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摘 要：本文在以往研究成果的基础上通过运用数值模拟、理论分析等多种研究方法，研究和分析厚煤层大采高综合放顶煤工作面合理采高和放煤步距等工艺参数的优化计算。应用FLAC3D软件模拟不同采高对应力场分布、剪应力场分布、位移分布等影响结果，应用PFC软件对放煤步距等工艺参数进行分析，模拟得出4m采高为相对合理的割煤高度，4m采高条件下，为提高顶煤回收率，可以采用一刀一放顺序放煤。
关键词：数值模拟;放煤步距;大采高;综放
同煤集团同忻煤矿位于大同市西南大约20km的位置，处于大同煤田的东北部，行政隶属大同市南郊区。井田含煤二十余层，其中可采十三层，由上向下为：2#-1， 2#-3， 3#， 4#， 7#， 9#， 10#， 11-1，11#-2， 12#-1、 -2、14#、15#层，均为弱粘煤，为优质动力用煤。挥发性高、发热量高，硫分比其它矿偏高。井田内各煤层顶、底板多为细粉砂岩互层、细砂岩或中、粗粒砂岩，有时为砾岩和页岩，一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。
1建立数值模型
为 了系统的分析工作面采场的围岩受力与工作面巷道变形关系的过程，以同忻矿8106工作面的开采技术条件作为背景，建立起了三维计算模型用来数值模拟，模拟软件选用FLAC3D。模型沿走向长度100m，倾向长度100m，高度120m，包括顶、底板的岩石层和煤层，其中煤的厚度9.20m。模型一共有114666个三维单元，122012个节点。模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量，底面限制垂直移动，侧面限制水平移动。
根据现场的取样分析和岩石力学的试验结果，当载荷加载到极限强度后，岩体发生破坏，在峰后的塑性流动中，岩体的残余强度随着变形逐渐减小。
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式中，c和φ分别是粘结力和摩擦角，σ1、σ3分别是最大和最小主应力，当fs>0时，材料产生剪切破坏。岩体具有较高的抗剪切强度，抗拉强度相对较低，所以岩体一般以受拉破坏形式为主。因此，可以根据岩石的抗拉强度判断岩体是否破坏。
考虑到岩石的尺度效应，根据相关机构研究所提供的现场的调查结果与岩石力学试验，模拟计算时采用的岩石力学参数见表1。
8106工作面煤层平均埋藏深度为860m，平均岩体容2500KG/m3，由此可求得上覆岩层产生的垂直应力为-13Mpa，因此在模型上部施加13Mpa的垂直应力，同时加入构造应力的影响，取垂直应力与水平应力相等，为13MPa。在模型两侧同时施加13MPa的水平应力。
2 分析模拟结果
2.1 不同的采高剪切应力分布
当采煤的高度从3m到4.5m时，随着采高的不断增大，工作面煤壁发生的剪切应变率逐渐会增大：
①当采煤的高度达到3m时，剪切应变主要会发生在煤壁的下方，深度在1000mm左右，高度在2500～3000mm左右。
②当采煤高度达到4m时，剪切应变会发生在煤壁上方，高度和深度都有了不少的增加，在煤壁前方2m～2.5m内都发生了剪切应变，顶板里也有了剪切应变。
③当工作面割煤的高度到4.5m时，剪切应变能布满整个煤壁。但煤壁的上方产生了较大的剪切应变，说明煤壁片帮会首先发生在煤壁上方。
2.2 不同采高位移场分布
采高分别是3.0m，3.50m，4.0m和4.50m时，因为工作面开采，煤壁会产生一种工作面推进方向的水平位移。随着采高的增大位移会逐步增加，最大水平应力发生在工作面煤壁偏上方向。
工作面无支护空间易被破坏和冒落的原因，从3m到4. 5m随采高逐渐加大，煤壁上方和接近顶板的地方以及直接顶和煤壁接近的拐弯处产生显著的水平应力、垂直应力和剪应力集中区。
