特约综述
中国是能源生产大国,也是能源消费大国,能源消费量占世界总消费量的10%以上。 煤炭在我国一次能源开采和消费结构中分别占76.3%和68.9%(其中井工开采的煤炭约占煤炭总产量的95%),并且这一状况在今后相当长时间内仍然不会改变,因此煤炭开采在我国能源战略中将长期处于主导地位。
世界煤炭储量的1/3 以上为厚煤层,我国已探明的煤炭储量中,厚煤层占45%以上,产量也相应为原煤总产量的50%左右,因此厚煤层开采技术几乎决定着整个煤炭行业,甚至决定着国民经济的总体发展水平[1]。 按照厚煤层定义,单层煤厚超过3.5 m 为厚煤层,单一煤厚超过8 m 则为特厚煤层。目前,厚煤层的开采方法主要有分层开采、大采高综采及综放开采3 种:①分层开采由于开采效率低,且分层巷道在多次采动影响下维护困难,现已很少使用;②大采高综采一般适用于工作面倾角小,顶底板条件较好的中硬以上煤层,且随着采高的增加,煤壁片帮及支架稳定性差的问题愈发明显,事故率较高;③综放开采是指在厚煤层底部布置1 个采高2.0 ~3.8 m 的工作面使用采煤机割底煤,上部顶煤在矿压(主因)或人工扰动(辅因)联合破碎作用下再从支架放煤口放出的一种采煤技术。 与前2 种开采方法相比,综放开采具有高产高效、巷道掘进率低、吨煤成本低、对复杂煤层地质赋存条件适应性较强等技术优势[2]。
放顶煤开采技术最早发源于欧洲一些国家,当时因相关的理论技术及设备不成熟,初期工作面顶煤(板)的支护控制采用单体支柱,放煤效果及安全性均不甚理想,但作为一种新的采矿技术引起了世界各国的极大关注。 直到1957 年,苏联首次借助KTY 型掩护式液压支架对倾角5°~18°、厚度9 ~12 m 的煤层试验放顶煤开采,取得一定的成功;1964年,法国根据放顶煤开采技术的特点进一步完善放顶煤支架,在布朗齐煤矿试验成功综放开采技术,后在苏联、南斯拉夫、罗马尼亚、匈牙利等国获得一定的推广应用[3];其后的10 年内,随着放顶煤支架及技术理论的不断革新,在国外煤矿开采实践中取得较大的经济效益。 但在1980 年代后,受诸多因素的影响,放顶煤技术在国外未能不断地发展完善,并逐渐地停止了使用。
在我国综放开采技术经历近40 年的工业试验研究和应用实践,成为厚及特厚煤层的标志性开采方法之一。 该技术的发展历程可认为是由仅适用于简单松软煤层的初期阶段过渡到可应用于复杂难采(放)煤层的发展成熟阶段以及近年来的综放智能化阶段[4]。
综放开采技术,首先由煤炭科学研究总院樊运策研究员于1982 年引入我国,并组织团队研究,主要是依靠引进的放顶煤支架及技术进行摸索试验,但因煤层赋存条件的差异性,引进的放顶煤支架并未达到理想的效果。 1984 年4 月,沈阳矿务局蒲河煤矿采用由北京开采研究所与沈阳煤研所合作研发的FY4000-14/28 型综放支架进行了缓倾斜厚煤层综放开采工业试验,因支架设计不合理和采空区发火影响,试验未取得完全成功但获得大量的实践经验,为后期放顶煤支架的设计研制及放煤理论的发展奠定了良好的基础,开启了我国应用放顶煤开采厚煤层的先河。 1986 年,甘肃窑街矿务局二矿在前人研究的基础上对急倾斜25 m 特厚煤层进行了水平分段综放开采试验,段高10 m,工作面产量平均1.9 万t/月,采出率86.9%,取得较大成功。 随后,全国各矿务局先后进行缓倾斜厚煤层的综放开采试验,1990 年,阳泉一矿和潞安王庄矿的综放工作面月产均超过8 万t,其中阳泉一矿采用掩护式开天窗支架的9603 综放工作面工业试验,月产达14 万t,比该矿分层综采面的产量和效率都提高一倍以上,工作面煤炭采出率为80%以上,佐证了在缓斜厚煤层中综放开采的巨大技术优势,使其在国内呈现大规模地迅猛发展。
经过前期的成功探索,在20 世纪90 年代初期,综放开采技术在我国的应用范围迅速扩大,特别是在煤层厚、储量大、地质构造简单等条件适宜的矿井,其综放工作面的产量获得大幅度提升。 1995年,全国共有67 个综放工作面,且年产均达到百万吨以上,部分矿井综放工作面的技术经济统计情况[5]见表1。
表1 主要安全高效综放矿井技术经济指标
Table 1 Main technical and economic indexes of safety and high efficiency mine by fully-mechanized top-coal caving mining
序号 煤矿 煤层普氏系数 煤厚/m 工作面月产量/万t 煤炭采出率/%1潞安漳村矿 1.5~2.0 5.6~7.23 22.50 85.8 2阳泉一矿 2.0~2.6 6.33 20.10 84.8 3阳泉二矿 2.0~2.6 5.85 16.09 85.8 4潞安王庄煤矿 2.0~2.5 6.5~7.0 31.09 85.0 5兖州鲍店煤矿 3.1 8.5 20.47 81.2
我国大部分厚煤层赋存条件较为复杂,较难开采且效益不高,为尽可能地开发这些资源,20 世纪90 年代后,尤其是“九五” 与“十五” 计划期间(1996—2005 年),综放开采技术的推广成为原煤炭工业部五项重点科技攻关项目之首,力求在所有适宜放顶煤的厚煤层推广应用,并取得创新突破性成果。 在此阶段,综放开采技术由初期的缓斜厚煤层、软及中硬条件逐渐发展到特厚煤层及复杂难采的厚煤层,其中难采厚煤层的特点主要体现为倾角大、“两硬”(顶板与煤层坚硬)和“三软”(顶板、煤层和底板松软)等。
1.2.1 特厚煤层综放开采
在特厚煤层的综放开采中,张有喜[6]介绍了塔山矿松软破碎大断面巷道的支护技术,断面破碎的控制技术、压架防治技术并对支架适应性进行了分析,为特厚煤层大采高综放开采一次采全厚提供了实践经验。 于雷等[7]以塔山煤矿8105 工作面为研究背景,运用相似模拟研究了特厚煤层综放开采形成的5 种顶板结构,并分析了每种结构对矿压显现的影响。 于斌等[8]运用理论分析、相似模拟试验及现场实测等方法,建立了特厚煤层综放开采大空间采场岩层结构模型,基于该研究成果所得的顶板预控技术可有效抑制大同矿区综放开采强矿压的发生。 马资敏等[9]以酸刺沟煤矿为例,针对准格尔煤田特厚煤层综放工作面矿压显现异常,顶板难以控制的问题进行了研究,提出了一系列控制采场矿压的技术方法,并取得了良好控制效果。
1.2.2 “两硬”厚煤综放开采
在“两硬”近水平厚煤层放顶煤开采中,因顶板、煤层较硬,导致大面积悬顶和采出率低等情况,为此大同煤矿集团、太原理工大学、中国矿业大学(北京)和煤炭科学研究总院太原分院联合攻关提出顶层措施巷内预爆破顶煤和坚硬顶板的理论方法及实用技术,解决了矿压破煤作用欠佳与顶板控制困难等问题,并结合在放煤支架设计与设备配套等方面的革新,在忻州窑矿8911 工作面试验中取得成功,工作面年产均可达600 万t[10]。 柴久茂等[11]以煤峪口矿为基础,系统的介绍了“两硬”煤层条件下预采顶分层放顶煤开采工艺过程及所采用的铺网、爆破等技术措施,经多年开采,产量稳定,取得了良好的技术经济效益。 张忠温等[12]针对平朔矿区浅埋“两硬”条件下4 号煤层顶煤冒放性进行了分析,得到工作面合理割煤高度及倾斜长度,并对工作面设备进行了合理选型。 王振军等[13]探索了平朔井工一矿浅埋两硬条件下300 m 长综放工作面的开采技术,并得到了合理的综放工作面参数以及设备配置。 通过现场开采实践对所选支架进行了适应性分析,廖敬龙等[14]针对“两硬”条件下顶煤破碎不充分的问题,提出了顶板注水及爆破的弱化方案,并确定了具体参数,有效改善了顶煤的冒放性。
1.2.3 软厚煤层综放开采
在极软厚煤层也同时开始研究应用综放开采技术,于海勇等[15]通过对刘家梁煤矿的现场观测,研究了“三软”煤层综放工作面的矿压显现特征,并给出支架的改进方案。 黄庆享等[16]对王村矿“三软”煤层的支架—围岩相互作用关系进行了分析,确定了王村矿轻放面的合理工作阻力范围。 王建国等[17]针对“三软”煤层开采过程中的煤壁片帮及支架扎底等问题,研究了合理的支架结构参数,所设计的支架在宁煤石炭井煤矿实现了安全高效开采。 程晓阳等[18]针对“三软”煤层综放开采过程中出现的顶煤放出率底、煤尘大的问题,提出了合理的工艺优化措施,通过对现场放煤效果的观测,该改进的工艺取得了良好的技术经济效益。
1.2.4 大倾角煤层综放开采
在我国厚煤层中,倾角35°以上倾斜、急斜厚煤层储量所占比例较大,约占20%,特别在我国西部的甘肃等省份,则高达28.8%和39.6%[19]。 如何安全高效地开采该类难采煤层资源,成为国家能源战略布局的需要。 2002 年,王家山煤矿在煤层倾角平均43.5°的44407 工作面试验急斜特厚煤层综放开采新技术,埋深260 ~320 m,工作面走向长度880 m,倾向长度115 m,煤厚为15.5 m,采高为2.6 m,放煤高度为12.9 m,工作面平均月产为64 304.3 t,采出率82.27%,取得了显著的技术经济效果。 林忠明等[20]分析了大倾角综放开采条件下液压支架的稳定性,在此基础上总结出保持支架稳定的途径,并在王家山煤矿工业试验中取得了良好的开采效果。 顾士亮[21]介绍了张双楼煤矿大倾角较薄厚煤层综放开采的具体工艺及关键技术,为后续大倾角煤层的开采提供了经验指导。 针对鹤壁三矿大倾角综放工作面存在上下端头空顶面积大的问题,吕继成等[22]提出了合理的工艺改进方法,经过4 个月的生产实践,能够满足安全生产的需要。 刘伟[23]观测了梅河煤矿二井开采过程中的矿压规律及现场使用设备的工作状况,开采实践表明该矿使用的设备及顶板管理方法可满足矿井的安全回采。 2014 年,中国矿业大学(北京)与峰峰集团等合作在山西大远煤业集团的最大倾角达60°的急斜厚煤层1201 工作面中,埋深195.6~242.6 m,工作面长80 m,可采走向长度680 m,煤层厚度6.0 ~8.0 m,平均6.8 m,应用走向长壁综放开采技术,取得了成功。
综放开采作为我国煤炭工艺进步的标志,首先实现了较简单地质条件下厚煤层的开采;其后,伴随着放顶煤开采理论的完善、矿井装备水平的提高以及管理模式的进步,综放开采工艺逐步在特殊地质条件下厚煤层的开采中得到应用,并为后续实现厚煤层智能化综放开采奠定了扎实的基础。
