厚煤层采煤工艺研究分析_袁存宝.pdf

表 1某矿可采煤层相关数据表厚煤层采煤工艺研究分析袁存宝（晋能控股煤业集团草垛沟煤业有限公司，山西大同037100）摘要：为保证某矿井下开采安全，提高企业生产效率，对某矿工作面采煤工艺中的顶煤冒放性，设计割煤高度、放煤高度、放煤步距、放煤方式等工艺参数以及对采煤机、支架选型设计进行研究，通过研究完成了某矿厚煤层采煤工艺改进，提升了企业经济效益。关键词：厚煤层；采煤工艺；冒放性中图分类号：TD823.253文献标识码：A文章编号：1672-1152（2023）05-0263-031某矿概况某矿矿井开拓方式为斜井开拓，采煤方法为长壁采煤法，工艺为分层机械化综合采煤工艺，顶板管理采用全部垮落法。该矿地表水流量较小，依据季节的不同有少量变化，煤矿地层构造按从老到新排列为：奥陶系、太原组、上统上田组、侏罗系、中统直罗组、上统安定组、白垩系下统宜君组、古近系、第四系。煤矿构造为单斜构造，走向为向东倾伏，与地层走向相同，倾斜角度为 3045，矿区断层主要集中在 F7，倾斜角度约为 6584，断裂距离为 0230 m。某矿主水文地址较为简单，属弱富水性、稳定、水补给差。该矿采煤层相关数据如表 1 所示。2顶煤冒放性分析该矿顶煤冒放性采用指标评价分析的方法进行判定，选择 5 号煤层为研究对象。通过实际测量可知：5 号煤层的埋深为 370 m，平均抗压强度为 16.12 MPa，则埋深与平均抗压强度比值为 22.95；5 号煤层的直接顶岩石种类为泥岩，属于 1 类不稳定直接顶，煤层开采会发生冒落现象；煤层的老顶岩石种类为粗粒砂岩，老顶较为稳定，属 2 类级别，回采周期来压破短压时矿压剧烈；煤层平均厚度为 10.69 m，可开采高度为3 m，采放比为 12.60；煤层节理裂隙较多，但实际距离无法测量；夹矸厚度为 0.21 m，有 06 夹矸层；夹矸层强度约为 1121 MPa。由此可得，顶煤冒放性隶属度为 0.801 5，则 5 号煤层冒放性好1。3工艺参数以及设备选型分析3.1工作面简介选取某矿工作面为试验工作面，该工作面在 25采区南侧，煤层厚度为 10.69 m，煤层倾斜角度为916。该工作面自然发火期较短，冒放性好，顶煤预裂与煤层注水为顶煤弱化处理的主要方式，工作面年产量约为 1.9 Mt/年。3.2割煤高度与放煤高度依据相关规定，采放比高于 13 时，煤层开采禁止使用放顶煤开采法。工作面采放比为 12.60，可采用放顶煤开采法2。放顶煤开采法的煤矿出产量主要与采煤机破煤产量与顶煤放煤产量有关。采煤机开采高度越大，顶煤放煤高度则越小，可有效增加工作面煤炭产量，但过大的采煤机开采高度会增大矿压显现，对支架以及支护强度影响较大。采煤机的开采高度主要与割煤高度与放煤高度有关。其中割煤高度的确定需注意三点3：第一，需合理协调割煤高度与破煤速度；第二，应保证工作面通风；第三，应保证合理的作业空间。依据相关规定，综放工作面割煤高度范围应在 2.53.6 m，综合该矿工作面实际情况，确定割煤高度为 3 m。放煤高度为煤层平均厚度减去割煤高度。该矿2230 工作面煤层厚度为 10.69 m，故放煤高度为10.69-3=7.69 m4。3.3放煤步距放煤步距是指相邻两次放煤之间工作面推进距离的多少，放煤步距的大小主要与采煤机滚筒截割深度有关。现阶段，煤炭企业较为常用的放煤方式主要包括采一放一、采二放一以及采三放一三种，三种方式的放煤步距分别为 0.8 m、1.6 m、2.4 m5。为确定该矿工作面的放煤步距，本文采用 PFC 数值模拟法进行模拟分析。其中，割煤高度设置为 3 m，放煤高度设置收稿日期：2022-02-10作者简介：袁存宝（1993），男，山西浑源人，毕业于西安建筑科技大学，助理工程师，研究方向为采矿工程。