2.3 应力场在不同采高时的分布规律
工作面开采会重新分布应力场，在工作面前方会集中水平、垂直应力，超前支承压力是垂直应力集中后形成的。为了更好的掌握现场矿压的显现规律，需要分析应力集中程度和应力场的分布。
不同割煤高度（3.0m，3.50m，4.0m，4.50m） 水平应力场和垂直应力场分布，随着工作面的不断推进，煤壁的前方5m～15m内会产生集中应力，随着开采高度的不断增加，应力集中峰值会逐渐向煤壁的深处移动，集中系数不断增大，同时影响范围也逐渐增大。当采煤的高度大于4m时，会划分更细的应力等值线，应力环境将会比普通工作面更加复杂。
垂直和水平应力分布之处有许多相似，随着采高增大，应力影响的范围不断增大，集中程度不断增加，峰值往工作面的深处转移。
分析水平、垂直应力场的以上特征，随着采高的不断增加，垮落带的同时增大，上覆岩层难以形成稳定的结构，表現在应力场范围增大，集中点前移形成的结构支撑点前移。
3 放煤工艺参数优化
3.1 放煤步距优化
确定合理放煤步距可以使煤炭损失和含矸率都减少到允许的范围。影响放煤步距的因素主要有采煤机的截深、放煤口中心高度、支架放煤口的长度以及顶煤的厚度、顶煤裂隙发育致使顶煤破碎后块度大小等。合理的放煤步距既要控制煤的含矸率，又要保证顶煤回收率。
放煤步距必须大于放煤口的长度，避免一开始放煤就混矸。放煤的步距越小，就会引起老塘混矸;放煤的步距越大，放煤步距的损失量就会增加。确定一种合理的放煤步距，可以使混矸和煤炭损失都降低到合理的范围里。大采高下的综放工作面，由于顶煤冒落碎裂的空间增大，采高较大，矿山压力的破煤作用增强，顶煤在矿山压力和支架支撑力的双重作用下破碎，放煤的流动性好。
由工作面实际情况确定，有效的试验距离以18～20m为宜，因为是等比例制作模型，PFC软件模拟的实际距离为18～20m之间，基本能够反映放出和流动之间的规律。考虑到目前采煤工作面常用的放煤工艺，本试验考虑三种工艺：
①一刀一放;
②两刀一放;
③三刀一放。
三种放煤步距的模拟方案如下：
方案a为：放煤步距为0.8m，一刀一放;
方案b为：放煤步距为1.6m，两刀一放;
方案c为：放煤步距为2.4m，三刀一放 。
3.2 计算结果分析
为了方便分析和研究，在本课题中认定顶煤相对回收率就是顶煤放出量所占当下割煤推进范围顶煤总量的比例。
各种放煤方案，顶煤放出率如表2所示，顶煤放出率最大的模式是方案a，该方案顶煤回收率最大为85.6%;最低的方案是方案c，该方案下顶煤回收率最大为78%。所以顶煤的回收率：放煤步距为0.8m分别比放煤步距为1 .6m与2.4m时高4.5%和9.7%。
可以得出，同忻矿8106工作面采煤机机采高度为4.0m，放煤步距采用方案a最合适。
表2 不同放煤模式顶煤回收率计算
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4 结论
本文结合同忻矿8106工作面的生产环境，经过对不同的机采高度和放顶煤的步距模拟的结果分析，对厚煤层大采高综采放顶煤工作面的放顶煤工艺进行了工艺优化，通过对厚煤层大采高综放面参数的研究，得出如下结论：
①经过模拟数值确定了同忻矿8106工作面合理的放煤步距，说明4m大采高综放开采也能满足9m左右厚煤层的要求;同时也确定了放煤步距为一刀一放的方式，认为该方式煤体受阻较小，同时节约工时，顶煤回收率较高。
②在综采放顶煤中，回收率和含矸率一直都是相互制约的指标，由于8106工作面顶煤中未发现明显的夹石层，故放顶煤时应防止顶板矸石混入煤流中。
参考文献：
[1]吴健.我国放顶煤开采的理论研究与实践[J].煤炭学报，1991（3）.
[2]钱鸣高，石平五，等.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.