在我国煤炭工业“十五”至“十三五”规划中,重复强调煤炭资源开采的集约化、环境友好化,开采技术的机械化、自动化发展目标。 在“中国制造2025”工业智能升级背景下,在煤炭开采中实现感知层、决策层以及控制层的全面智能化,成为我国煤炭工业发展的新方向,以惯性导航、红外线煤岩识别、虚拟现实和多传感器技术为核心的自动化技术使智能化综采成为可能,也为实现智能化综放开采目标提供了一定的技术借鉴[24-25]。
1.3.1 大同矿区智能化综放工作面实践
2013 年,为提高特厚煤层(16 ~20 m)综放工作面顶煤采出率与智能化放煤技术水平,大同煤矿集团、天地科技股份有限公司、河南理工大学共同承担国家发改委“千万吨级综放工作面智能控制关键技术及示范工程”项目。 2016 年7 月,在同忻矿3-5号合并煤层8202 综放工作面试运行,煤层平均厚度15.6 m,平均倾角1.5°,机采高度3.5~4.0 m,采放比1 ∶2.91,平均推进长度2 183.2 m,工作面长度200 m。 采用Eickhoff 公司SL - 500AC 型采煤机,JTAFC1050/42×1000×268AFC 型前刮板输送机,JTAFC1050/42×1250×268AFC 型后刮板输送机,ZF15000/27.5/42 型正四连杆低位放顶煤液压支架。8202 综放工作面实现单面年产1 060.55 万t 煤,最高月产126.12 万t,一线人员减少,资源采出率提高了2.35%以上,吨煤能耗降低5%等良好的社会经济效益,完成了感知层的视频化、多传感器融合自动识别的无线化,实现了结合人工经验、现场训练及实时监测干预的井上、下决策层,开拓了由千兆工业以太网传输信息的“采-放-运”协同的电液控制层。
2018 年2 月,在8202 综放工作面智能化实践的基础上,对8309 综放工作面智能化二次升级,主要技术目标为强化无盲区的智能传感监测、支架初撑力的智能补强、端头三角煤开采智能调参及小煤柱门式支架巷道顶板智能管理等30 多项智能化管理措施。 8309 工作面平均煤厚14.88 m,倾角0°~3°,走向推进长度2 843 m,倾向长度2 00 m,平均机采高度3.9 m,采放比1 ∶2.82,工作面设备选型与8202 综放工作面基本相同。 同年9 月1 日,国家颁布《煤炭工业智能化矿井设计标准》(GB/T 51272—2018),对智能化矿井的内涵与标准做了明确的数量化规定。 2018 年8 月29 日,国家“十三五”重点研发计划中重点专项所属“千万吨级特厚煤层智能化综放开采关键技术及示范”(2018YFC0604500)项目启动,该项目共计划在同煤集团大唐塔山煤矿8222 综放工作面和兖矿集团金鸡滩煤矿117 综放工作面试验,2个年产1 500 万t 示范工作面。 塔山矿8222 综放工作面煤厚平均18.4 m,平均埋深479 m,推进长度2 840 m,倾向长度230.5 m。 塔山矿借鉴同忻矿智能化综放工作面设备选型结果,选取ZF17000/27.5/42型液压支架,与同忻矿同型的Eickhoff 公司采煤机,卡特彼勒公司的PF6/1142 型前刮板输送机,PF6/1142型后刮板输送机,在井下试运行时期已达到日产4.6 万t 的设计技术要求。 8222 工作面智能化工作面面,应用诸多最新型的工作面智能化控制与监测设备,融合升级智能化管理系统,实现智能综放工作面的常态自适应工作与非常态人为远程干预相互结合的新型智能化管理体系,进一步优化升级了智能化水平,提高了综放工作面生产效率[26]。
1.3.2 王家岭煤矿智能化综放工作面实践
2018 年8 月,中煤集团启动“王家岭煤矿综采放顶煤智能化开采技术研究”重点专项,2019 年6月中煤华晋集团王家岭煤矿12309 智能化综放试验面顺利试运行(图1),工作面位于123 盘区,主采2号煤层,煤层厚度5.7~6.3 m,平均6.1 m,煤层结构简单,煤层倾角2°~5°,推进长度1 320 m,倾向宽度260 m,机采高度3.1 m,采放比为1 ∶0.97。 工作面选取ZFY12000/23/34D 型两柱放顶煤液压支架、MG620/1540-WD 型采煤机、SGZ-1000/2×1000 型前后刮板输送机,在井下试运行期间实现最大单面日产量3.1 万t。
图1 王家岭煤矿12309 智能化综放工作面
Fig.1 No.12309 intelligent fully-mechanized topcoal caving face in Wangjialing Mine
该项目以实现厚煤层智能化综放开采为核心,针对智能化综放开采存在煤岩智能识别、智能放煤控制、“采-支-放-运”系统智能协调、“采放工序-围岩-瓦斯”系统环境参量耦合等主要难题,围绕厚煤层智能综放开采顶煤破坏与运移机理、采放协调控制机理与方法和放煤过程控制原理,攻克厚煤层协同智能放煤工艺决策、煤岩识别技术、多模式融合的智能化放煤控制和“采-支-放-运”系统智能协调控制技术与装备,实现以记忆割煤、液压支架跟机自动控制、液压支架放煤自动控制为主,监控中心集多传感信息、视频监视、三维虚拟仿真相融合的远程干预为辅,实现工作面有人巡视无人操作的智能化生产模式,智能化控制平台如图2 所示,为我国厚煤层的安全、高效智能化开采提供可靠的技术支撑。
图2 王家岭煤矿12309 智能化综放工作面控制平台
Fig.2 Control platform of No.12309 intelligent fullymechanized top-coal caving face in Wangjialing Mine
1.3.3 其他矿井智能化综放工作面实践
金鸡滩煤矿117 工作面位于该矿东翼盘区,煤层厚度7.99 ~12.49 m,平均倾角1°,平均埋深240 m,工作面推进长度5 298 m,倾向长度300 m,采放比1 ∶1。 工作面选取ZY21000/3.55/70D 型两柱掩护式放顶煤液压支架,SGZ1250/2×2000 型前刮板输 送 机、 SGZ1400/3 × 1600 型 后 刮 板 输 送 机、PCM1200 型破碎机及MG1000/2550-GWD 型电牵引采煤机,在井下试运行时期实现单面日产量最高纪录达5.25 万t。 兖矿集团围绕该矿117 综放工作面浅埋硬煤工程难题,提出增大机采高度、适当减小采放比技术方案,构建“超大采高智能化综放工作面”技术体系,系统地解决了顶煤冒放、煤壁稳定以及顶板管理等技术瓶颈,研发并首次应用了一大批世界领先的新型采煤设备。
2019 年6 月,兖矿集团鲍店煤矿7302 常态化智能综放工作面井下试运行并取得成功,7302 工作面面推进长度2 132m,倾向长度287 m。 该系统集成现有成熟智能化子系统,形成以“设备智能控制为主,远程干预控制为辅”的智能化生产新模式。与传统工艺相比,人员减幅达60%以上。
2020 年2 月,由国家发展改革委、国家能源局、应急管理部、煤监局、工业信息化部、财政部、科技部、教育部等8 部委联合印发了《关于加快煤矿智能化发展的指导意见》,提出了煤矿智能化发展的4项基本原则,规划了煤矿智能化发展的3 个基本阶段,明确了煤矿智能化发展主要任务,制定了各项保障措施。 提出到2021 年,完善不同资源赋存形式、采煤方法下的智能化示范矿井;到2025 年,大型矿井与灾害严重矿井基本实现智能化;到2035 年,全国各类矿井基本实现智能化。 山西、陕西、内蒙古及河南等省(区)结合域内煤矿生产实际,分别出台了智能化采煤的发展目标与鼓励措施。 在智能化综放推广应用方面,潞安集团常村矿2115 工作面、陕煤集团建新矿4212 工作面、陕煤集团建庄矿307 工作面、伊犁能源伊犁四矿23213 工作面、淮北矿业集团朱仙庄矿、淄博矿业集团唐口矿6308 工作面、彬长公司大佛寺矿40111 工作面、铜川玉华矿玉华井2401 工作面、淮北矿业集团袁店一矿824 工作面均处于智能化综放工作面的预研或试运行阶段。
现阶段智能化综放工作面的诸多实践主要技术特征为综放工作面“减人”、远程控制端“留人”以及巡回备检“行人”,尚未达到全矿井井下“无人”智能化综放工作面的最终阶段。 但众多矿井的智能化综放有益实践,激励了学者的意志,丰富了监测控制技术储备、积累了矿压控制研究成果、奠定了智能化综放技术发展基础、培育了新一代“信息化矿工”、初步完成了“提高煤炭生产效率,降低矿工劳动强度”的目标。
1984 年,第1 套国产FY4000-14/28 综放支架在沈阳蒲河煤矿综放开采试验后[27],结合常用的长壁采煤法,在我国各主要煤炭生产基地迅速地形成试验和研究的热潮。 长壁综放开采方法具有安全高效、低巷道掘进率、低成本等技术优势,已成为我国厚及特厚煤层开采的主要采煤方法之一[3]。
2.1.1 普通机采高度(2.0~3.5 m)
我国初期引入放顶煤技术时,因放顶煤采煤法具有等效采高加大、采空区顶板垮落空间充分等特点,基于传统采场压理论分析,普遍认为综放采场矿压显现应当较为剧烈,液压支架所需支护强度较高。然而在综放技术的实践应用中,不论是缓斜煤层还是倾斜煤层,一般条件下综放采场矿压显现强度均较为缓和,各个工作面矿压显现强度均不大于分层开采工作面,这就反映出综放采场支架围岩关系与综采采场有着显著区别[28]。 针对这一新课题,吴健等经过长时间的现场实测与数据分析,结合矿山压力理论,提出综放采场的新支架围岩关系以及与“下位需控岩层”运动相适应的支架支护阻力的相互作用效应,认为应当适当调整顶煤放出量与支架工作阻力,使支架处于“给定变形”工作状态,保证支架对于采场的“支”、“护”作用,即对顶板有效支撑,防止“需控岩层”失稳,迫使支架进入“给定载荷”工作状态,保护采场作业安全,明确综放支架的作用就是要保证从煤壁开始到支架切顶线的顶煤有一定承载能力,同时支架支撑力应根据支承压力分布曲线确定。 靳钟铭等[29]就“两硬”条件下的综放支架合理工作阻力确定问题,结合现场实测与理论分析,总结出“两硬”条件下的综放采场矿压显现特征,给出了综放支架支护阻力分布规律,认为在考虑顶煤“垫层效应”修正后的“悬梁式”力学模型仍适用于“两硬”条件下综放采场。
