張忠溫,吳吉南
(中煤平朔煤業(yè)有限責任公司,山西朔州 036006)
平朔礦區(qū)主采4、9、11號煤層,為了進行露天開采排土場下壓煤的開采,提高礦區(qū)資源回收率,2002年開始對露天礦邊區(qū)4、9號煤層井工開采方法進行研究。首采區(qū)4號煤層埋深為110~170 m,賦存穩(wěn)定,平均厚度為8.46 m,煤層單軸抗壓強度平均為34.6 MPa,屬特厚、堅硬、淺埋深煤層。2005年首個綜放工作面 S4101工作面投產(chǎn),最高日產(chǎn)達31 056 t,目前綜放工作面單面月產(chǎn)已達130萬t以上。
4號煤層位于太原組頂部,為上組煤主要可采煤層,全區(qū)穩(wěn)定可采。首采區(qū)煤層厚2.70~16.04 m,平均12.2 m;煤層單軸抗壓強度平均為34.6 MPa,單軸抗拉強度平均為1.85 MPa。煤層上方有一層厚9.41 m的中粗砂巖,單軸抗壓強度平均為124.5 MPa,單軸抗拉強度平均為8.84 MPa;煤層底板為砂質(zhì)泥巖或粉砂巖,單軸抗壓強度平均為58.6 MPa。
特厚煤層綜合機械化開采主要有3種方法:分層綜采、大采高綜采和放頂煤開采。分層綜采下分層頂板管理困難,不易實現(xiàn)安全高效;同時受4號煤層厚度變化大的影響,存在設計丟煤問題,因此不適合。大采高綜采產(chǎn)量高、效率高,但當煤層厚度超過7 m時,受大采高綜采最大采高(2003年為5.5 m,2010年為6.8 m)限制,存在煤炭回收率低的問題(丟頂、留底)。放頂煤開采雖然可以一次采全高,煤炭回收率高,但其前提必須是頂煤、頂板容易垮落或者對頂煤、頂板進行弱化處理。根據(jù)3種采煤方法的優(yōu)缺點,平朔4號煤層實現(xiàn)高產(chǎn)、高效的采煤方法可優(yōu)先考慮綜放開采。
4號煤層埋深淺、煤層及頂板堅硬,因此能否采用綜放開采實現(xiàn)安全、高效、高回收率仍需進一步研究。
綜放工作面初采期間,首先是頂煤發(fā)生垮落,其次是直接頂,最后是基本頂。首采工作面長度達200 m以上,回采工作面長度遠大于頂板、頂煤的垮落步距,因此可將頂板、頂煤視為一端由煤壁、另一端由煤柱支撐的兩端固定的梁[1]。根據(jù)這種假定,由材料力學可知,兩端固定梁在均布載荷q的作用下:
式(1)中,q為作用于煤梁或巖梁的均布載荷,對于頂煤q= γ煤h頂煤,對于頂板q= γ頂h頂+γ軟h軟,其中γ煤、γ頂、γ軟分別為頂煤、頂板及其上方軟巖層的容重,即 1.561 t/m3、2.42 t/m3、2.62 t/m3,h頂煤、h頂、h軟分別為頂煤、頂板及其上方軟巖層的厚度;Lmax和L分別為梁的最大跨距及跨距;σmax為材料的抗拉強度,這里指頂煤、頂板的抗拉強度;h為梁的厚度,這里指頂煤、頂板的厚度。
當4號煤層采用普通綜放開采(普通綜放開采一般指綜放工作面割煤高度不大于3.2 m,工作面長度小于180 m)時,取工作面割煤高度為3 m,頂煤的厚度為9.2 m,頂板巖層厚度為9.41 m和2.1 m,頂板上方軟巖層的厚度分別為0.3 m煤線及1.8 m泥巖,根據(jù)式(1)可得頂煤的最大跨距,即頂煤的初垮步距為:
煤層上方中粗砂巖的最大跨距,即頂板的初垮步距為:
周期來壓是由基本頂周期性折斷所引起的,當基本頂懸露步距過大,超過極限跨度時,基本頂將沿煤壁發(fā)生破斷,即屬于懸梁式的折斷。根據(jù)材料力學可知,懸梁條件下周期來壓步距:
與一般綜放工作面頂煤初次垮落步距10~20 m、頂板初次來壓步距30~50 m、周期來壓步距7~15 m相比,4號煤層綜放工作面頂煤、頂板垮落步距大,具有兩硬的特點,采用普通綜放開采需對頂煤及頂板進行弱化處理,減小頂煤、頂板垮落步距,否則不利于工作面的安全生產(chǎn)及頂煤的回收。
