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極近距離煤層合層綜放工藝參數研究

2018-09-21 02:33:48田城伙
山東煤炭科技 2018年9期
關鍵詞:支架

田城伙

(西山煤電(集團)有限責任公司,山西 太原 030000)

西山煤電集團官地礦下組8、9號煤層屬于極近距離煤層,煤層間距0.4~1.2m,層間巖層以泥巖和砂質泥巖為主,巖層強度較低,承載能力差,給下部9號煤層的開采帶來了很大的困難。目前,礦井采用合層綜放,即“采九放八”的方法,但在實際生產中,部分區段存在夾矸層過厚,頂煤冒放性受到極大影響。官地礦29401工作面通過分析各因素對頂煤冒放性的影響,提出提高頂煤冒放性的合理措施。

1 工作面概況

官地礦屬于西山煤電旗下主力礦井,位于太原市附近,核定生產能力為500萬t/a,可采煤層包括2、3、6、7、8和9號煤層。29401工作面開采煤層為太原組的8、9號煤層,工作面標高為1268~1372m,蓋山厚度為223~310m。8號煤層厚度為5.0~7.6m,平均5.8m,中部含有一層1.3m厚的泥巖夾矸,煤層結構為(1.1(1.3)3.4),其中,上分層部分開采,煤層傾角為2~14°,平均6°,8號煤層頂板為石灰巖,平均厚度為3.05m,頂板巖層質地堅硬,強度較高;9號煤層厚度為2.7~3.5m,平均3.3m,煤層相對穩定,傾角平均為5°,煤層底板為炭質泥巖,平均厚度僅為0.4m,基本底為砂質泥巖,平均厚度為12.0m;層間巖層為0.4~1.2m厚的泥巖,平均僅有0.8m。

工作面采用合層綜放技術對8、9號煤層進行回采,回采高度平均為7.5m。工作面傾斜長度為164m,走向長度為571m。

2 工作面頂煤冒放性預測

頂煤冒放性是指工作面頂煤放出的難易程度,是評價頂煤可放性和放出率的一個重要指標。一般來講,影響頂煤冒放性的因素可以分為地質因素和技術因素兩大方面。其中,地質因素包括煤層埋深、煤層厚度、煤層強度、頂板條件、夾矸層性質以及煤體裂隙發育程度等。技術因素包括支架強度、控頂距、工作面長度以及采煤機割煤高度等,可以通過優化放頂煤工作面的技術參數,來改善頂煤的冒放性。

預測頂煤冒放性的方法有很多,包括模糊數學法、BP神經網絡法以及層次分析法等,但大多計算十分復雜,不適合現場使用。破壞系數法通過對各影響因素的模擬分析,構建回歸分析方程,提出頂煤破壞系數這一綜合指標來表示頂煤冒放性[1-2],其表達式為:

式中:

Y-頂煤破壞系數;

H-煤層埋深,m;

Rc-煤體單軸抗壓強度,MPa;

D-煤體裂隙分維值;

Mj-頂煤夾矸厚度,m;

Md-頂煤厚度,m。

根據官地礦29401工作面實際地質資料,煤層埋深H取280m,煤體單軸抗壓強度Rc取22MPa,煤體裂隙分維值D取1.84,夾矸層厚度Mj取0.8m,頂煤厚度Md取4.2m。將數據代入,可得頂煤破壞系數Y=0.84。

破壞系數法的頂煤冒放性分類標準如表1所示。

表1 破壞系數法頂煤冒放性分類

由表1可知,29401工作面頂煤冒放性屬于Ⅱ類冒放性較好,頂煤放出率在65%~79%之間。

3 確定合理的綜放工藝參數

除地質因素外,技術因素也是影響頂煤冒放性的一個重要方面,主要包括支架阻力、放采比、控頂距和放煤步距等。

3.1 放采比的確定

放采比是綜放工作面最重要的工藝參數之一,直接影響到工作面的放煤方式和放煤步距的選擇。一般來講,適當增加采煤機的割煤高度,有利于頂煤的破碎,可提高頂煤的冒放性,同時,頂煤厚度降低還可以減少頂煤的放出時間,使采場空間增大,有利于工作面瓦斯的排出。但若割煤高度過高,造成頂煤過薄,放煤期間容易混入矸石,放煤時間難以把握,造成頂煤資源的大量浪費。因此放采比的確定還需針對具體礦井具體分析[3]。

對于官地礦29401工作面而言,平均采高達7.5m,但中部存在層間巖層,平均厚度為0.8m,因此采煤機割煤高度應設為9號煤層的厚度,即放采比為1.27,此時,層間巖層作為影響頂煤冒放性的最主要因素,受到覆巖礦壓和液壓支架的共同作用,增強其破碎效果,有利于頂煤的放出。

3.2 工作面液壓支架的確定

液壓支架是工作面的關鍵設備,合理選擇液壓支架對工作面的安全高效開采十分重要。綜放支架選型時,一方面要考慮工作面圍巖的穩定性,防止出現冒頂、片幫等安全事故,另一方面,也要考慮支架對頂煤的破碎效果,尤其對于本工作面,煤層中部含有較厚夾矸(層間巖層),嚴重影響著頂煤的放出,選擇合適的放煤支架格外重要。

支架選型的核心問題就是確定支架的工作阻力,對于放頂煤工作面,液壓支架所受載荷由頂煤重力和頂板巖層對煤體施加的垂直載荷兩部分組成,其表達式為:

式中:

P-支架工作阻力,kN;

k-基本頂的沖擊載荷系數,取1.3;

L-支架控頂距,取5.4m;

B-支架寬度,取1.75m;

Md-頂煤厚度,取4.2m;

γd-頂煤平均容重(包括夾矸),取17kN/m3;

M-煤層總厚度,取7.5m;

γ-頂板容重,取25kN/m3;

η-煤層回收率,取0.75;

Kc-采空區矸石破碎充填系數,取1.2。

將數據代入,可得29401工作面支架阻力最少應為9515kN。考慮到工作面實際情況,可適當增加支架工作阻力,降低初撐力,使頂煤得到充分下沉,提高支架對層間巖層的破碎效果,以提高頂煤冒放性。

3.3 支架控頂距的確定

控頂距就是指支架的支護范圍,即支架的頂梁后端至煤壁的距離。控頂距的大小對工作面頂板的穩定性有著重要影響,支架控頂距越大,頂板撓度變形越大,越容易失穩冒落,但是,對于綜放工作面,適當增加支架控頂距,對頂煤的破碎效果更好,有利于頂煤的放出。

根據29401工作面實際地質條件,確定支架的控頂距為4.6~5.4m。

3.4 放煤步距的確定

放煤步距是指打開放煤口前支架移動的距離,是影響頂煤放出率的主要因素。放煤步距與移架步距有著直接的關系,一般為一刀一放、兩刀一放或三刀一放。放煤步距的選擇,要考慮使頂煤有足夠的放出空間,保障頂煤放出率,根據我國實際生產條件,放煤步距的經驗公式可表示為[4]:

式中:

d—放煤步距,m。

將數據代入,可得放煤步距應為0.63~0.88m。考慮29401工作面采煤機截深為0.8m,因此,確定放煤步距為一刀一放。

4 結論

(1)利用破壞系數法預測工作面頂煤冒放性為Ⅱ類冒放性較好,影響頂煤放出的主要因素應為層間巖層即夾矸的厚度;

(2)為提高頂煤冒放性,應選擇合理的工藝參數。通過分析計算,確定工作面放采比應為1.27,支架阻力應為9515kN,控頂距為4.6~5.4m,放煤步距為0.8m,一刀一放。

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