钱鸣高等[30]通过大量现场实测,基于采场不同直接顶状态(含顶煤)不同状态时液压支架支护阻力的变化,将围岩与支架视为一个整体,分析了采场支架与围岩耦合作用机理,认为支架对基本顶失稳造成的给定变形较采空区处理方式与采高影响程度小,而直接顶(含顶煤)的整体物理性质对液压支架承受的载荷强度影响较大。 基于这一判断,结合“S-R”稳定理论,曹胜根等[31]运用相似材料模拟以及数值模拟方法,研究了综放采场“支护阻力—顶板下沉量”曲线形态,认为基本顶回转下沉对直接顶的影响主要集中于上位直接顶,对下位直接顶及顶煤作用较小,采场支架工作阻力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。 刘长友等[32]进一步研究直接顶对综放采场矿压显现的影响时,依据相似模拟试验结果,将直接顶按承载能力划分为非承载区、承载区和弱承载区,不同刚度的直接顶对基本顶最终位态影响较小,但对绝对下沉量有明显的控制作用,认为综放采场“支护阻力—顶板下沉量”曲线形态,应当根据直接顶介质的影响不同来考虑,由此提出了支架工作阻力的计算方法。 在综放采煤法的普及应用过程中,众多学者针对坚硬煤层、“三软”煤层、急倾斜煤层、大埋深煤层、浅埋煤层以及残煤开采等不同煤层赋存条件下的支架围岩关系进行了深入探索研究。
2.1.2 大机采高度(3.5~5.0 m)
随着大采高综放技术的实践应用,学者将重点转移到大采高以及超大采高综放采场支架围岩耦合系统的研究领域。 孔令海等[33]针对塔山矿大采高综放的冲击矿压防治问题,综合运用微震监测、实测、物理模拟及理论分析方法,明确了采场基本载荷与冲击载荷来源,认为基本顶的失稳断裂运动是采场冲击动载的根源,提出大采高综放采场支架首先应当足以能够阻抗顶煤及下位直接顶作用力的支架选型方向,给出缩小控顶距、增加支架下缩量等减小或避免动载冲击威胁的方法。 闫少宏[34]对比研究我国不同采高综放采场矿压显现特征,归纳出大采高综放工作面矿压显现具有明显的周期性,认为顶煤体可转变为“似刚性顶煤体”并对采场矿压显现产生重要影响,提出能描述具有“大、小周期来压”特性的“组合悬臂梁—铰接岩梁”的力学结构,得出了支架围岩结构稳定的主要影响因素为直接顶、基本顶以及垮落矸石的物理力学特性,给出该结构下液压支架工作阻力的最小解析解。
基于大采高综放采场中的液压支架与围岩的“强度-刚度-稳定性”三耦合原理,王国法等[35]构建了支架围岩的耦合动力模型,提出大采高综放采场液压支架工作阻力的“双因素”控制法,明晰了大采高综放采场煤壁片帮的“拉裂-滑移”模型,给出解决煤壁片帮的合理路径是提高液压支架初撑力与改进支架结构,其团队为解决机采高度大于6.0 m的超大采高综放采场面临的顶煤冒放性差、支架工况恶劣等问题,在前述研究基础上发展为“超大采高综放开采支架⁃围岩结构耦合”理论,将超大采高综放采场中具有一定承载结构对采场矿压显现有影响的覆岩视为“大结构”,将支架支护部分视为“小结构”,“小结构”包含于“大结构”中,“小结构”适应于“大结构”,阐释了支架-围岩支护系统“小结构”初次耦合主动支撑和“大结构”二次耦合被动承载概念和理论,分析了围岩“大、小结构”耦合对采场围岩支护效果和适应性的影响,指出综放支架结构与阻力设计除需满足“小结构”支护系统适应“大结构”周期破断失稳形成的强动载矿压外,还需考虑液压支架结构特别是放煤机构结构对顶煤冒放运移规律和支架载荷演化过程的影响[36]。
综放开采技术的早期应用阶段,实测研究发现综放工作面周期来压不明显,与综采工作面存在明显的周期来压显现差异较大;同时实测来压强度较预测来压强度低。 学者初期研究将这2 种现象归因于等效采高的增加造成采空区实际高度增高,顶板垮落空间加大,难以形成自稳平衡结构,导致综放工作面来压强度不均匀,进而无明显的周期来压现象。但经长期的实测研究,发现综放工作面仍存在有周期来压显现,主要是由于已破碎顶煤与下位顶板产生的“垫层缓冲”作用,使综放采场顶板来压得以弱化而不像过去显著而已。
宋选民等[37]采用理论分析与现场实测验证的方法,从放煤支架受载特点出发,综合考虑顶梁上方的块体介质与尾梁上的散体介质作用,结合缓斜厚煤层赋存条件,提出综放支架合理工作阻力的计算公式,并在国内较早地运用数值模拟方法对放顶煤采场基本顶运动规律进行研究,结合相似模拟试验结果,首次创新性地提出了综放采场基本顶“搭桥结构”力学模型,剖析了该模型初次、周期失稳动态变化规律,提出不同形态下的支架载荷计算方法。同时,其他学者认为采场基本顶仍呈“砌体梁”结构,在“砌体梁”结构之下为直接顶与采空区垮落矸石形成的“类拱式”或“梁式”结构,综放工作面周期来压的实质为“类拱式”或“梁式”结构的交替形成与失稳过程的反映,因“砌体梁”结构的层位较高,对周期来压显现强度影响较小,但“砌体梁”结构的周期性失稳,直接决定下方的“类拱”或“梁”结构的稳定,从而形成了类似于常规综采工作面的随基本顶交替断裂的周期性来压现象[38]。
在采场基本顶“砌体梁”结构失稳断裂方面,钱鸣高等[39]对“砌体梁”结构做了系统的力学分析,提取“砌体梁”结构中对采场矿压显现起决定性影响的关键块体,科学合理地简化为“三铰拱式”结构,分别以关键块滑落失稳(S)与回转失稳(R)为不同研究对象,提出了“S-R”失稳理论,并分析该种结构的失稳过程,给出2 种情况下的失稳判据。 贾喜荣等[40]将弹性薄板理论引入综放采场基本顶结构研究中,发展为“弹性板与铰接板结构”力学模型。 魏锦平等[41]等针对不同顶煤冒放形式以及采场顶板结构,分类总结出“拱-拱”、“拱-砌体梁”、“拱-传递岩梁”、“台阶悬臂-砌体梁”、“台阶悬臂-悬臂梁”5 种煤岩复合力学结构(图3),并给出不同组合力学结构下的支架载荷理论预测公式,并结合10 个不同矿井综放工作面实测验证了力学模型的正确性[41]。
图3 综放采场顶板(煤)结构力学模型[41]
Fig.3 Mechanical model of roof (coal) structure of fully-mechanized top-coal caving face [41]
随着采煤技术与装备的发展,为实现单井甚至单面年产1 000 万t 的目标,我国学者于2003 年率先提出大采高综放的技术设想[42],2006 年在同煤集团塔山矿进行了工业试验并取得成功。 大采高综放采煤法主要技术构想为适当增大机采高度,提高综放支架的支撑高度,实现特厚煤层的安全高效开采,其技术特点为机采高度3.5 m 以上,开采总厚度10.0 m 以上的特厚煤层。 由于机采高度加大,落煤高度与空间显著增加,有利于顶煤的松散和冒放过程;同时,作业空间大,工作面的通风环境有效改善,一线工人的劳动强度显著降低,发生瓦斯灾害的可能性大幅减小,便于大功率重型设备进出工作面,煤炭生产效率高。 因其显著的经济技术优势,该技术在我国主要煤炭生产矿区均有应用[43]。
康天合等[44]率先研究大采高综放的技术可行性,依托伊泰集团酸刺沟矿6 号煤层的地质条件,运用模拟试验方法,研究对大采高综放采场的矿压显现规律及工艺特点,论证大采高综放的可行性,发现采场顶板来压前期的大规模悬伸现象,提出大采高综放采场液压支架应当具有抵抗悬伸顶板断裂时的向后旋转作用力的能力。 由综放采场矿压显现强度实测与数值模拟结果相互印证可知,采场顶板来压强度与工作面总采高成正相关关系。
大采高综放采场顶板结构研究初期,学者基于ARAMIS M/E 高精度微震监测、模拟实验、理论分析以及实测的方法,对塔山矿大采高综放采场顶板结构及失稳机理进行了深入研究;闫少宏[45]将大采高综放采场顶板划分为“无变形压力岩层”、“有变形压力岩层”,并认为“有变形压力岩层”的失稳直接导致工作面矿压显现,大采高综放采场由于采厚增加,“有变形压力岩层”范围随之扩大,加剧了采场矿压显现,根据“有变形压力岩层”块体铰接平衡理论分析,划分“有变形压力岩层”内的岩层结构,提出了“悬臂梁—铰接岩梁”力学模型,推导出支架合理工作阻力计算公式。 基于微震监测,孔令海等[46]发现大采高综放采场微震事件发生层位与时间间隔有着高度的重叠,具有显著的周期来压特征,说明采场上覆岩层中一定存在某种动态演化的承载结构;结合微震事件发生层位与最大振幅能量和的对比及模拟试验结果,根据层位将采场顶板划分为直接顶、低位基本顶、高位基本顶,不同层位的顶板失稳对采场液压支架的阻力要求不同,其中直接顶失稳为正常情况,低位基本顶失稳为可控情况,高位基本顶失稳为失控情况。
针对大同矿区诸多石炭系煤层矿井大采高综放工作面遇到的矿压显现剧烈、围岩稳定性较差的问题,于斌等[47]采用现场实测统计分析、数值仿真、模拟试验以及理论分析相结合的方法,从不同角度研究大同矿区多层坚硬覆岩下大采高综放采场顶板结构以及合理支架工作阻力确定等问题,建立了大空间采场岩层结构演化模型,认为煤层上方的远、近关键层均对采场矿压现象产生影响,提出了近场关键层以“竖O-X”破断为特征的“悬臂梁-砌体梁”耦合远场关键层以“横O-X”破断为特征的“砌体梁”力学模型,并深入剖析了远近场对采场矿压显现的影响机。 刘长友等[48]提出采场多关键层的破断形式与失稳次序是影响矿压显现的重要因素,认为合理的支架工作阻力辅以顶板水压致裂技术是避免多层关键层同步断裂失稳造成采场顶板重大生产安全事故的有效途径,给出多层关键层条件下液压支架合理工作阻力计算公式;李化敏等[49]以不连沟矿特厚煤层大采高综放为背景,结合实测分析与矿压理论,提出“上位砌体梁-下位倒台阶组合悬臂”力学模型以预测采场周期来压并取得成功;杨登峰等[50]依据“悬臂梁-砌体梁”力学模型,引入断裂力学理论,建立了含中心斜裂纹的悬臂梁结构破断的力学模型,给出支架载荷公式,并在塔山矿得到验证。
我国综放采场“支架-围岩”关系以及顶板结构与稳定性的研究,脱胎于综采采场相关问题的研究,逐渐综合“顶煤垫层”、“等效采高增加”等技术特征,结合材料力学、断裂力学等相关力学知识与各种类型现场实测,发展成为独具特色的一门学科。 同时统筹不同覆岩分层特性与煤炭资源赋存特征进行针对性的研究,丰富了综放采场“支架-围岩”关系以及顶板结构与稳定性研究体系。 随着“大采高综放”概念的提出与采煤技术装备的发展,该研究体系进一步演化形成“超大采高综放开采支架-围岩结构耦合”理论。