总第 208 期2023 年第 5 期山西冶金Shanxi MetallurgyTotal 208No.5，2023DOI:10.16525/14-1167/tf.2023.05.101煤层厚度/m平均间距/m夹矸数夹矸厚度/m可开采性结构稳定程度10.484.982.22040.31大部分复杂稳定120.392.391.26020.25局部简单较稳定56.4419.5610.69060.21全部简单稳定5 下0.172.680.96030.25局部简单较稳定80.5915.997.020120.77全部复杂稳定820.192.542.11040.31局部复杂不稳定90.154.012.22040.29大部分简单稳定1.0135.240.9522.0143.5933.05经验交流山西冶金E-mail:第 46 卷图 1采一放一 PFC 数值模拟示意图为 7.69 m，采一放一与采二放一对循环数为 4、8、12、16 循环的放顶煤进行模拟分析，采三放一对 9、15 循环的放顶煤进行模拟分析6。通过模拟分析，采一放一的回收率为 85.6%，采二放一的回收率为 81.9%，采三放一的回收率为 78%，故应选择采一放一的放煤方式，放煤步距应选择为 0.8 m。采一放一 PFC 数值模拟示意图如图 1 所示。3.4放煤方式放煤方式可依据放煤口开启顺序、开启数量以及放煤量多少的不同组合为不同的放煤方式。总体来说，放煤方式可分为单轮顺序放煤、单轮间隔放煤以及多轮顺序放煤。放煤方式的选择同样使用 PFC 数值模拟法进行分析确定。设置割煤高度为 3 m，放煤高度设置为 7.69 m，将 6 台支架设定为一个分析组，对该分析组进行模拟分析。单轮顺序放煤由下而上开启放煤口，矸石流出即为模拟结束；单轮间隔放煤首先对单号支架进行放煤，矸石流出为结束。单号支架放煤结束后推进一定步距对双号支架进行放煤试验，矸石流出为终止；多轮顺序放煤为单号先放煤，顶煤放出 1/2 后关闭进行双号放煤，上述过程重复两次后为结束。经模拟分析，单轮顺序放煤、单轮间隔放煤以及多轮顺序放煤的顶煤放出率分别为 78.1%、83.2%以及 85.3%。由此可知，多轮顺序放煤的顶煤放出率最高，故选择多轮顺序放煤方式。多轮顺序放煤的PFC 数值模拟示意图如图 2 所示。3.5设备选型3.5.1采煤机依据煤矿安全规程，已知 2230 工作面割煤高度为 3 m，采放比为 1：2.6，则滚筒直径应为 1.82.4 m。采煤机最大落煤量计算公式为：Q=60KCKhBHvC.（1）式中：Q 为最大落煤量，t/h；KC为破煤不均衡系数，取1.2；Kh为修正系数，取 1.1；B 为截割深度，取 0.8 m；H为割煤高度，取 3 m；v 为平均割煤速度，取 3 m/min；为煤容重，取 1.39 t/m3；C 为回收率，取 96%。代入数值，可得采煤机最大落煤量为 761 t/h。采煤机截割功率范围计算公式为：N=60BHvHW/3.6.（2）式中，N 为截割功率，kW；H 为割煤高度，取 3.6 m；v为割煤速度，取 8 m/min；HW为破煤能耗系数，一般为2.63.1；v 为最大割煤速度，取 8 m/min。代入数值，则采煤机截割功率范围为 998.41190.4 kW。由此可知，采煤机滚筒直径应为 2 m，额定功率应大于 1 190 kW。3.5.2支架支架支护强度计算公式为：P=K（q+p）.（3）式中：P 为支护强度，MPa；K 为动载系数，取 1.5；q 为冒落带岩层自重应力，取 625 MPa；p 为顶煤自重应力，取 105.362 MPa。代入数值计算，支架支护强度为1.096 MPa，则支架的支护强度应大于 1.1 MPa。4结论为保证某矿井下开采安全，提高企业生产效率，本文对某矿工作面采煤工艺进行了针对性的工艺改进分析，并得出了以下结论：1）通过对埋深与平均抗压强度比、直接顶岩性、老顶岩性、采放比、煤层节理、夹矸厚度以及夹矸层强度隶属度与分配权重分析得出，该矿冒放性较好，易发生冒放。2）该矿割煤高度应为 3 m，放煤高度应为 7.69 m，放煤步距应为 0.8 m，放煤方式应为多轮顺序放煤。