矸石中,放煤口前方的顶煤滞后至下一循环中,当支架放煤口进入下一循环时,与顶煤步距大于顶煤冒落步距情况相同,并且如此循环下去[2]。

由上述分析可知,放煤步距与顶煤冒落步距的关系对顶煤回采率影响较大。顶煤冒落步距主要取决于矿山压力的大小、煤的物理力学性质及结构面特征。其值大小可根据矿压观测数据及顶煤内的裂隙观测数据来确定,一般0.5~2.0m,多数在1.0m左右。当煤体较坚硬、节理裂隙不太发育时,冒落步距较大;反之,则冒落步距较小,参见图4放煤步距图。如果设Ff为放煤步距,Lm为顶煤冒落步距,按上述分析可有如下判别式存在:

当Lf=Lm时,利于顶煤回采率的提高;当Lf>Lm或Lf

表3 综采放顶煤工作面的放煤步距与回采率及混矸率的关系表

矿别

阳泉一矿

项目

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 大明二矿

回采率(%) 83.10 82.10 混矸率(%) 4.60 3.10

放煤顺序:放煤顺序及放煤量的控制,是提高顶煤回采率和降低含矸率的关键。放煤顺序一般应沿着工作面倾斜方向自上而下进行。

为保证顶煤下降均匀,提高回采率,降低含矸率,当工作面不太长时,可两架一组放煤。按散体下放理论分析,各架同时均匀放出顶煤,能有效的防止顶煤及邻架窜矸的问题。但生产中由于顶板压力,输送机能力及人员的因素不可能这样做,因此,也可用顺序同时一架或两架多轮放煤。如图5为一次放煤与顺序多轮放煤,每轮放出量大约为总量的20%,考虑脊背损失的存在,最后一次放出总量的40%。

在放煤中,当放煤口出现10%左右的矸石时,应及时关闭天窗式插板,停止放煤。放煤中若遇到大煤块,应用支架尾梁插板将大块煤破碎或采取其它措施[3]。

顶煤厚度:合适的顶煤厚度对顶煤的回采率及含矸率有重要意义。顶煤若成松散介质规律下放,就要求底层工作面与顶煤厚度成一定的比例,否则顶煤将放的不彻底或有的混入采空区。顶煤厚度与底层工作面高度关系如图6所示。

在图6中h为整个煤体厚度,h1为底层工作面厚度,h2为放顶煤厚度。如果设Ks为顶煤的一次松散系数,则顶煤全部充分松散的条件为:

h2=(1/ Ks-1)h1 (1)

由(1)式可知,顶煤厚度h2主要与底层工作面高h1煤的一次松散系数Ks有关。在一定的工作面中支架型式确定后,底层工作面高h1即为一常数,此时顶煤厚度h2随煤的一次松散系数Ks变化而变化,图7为底层工作面采高h1为2.5米时顶煤厚度h2与一次松散次数Ks变化曲线。在(1)式中,当h1为定值时:

Ks﹤1,h2为负值,无实际意义;Ks→1,h2~∞, 顶煤厚度最大;Ks→∞, h2→0,顶煤厚度最小。实际上顶煤松散系数Ks既不能为1,亦不能为∞,而是在大于1的一个很小范围内。顶煤的一次松散系数Ks主要与煤层的赋存条件、围岩性质、地质构造等因素有关,一般为1.15~1.30,而此范围的Ks值所对应的顶煤厚度h2为16.75~8.25m,如图7中曲线ab所对应的h2值。

5结论

虽然近几十年的综放技术在国内的煤矿生产中显示出巨大的经济效益,但对于超过20m(以上)的巨(特厚)厚煤层如何进行高产高效的一次采全高综放技术,在国内仍属难题,本论文正是对此问题的一种尝试。实验方法为相似模拟实验与正交计算的数据分析相结合,实验仪器为特别定做的三维立体相似模拟实验台,实现井下三维立体的模拟。为了有效的确定最佳的放煤工艺及对各因素的分析,实验设计为C8(23×4)即4个因素8个水平的正交实验;采用以顶煤回收率和含矸率为双指标的方差分析和综合平衡的分析方法。通过模拟及现场试验确定出双轮、间隔、双架同时放煤、步距为1.2m的放煤工艺为最佳。

参考文献

[1]钱鸣高,王庆康. 采煤工艺学.[M].徐州:中国矿业大学出版社,1992. 286-294.

[2] 李化敏,周英,苏承东等. 综放开采支架受力测试与分析.[J].山东科技大学学报,2000,19(2):101-105.

[3]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. 72-98.

作者简介:南华(1976-),男,在读博士研究生,讲师,主要从事煤矿现代化开采方面的教学和研究工作。

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