随着智能化综放概念提出与技术应用,高强度开采综放采场顶板的智能化控制已成为重要的科学与技术问题。 结合传统静态力学模型与现场动态实时监测的综合采场顶板结构与“支架-围岩”结构的顶板控制理论仍需进一步完善。 构建以静态力学结构为基础,以失稳准则为判断标准,并结合实时监测为依据的多因素影响下的综合控制、决策模型,将成为该研究体系的重要发展方向。
实现放顶煤开采的1 个重要条件是能使顶煤充分破碎,并能顺利地由放煤口放出。 因此顶煤的破碎机理是放煤工艺方法的基本原理之一,其内涵为以顶煤在超前支承压力、液压支架“加卸载”下的力学响应为切入点,重点探讨顶煤从原始连续状态到放出前散体状态的破碎过程。 众多学者在分析常规综采工作面矿压显现规律、应力分布特征等基础理论研究基础上,对综放开采的差异性展开了大量的研究工作。 在此将顶煤放出机理研究按照顶煤应力场分布规律与顶煤破碎过程2 个部分进行叙述。
3.1.1 顶煤体内应力场分布规律
顶煤体内应力场分布规律的研究主要集中在对顶煤内支承压力的研究上,众多学者通过相似材料模拟、数值模拟和理论分析的方法,对顶煤体内应力场演化规律进行了研究。 王庆康等[51]建立了有限元数值模型,并结合相似材料试验结果,从走向方向和厚度方向,分别对顶煤内的应力分布进行了研究,得出了2 个方向上超前应力的分布曲线,阐明了顶煤中应力分布特征。 靳钟铭等[52]基于考虑中间主应力的莫尔库伦准则,采用有限元数值方法,建立了不同煤厚、不同采深、不同支架阻力下的放顶煤数值模型,系统研究了放顶煤采场前支承压力的分布规律,得出综放开采支承压力存在峰值位置内移、集中系数降低及动压影响范围加大的特点,且支架工作阻力只对支架上方附近顶煤应力分布产生影响,并推导了支承压力分布方程。 张开智等[53]通过相似材料模拟及数值模拟相结合的方法,对支承压力分布特性进行了研究,认为放顶煤工艺与分层开采相比,有支承压力峰值减小及影响范围增大的特点。陈忠辉等[54]基于损伤力学对顶煤支承压力的分布进行了分析,系统论证了工作面支承压力分布规律,对采动影响下前方煤壁支承压力峰值大小及位置给出了详尽的解释。
古全忠等[55]利用有限元和离散元数值模拟及力学解析,分析了放顶煤压力拱的演化过程。 随着计算机技术的不断发展,FLAC/FLAC3D数值模拟软件因其强大的应力仿真功能,被广泛应用于矿山开采的研究中,来兴平等[56]在此基础上对支承压力的分布进行了进一步研究。 邵小平等[57]通过现场观测及FLAC3D方法研究急倾斜综放问题,认为支架上方顶煤中能够形成“拱”结构,提出了顶煤体中“跨层拱”结构的力学模型;谢广祥等[58]研究了综放工作面顶煤与岩层的宏观应力壳结构及其力学特征。
对于复杂条件下综放顶煤应力场分布的研究,于海勇等[59]概括总结了“三软”煤层综放工作面矿压特点,得出“三软”煤层综放工作面矿压显现不明显,顶煤压力合力作用点前移的规律。 毕贤顺等[60]运用相似模拟和有限元方法,对“三硬”煤层条件下顶煤应力和变形规律进行了分析。
3.1.2 顶煤破碎机理
顶煤破碎过程受到了支承压力、液压支架工作阻力、液压支架反复加卸载过程的综合影响。 王庆康、张顶立[51]基于摩尔-库仑准则提出了顶煤破碎系数,建立了描述顶煤破碎系数的数学方程,采用弹塑性有限元法,对顶煤破碎的影响因素进行了系统地理论分析,认为在影响顶煤破碎的主要因素中,煤层强度影响最大,开采深度次之,支架阻力较小而煤层厚度影响最小,提出了煤层埋藏条件的综合指标γH/Rc(γ 煤层容重、H 采深、Rc 煤体抗压强度),顶煤破碎是超前支承压力和支架共同作用的结果,而以支承压力的作用更为重要。 将顶煤沿走向方向划分4 个分区:完整区、破坏发展区、裂隙发育区和破碎区,并对各个分区的顶煤范围和特性做了定性描述。 沈阳煤研所将顶煤的破碎过程划分为3 个阶段:煤体开裂、裂隙分叉及汇合、煤体崩裂,并根据Griffith 理论分析了顶煤破坏应该满足的数学方程。闫少宏等[61]根据顶煤位移及裂隙现场实测的结果,得到从煤壁始动点到放煤口,顶煤位移与裂隙均呈指数增加的规律。 首次在我国提出顶煤运移过程符合损伤原理,并构建出顶煤损伤的本构模型,为深入认识顶煤变形规律、研究可放性及覆岩运移规律提出了开创性的方法。
靳钟铭等[62]采用有限元数值模拟方法,研究顶煤塑性区分布情况,得出顶煤内塑性区范围随着采深、采厚的加大而扩大,系统分析了影响顶煤破坏的因素,认为顶煤的破坏从破坏原因上可分3 个阶段:第1 阶段是由超前支承压力引起;第2 阶段由割煤移架及上覆岩层作用引起;第3 阶段由支架反复支撑引起,其中前2 个阶段为主要破坏过程,第3 阶段为辅助过程。 特别是研究了顶煤裂隙分布与块度的相关性[63],并基于大尺度煤样的压裂试验[64],讨论了顶煤裂隙演化过程,运用分形理论,给出了压裂与块度的线性规律,得出了顶煤压裂的本构方程,阐明了顶煤破碎块度与支承压力、煤体强度、裂隙发育程度的相互关系[65],将顶煤的破碎过程划分为裂隙压实、局部加密、裂隙扩展、压裂强化、碎裂、压裂软化6 个阶段,且整个过程中的损伤变量随工作面的推进呈指数函数变化规律[66]。
王金安[67]从介质状态的角度出发,认为在放顶煤过程中,顶煤经历了“连续介质—裂隙介质—散体介质”介质状态演化过程,并沿推进方向将顶煤划分为6 个特征区:弹性区、弹塑性、剪切滑移区、冒顶区、拉破裂区和复合破坏区,顶煤最终能否顺利地从放煤口放出,取决于顶煤由连续介质向散体介质的转化是否完成。 冯国才等[68]认为顶煤的破坏过程与岩石试件在实验室内的破坏过程相类似,其破坏可分为3 个阶段:应力峰值前阶段、宏观裂缝形成阶段和全面破裂阶段,并分析了顶煤各阶段的破坏方式及强度特征。 刘新河等[69]结合现场实践,指出顶煤的破碎是覆岩与顶煤相互作用的结果,支架仅起辅助破煤作用,并提出了顶煤破碎分区:完整区、破坏发展区、裂隙发育区和破碎区。
通过现场试验,分析了带压移架和卸压移架对顶煤破碎效果的影响,强调了支架反复加卸载过程[70]、“卸载移架”和“带压移架”[71]对顶煤破碎的作用。 荆永滨等[72]认为顶煤块度是放顶煤开采的关键,以往的块度预测方法主要是考虑节理裂隙影响的原始块度预测;而顶煤块度还与地应力及煤体的力学性质有关。 以放顶煤开采的顶煤为研究对象,通过构建三维节理网络系统,研究了顶煤原始、破断及放出块度的预测方法。
上述研究从综放工作面采动应力场演化规律及支承压力、支架交替承卸载和顶板回转下沉等因素作用下的顶煤变形、破碎过程2 个部分剖析了顶煤破碎、运移机理,总结了综放开采与普通综采的区别,揭示了全开采周期内顶煤从连续到破碎演变机制,为散体相似模拟试验等研究方法的可行性及散体介质流理论引入与发展提供了可靠依据,起到承前启后的作用。
1991 年,沈阳煤炭研究所用灰色聚类分析法评价顶煤可放性分级,1992 年煤炭科学研究总院北京开采所对影响放煤的12 项客观因素开发出放顶煤专家系统(ZFES)。 郑雨天等[73]考虑到各因素评估赋权的主观局限性,评价结果属于“可放、难放和不可放”等定性结论,优化了1991 年首次提出的人工神经网络方法[74],输入层增加至9 个因素,评价分级结果更加全面。
宋选民等[75-77]针对顶煤冒放性问题展开了系统、深入的研究工作,从地质因素出发,运用传统岩石力学理论及现代分形理论,结合现场实测、相似材料模拟及数值模拟方法,详细探讨了开采深度、煤层厚度及强度、夹矸层厚度及强度、直接顶岩性及厚度、基本顶岩性及厚度、煤体裂隙发育程度等因素对顶煤冒放性的影响规律,给出了各个影响因素的临界范围及其确定方法。 在此基础上分析得出了顶煤可放性预测的综合表达式,建立了顶煤可放性分类方法,将煤层按可放性分为5 类,并提出了各类煤层的放煤工艺特点[78]:Ⅰ类为冒放性极好,只要选择有利于控制架前冒顶的支架,一般可获得很好的技术经济指标;Ⅱ类为冒放性良好,只要选择有利于顶煤冒落的架型和合适的放煤口尺寸及位置,就可获得良好的技术经济指标;Ⅲ类为冒放性中等,在选择合理架型的基础上,采用合理的放煤工艺和参数,可获得较好的技术经济指标;Ⅳ类为冒放性较差,除选择合理的放煤工艺和参数外,还必须采取专门的顶煤处理措施,才能获得较好的技术经济指标;Ⅴ类为冒放性极差,即使采取了专门的顶煤处理措施,也无法提高顶煤的采出率,基本上不适宜采用放顶煤采煤法。 其后,基于相似材料模拟试验结果,提出了顶煤冒放的桥拱式、半拱式和柱式3 种结构特征,将采深、单轴抗压强度、夹石层厚度、煤层厚度、裂隙指标和直接顶充满系数等6 个评定因素具体化,运用模糊数学理论对顶煤冒放性分类方案进行了优化,并结合全国29 个综放矿井顶煤冒放性分类结果对分类方案正确性和实用性进行了验证[79-80]。
张开智等[81]分析了影响顶煤冒放性的主要因素,建立了基于加权模糊推理放顶煤适用条件评判方法,基于“顶煤相对强度”提出一种顶煤分类模糊数学方法[82],分析影响顶煤可放性的5 个因素,应用加权原理[83]把各因素对煤层可放性的隶属度归结为可放性指数,评价煤层的可放性。
在顶煤可放性研究方面上,张勇等[84]提出了评价顶煤可放性的“裂移度”指标;王卫军等[85]应用模糊数学理论建立了急倾斜煤层顶煤可放性的三级综合评判模型;朱川曲等[86]在实践经验基础上,构造了顶煤可放性影响因素的评价函数,建立了灰色-模糊评价模型;范世民等[87]基于动态模糊聚类原理,对顶煤可放性进行评价;董陇军等[88]基于Fisher判别原理,对急倾斜煤层顶煤可放性分类进行了预测及应用;刘年平等[89]基于径向基核函数的可放性识别支持向量机模型,建立了顶煤可放性与影响因素之间的非线性关系;康健等[90]通过求解影响顶煤冒放性诸多影响因素的未确知期望,可实现顶煤冒放性的合理评价与分类,为厚煤层进行放顶煤开采提供科学的依据。
通过科学合理的顶煤冒放性分类评价方法的提出,使得综放开采理论研究与现场实践紧密相连,为生产过程中采煤方法的选择以及采煤工序的配合关系决策提供了依据,一定程度解决了顶煤较难冒落而导致的采出困难、采出率低及人力、时间成本高等问题,使综放开采工艺能够更加合理的应用于煤炭安全生产中,充分发挥了其高产、高效、低能耗的优势。