采煤机滚筒直径应为 2 m，额定功率应大于 1 152 kW，支架的支护强度应大于 1.1 MPa。参考文献1黄凯.复杂条件下特厚煤层综放工作面快速推进技术J.煤，2021，30（6）：83-84.2窦勇.中厚煤层综采工作面开采方案设计研究J.矿业装备，2021（4）：46-47.3杨丁鉴.大采高综合机械化采煤工艺技术研究J.矿业装备，2021（8）：134-135.4王斌.薄煤层采煤工艺的选择及优化分析J.西部探矿工程，2021，33（11）：145-146.5胡瀚超.厚煤层综合采煤工艺参数的研究J.当代化工研究，2020（7）：134-135.6高峰.矿井特厚煤层高效开采工艺技术研究J.矿业装备，2020（5）：40-41.（编辑：赵婧）1-14 个循环1-28 个循环1-312 个循环1-416 个循环图 2多轮顺序放煤 PFC 数值模拟示意图2-1单号放煤 1/22-2双号放煤 1/22-3单号放煤完成2-4双号放煤完成2642023 年第 5 期这样才能抵抗深部垂直应力，保证底部结构的稳定性。自然崩落法开采过程中，为保护底部结构不受地压破坏，除了加强底部结构自身的强度以外，还应在巷道开挖时提高掘进光爆率，减小掘进质量不好（如超挖）对底部结构的影响，同时采用合理的拉底方式5与均匀放矿来等保证地压的良性作用，还可以采用先进的监测手段6-7（如微震监测系统）监测地压的动态变化，形成地压动态管控体系，这样更有利于深部开采的安全高效。参考文献1刘育明.现代自然崩落法开采理论与技术M.北京：冶金工业出版社，2020.2张杰.自然崩落法采场底部结构的改进及补强措施的研究J.山西冶金，2016（6）：82-86.3中国恩菲公司.铜矿峪矿二期工程初步设计说明书Z，2007.4中国恩菲公司.铜矿峪矿自然崩落法地压及底部结构稳定性解决方案Z，2014：35.5夏志远.自然崩落法矿山底部结构失稳机理及防治措施研究D.北京：北京科技大学，2020.6张正林.冲击地压监测系统设计与危险性预测研究D.南京：南京航空航天大学，2014.7赵向东，王育平，陈波，等.微地震研究及在深部采动围岩监测中的应用J.合肥工业大学学报（自然科学版），2003（3）：363-367.（编辑：武倩倩）Optimization of Bottom Structure of Tongkuangyu Mine Phase II Project 410 Middle SectionBased on Natural Caving MethodZhang Jie（Tongkuangyu Mine,Shanxi North Copper Co.,Ltd.,Yuanqu Shanxi 043700）Abstract:In view of the situation that the bottom structure of the 530 middle section of the second phase project of Tongkuangyu Mine hasbeen damaged by ground pressure to varying degrees during the mining process,which has seriously affected the normal production,througha comprehensive analysis of the layout form and support mode of the bottom structure of the 530 middle section,it is believed that there isstill room for improvement in the existing bottom structure layout form and support mode,so as to meet the strength required