綜放開采頂煤冒放性是頂煤本身可冒落并可放出的特性,是頂煤在支承壓力作用下冒落和放出難易程度的特征度量參數(shù),亦即頂煤可冒性和可放性的綜合。頂煤具有良好的冒放性是進行綜放開采的必要條件,根據(jù)頂煤冒放性的不同采取相應的技術(shù)措施與工藝參數(shù)是發(fā)揮綜放開采優(yōu)勢的基礎。
根據(jù)對綜放開采頂煤冒落運動規(guī)律、支架上方頂煤破碎深度的現(xiàn)場觀測和有限元數(shù)值分析計算研究可知,頂煤從原生裂隙的擴展以至出現(xiàn)強度破壞到最后從放煤口中放出受許多因素的影響,也就是頂煤的冒放性與很多因素有關,其中既有頂煤內(nèi)部的因素,也有外部因素,最主要的影響因素有:煤層強度、煤層賦存深度、煤層節(jié)理裂隙發(fā)育程度、煤層夾石情況、頂板的垮落特性、開采工藝參數(shù)等。對于平朔礦區(qū)4號煤層,其特點是頂煤硬、頂板硬和埋深淺,因此文章重點研究淺埋深兩硬條件對頂煤冒放性的影響。
煤層賦存深度(H)直接影響著原巖應力(γH)的大小,同時也影響著回采工作面四周圍巖內(nèi)支承壓力峰值KγH(K為工作面前方支承壓力應力集中系數(shù))的大小。從這個意義上講,煤層賦存深度對放頂煤綜采面的頂煤破碎效果有決定性的影響。綜放工作面采場煤壁前方頂煤受超前支承壓力作用,預先發(fā)生變形、破碎直至松散,是頂煤能順利放出的先決條件。在不考慮構(gòu)造應力場影響的情況下,煤壁前方頂煤單元體的受力狀態(tài)見圖1,其中σ1=KγH ,σ2= λγH ,σ3= λ'γH,σ1≥σ2≥σ3,λ和λ'分別為最大水平應力、最小水平應力與垂直應力的比值,即側(cè)壓系數(shù)。正因為受采動后支承壓力(KγH)的作用,頂煤煤體才有可能超前變形、破碎,煤層賦存深度是影響頂煤冒放性的一個重要因素。
圖1 頂煤單元體受力狀態(tài)Fig.1 Stress state of top-coal element
放頂煤工作面頂煤體在煤壁前方,頂煤內(nèi)的單元體為三向受力狀態(tài)(σ1,σ2,σ3)。頂煤在壓應力作用下,原生裂隙首先閉合。隨壓應力增加,沿閉合裂隙面產(chǎn)生相對滑移摩擦效應,沿裂隙的長度方向上形成垂直的較短張拉裂隙。當壓應力繼續(xù)增加時,在原生裂隙尖端產(chǎn)生拉應力,裂隙擴展并相互貫通,最終形成頂煤內(nèi)的次生裂隙(采動裂隙),直至頂煤發(fā)生強度破壞。考慮到長壁采場沿平行工作面推進方向上的平面應力(σ2)變化不大,可將其簡化為平面應變模型,根據(jù)格里菲強度理論,有:
式(3)中,σ1為第一主應力,MPa;σ3為第三主應力,MPa;Rc為煤的單軸抗壓強度,MPa;f為煤的內(nèi)摩擦系數(shù),根據(jù)實驗結(jié)果取f=0.7。
由此,將頂煤受力狀態(tài)與煤體強度有機聯(lián)系起來,滿足式(3)頂煤即發(fā)生強度破壞。為了探討賦存深度H和煤體強度Rc的關系,將σ1=KγH和σ3= λ'γH 代入式(3),可得:
取工作面前方支承壓力應力集中系數(shù)K=5,頂板巖層平均容重γ=25 kN/m3,μ=0.3,代入式(5),經(jīng)過簡化整理可
在煤體強度Rc一定時,若其他影響因素參數(shù)不變,要使頂煤煤體在支承壓力作用下完全破壞,則賦存深度H應滿足:H≥11.7Rc。
由式(5)可知:當H越大時,煤體強度越低,頂煤的臨界破壞條件越容易滿足。在煤層的單向抗壓強度Rc一定時,H大于臨界值越多,頂煤破碎效果將越好,反映在冒放性上則頂煤冒放性越好。根據(jù)4號煤層單軸抗壓強度平均為34.6 MPa計算,頂煤破壞的臨界深度為404.8 m。平朔礦區(qū)4號煤層首采區(qū)埋藏深度最大只有170 m,煤層埋深淺,因此該煤層賦存深度及煤層強度均不利于頂煤的破壞,頂煤冒放性較差,需要改善頂煤的冒放性。