为确定综放开采的合理工艺参数,就需要自然流动放出后的顶煤在原煤层中所占的体积,即探究顶煤放出体的形态。 由于综放开采顶煤放出过程与金属矿放矿过程有诸多相似之处,因此可借鉴经典的放矿椭球体理论来研究顶煤放出体。 放矿椭球体理论认为:矿石在采场破碎后是以近似椭球体的形状向下流动,即原来所占空间为一旋转椭球体。 然而,金属矿放矿过程中介质及边界约束条件与放顶煤放煤过程存在较大差异,传统的椭球体理论不能很好地描述放煤过程,因此需在此基础上深入研究综放采场顶煤放出规律,以更好地指导综放实践。
在上述研究背景下,国内众多学者开展了极具成效的工作。 放出体理论研究方面,吴健等[91-92]通过综放工作面实测及相似试验,认为顶煤垮落角、放煤高度、放煤口位置等边界约束条件对放出体形态影响较大,放出体轴线将发生偏转,建立综放工作面顶煤放出体数学模型如图4 所示,认为纯煤放出量Q 与顶煤垮落角α、放煤口距煤破断线的水平距离、顶煤厚度h 以及轴偏转角θ 有关,可表示为多元函数
,得到包含表征边界条件的4个变量的顶煤放出量理论计算公式。
图4 顶煤放出体理论模型
Fig.4 Theoretical model of top-coal drawing body
Q—纯煤放出量;α—顶煤垮落角;l0—放煤口距煤破断线的水平距离;h—顶煤厚度;θ—轴偏转角
上述学者对综放开采放出规律的研究主要是以金属矿山的放矿椭球体理论为基础,综合考虑了支架上方顶煤的破断角、轴偏转角及放煤口位置等因素,并运用理论计算的方法得到上述因素间的相互关系,而综放开采与金属矿放山矿有明显差异,综放工作面在放煤过程中放煤口随工作面推进不断连续前移,且放煤口具有倾斜布置的特点。 因此王家臣等[93]考虑综放采场放煤口不断前移及支架对放出体影响,忽略顶煤垮落角的影响,将支架及煤壁上方顶煤及直接顶看作已完全破碎的散体,提出了散体介质流理论模型,并使用FLAC 数值软件,按连续介质模型模拟了顶煤在重力作用下的位移场及速度场。 将颗粒看做散体介质,采用颗粒离散元软件模拟了放煤过程中顶煤和矸石的流动状态,揭示了综放开采过程中顶煤及矸石的真实运移状态。 为直观地展现放出体形态,谢广祥等[94]利用可视化仿真技术,验证了放出体近似呈一旋转椭球体,且轴线发生偏转;在上述研究的基础上,王家臣等[95]进一步建立将原单一的煤岩分界面、顶煤放出体、采出率及含矸率4 个要素统一于系统的BBR 研究体系[96],且因支架尾梁边界的影响,放出体形态可定义为切割变异椭球体。 之后,为进一步从理论上描述放出体形态,引入散体介质力学的Bergmark-Roos 模型[96](B-R 模型)。 由于放出体不对称,改进前后模型如图5 所示。
图5 改进前后的B-R 模型[96]
Fig.5 B-R model before and after improvement[96]
上述研究成果的理论基础分别为放矿椭球体理论及散体介质流理论在综放开采领域的延伸与应用,而文献[97-98]将随机介质理论引入综放开采中,研究顶煤放出体及煤矸分界面形态,并推导描述两者形态的表达式,其在坐标轴中的形态如图6、图7 所示。 之后构建出顶煤采出率预测模型,研究含矸率及采出率之间的关系。 在顶煤块度大小对放出率的影响上,张勇等[99]运用PFC 进行了模拟分析,得到顶煤块度存在一临界值,当大于此值时,顶煤放出率会大幅度降低。 同时给出煤岩成拱的解决措施为:减小顶煤块度及增大放煤口尺寸。
图6 工作面走向煤矸分界线[97]
Fig.6 Boundary of top-coal and loose rock in direction of working face[97]
图7 顶煤放出体形态[97]
Fig.7 Shape of drawing body of top-coal[97]
经理论分析与试验证实,支架会对顶煤运移产生明显影响,宋选民等[100]研究了支架架型对顶煤冒放效果的影响,得出选择长顶梁低位插板式尾梁可摆动式放煤支架有利于顶煤的破碎;方新秋等[101]通过运用离散元对综放工作面在不同顶煤硬度及架型条件下的端面稳定性进行模拟,得到支撑式支架适用于硬煤综放工作面,而掩护式和支撑掩护式则适应于软、中硬及硬煤3 种条件下的综放工作面;刘长友等[102]通过相似模拟试验得到掩护梁倾角增大,放煤后的顶煤层位线与中上部煤矸分界线斜率变陡,煤矸流动速度变快但易于混矸的规律。 在支架的合力作用位置的研究中;宋选民等[100]通过数值计算的方法,以顶煤破碎程度综合指标为评价依据,得出对古书院矿3 号硬煤综放开采,支架合力作用位置距离煤壁4 m 处较为合理;韩光远等[103]从支架受力的理论角度对支架合力作用点位置进行了探讨,得到了多个支架参数间的函数关系,为定量确定合理支架合力作用位置提供了理论依据;刘前进等[104]分别研究了不同硬度顶煤的支架顶梁外载及合力作用点位置,得出顶煤越硬,支架载荷越大,且合力作用点越后的规律,在软及中硬煤层条件下,合力作用点主要距顶梁末端1.3~2.6 m。
综上所述,我国关于顶煤放出规律这一方面进行了深入的研究:在总结放顶煤工作面实测数据以及相似模拟试验现象的基础上,对传统的放矿椭球体理论进行了改进延伸,使之更加合理的适用于放煤规律的研究,同时也解释了诸多生产现象。 随着信息技术的发展,离散元颗粒流程序(PFC)逐步成熟应用于模拟放煤过程,由最初的二维前进到了三维空间放煤规律的研究,此后,越来越多的学者围绕综放工作面自身的特点,运用丰富的手段方法继续进行了理论探索。在后续放煤规律的深入研究中,采用超级计算机建立更加真实描绘现场生产实际的数值模型来探索顶煤的放出规律将作为主要的研究手段之一。
顶煤放出规律的相关研究主要是为合理放煤工艺的确定做铺垫。 关于合理放煤步距的研究,于海涌等[105-106]在放出体模型的基础上,建立了合理放煤高度分析模型及最佳放煤步距数学模型,如图8、图9 所示,为放煤工艺参数的合理确定提供了理论支撑。 田多等[107]基于放矿椭球体理论,研究了可放椭球体、实放椭球体的表达式,建立了放煤厚度、放煤步距及顶煤放出量的关系模型,进而推导出可大致估算顶煤损失量与放煤步距间关系的计算方法,如图10 所示。 将该结论运用于现场生产,得到了适应不同放煤厚度的合理放煤步距,即当顶煤厚度小于4.0 m 时,最佳放煤步距应为0.8 m;当顶煤厚度在4.0~7.0 m 时,放煤步距应为1.6 m;当顶煤厚度大于7.0 m 时,最佳放煤步距应为2.4 m。
图8 放煤高度的确定[105]
Fig.8 Determination of top-coal caving height[105]
θmax—轴偏转角最大值;hmax—最大放煤高度;hmin—最小放煤高度;l1—放煤口间距;D—煤脊损失区域
图9 放煤步距理论分析模型[106]
Fig.9 Theoretical analysis model of caving interval[106]
图10 放煤步距与煤损计算[107]
Fig.10 Coal caving step and coal loss calculation[107]
ABO、CDEF 区域—顶煤损失;R—煤岩分界线与松动椭球体交点至松动椭球体长轴的水平距离
关于放煤口参数及多口协同放煤的研究方面,谷新建[108]在前人提出的边界约束条件下顶煤放出规律的基础上,建立了工作面推进方向上合理放煤口位置数学模型,得出放煤口高度越低,放出煤量越大的规律。 而在工作面长度方向放煤口的研究中,刘闯等[109]提出综放工作面多口协同放煤方法,建立了多口协同放煤方式理论分析模型,提出工作面同时开启放煤口的数目受到工作面顶板稳定性、后部刮板输送机运力、瓦斯及粉尘浓度等诸多因素的制约;杜龙飞等[110]借鉴Bergmark-Roos 模型分析放出体形态,提出放出体的影响范围随放煤口的增大而增大,煤矸分界面曲线的下沉速度、放煤时间与放煤口尺寸呈正相关的放煤规律。
为从试验角度确定合理放煤工艺,因此,黄炳香等[111]考虑煤矸破碎块度在厚度方向上的实际变化规律,进行散体相似模拟试验,提出了可在现场放煤过程中通过直接观察放煤口煤流中矸石比例的方法确定何时关窗,通过试验得到,当放煤口煤矸流中矸石的比例为1/3 时即可终止放煤,同时,煤流中矸石比例不得超过1/2,否则将快速提高含矸率。 王家臣等[112]基于BBR 研究体系,研究了多口放煤条件下顶煤的放出规律,提出分段逆序放煤的开采工艺,如图11 所示,该放煤方式可有效提高工作面中部及下端头的顶煤采出率。
图11 分段逆序放煤方式[112]
Fig.11 Sectional inverse coal drawing method[112]
研究放煤步距的主要方法是相似模拟试验,蒋金泉等[113]利用颗粒离散元软件深入研究放煤步距与顶煤厚度的关系,得到顶煤厚度2 ~3 m 时,最为合理放煤步距为1.0 m,较为合理的步距是0.8 m,该结论可作为工作面三机配套设计的参考,从而实现一采一放、采放平行作业。 在常规地质条件下,围绕放煤高度、放煤步距及放煤方式等关键放煤工艺参数开展了研究,并在此研究基础上更加细化的探索了放煤口参数及其协同配合关系,同时针对合理的关窗原则进行了探讨,为后续智能化综放工作面的发展奠定了理论基础。
4.2.1 特殊地质条件下综放开采工艺
在“三软”煤层条件下,诸化坤等[114]提出了提高权台煤矿“三软”煤层煤炭采出率的措施,并指出“三机”配套技术的优化设计对于综放工作面实现高产高效十分重要。 王绍勇等[115]以涡北煤矿8102工作面为工程背景,研究了近距离“三软”煤层的回采工艺及回采技术,确定放煤工艺参数为两刀一放,低位多轮间隔等量放煤。
在坚硬顶板条件下,魏锦平等[116]综合考虑采放比、控顶距、放煤步距、支架工作阻力、支架作用点合力等因素,通过数值模拟进行正交试验,以破碎系数为指标进行综放工艺参数优化,确定了忻州窑煤矿采高应为3 m,放煤步距0.5 ~0.6 m,支架阻力为6 000 kN,可提高顶煤破碎效果,并有效控制顶板。彭建勋等[117]以大同矿区为例,分别研究了“两硬”条件下的顶煤弱化技术、坚硬顶板控制技术及瓦斯治理方法。 李祥等[118]系统地研究了特厚坚硬煤层在顶板坚硬、瓦斯含量高及埋深浅的条件下巷道的布置、设备选型设计以及预裂爆破技术,对类似条件下的综放开采具有一定参考价值。
