大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析

D01:10.13374j.isml00103x2006.09.002 第28卷第9期 北京科技大学学报 Vol.28 Na 9 2006年9月 Journal of University of Science and Technology Beijing Sep.2006 大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 王树仁12) 王金安 刘淑宏)吴顺川四 谢俊文2) 1)燕山大学建筑工程与力学学院.秦皇岛0660042)北京科技大学土木与环境工程学院.北京100083 3)东北大学秦皇岛分校，秦皇岛066004 摘要应用P℉CD计算程序，对某矿水平与倾斜联合布置的折线型综采面，分析了散体顶煤和破 碎直接顶的落放过程及落放形态，揭示了不同放煤步距连续推进模式下的煤损动态特征，并对不 同放煤顺序的项煤回收率及支架受力工况进行了优化分析.研究表明：折线型综采面采用自上而 下的回采顺序，顶煤回收率高，支架受力均匀：低位单口放煤时，放出体形态向采空区侧偏转：在支 架连续推进过程中，煤损形态节律性变化：大倾角厚煤层综放开采，采用中档放煤步距的经济技术 效果较好. 关键词大倾角厚煤层：综采放顶煤；散体介质：运移特征：数值模拟 分类号TD82321 目前，对综放开采过程中顶煤及覆岩的运动 1 规律、散体顶煤及破碎直接顶的落放过程及落放 工程背景 规律的研究，主要采用现场实测、室内实验和 甘肃靖远某矿四煤层为矿井的主采煤层，沉 理论分析三种方法.由于受到客观条件的限制及 积层位较稳定，煤层倾角为29一47°，煤层厚度 各种复杂因素的影响，现场实测不易获取系统的 860~2440m,平均厚度16.43m.煤岩结构为 内在规律.而且局部的测定结果也很难无争议地 单一条带状和层状结构.四煤层的伪顶为黑色、 推广到大范围的工程中去.对岩土类材料相似模 深灰色泥岩和炭质泥岩，质软，易冒落，厚度为 型的相似率不易得到很好的满足，一直是相似材 030~1.20m:直接顶为深灰色粉砂岩和细砂岩， 料模拟实验难以得到更好应用的最大障碍.现有 厚度为7.87~47.50m;老顶为深灰色，灰色细砂 的解析方法，由于基本假设太多，往往与工程实际 岩和粗砂岩，厚度为6.37~52.63m.四煤层的底 脱节，或者难于取得可靠有效的计算参数，使得到 板为灰色、灰黑色粉砂岩，坚硬稳固性好，厚度为 的结果与工程实际相差很大.室内数值模拟实验 270~13.37m.井田内四煤层为低硫、低磷、低 可人为地控制和改变实验条件，能考虑单因素或 灰分、发热量较高的优质动力用煤. 多因素对问题的影响，实验周期短、成本低、可视 该矿四煤层综放面走向长度为600m,倾斜 化效果好，实验可多次重复进行且能保存实验结 长度112m,采高240~2.80m,初选支架类型为 果，己成为当前广泛应用的研究方法2-) 四柱、低位支架，宽度1.50m,高度1.70~3.00 本文采用现场实测初参数、室内模拟实验与 m,平均放高为13.63m,整个煤层埋深为260~ 现场生产实践相结合的研究方法，对某矿大倾角 320m. 厚煤层综放开采过程中，散体顶煤和破碎顶板的 综采面下部水平布置，上部沿煤层倾向布置. 落放过程、落放规律以及在不同放煤步距连续推 因此，该综放面兼有水平开采和倾斜开采的特点， 进模式下的煤损特征等进行模拟分析，并对折线 综放采场的煤岩应力、变形与破坏规律将具有新 型综放面不同放煤顺序的顶煤回收率及支架受力 的特色9.试采煤层倾角约为30°，试采成功后将 工况等进行优化分析，以期研究成果更好地服务 开采该矿倾角为42°的煤层. 于现场工程实践， 2 计算模型及模拟方案分类 收稿日期：2005-06-27修回日期：200603-20 21综放顺序优化模拟方案 基金项目：高等学校博士学科专项科研基金(Na.2004000825) 采用PFC2D计算程序1，对大倾角厚煤层沿 作者简介：王树仁(1968一)，男，副阿究员，博士 煤层倾向不同综放顺序进行优化分析，构建如图