現(xiàn)場觀測和數(shù)值模擬結(jié)果表明,綜放面支架對頂煤的破碎作用一般僅限于支架上方2 m左右范圍,再向上則所受影響很小。從這個意義上講,頂煤厚度越大,頂煤的冒放性越差。另外,頂煤厚度直接影響頂煤冒落充分松散空間條件,頂煤只有充分破碎冒落時,才有利于其回收。
設開采厚度為M,其中割煤高度為mg,放煤高度為mf;支架放煤口高度為h',根據(jù)刮板輸送機高度取0.3 m;頂煤冒落充分松散的必要條件為:
式(6)中,ks為煤的破碎松散系數(shù),取1.35。
根據(jù)式(6),對于12.2 m厚的4號煤層,放煤高度大于8.8 m時頂煤將不能充分破碎松散,對放出不利。因此為提高工作面頂煤回收率,工作面割煤高度不小于3.4 m??紤]到平朔礦區(qū)首次進行井工開采,為了保證工作面煤壁穩(wěn)定性,工作面割煤高度確定為3.5 m。
安家?guī)X井工礦4號煤層采用綜合機械化放頂煤開采方法開采。通過應用FLAC3D軟件對4號煤層綜放工作面在不同工作面長度、不同支架支護強度狀態(tài)下的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律以及頂煤、頂板運動規(guī)律進行了相關研究,為確定合理的綜放工作面相關參數(shù)及支架支護阻力、提高堅硬頂煤的冒放性提供依據(jù)。
在數(shù)值模型中,煤層及直接頂、基本頂和直接底等巖層均按實際平均厚度來確定。模型高度為124 m,其中頂板模擬厚度為90 m,煤層模擬厚度為12 m,底板模擬厚度為22 m。模型長度為240 m,其中兩邊各考慮50 m的邊界影響區(qū)域,實際模擬工作面走向長度為140 m。煤層頂板上方未模擬巖層按等效載荷代替。煤層傾角較小,模型按水平模擬,因此在分析傾斜長度變化對煤巖層礦壓顯現(xiàn)規(guī)律影響時,所用模型為2D模型。
按煤層開采理論,對于短壁工作面和長壁工作面,頂煤頂板垮落狀況具有明顯區(qū)別,但在長壁工作面范圍內(nèi),按實踐經(jīng)驗,工作面長度超過某一值后對于頂煤頂板垮落狀況影響將不明顯[2]。對于不同工作面傾斜長度條件下的頂板垮落高度,其結(jié)果如圖2所示。當工作面傾斜長度為60 m時,頂板最大垮落高度可達到4 m;當工作面長度達到75 m時,頂板最大垮落高度可達到6 m;隨著工作面傾斜長度繼續(xù)增大,頂板垮落高度繼續(xù)增大;當工作面傾斜長度超過150 m時,頂板最大垮落高度則基本達到穩(wěn)定,約為37 m。由此可以判斷出,對于長壁工作面,隨著工作面長度的增加,在兩硬條件下,其冒落高度隨之增加;當工作面長度增加到一定程度,頂板的冒落高度趨于穩(wěn)定。就本工作面條件來說,當工作面長度大于150 m時,工作面頂板冒落高度趨于穩(wěn)定,不再明顯增加。頂板垮落最大高度變化反映了工作面傾斜長度對工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的影響,對于4號煤層淺埋兩硬條件下的綜放開采,其工作面長度應大于150 m。
為了減少工作面兩端不放煤影響,提高頂煤回收率,增加工作面頂板壓力對堅硬頂煤的破壞作用,宜加大工作面長度,同時考慮采區(qū)邊界和地質(zhì)條件,4號煤層首采工作面長度設計為230 m。
圖2 工作面傾斜長度與頂板垮落高度關系曲線Fig.2 Relationship curve of mining face length and roof caving height