大倾角综放工作面顶煤运移规律与缓斜工作面存在差异,程文东等[119]以王家山煤矿大倾角综放工作面为工程实例,应用UDEC 软件模拟综放工艺过程,表明急斜工作面上部可采用下行双轮间隔顺序放煤,而中、下部则可采用上行双轮间隔顺序放煤;张锦旺等[120]基于BBR 研究体系,运用PFC 分别研究了工作面倾角变化对顶煤放出体及煤矸分界面的影响,得到随倾角增大,工作面采出率呈现先增大后减小的规律。
随着大采高综放开采技术的不断进步和在我国得到快速发展及应用,郭金刚等[121]介绍了潞安矿业集团大采高综放技术的特点及创新思路,从工业开采的角度分析了大采高综放技术带来的较大经济效益;于斌[122]研究了塔山矿特厚煤层综放开采工艺适应性,确定了塔山矿合理的回采工艺参数,并实施工业性试验。
对综放开采出现的顶煤随机成拱问题,白庆升等[123]现场实时记录尾梁千斤顶的压力数据,发现尾梁受到散体煤流的冲击作用,压力在10 ~20 MPa震荡,可前后摆动尾梁破坏顶煤拱的稳定性;于斌等[124]分析特厚煤层综放顶煤成拱的机理,提出“面接触块体拱”模型,依据力学分析得到拱的跨距与顶煤块体尺寸及拱脚所在坡面有关,并给出顶煤注水软化、开发新型支架及强扰动装置和优化放煤工艺等除拱对策。
近距煤层群在我国十分普遍,对于层间距较小、夹矸层强度低和厚度小及煤层较厚的矿井可采用综放开采技术,鲁岩等[125]以泉店煤矿为背景,利用PFC数值模拟软件优化研究放煤步距及放煤顺序,确定了“一采一放、上行放煤”的工艺参数;赵铁林等[126]针对浅埋坚硬顶板冒落结构分析,发现在工作面走向及倾向方向均易成拱现象,优化确定了一采一放、多轮顺序放煤的工艺,可降低顶煤成拱的概率。
4.2.2 具有冲击倾向性煤层综放开采工艺
冲击地压指的是在开采矿山的过程中,其围岩应力的平衡状态遭到破坏,原始应力进行重新分布,进而造成剧烈的震动,同时伴随大量的煤体掉落的一种动力灾害,也是一种在煤矿的生产过程中产生较大危害的矿压显现形式。
随着煤矿开采技术的发展,放顶煤工艺已经逐渐被应用到冲击矿井中。 放顶煤开采可以改变相应煤体的应力状态,通过借助开采过程中的剪应力以及拉应力的作用,使得煤体内产生微观裂隙并逐渐变为宏观裂隙,同时煤体会出现沿着采空区对应方向的位移,从而改变了相应煤体的应力状态;放顶煤开采工艺可以减小冲击地压发生的可能性以及强度。 在放顶煤开采的情况下,其力学体系会发生转变,由“顶板-煤层-底板”的力学体系转变为“顶板-顶煤-开采煤层-底板”的力学体系。 在放顶煤开采的过程中,会出现较大范围的破裂区,造成在对应的开采煤层上部产生了塑性变形区域,在该区域存在的煤体,一旦当坚硬的基本顶出现断裂的情况时,会伴随着动压冲击以及应力高峰的转移,就会使得煤体遭到破坏。 冲击地压在破坏区作为缓冲的条件下,产生的强度以及可能性都会减小;在放顶煤开采工作时,会增加其工作面的直接顶厚度,同时与分层开采的上覆岩层相比,加大了其纵向运动范围,一旦出现上部岩层发生冲击的情况时,已经产生破坏的顶煤和发生运动的上覆岩层,都会减少冲击波的作用力,进一步地降低了冲击地压的危害[127]。
张延松[128]结合我国薄及中厚煤层综采煤层钻孔注水防止冲击地压技术经验,修正钻孔布置与注水参数并应于某矿综放开采实践中,并通过实验室岩石力学测试结果与现场实测交互验证,构建了厚煤层综放工作面煤层注水防冲技术体系;宋振骐等[129]指出综放工作面一旦发生冲击地压事故,其强度较一般工作面大,应当对综放工作面推进过程中的应力分布规律与覆岩结构进行充分研究,将巷道布置于“内应力场”;为防止应力集中,同时对坚硬顶板进行及时卸压处理。 李俊等[130]针对华亭煤矿综放工作面空区侧回风巷冲击矿压事故多发的特点,分析覆岩结构特征,认为“F”型覆岩结构是回风巷冲击事故的主要诱因,结合该矿2501 综放工作面工程实际,提出了基于深孔爆破的解危卸压技术措施。 郑晓晨[131]结合古城矿综放工作面冲击矿压事故多发的工程实际,分析顶板硬厚砂岩时冲击矿压形成的主要原因,提出了“超前深孔松动爆破,二次卸压爆破,煤层注水”的综合防冲技术。 邓启锐[132]针对陈家沟煤矿八采区首采8512 综放工作面冲击矿压防止问题,统筹采用理论分析、数值模拟以及相似模拟的方法,提出“内应力释放与材料属性变化”的解危卸压原则,构建了对巷帮与底板的大直径钻孔卸压技术、对“顶、底、煤”全采场深孔爆破卸压与“动、静压”煤层注水的全面防冲方法。
目前,现有的冲击矿井预测方法主要有:钻屑法、应力预测法、微震监测法、地音监测法、电磁辐射法[133]。 伴随智能化综放技术的推广,耦合有“动态化实时监测”与“实时预警与防冲对策”的“智能化决策平台”将会成为未来综放工作面防冲研究的发展趋势。
4.2.3 瓦斯突出煤层综放开采工艺
我国煤层地质条件复杂,且随着浅部资源的大力开发,我国老矿井的开采深度逐年增加,新建矿井亦处在煤田深部,煤层中瓦斯含量与地应力逐渐增大,因此总体上高瓦斯及突出矿井数量众多。 综放开采技术在瓦斯等级低的矿井已广泛使用,但由于综放开采煤层厚度大,巷道断面小,允许最大风量有限,易造成瓦斯积聚,且瓦斯突出是煤矿安全生产的薄弱环节,需对高瓦斯条件下的综放开采进行探索。关于综放开采技术在这一类煤矿使用的可行性,魏家地煤矿开展了部分先行的实验研究,尚海涛[134]结合魏家地煤矿实际开采情况,证实了高瓦斯或有突出危险煤层矿井在进行预抽排煤层瓦斯的前提下采用综放开采工艺是可行的;谢广祥等[135]运用数值模拟探索了不同采厚综放工作面支承压力分布规律,基于此规律,从能量角度研究得出采高增加,瓦斯突出灾害有所缓解。 综放开采对消除突出具有积极作用;周占魁等[136]以谢桥矿为工程背景,分析了瓦斯来源,介绍了顶板走向钻孔、顺层钻孔、上隅角埋管和尾巷埋管、顶板高抽巷等抽放手段,并介绍了整个抽放系统,该系统在实际应用中取得良好效果;吴仁伦等[137]运用数值模拟与现场实测的方法研究了综放工作面瓦斯抽采对上覆煤层开采的影响规律,得到合理的瓦斯抽采手段可有效降低上覆煤层开采期间瓦斯突出及超限的问题。
4.2.4 综放工作面防灭火技术
矿井火灾是井下常见且重大的灾害之一,火灾发生时会严重威胁安全生产,烧毁设备、造成经济损失,煤炭自燃所释放出的大量有毒有害气体严重危害井下人员生命安全。 因此开展具有自燃倾向性煤层条件下综放开采工艺的研究对于安全高效生产具有重要意义。 陈全等[138]用理论分析及综放工作面现场监测相结合的方法,研究了综放采场自然发火规律,指出进风侧应是重点防治的区域,同时漏风源及一定高度处存在自然发火危险,而综放工作面采空区高处有遗煤,因此传统综采面的防火措施有一定局限性,可通过采空区注氮消除综放工作面采空区高处自然发火的危险;谭允祯等[139]围绕放顶煤工作面进风巷道顶板出现煤层自燃的现象进行了研究,建立了巷道顶板裂隙风流流动数学模型,并通过边界元法进行解算,得到巷道掘进初期及前50 m 回采区域内顶板煤层易于自燃的规律;周英等[140]为解决耿村矿煤层极易发火自燃的问题,通过现场工艺环节统计观测,提出了一套工作面工艺模式,取得很好的技术效果。 由于矿井开采地质条件千差万别,针对复杂煤层开采条件下防灭火措施及工艺方法的研究也尤为重要,任万兴等[141]提出了一种新型的三相泡沫技术,并详细介绍了三相泡沫的成分及具体工艺流程,在大倾角俯采综放工作面防灭火取得了良好的效果;冯良兵等[142]等研究了深部矿井采用的胶体防灭火技术,阐述了该技术的原理,并提出“降温控氧”的防灭火思想以及“架间打钻和两端头封堵”的主要措施,经现场采用,取得良好的效果;王坤[143]通过束管监测系统研究了短壁大采高综放工作面未注氮与注氮后注氮流量与注氮管路间距对采空区“三带”分布规律的影响,确定了乌东煤矿注氮流量为250~600 m3/h,注氮管路间距为17.7 m 左右较为合适。 由于综放工作面终采回撤期间,采空区遗留有大量煤炭,加之回撤设备及推进速度慢,花费大量时间,使得采空区浮煤堆积氧化,进而发火自燃[144],因此针对终采回撤期间采煤工作面的防灭火技术研究颇具意义;王悦恒等[145]则主要围绕综放工作面拆除期间的自然发火原因从顶煤的破碎堆积、漏风通道的封闭以及矿压作用等角度进行了详尽的分析,并针对每个角度提出相应的综合防灭火措施;郝宇等[146]针对塔山矿8102 综放工作面特点,提出明确终采线、加快停采前掘进、减小风量、地面裂隙堵漏并采用注氮、注浆、束管监测等方法抑制自然发火。 经现场证实,可有效保证工作面回撤安全。 随着材料科学的不断进步,相信会有更多种类、更加完善的技术方法会逐步应用于井下火灾的防治。
总体上,由于煤矿井下地质条件千差万别,而复杂条件下煤炭资源的开采,不仅极大地增加了井下从业人员的劳动强度,还会对其人身安全造成一定威胁,因此国内学者针对不同的地质条件开展了专项研究,通过调整放煤参数以及增加特殊工序的方法,达到综放工艺能够适应复杂地质条件下正常回采的目的,同时也为后续智能化开采在各种地质条件下的普及进行有益尝试。
综放开采工艺是由割煤、移架、推移前刮板输送机、放煤、拉移后刮板输送机5 道工序组成,这5 道工序在时间空间上的相互配合对实现采放平行作业及最大限度发挥综放开采生产能力起着至关重要的作用。
郑行周[147]运用概率统计理论,基于采放平行作业原则和采煤机平均截割速度,分别确定出工作面各设备生产能力,得到前、后刮板输送机的输送能力配套关系,并指出采放比是影响前、后刮板输送机配套关系最主要的因素。 表2 即为所得前、后刮板输送机输送能力比,由表2 可知采放比在1 ∶1.33左右时,可使用生产能力大致相等的刮板输送机。
表2 前、后刮板输送机输送能力关系[147]
Table 2 Transport capacity relationship between front and back rear scraper conveyor[147]
煤厚/m平均割煤高度/m 采放比 采放循环时间比前、后刮板输送机输送能力比6 2.8 1 ∶1.14 0.85 1.16 3.0 1 ∶1.33 0.90 1.05 8 3.2 1 ∶1.50 0.90 0.93 9 3.3 1 ∶1.73 0.95 0.85 7