[3]弓培林，靳钟铭.大采高综采顶板控制力学模型研究田[J].岩石力学与工程学报，2008，27（1）：193，198.
关键词：数值模拟;放煤步距;大采高;综放
同煤集团同忻煤矿位于大同市西南大约20km的位置，处于大同煤田的东北部，行政隶属大同市南郊区。井田含煤二十余层，其中可采十三层，由上向下为：2#-1， 2#-3， 3#， 4#， 7#， 9#， 10#， 11-1，11#-2， 12#-1、 -2、14#、15#层，均为弱粘煤，为优质动力用煤。挥发性高、发热量高，硫分比其它矿偏高。井田内各煤层顶、底板多为细粉砂岩互层、细砂岩或中、粗粒砂岩，有时为砾岩和页岩，一般为钙质胶结及泥质胶结，致密坚硬。
1建立数值模型
为 了系统的分析工作面采场的围岩受力与工作面巷道变形关系的过程，以同忻矿8106工作面的开采技术条件作为背景，建立起了三维计算模型用来数值模拟，模拟软件选用FLAC3D。模型沿走向长度100m，倾向长度100m，高度120m，包括顶、底板的岩石层和煤层，其中煤的厚度9.20m。模型一共有114666个三维单元，122012个节点。模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量，底面限制垂直移动，侧面限制水平移动。
根据现场的取样分析和岩石力学的试验结果，当载荷加载到极限强度后，岩体发生破坏，在峰后的塑性流动中，岩体的残余强度随着变形逐渐减小。
<E：＼123456＼中小企业管理与科技·上旬刊201510＼1-297＼242-1.jpg>
式中，c和φ分别是粘结力和摩擦角，σ1、σ3分别是最大和最小主应力，当fs>0时，材料产生剪切破坏。岩体具有较高的抗剪切强度，抗拉强度相对较低，所以岩体一般以受拉破坏形式为主。因此，可以根据岩石的抗拉强度判断岩体是否破坏。
考虑到岩石的尺度效应，根据相关机构研究所提供的现场的调查结果与岩石力学试验，模拟计算时采用的岩石力学参数见表1。
8106工作面煤层平均埋藏深度为860m，平均岩体容2500KG/m3，由此可求得上覆岩层产生的垂直应力为-13Mpa，因此在模型上部施加13Mpa的垂直应力，同时加入构造应力的影响，取垂直应力与水平应力相等，为13MPa。在模型两侧同时施加13MPa的水平应力。
2 分析模拟结果
2.1 不同的采高剪切应力分布
当采煤的高度从3m到4.5m时，随着采高的不断增大，工作面煤壁发生的剪切应变率逐渐会增大：
①当采煤的高度达到3m时，剪切应变主要会发生在煤壁的下方，深度在1000mm左右，高度在2500～3000mm左右。
②当采煤高度达到4m时，剪切应变会发生在煤壁上方，高度和深度都有了不少的增加，在煤壁前方2m～2.5m内都发生了剪切应变，顶板里也有了剪切应变。
③当工作面割煤的高度到4.5m时，剪切应变能布满整个煤壁。但煤壁的上方产生了较大的剪切应变，说明煤壁片帮会首先发生在煤壁上方。
2.2 不同采高位移场分布
采高分别是3.0m，3.50m，4.0m和4.50m时，因为工作面开采，煤壁会产生一种工作面推进方向的水平位移。随着采高的增大位移会逐步增加，最大水平应力发生在工作面煤壁偏上方向。
工作面无支护空间易被破坏和冒落的原因，从3m到4. 5m随采高逐渐加大，煤壁上方和接近顶板的地方以及直接顶和煤壁接近的拐弯处产生显著的水平应力、垂直应力和剪应力集中区。
2.3 应力场在不同采高时的分布规律
工作面开采会重新分布应力场，在工作面前方会集中水平、垂直应力，超前支承压力是垂直应力集中后形成的。为了更好的掌握现场矿压的显现规律，需要分析应力集中程度和应力场的分布。