根據(jù)安家?guī)X井工礦4號煤層頂煤自然冒放性較差的特點,4號煤層綜放開采支架選型設計按以下原則進行:
1)煤層頂板堅硬,頂板垮落步距大,根據(jù)對大同忻州礦兩硬煤層綜放工作面的調(diào)查,工作面有出現(xiàn)切頂?shù)目赡苄裕笾Ъ芤凶銐虻闹ёo強度。
2)煤層埋深淺,根據(jù)國內(nèi)神東礦區(qū)及印度、澳大利亞礦區(qū)經(jīng)驗,支架必須適應淺埋深開采工作面礦壓強烈的特點。
3)頂煤硬度大,不易冒落,支架放煤時有可能出現(xiàn)大塊煤,并且在放煤過程中頂煤有成拱可能性,支架應具有較大放煤口和輔助破拱機構(gòu)。
4)由于頂煤回收率主要受頂煤、頂板破壞垮落效果影響,為提高工作面回收率應進一步加大割煤高度。
根據(jù)綜放開采支架支護強度確定數(shù)值模擬方法[3](模擬結(jié)果見圖3,圖中L為支架上方頂煤至煤壁距離),4號煤層綜放工作面支架支護強度確定為1.0 MPa,按照配套尺寸,支架工作阻力為8 000 kN。由于割煤高度要求達到3.4~3.5 m,支架高度選取為2.3~3.7 m。最后確定支架的型號為ZFS8000/23/37型放頂煤支架。該支架具有以下特點:
圖3 支護強度與頂板下沉量關系曲線Fig.3 Relationship curve of supporting density and roof subsidence
1)支架工作阻力大,對頂煤的支撐、破碎能力加強,提高了堅硬煤層頂煤的回收率。
2)支架在正常采高時,掩護梁水平投影小,即掩護梁較短,背角較大,便于堅硬煤層頂煤的垮落,提高了放煤速度。
3)放煤機構(gòu)高效可靠;后部輸送機過煤高度達1 300 mm左右,增加了大塊煤的運輸能力,尾梁向上回轉(zhuǎn)角度達27°,增加了對煤的破碎能力和放煤效果。
4)液壓系統(tǒng)采用350 L大流量操縱閥,雙回路環(huán)形分段供液,前后部供液系統(tǒng)各自獨立,互不影響,提高了移架速度,為工作面實現(xiàn)高產(chǎn)、高效提供了有利條件。
由于綜放工作面前、后部輸送機的電機和傳動裝置采用平行布置方式,將工作面普通放頂煤液壓支架擺放到輸送機的機頭、機尾處,難以滿足設備的幾何尺寸配套要求。綜放工作面長230~240 m,輸送機采用雙電機,因此在綜放工作面上、下端頭的機頭處布置3組過渡支架。選用ZFG/8000/23/37過渡支架為反四連桿架型,額定工作阻力為8 000 kN;后部結(jié)構(gòu)為大尾梁鉸接小尾梁加插板,后部空間大,可實現(xiàn)放煤功能。
采煤機選型的主要內(nèi)容是確定采煤機裝機功率、性能及結(jié)構(gòu)參數(shù)。裝機功率是衡量采煤機生產(chǎn)能力及破煤能力的綜合性參數(shù)。采煤機機身及各部件強度與采煤機裝機功率是一致的,因此裝機功率大的采煤機截割硬煤能力及落煤能力也大。選擇采煤機的裝機功率取決于煤層硬度、采高、截深、采煤機割煤速度及采煤機工作機構(gòu),目前尚無可靠的采煤機裝機功率的計算方法,只能采用實測功率特征關系估算和類比方法,根據(jù)確定的采煤機割煤速度和落煤能力要求確定采煤機的裝機功率。
方法1:根據(jù)實測的采煤機電機功率特征來確定。通過電測法得到采煤機割煤速度或落煤能力與采煤機輸出功率的特征關系,根據(jù)滿足工作面生產(chǎn)能力要求確定的采煤機最大割煤速度或最大落煤能力,求出對應的采煤機輸出功率Nmax。這種方法適用于已開采煤層的綜采工作面設備能力配套分析和相似開采煤層條件的綜采工作面設計。
方法2:比能法。采煤機每采1 t煤,要消耗一定電能,而且消耗的電能隨煤層的強度系數(shù)f值或抗切削強度A值的增大而增加。因此,可以根據(jù)采煤機生產(chǎn)能力或割煤速度來計算采煤機的裝機功率:
式(7)中,Nmax為采煤機的輸出功率,kW;B為采煤機截深,取0.8 m;H為割煤高度,取3.5 m;Vmax為采煤機最大割煤速度,根據(jù)產(chǎn)能要求并留有一定的富裕系數(shù),取6.0 m/min;Hw為采煤機單位能耗,根據(jù)煤層硬度,取0.80(kW·h)/m3。按以上數(shù)據(jù)計算可得Nmax為806.4 kW。
根據(jù)計算結(jié)果,4號煤層工作面采煤機可以選用MGTY400/930-3.3D型電牽引采煤機。
工作面前部刮板輸送機的運輸能力應滿足采煤機最大落煤能力的要求:
式(8)中,Q為刮板輸送機運輸能力,t/h;Kc為采煤機割煤速度不均勻系數(shù),可取1.5;Kv為考慮采煤機與刮板輸送機同向運動時的修正系數(shù),Kv=刮板輸送機鏈速,取1.3 m/s,V為采c煤機平均割煤速度,取4.0 m/min;Ky為考慮運輸方向及傾角的修正系數(shù),5°~10°傾角下選取0.9;Qm為采煤機平均落煤能力,取840 t/h。
要實現(xiàn)綜放工作面高產(chǎn)、高效,工作面采煤機割煤和放頂煤工序應最大限度地平行作業(yè),在選擇綜放工作面參數(shù)和設備能力時,應使采煤機平均循環(huán)割煤時間與放頂煤平行循環(huán)時間匹配,以減少兩個工序的相互影響時間,提高工作面的單產(chǎn)。
根據(jù)計算結(jié)果,工作面前部輸送機選用SGZ1000/2×700型整體鑄焊封底式溜槽刮板輸送機。考慮到提高頂煤回收率,解決大塊煤壓溜等問題,工作面后部輸送機選用SGZ1200/2×700型整體鑄焊開底式溜槽刮板輸送機。
按照設備能力配套原則,對工作面其他設備進行了選型,具體選型結(jié)果見表1。
表1 4號煤層綜放工作面設備選型結(jié)果Table 1 Equipments lectrotype of full-mechanized caving mining face in 4thcoal-seam
針對淺埋深兩硬煤層綜放工作面頂煤冒放性較差的問題,采用加大工作面割煤高度、加長工作面傾斜長度、提高支架支護強度、選用大功率采煤機和大功率大運量刮板輸送機等措施提高了頂煤的冒放性,達到了綜放工作面高產(chǎn)、高效、高回收率的目標。
根據(jù)4號煤層首采工作面生產(chǎn)情況,淺埋深堅硬特厚煤層采用上述綜放配套設備與工藝,實現(xiàn)了安全、高產(chǎn)、高效、高回收率。首采工作面最高日產(chǎn)達31 056 t,最高月產(chǎn)達39.3萬t,試采期間4個月連續(xù)月產(chǎn)量超過35萬t,工作面回收率為80% ~84.3%,平均82%。
2007年之后工作面面長增加至300 m,研制選用ZFS10000/23/37支架、SGZ1000/2×1000型前部刮板輸送機、SGZ1200/2×1000型后部刮板輸送機、SZZ1200/700轉(zhuǎn)載機、進口的艾可夫SL750型采煤機、SSJ1400/3×630(自移機尾)順槽膠帶輸送機,單面年產(chǎn)能力已超過1 000萬t,為億噸煤炭生產(chǎn)基地建設奠定了基礎。
[1]史元偉,寧 宇,齊慶新.綜采放頂煤工作面巖層控制與工藝參數(shù)優(yōu)選[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2006:15-16.
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[3]毛德兵,王延峰.數(shù)值模擬方法確定綜放工作面支架工作阻力[J].煤礦開采,2005(1):4 -5.