在采煤、放煤及前、后刮板输送机配合关系的研究中,割煤与移架速度的合理匹配同样对综放开采的安全高效有着重要影响,这些因素不可忽略。 罗善明等[148]从可靠度的角度出发,得到综放工作面移架-割煤系统的可靠性联结方程,发现大部分综放工作面存在采煤-移架系统可靠性低的现象,指出高产高效综放工作面,应将移架速度控制为割煤速度的1.3 ~1.5 倍,而超长综放工作面移架速度应为割煤速度的1.5 ~1.8 倍。 曹胜根[149]则利用系统可靠性理论,分析与研究矿井主运输系统的可靠度,给出后续提高主运输系统可靠度的技术措施。
据2020 年2 月,国家八部委联合印发的《关于加快煤矿智能化发展的指导意见》可以见得,智能化综放开采是未来综放工艺继续发展进步的关键方向。 随着5G 技术的逐步成熟、人工智能及矿用特种机器人的快速发展、智能综放装备关键技术的不断突破,目前存在的诸多问题也会迎刃而解,如智能化放煤控制,井下粉尘飘散、条件恶劣,目前放煤口的开启和闭合主要通过人为观察控制,存在放煤时间控制不合理,过早的停止放煤造成资源的浪费,过晚的终止放煤导致含矸率过高,因此实现智能化放煤控制尤为重要,未来有望通过激光扫描、三维雷达等技术较好地解决该问题。 针对煤矸界面的识别,未来可通过微波等手段实时扫描煤壁,快速识别煤岩界面,亦可通过激光扫描煤壁,建立煤壁三维地质模型,自动依照模型调整采煤机位态,实现工作面的“无人跟机,有人巡检”。 而对于智能化采煤工序间的协调配合,可通过配设诸多传感器实现实时监控,依靠大数据及5G 技术快速传输到地面或井下智能控制台,必要时可远程干预,实现精准控制。 得益于上述技术的发展,智能化综放开采技术的应用具有着光明前景。
5.1.1 综放支架放煤口位置及结构的发展
我国放顶煤支架的发展,先是引进国外的ZYF400/17/30、YTY200-16/26、VHP-732 型单输送机高位放煤支架,对国内的厚煤层综放开采试验研究有重要作用。 经历了国外的高位放煤支架,自主研发的中位放煤支架,再到低位放煤支架研制应用3 个阶段,在提高顶煤放出率、支架稳定性及采放工序的空间合理匹配方面取得了重大突破[150]。
1)高位放煤支架。 高位放煤支架指短顶梁、长掩护梁的掩护式支架,其设备配套较为简单,仅使用1 部输送机来运送采煤机割煤及放落的顶煤,保证了端头的及时维护。 高位放顶煤支架的结构简单,制造容易,造价较低,其放煤口尺寸较大,可达2 000 mm×800 mm,可适应大块煤的放出。 但高位放煤支架因放煤口高、放煤损失大、产尘大、采煤和放煤不能平行作业等问题,使其经济效益大幅降低。 随着技术的发展,研制出了ZFD2600/22/32 型高位放煤支架已有效地解决了传统高位放顶煤梁高放煤口不稳定及容易扎底等问题,为高位放煤液压支架的使用提供了一种新型设备[151]。 高位放煤支架的顶梁较短,一旦应用到软煤层中,可能会使其失去有效支撑。 因此,随着综采工艺的发展,高位放煤支架将只主要用于缓倾斜厚煤层中。
2)中位放煤支架。 20 世纪80 年代末至90 年代初,我国综放开采的单输送机高位放煤支架配备满足不了煤矿的高产高效要求,因此双输送机的中位放顶煤支架得到广泛使用。 中位放煤支架是双输送机运煤、放煤口开设在掩护梁、中位放煤的支撑掩护式液压支架。 针对不同煤层情况,使用不同型号的中位放煤液压支架,在缓倾斜、中硬厚煤层情况下,通常使用ZFS4400/16.5/26 型单铰接式支架与FY450-16/26 型四连杆式支架;在急倾斜厚煤层条件下,通常使用FYC400-16/28 型四连杆式支架和FYS300-19/28 型单铰接式支架。 中位放煤支架,其具备良好的稳定性、密封性、较强的抗偏载和抗扭能力,不易损坏,其放煤口与煤壁较远,保证了工作面前方顶煤的稳定性。 中位放煤支架顶梁较长,移架过程中反复支撑顶煤,增加了顶煤的破碎程度,同时其支撑底座较长,支架对底板的比压降低,保证了比压的均匀分布,防止陷底效果显著。 双输送机的使用,实现了采、放煤工序的平行作业。 在我国各矿区,中位放煤支架应用较为广泛,仅在阳泉煤业集团就有约10 个工作面使用不同型号的中位放煤支架,总计1 400 余架。 中位放煤支架的缺陷是放煤口尺寸一般为1 500 mm×900 mm,导致支架之间的三角煤放不出、放煤口易产生大块煤堵塞的情况[152]。同时其在支架底座上放置后输送机,后部空间有限,加大了大块煤通过的难度,增加了移架阻力。 因此,不同矿区对中位放煤支架都进行了不同的改造,以此来适应具体矿区的综放开采实践。 中位放煤支架的后输送机固定在支架底座上,因此使得其后部空间有限,造成移架困难,大块煤通过困难。 同时,其掩护梁不能摆动,造成其二次破煤能力差[153]。 在今后的发展中,中位放煤支架的研制将着手于上述2 个问题,进行研发改进。
3)低位放煤支架。 目前,在我国应用较好的为低位放煤支架。 低位放煤支架是一种配备双输送机运煤、掩护梁后部铰接1 个带有插板的尾梁,实现低位放煤的支撑掩护式液压支架。 其有1 个可上、下摆动的尾梁,用来松动顶煤或适应放出煤块的大小,保证1 个适应放煤过程的落煤空间;同时其支架之间放煤口具有连续性,尾梁中间设置1 个液压控制放煤插板,用于放煤和破碎大块煤[154]。 低位放煤支架主要有正四连杆放煤支架及反四连杆放煤支架2 种类型,这是主流的低位放煤支架类型,在综放支架选型中居主导地位。 正四连杆放煤支架的四连杆放置位置以及放煤机构与反四连杆存在着差异,因此根据不同的煤层地质条件需选择适合的放煤支架类型[247]。 正四连杆低位放煤支架,采用双输送机,可实现采、放煤平行作业,提高了生产效率;同时正四连杆放煤支架的稳定性较强,作业过程产尘量较小,支护效果较好,但因低位放煤,隔离采空区的效果不佳,移架过程中易出现漏矸,煤的含矸率较高。正四连杆放煤支架包括前、后四连杆2 种类型。 主要型号有前四连杆式的FY2800-14/28 型及后四连杆式的ZFP5200/17/32 型,其在潞安、兖州等矿区投入使用,均创造了高产高效的纪录。 低位放煤支架具有连续放煤口,放煤效果较好,无脊背煤损,采出率较高。 与高、中位放煤支架相比,低位放煤支架从煤壁到放煤口的距离最大,顶煤经过顶梁的反复支撑即更多的周期性加卸载作用,破碎更加充分,利于提高放煤率[155]。 低位放煤支架后输送机沿底板布置,易排出浮煤,移架阻力减小,同时尾梁插板可破碎大块煤,保证了不易堵塞放煤口。 低位放煤支架应用,大幅降低了放煤产尘浓度。 但其前四连杆低位放顶煤液压支架的抗扭及抗偏载能力差,导致支架的稳定性较差;同时尾梁摆动力和上摆角较小,使破煤和松动顶煤的能力较差。 而反四连杆低位放煤支架的抗载荷能力较强,支护效果良好;同时作业空间较大,保证了工人的工作环境,设备检修较为便捷,提高了回采的效率及效果。 但是,反四连杆低位放煤支架漏矸现象严重,造成顶煤的含矸量较高,增加了后续的选煤难度。 综上述分析,无论是正四连杆还是反四连杆低位放煤支架,不同矿区都要根据自身的地质条件进行合理选择适宜的架型。 在未来的发展进程中,正四连杆低位放煤支架以及反四连杆低位放煤支架都将与智能化系统相结合,使得其操作更为简单、便捷。
5.1.2 综放支架架型结构的发展
放煤支架在支架类型上,分为两柱掩护式放煤支架及四柱支撑掩护式放煤支架。 两柱掩护式放煤支架主要类型有ZFY17000/27/50D 型和ZF8500/21/40D 型,四柱支撑掩护式放煤支架主要类型有ZF7000/21/42 型[156]。
在我国大部分矿区还在使用四柱支撑掩护式支架,而四柱支撑掩护式放煤支架存在许多突出问题[157]。 在破碎和松软顶煤情况时,四柱支撑掩护式放煤支架其自身的顶梁合力作用点与顶板载荷中心的适应度不高,一旦顶板压力合力作用点或者其地质情况发生变化时,顶板载荷位置与四柱支撑掩护式放煤支架的工作状态不匹配,出现不相适应的“支架-围岩”关系;四柱支撑掩护式放煤支架,因受放煤过程的影响其前、后柱的阻力差异较大,导致其总体支护效率较差,额定工作阻力利用率不高,因此支架的实际支护强度不高,设计的液压支架顶板控制能力要高于实际的控制顶板能力;因四柱支撑掩护式放煤支架采用整体顶梁结构及前、后排支柱受力不均,造成后排立柱拉坏现象严重;四柱支撑掩护式放煤支架的电液控制系统较为复杂,使其升、降、移架的难度增加,同时其对顶煤向前的水平作用力不高,控制架前顶煤的能力不足,造成的机道冒顶较为严重,因此难以实现高产高效的综采作业。 为解决上述问题,2004 年天地科技股份有限公司设计出了两柱掩护式放煤支架[158]。 两柱掩护式放顶煤液压支架与四柱掩护式放顶煤液压支架最显著的区别在于其由原先的两排四根立柱改进成单排两根立柱,同时加入了用来平衡顶梁和掩护梁的千斤顶,因此2 种支架类型的“支架-围岩”关系存在明显差异,两柱放顶煤液压支架的“支架-围岩”的适配度更高,放煤支架的载荷动态变化更为显著,其安全性更强。 在国外,两柱掩护式支架已被美国、德国广泛使用,南非、澳大利亚等一些传统上采用四柱支撑掩护式支架的国家,也使用了两柱掩护式支架。 在国内,神东、大同、鄂尔多斯等矿区大型现代化矿井已经选用两柱掩护式支架。 2011 年以来,两柱掩护式支架已经成为了今后的主流选型。 在四柱支撑掩护式支架占主导地位的大环境下,随着科学技术的发展,两柱掩护式放顶煤液压支架也在不断地发展改善,两柱强力放煤支架的研制有效解决了工作阻力低的缺点。 两柱强力放煤支架其工作阻力要远大于传统两柱掩护式放煤支架,其阻力高达18 000 kN,同时两柱强力放煤支架最大支撑高度可达5.3 m。2019 年以来,神树畔煤矿、双山煤矿及大唐龙王煤矿等矿井已经逐步使用两柱强力放煤支架,且取得了良好的经济收益[159]。 由于两柱掩护式放煤支架,具有结构简单及适应性好等优点,易实现智能化、自动化控制,因此在智能化开采中大多情况下选用两柱掩护式放煤支架。
5.1.3 智能化综放支架控制系统的最新发展
煤矿安全一直是煤矿工作的重中之重,我国有一些大采高工作面都是因支架的稳定性不足而造成不可估量的后果。 诸如支架初撑力不足、接顶状况欠佳、顶板离层破碎等,将可能使支架顶梁仰头,损坏平衡千斤顶,发生大规模的倒架事故。 因此,增强液压支架的稳定性,可保证综采工作面的安全高效生产。 近年来,随着智能化电液控制系统的引入,逐渐增加了液压支架的稳定性,保证了综采支护的安全性。 液压支架控制系统的智能化发展,形成了一套完整的智能化体系。 液压支架的智能耦合控制系统,包括支架姿态、初撑力补偿、煤壁护帮、支架远程序列化自控、快速卸载、顶板压力超前预报、快速推移调架、跟机移架和工作液反冲洗精细过滤等智能决策控制子系统。 ZY8000/2.5/5.0 型液压支架投入使用[160],通过引入智能化的液压支架控制系统,提高了综采的生产效率,同时也保证了工人的安全。目前,虽已形成了较为完善的智能化液压支架系统,但需根据实际煤矿的特点,经过详细科学的技术论证,才可投入使用。 这就需要提高液压支架智能耦合控制系统的可靠性与适应性。 因此,智能化系统还需要不断完善和持续进步。
