稿件来源:《中国煤炭报》12月2日4版
降低煤柱留设量 提高顶煤回收率
尊龙凯时-人生就是搏张矿集团官板乌素煤矿突破坚硬特厚煤层放顶煤开采难题
平均煤厚12.5 米、普氏硬度系数达3.6 的特厚坚硬煤层时常“发威”——不是顶煤难垮落,就是垮落块度过大,直接导致顶煤采出率不高、采场顶板难以控制……日前,这些困扰官板乌素煤矿多年的放顶煤开采难题终被攻克。
“采区预留的安全煤柱由原来设计的33 米减至11 米。”该矿董事长周晓路欣喜于创新为企业带来的变化,仅2 个工作面就多回收60 万吨煤炭资源,增加收入4 亿元。
确定沿空掘巷位置及煤柱宽度
官板乌素煤矿是尊龙凯时-人生就是搏张矿集团投资收购地方民营企业、实施股份重组后成立的国有控股企业。经过10 余年的持续生产,矿井煤炭赋存量日渐萎缩,难以支撑企业后续发展。
怎么办?一方面,他们眼界向外,积极申请资源扩界;另一方面,刀刃向内,瞄准现有开采地区深挖内潜,调整和优化生产组织方式。
令他们头疼的,是6号特厚坚硬煤层带来的综放作业面顶煤难垮落、垮落块度大、顶煤采出率低、采场顶板难以控制等困扰。
周晓路说,官板乌素煤矿井田面积不足3.5平方公里, 生产地区布置于井田深部6号煤层。井田地质条件多变,煤层倾角扰曲部位超过15 度,煤层开采厚度大,且覆岩运移破断范围广、不同层位的顶板破碎特征及矿压作用机制差异较大,造成大空间覆岩应力分布及采场矿压显现复杂。
“采用以往回采工艺、人员组织、预留大区段安全煤柱的方法,对于平均厚度为12.5 米的特厚煤层来说,煤炭采出率、矿井综合效益都不太理想。”周晓路说。
从2019 年开始,该矿与科研院校合作,针对611 综放工作面6 号煤层综合机械化放顶煤开采,展开了项目攻关。
从特厚煤层综放工作面实体煤侧覆岩运动规律入手,该矿总工程师朱贵祯掌握了特厚煤层综放工作面支承压力演化规律、工作面稳定后采空区侧向支承压力分布等第一手资料,模拟出工作面采空区稳定后的数值,确定了沿空掘巷位置及煤柱留设量。
“为最大限度地减小煤柱损失,我们沿破碎区将掘巷位置布置在围岩完整程度较好、远离侧向支承应力集中的塑性区。”朱贵祯说,从煤柱内应力场分布规律、采空区防火、煤炭资源
回收率等方面考虑,煤柱合理宽度应维持在11米左右,“ 虽然33 米大煤柱的承载力更强, 但11 米窄煤柱仍具有相当承载力,能保持巷道围岩稳定。”
据测算, 与之前2 个工作面区段间留设的33 米煤柱相比, 优化后的707 米长的工作面煤柱煤损回采率提升至88%。
运用大直径钻孔顶煤预裂技术
指挥移架、推溜,熟练操作采煤机往复作业……在井下工作了20 余年,综采区班长张春林习惯了各种地质条件下的煤层开采工作。但对于12.5 米的特厚坚硬煤层,放顶煤不易垮落、顶板难管理经常令他力不从心。
张春林表示,综放工作面放顶煤开采可使采煤机可采高度和顶部的煤炭同时采出。“顶煤主要在矿压作用下发生变形后破坏性垮落。因此,放顶煤回采关键是顶煤的破碎、垮落和放煤工艺。”张春林说。
煤层强度直接影响顶煤冒放性。综采区技术员张明家对此了如指掌:“软煤最容易冒落,可放性好;中硬煤次之;硬煤的冒放性最差。”
据了解, 官板乌素煤矿6 号煤层煤体属硬煤层,煤层强度对顶煤冒放性影响明显。现场支架后部常有悬顶的顶煤,且冒落块度较大。