不同割煤高度（3.0m，3.50m，4.0m，4.50m） 水平应力场和垂直应力场分布，随着工作面的不断推进，煤壁的前方5m～15m内会产生集中应力，随着开采高度的不断增加，应力集中峰值会逐渐向煤壁的深处移动，集中系数不断增大，同时影响范围也逐渐增大。当采煤的高度大于4m时，会划分更细的应力等值线，应力环境将会比普通工作面更加复杂。
垂直和水平应力分布之处有许多相似，随着采高增大，应力影响的范围不断增大，集中程度不断增加，峰值往工作面的深处转移。
分析水平、垂直应力场的以上特征，随着采高的不断增加，垮落带的同时增大，上覆岩层难以形成稳定的结构，表現在应力场范围增大，集中点前移形成的结构支撑点前移。
3 放煤工艺参数优化
3.1 放煤步距优化
确定合理放煤步距可以使煤炭损失和含矸率都减少到允许的范围。影响放煤步距的因素主要有采煤机的截深、放煤口中心高度、支架放煤口的长度以及顶煤的厚度、顶煤裂隙发育致使顶煤破碎后块度大小等。合理的放煤步距既要控制煤的含矸率，又要保证顶煤回收率。
放煤步距必须大于放煤口的长度，避免一开始放煤就混矸。放煤的步距越小，就会引起老塘混矸;放煤的步距越大，放煤步距的损失量就会增加。确定一种合理的放煤步距，可以使混矸和煤炭损失都降低到合理的范围里。大采高下的综放工作面，由于顶煤冒落碎裂的空间增大，采高较大，矿山压力的破煤作用增强，顶煤在矿山压力和支架支撑力的双重作用下破碎，放煤的流动性好。
由工作面实际情况确定，有效的试验距离以18～20m为宜，因为是等比例制作模型，PFC软件模拟的实际距离为18～20m之间，基本能够反映放出和流动之间的规律。考虑到目前采煤工作面常用的放煤工艺，本试验考虑三种工艺：
①一刀一放;
②两刀一放;
③三刀一放。
三种放煤步距的模拟方案如下：
方案a为：放煤步距为0.8m，一刀一放;
方案b为：放煤步距为1.6m，两刀一放;
方案c为：放煤步距为2.4m，三刀一放 。
3.2 计算结果分析
为了方便分析和研究，在本课题中认定顶煤相对回收率就是顶煤放出量所占当下割煤推进范围顶煤总量的比例。
各种放煤方案，顶煤放出率如表2所示，顶煤放出率最大的模式是方案a，该方案顶煤回收率最大为85.6%;最低的方案是方案c，该方案下顶煤回收率最大为78%。所以顶煤的回收率：放煤步距为0.8m分别比放煤步距为1 .6m与2.4m时高4.5%和9.7%。
可以得出，同忻矿8106工作面采煤机机采高度为4.0m，放煤步距采用方案a最合适。
表2 不同放煤模式顶煤回收率计算
<E：＼123456＼中小企业管理与科技·上旬刊201510＼1-297＼242-3.jpg>
4 结论
本文结合同忻矿8106工作面的生产环境，经过对不同的机采高度和放顶煤的步距模拟的结果分析，对厚煤层大采高综采放顶煤工作面的放顶煤工艺进行了工艺优化，通过对厚煤层大采高综放面参数的研究，得出如下结论：
①经过模拟数值确定了同忻矿8106工作面合理的放煤步距，说明4m大采高综放开采也能满足9m左右厚煤层的要求;同时也确定了放煤步距为一刀一放的方式，认为该方式煤体受阻较小，同时节约工时，顶煤回收率较高。
②在综采放顶煤中，回收率和含矸率一直都是相互制约的指标，由于8106工作面顶煤中未发现明显的夹石层，故放顶煤时应防止顶板矸石混入煤流中。
参考文献：
[1]吴健.我国放顶煤开采的理论研究与实践[J].煤炭学报，1991（3）.
[2]钱鸣高，石平五，等.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.
[3]弓培林，靳钟铭.大采高综采顶板控制力学模型研究田[J].岩石力学与工程学报，2008，27（1）：193，198.