大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 王树仁1, 2) 王金安2) 刘淑宏3) 吴顺川2) 谢俊文2) 1) 燕山大学建筑工程与力学学院, 秦皇岛 066004 2) 北京科技大学土木与环境工程学院, 北京 100083 3) 东北大学秦皇岛分校, 秦皇岛 066004 摘 要 应用 PFC 2D计算程序, 对某矿水平与倾斜联合布置的折线型综采面, 分析了散体顶煤和破 碎直接顶的落放过程及落放形态, 揭示了不同放煤步距连续推进模式下的煤损动态特征, 并对不 同放煤顺序的顶煤回收率及支架受力工况进行了优化分析.研究表明:折线型综采面采用自上而 下的回采顺序, 顶煤回收率高, 支架受力均匀;低位单口放煤时, 放出体形态向采空区侧偏转;在支 架连续推进过程中, 煤损形态节律性变化;大倾角厚煤层综放开采, 采用中档放煤步距的经济技术 效果较好. 关键词 大倾角厚煤层;综采放顶煤;散体介质;运移特征;数值模拟 分类号 TD823.21 收稿日期:2005 06 27 修回日期:2006 03 20 基金项目:高等学校博士学科专项科研基金( No .20040008025) 作者简介:王树仁( 1968—) , 男, 副研究员, 博士 目前, 对综放开采过程中顶煤及覆岩的运动 规律、散体顶煤及破碎直接顶的落放过程及落放 规律的研究 [ 1] , 主要采用现场实测 、室内实验和 理论分析三种方法.由于受到客观条件的限制及 各种复杂因素的影响, 现场实测不易获取系统的 内在规律, 而且局部的测定结果也很难无争议地 推广到大范围的工程中去 .对岩土类材料相似模 型的相似率不易得到很好的满足, 一直是相似材 料模拟实验难以得到更好应用的最大障碍.现有 的解析方法, 由于基本假设太多, 往往与工程实际 脱节, 或者难于取得可靠有效的计算参数, 使得到 的结果与工程实际相差很大.室内数值模拟实验 可人为地控制和改变实验条件, 能考虑单因素或 多因素对问题的影响, 实验周期短、成本低 、可视 化效果好, 实验可多次重复进行且能保存实验结 果, 已成为当前广泛应用的研究方法 [ 2 3] . 本文采用现场实测初参数 、室内模拟实验与 现场生产实践相结合的研究方法, 对某矿大倾角 厚煤层综放开采过程中, 散体顶煤和破碎顶板的 落放过程、落放规律以及在不同放煤步距连续推 进模式下的煤损特征等进行模拟分析, 并对折线 型综放面不同放煤顺序的顶煤回收率及支架受力 工况等进行优化分析, 以期研究成果更好地服务 于现场工程实践 . 1 工程背景 甘肃靖远某矿四煤层为矿井的主采煤层, 沉 积层位较稳定, 煤层倾角为 29 ～ 47°, 煤层厚度 8.60 ～ 24.40 m, 平均厚度 16.43 m .煤岩结构为 单一条带状和层状结构 .四煤层的伪顶为黑色、 深灰色泥岩和炭质泥岩, 质软, 易冒落, 厚度为 0.30 ～ 1.20 m ;直接顶为深灰色粉砂岩和细砂岩, 厚度为 7.87 ～ 47.50 m ;老顶为深灰色 、灰色细砂 岩和粗砂岩, 厚度为 6.37 ～ 52.63 m .四煤层的底 板为灰色、灰黑色粉砂岩, 坚硬稳固性好, 厚度为 2.70 ～ 13.37 m .井田内四煤层为低硫 、低磷、低 灰分 、发热量较高的优质动力用煤 . 该矿四煤层综放面走向长度为 600 m, 倾斜 长度 112 m, 采高 2.40 ～ 2.80 m, 初选支架类型为 四柱、低位支架, 宽度 1.50 m, 高度 1.70 ～ 3.00 m, 平均放高为 13.63 m, 整个煤层埋深为 260 ～ 320 m . 综采面下部水平布置, 上部沿煤层倾向布置. 