“611 特厚煤层综放回采工作面机采高度3.5米,放顶煤最大厚度10 米、平均厚度9 米,采放比为1∶ 2.6, 顶煤厚度较大。中部顶煤很难得到充分松动,导致顶煤难以冒落。” 张明家说。这不仅造成了资源浪费,还会引发采空区遗煤自然发火。
“顶煤高效回收,取决于顶煤破碎机理和散体顶煤流动规律2 个关键因素。”朱贵祯深谙降低顶煤强度的各类手段, 却止步于深孔爆破、超前注水软化等传统方法给工作面带来的危险和隐患。
直到大直径钻孔顶煤预裂技术的出现,他们从根本上找到了弱化特厚坚硬顶煤安全高效的方法。“向顶煤中施工大直径钻孔,对坚硬顶煤实施预裂。”朱贵祯说。此工艺简单,受煤层条件影响小、利于工作面连续生产,可节约大量生产和技术成本。
在接下来的实验中,张明家发现,随着大直径钻孔在煤体中的开挖,煤体的应力场平衡状态被打破,在重新分布的应力作用下发生弹塑性变形,并从孔壁向煤体深部发展,由孔壁向煤体深处依次形成了破裂区、塑性区和弹性区3 个区域。
“增大钻孔直径,塑性区便会扩大。”实验中,张明家逐步扩大了钻孔直径。在减少钻孔巷道围岩变形量、综合考虑技术因素和经济因素情况下, 他最终将钻孔直径尺寸确定为150毫米。
优化工作面回采工艺设计
在实施大直径钻孔工艺后,特厚坚硬顶煤逐步弱化,破碎为具有冒放性的流动散体煤。“散体煤的高效回收,仍然受制于放煤方式、放煤步距等因素。”朱贵祯接下来的任务,是结合放煤工艺,采取合理有效的放煤步距,提高顶煤放出量、减少放煤损失。
在611 工作面3.5 米采高条件下,朱贵祯和技术人员分别实验了不同放煤步距、放煤方式对顶煤放出规律的影响。他们进而得出:煤矸混杂区形成时间和空间形态、顶板冒落形式和块度、支架选型和放煤步距等是造成放煤损失的主要因素。
在确定放煤步距方面, 他们分别实验了0.6 米、1.2 米、1.8 米和连续单轮多轮、间隔单轮多轮放煤工艺,分别模拟煤矸流场动态变化的过程, 分析顶煤损失特征、采出率和含矸率。
朱贵祯发现,当放煤步距为0.6 米时,顶煤放出量呈“少—多—少”循环形式,放煤口放出的矸石以“采空区矸石—顶部矸石—采空区矸石”循环形式出现,顶煤回收率达76.13% ,含矸率6.76%;当放煤步距为1.2 米时,采空区内矸石和顶板矸石同时冒落至放煤口。相比0.6米放煤步距,顶煤损失较小,总体回收率达到79.88%, 含矸率5.75%; 而放煤步距增大至1.8米时,采空区附近矸石留置于采空区内,顶煤损失加大,顶煤回收率仅为74.57% ,含矸率6.74%。
“放煤步距为1.2 米时, 顶煤回收率较高,含矸率最低。”朱贵祯说。
在优化放煤工艺方面,张明家先后对特厚煤层顶煤在“两放一采”工艺条件下的单轮顺序、双轮顺序和三轮顺序工艺的顶煤损失规律进行了实验。
“单轮顺序放煤原煤回收率为74%至78% ,双轮间隔原煤回收率79%至82%。”张明家说。三轮间隔放煤的顶煤损失最少,回收率能达到82%至84%。
“随着放煤轮次的增加,顶煤回收率依次增高,同时也伴随着工艺复杂程度的提升。工作面放煤方式的选择,还要考虑两者间的平衡。”周晓路说。间隔多轮放煤是611 工作面较为合适的高效放煤方式,“采用‘两放一采’、三轮放煤工艺,顶煤回收率达到82.27%,较以往提升近45%。”(王海 梁树清 王帅)