我国特厚煤层的高产高效综放工作面,所用配套设备技术含量高,制作难,因此大部分特厚煤层综放配套设备主要还是进口,其设备价格昂贵,运输困难,对矿井经济效益影响很大。 因此,学习和创新综放设备的先进生产技术,尽快提高研发和制造水平,对我国煤炭行业的发展有至关重要的作用。
5.2.1 综放采煤机装备研究现状
20 世纪末,美、澳、英、德等国家研制出大功率、机电一体化、自动化控制的高产高效新型综放开采设备,新型综放开采设备配套生产,功能好,可靠性高,并且可实现自动控制,使得综放开采实现了质的飞跃。 随着计算机技术的发展,综放设备技术也革新不断,充分利用计算机技术的优势,在智能化控制、故障诊断、远程监控等方面有了很大突破,综放开采设备提升到一定的标准,许多技术发展水平较高的大型现代企业也有了代表性的采煤机设备系列,主要有美国JOY 公司的7LS 系列、德国EICK⁃HOFF 公司的SL 系列等[161]。 我国的采煤机设备发展大致可分为2 个阶段:引进学习阶段和创新发展阶段。
1)引进学习阶段。 20 世纪80 年代,我国引进英、德、波、日的液压牵引采煤机,并同时引进英国的液压牵引采煤机技术和德国的直流电牵引采煤机技术,开始学习应用综采技术,并在此基础上开始仿制和研究,到20 世纪90 年代,我国已初步掌握交流变频电牵引采煤机技术。
2)综放采煤机装备创新发展阶段。 到20 世纪末,基本了解和掌握了采煤机制造技术,并成功研制出综放开采成套装备,逐步建立了我国的综放开采装备标准,基本实现了综放开采装备国产化,但与国际水平相比还有很大的差距。 新世纪以来,在国家“十五”、“十一五”计划的支持下,我国综放开采设备的研发和制造水平不断进步,实现了许多关键技术的突破,初步掌握大功率、大采高采煤机设计制造技术和机电一体化技术,取得一系列重大成果,研制出更先进的成套设备,真正实现了从普通机械化生产到高产高效集约化的改变[162-163]。 我国采煤机设备的发展,主要改进了牵引方式,即从液压牵引采煤机到电牵引采煤机的改变。 1998 年起我国就向印度、孟加拉等国出口电牵引采煤机,2001 年我国生产的电牵引采煤机占13%,2005 年达到47%。 目前在我国电牵引采煤机是主流装备,主要有天地科技股份有限公司的MG750/1815-GWD、西安煤矿机械厂生产的MG750/1910-WD、鸡西煤矿机械有限公司生产的MG800/2040-WD、太原矿山机械集团公司生产的MGTY750/1800-3.3D 等。 目前电牵引采煤机总装机功率都在1 000 kW 以上,甚至达到2 000 kW;牵引力达700 kN 以上,最大牵引速度20~25 m/min。
20 世纪90 年代,在借鉴学习国外设备的基础上,初步掌握了先进的交流变频技术并不断发展,到2005 年,基本达到国际水平。 随着装机功率和工作面长度的增加,全工作面的供电容量达5 000 kW。前期急于求成导致研制的采煤机可靠性低,使用寿命短,经过总结经验和技术创新,目前我国的采煤机研制水平有了极大的提高,节约成本的同时保证采煤机设备质量,大幅提高了采煤机的可靠性,延长了采煤机的使用寿命。 随着高新技术的发展,煤矿开采开始使用计算机技术,利用地理信息技术和遥感技术采集和分析数据,同时将自动化技术运用到采煤机设备研制和工作面控制上,节省工作面开采过程中的人力物力,真正实现高科技智能化的高产高效。
5.2.2 滚筒采煤机
滚筒采煤机是综放工作面煤炭生产的主要机械设备,适于在煤层厚度变化小、无夹石、地质构造简单、煤层倾角15°以下、顶板易于管理的条件下使用。
滚筒式采煤机主要由截割部、牵引部、电气装置和辅助装置等4 大部分组成。 采煤机的截割部是由采煤机的工作机构和驱动工作机构的减速器所组成的部件,还包括工作机构的调高机构和挡煤板及其翻转机构。 截割部的作用是破煤和装煤,由挡煤板、螺旋滚筒、摇臂箱和截割部减速箱等部件组成。 牵引部包括牵引机构及传动装置2部分,牵引机构是直接移动机器的装置,分有链牵引和无链牵引2 种。 传动装置用来驱动牵引机构并实现牵引速度的调节,传动装置也分为机械牵引、液压牵引和电牵引3 类。 采煤机附属装置有灭尘装置、调高和调斜装置、挡煤板、防滑装置、底托架、电缆拖移装置。
5.2.3 发展趋势
1)发展大功率、大型化、高可靠性的采煤机设备。 现代科学技术发展日新月异,将其应用于采煤机设计和研发各个阶段,可完成采煤机设备工艺优化,缩短采煤机研发周期,加以正确地使用和维护采煤机设备,能充分发挥采煤机的使用效果,提高采煤机设备的可靠性和延长使用寿命。
2)改进机电一体化、自动化关键技术,提高开采水平。 机电一体化、自动化控制新型设备已经崭露头角,这些设备总体结构更加合理,在工作面工作更加可靠,并且具备自动化控制和监测功能,通过程序控制更好操纵,采掘和运输等性能进一步提高,这必将是未来煤矿开采设备发展的大势所趋。
3)建立无人自动化生产和信息传输系统。 在煤矿开采工作面设备自动化的基础上,采用无线信号传播方式和计算机集中控制,使得采煤机、液压支架、刮板输送机等设备自动完成开采工作,实现工作面自动化生产,并通过计算机实现信息交流和监测工作。
刮板输送机是综合机械化采煤工作面的主要运输设备,是把采煤机破碎下来的煤运到顺槽转载机,也是采煤机行走的轨道以及液压支架前移的支点。刮板输送机主要组成部分有机头部、中间部、机尾部和附属装置。 刮板输送机的工作原理是,将敞开的溜槽,作为煤炭、矸石或物料等的承受件,将刮板固定在链条上(组成刮板链),作为牵引构件。 当机头传动部启动后,带动机头轴上的链轮旋转,使刮板链循环运行带动物料沿着溜槽移动,直至到机头部卸载。 刮板链绕过链轮作无级闭合循环运行,完成物料的输送。 刮板输送机的输送能力,是指输送机每小时运送货载的质量,它取决于输送机每米长度上货载的质量和链速。
5.3.1 研究现状
1940 年德国人发明了刮板输送机,出现了煤矿开采成套设备,由此开始,刮板输送机经历了单中链式-边双链式-中双链式的发展历程,中双链型是目前应用最广泛的型式。
20 世纪80 年代以来,受技术进步和经济效益的影响,美国、德国开始利用高新技术生产大型化、可靠性强、生产能力高的刮板输送机,其生产技术水平位于世界前列。
1974 年,张家口煤机厂成功研制生产出我国第一套刮板输送机,我国刮板输送机的发展由此开始。我国在引进国外刮板输送机设备的基础上消化吸收,研制出了SGZ764 / 264 整体铸焊式溜槽输送机,21 世纪以来在刮板输送机的研发和创新上突飞猛进,2005 年成功研制了SGZ1000/2×700 型刮板输送 机, 之 后 又 成 功 研 制 了 SGZ1000/3 × 700、SGZ1000/3×1000、SGZ1200/3×1200、SGZ1500/3×1500 等型号大功率刮板输送机,在平朔、神华、晋城等大型矿井中得到广泛的应用。
5.3.2 浮煤清理装置
焊接在后刮板输送机中部槽上的浮煤回收装置对顶煤回收率起着至关重要的作用,20 世纪90 年代山西潞安矿务局王庄矿就对综放工作面采空区浮煤的分布情况进行了实测与分析,提出并多次改造了浮煤回收装置。
浮煤回收装置需要注意:①连接。 回收装置与中部槽之间的连接形式要可靠,同时要有一定的间隙,有可调整的范围,并且要保证回收装置的大小长度,充分回收顶煤,提高回收率。 ②稳定性。 连结时产生的变形要注意,以减少和避免运输过程中回收装置的不稳定。 ③安装和拆卸。 设计和制造时要充分考虑更换回收装置时的便捷性,简单快速地安装和拆卸能够节省人力物力,提高效率,增加使用寿命,减少经济损失。
5.3.3 发展趋势
1)大型化发展。 随着工作面长度的增加和生产能力的提高,对刮板输送机的要求也不断增加。提高刮板输送机的运输能力,加大刮板输送机的长度,提高有效运行时间,建立更加完善的大运量、长距离、高效率的输送结构,才能适应未来工作面的需求。
2)降低消耗,节约成本。 选用强度更高的材料制造刮板链等部件,提高刮板输送机的耐磨性、耐腐蚀性等,以延长刮板输送机的使用寿命,并在运输过程中尽量减少能源消耗,节约资源。
3)减少污染。 减少运输过程中输送机产生的噪音、粉尘等污染。
4)自动化控制。 利用高新科学技术传输信息,对刮板输送机运输过程进行监测和控制,开发能够自动筛选、分类运输物料的运输系统,实现采矿设备配套和自动化运输工作。
经过近40 年的发展,在国际厚及特厚煤层开采研究方面,我国综放开采理论与技术研究成果丰硕,是我国煤炭开采领域内标志性的科研创新成果。 随着“绿色开采”、“精准开采”、“智能化(无人)开采”等新兴开采理念的提出,亟需综放开采理论与技术在新的开采思想指引下的再度提升。 同时,面对趋于复杂的煤炭资源赋存条件,诸如“残煤复采”、“千米深井”、“突出矿井”以及“巨厚煤层”等新的挑战,也需要综放技术与理论进一步的深化与发展,提出综合性更强、适用条件更广的结论与规律。 因此,以提高顶煤放出率为核心的顶煤运移规律的剖析,以控制各种强地压条件下的“支架—围岩”系统稳定为前提的采场顶板结构动态演化规律的探索,以大功率、智能化采煤设备的全面利用为目标的放顶煤回采工艺的研究,仍需更为深入与细化,实现我国厚及特厚煤层回采以“经济、安全以及高效”的目标,也为全球煤炭资源开采提供更多、更具科学价值的中国经验的方案。
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Advances on longwall fully-mechanized top-coal caving mining technology in China during past 40 years:theory, equipment and approach