因此, 该综放面兼有水平开采和倾斜开采的特点, 综放采场的煤岩应力 、变形与破坏规律将具有新 的特色[ 4] .试采煤层倾角约为 30°, 试采成功后将 开采该矿倾角为 42°的煤层. 2 计算模型及模拟方案分类 2.1 综放顺序优化模拟方案 采用 PFC 2D计算程序[ 5] , 对大倾角厚煤层沿 煤层倾向不同综放顺序进行优化分析, 构建如图 第 28 卷 第 9 期 2006 年 9 月 北 京 科 技 大 学 学 报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol .28 No.9 Sep.2006 DOI :10.13374/j .issn1001 -053x.2006.09.002

Vol.28 No.9 王树仁等：大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 ·809· 1所示的计算模型.图1中标识的A.B与C分别 体顶煤落放过程、落放形态及落放规律的数值模 表示为三个放煤口，放煤口长度均为1.5m,编号 拟分析，采放比147（采28m,放13.2m);然 1~5分别表示各个位置的放煤支架. 后，对连续推进放煤支架过程中，06,1.2与1.8 m三种放煤步距下，散体顶煤动态跨落放出的煤 损形态与顶煤回收率进行模拟分析，优化得出合 理的放煤步距 三种放煤步距的模拟方案如下. 方案1：采一放一（放煤步距0.6m); 方案2：采二放一（放煤步距1.2m); 方案3：采三放一（放煤步距1.8m). 根据现场取样和岩石力学实验结果，并考虑 到岩石的尺度效应，模拟计算采用的岩体力学参 图1不同综放顺序计算模型 Fig 1 Computational model of different caving quences 数见表1. 表1岩体学参数表 6种放煤顺序模拟方案如下， Table 1 Mechanical parameters of rockmass 方案1(A→BC):首先放A,接着放B,最后 岩石 容重/ 法向刚度/切向刚度/ 粘结力/摩擦 放C; 名称(kgm-(Nm)(N·m-) N 因数 方案2(AC→B):首先放A,接着放C,最后 研石 2500 40X10340X108 0 Q40 放B: 煤层 1400 20X103 20X108 0 040 方案3(C→A→B):首先放C,接着放A,最后 放B: 3计算结果分析 方案4B→AC):首先放B,接着放A,最后 放C; 3.1综放顺序优化分析 方案5(BC→A):首先放B,接着放C,最后 3.1.1顶煤回收率分析 放A; 对不同综放顺序计算模型的顶煤回收率进行 方案6(C→B→A):首先放C,接着放B.最后 量化研究，计算结果如图3所示.由不同综放顺 放A. 序与顶煤回收率关系曲线可见，6种模拟方案，方 2.2放煤步距优化模拟方案 案6(C→B→A)顶煤回收率最高，方案1(A→B→ 以某矿的综放面为工程背景，构建煤厚13.2 C)顶煤回收率最低 m(4煤，5m破碎直接顶与3m顶板岩梁的计算 以顶煤回收率的大小为基准，进行折线型综 模型（如图2所示）.顶煤块体大小为0~300 采面布置，综放顺序优化的结果为C→B→A方 mm,按高斯随机分布考虑，为减少机时、加快计 案. 算收敛速度，舍掉少量的过大或过小的块体 75r 65 60 55l ABC ACB CAB BAC BCA CBA 综采放顶煤顺序方案 图3不同综放顺序与顶煤回收率关系曲线图 Fig.3 Top-coal recovery curves by different caving sequences 图2低位支架放顶煤计算模型 3.1.2支架受力工况分析 Fig.2 Computational model of the low location of the powered 对折线型综放面布置，不同的综放顺序，支架 support 所受荷载的大小及支架受力分布状况是不同的. 模拟分析过程：首先，进行单孔低位放顶煤散 6种综放顺序各部位支架受力状况的模拟结果如

1 所示的计算模型 .图 1 中标识的 A, B 与 C 分别 表示为三个放煤口, 放煤口长度均为 1.5 m, 编号 1 ～ 5 分别表示各个位置的放煤支架. 图 1 不同综放顺序计算模型 Fig.1 Computational model of different caving sequences 6 种放煤顺序模拟方案如下 . 方案 1( A ※B ※C) :首先放 A, 接着放 B, 最后 放C ; 方案 2( A ※C ※B) :首先放 A, 接着放 C, 最后 放 B; 方案 3( C ※A ※B) :首先放 C, 接着放 A, 最后 放 B; 方案 4( B ※A ※C) :首先放 B, 接着放A, 最后 放C ; 方案 5( B※C ※A) :首先放 B, 接着放 C, 最后 放A ; 方案 6( C ※B※A) :首先放 C, 接着放 B, 最后 放A . 2.2 放煤步距优化模拟方案 以某矿的综放面为工程背景, 构建煤厚 13.2 m( 4 煤) , 5 m 破碎直接顶与 3 m 顶板岩梁的计算 模型( 如图 2 所示) .顶煤块体大小为 0 ～ 300 mm, 按高斯随机分布考虑, 为减少机时、加快计 算收敛速度, 舍掉少量的过大或过小的块体. 图 2 低位支架放顶煤计算模型 Fig.2 Computational model of the low location of the powered support 模拟分析过程:首先, 进行单孔低位放顶煤散 体顶煤落放过程、落放形态及落放规律的数值模 拟分析, 采放比 1∶4.7( 采 2.8 m, 放 13.2 m) ;然 后, 对连续推进放煤支架过程中, 0.6, 1.2 与 1.8 m 三种放煤步距下, 散体顶煤动态跨落放出的煤 损形态与顶煤回收率进行模拟分析, 优化得出合 理的放煤步距 . 三种放煤步距的模拟方案如下 . 方案 1 :采一放一 ( 放煤步距 0.6 m) ; 方案 2 :采二放一 ( 放煤步距 1.2 m) ; 方案 3 :采三放一 ( 放煤步距 1.8 m) . 根据现场取样和岩石力学实验结果, 并考虑 到岩石的尺度效应, 模拟计算采用的岩体力学参 数见表 1 . 表 1 岩体力学参数表 Table 1 Mechanical parameters of rockmass 岩石 名称 容重/ ( kg·m -3 ) 法向刚度/ ( N·m -1 ) 切向刚度/ ( N·m -1 ) 粘结力/ N 摩擦 因数 矸石 2 500 4.0×10 8 4.0×10 8 0 0.40 煤层 1 400 2.0×10 8 2.0×10 8 0 0.40 3 计算结果分析 3.1 综放顺序优化分析 3.1.1 顶煤回收率分析 对不同综放顺序计算模型的顶煤回收率进行 量化研究, 计算结果如图 3 所示 .由不同综放顺 序与顶煤回收率关系曲线可见, 6 种模拟方案, 方 案 6( C ※B ※A) 顶煤回收率最高, 方案 1( A ※B※ C) 顶煤回收率最低 . 以顶煤回收率的大小为基准, 进行折线型综 采面布置, 综放顺序优化的结果为 C ※B ※A 方 案. 图 3 不同综放顺序与顶煤回收率关系曲线图 Fig.3 Top-coal recovery curves by different caving sequences 3.1.2 支架受力工况分析 对折线型综放面布置, 不同的综放顺序, 支架 所受荷载的大小及支架受力分布状况是不同的. 6 种综放顺序各部位支架受力状况的模拟结果如 Vol.28 No.9 王树仁等:大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 · 809 ·

。810* 北京科技大学学报 2006年第9期 图4所示.由计算结果知：综放顺序分别为(C→B 3.2.2顶煤动态落放过程中的煤损特征分析 →A)和(BC→A)时，各支架所受荷载平均值较 在连续推进支架模式下，放煤步距分别为 小，两端头支架的受力较小，中间支架受力分布比 06.1.2和1.8m时，顶煤动态跨落、放出及煤损 较均匀：综放顺序为(A→BC)时，端头支架所受 形态与煤矸落放位移矢量场分别如图7和图8所 荷载较大，且支架受力分布最不均匀.因此，在现 示. 场工程实践中，整体上选用了自上而下C→B→A 的综放顺序，而在倾斜综放面的各个区段如B和 C段内，采用了自下而上的放煤顺序，取得了较好 的经济技术效益. 1400 O-BCA-+-CBAt一ABC 1200 ACB一 CAB -BAC 1000 800 600 图6低位支架单口放侦煤后煤矸速度矢量场图 400 Fig.6 Velocity vectors of the top-coal and rock on the low loca 200 tion of the powered support 0 3 支架编号 图4不同综放顺序的支架受力曲线图 Fig.4 Force curves of powered supports by different caving quences 3.2放煤步距优化分析 (m)放煤步距0.6m 3.2.1单孔低位放顶煤落放过程分析 由图5所示，低位支架单口放煤时，放煤口中 心线两侧的放落体不对称，偏向采空区侧，尤其是 接近放煤口附近的放落体，出现落放中心线偏转 现象，即放出体形态向采空区侧偏转，该现象 在速度场流线图中表现得较为明显（如图6所 b)放煤步距12m 示 (©)放煤步距18m 图7不同放煤步距顶煤与矸石的落放、煤损形态图 Fig.7 Simulated resuts of the loose coal and rock by different caving distances 图5低位支架单口放顶煤后煤矸落放形态图 Fig.5 Simulated resuts of the top-coal and rock on the low lo 由图7可见，以放煤口连续放出见矸即关门 cation of the powered support 的原则，在支架连续推进、不同放煤步距、动态放 煤过程中，对顶煤和矸石的跨落、放出及煤损的规 此外，由图6可见，在低位放煤口附近的一定 律进行研究.结果表明，在支架连续推进过程中， 范围内，放落体颗粒的运动受支架尾梁和放出口 不同的放煤步距在采空区造成的煤炭损失表现为 倾斜的影响较大.在同一水平层位的颗粒点移动 节律性变化，煤损形态呈倾向采空区侧的不规则 轨迹表明，靠近采空区侧颗粒的影响范围和移动 条带状7 距离明显大于实体煤壁侧. 由图8可见，在支架连续推进、不同放煤步

图4 所示.由计算结果知:综放顺序分别为( C ※B ※A) 和( B ※C ※A) 时, 各支架所受荷载平均值较 小, 两端头支架的受力较小, 中间支架受力分布比 较均匀;综放顺序为( A ※B※C) 时, 端头支架所受 荷载较大, 且支架受力分布最不均匀.因此, 在现 场工程实践中, 整体上选用了自上而下 C ※B ※A 的综放顺序, 而在倾斜综放面的各个区段如 B 和 C 段内, 采用了自下而上的放煤顺序, 取得了较好 的经济技术效益 . 图 4 不同综放顺序的支架受力曲线图 Fig.4 Force curves of powered supports by different caving se￾quences 3.2 放煤步距优化分析 3.2.1 单孔低位放顶煤落放过程分析 由图 5 所示, 低位支架单口放煤时, 放煤口中 心线两侧的放落体不对称, 偏向采空区侧, 尤其是 接近放煤口附近的放落体, 出现落放中心线偏转 现象[ 6] , 即放出体形态向采空区侧偏转, 该现象 在速度场流线图中表现得较为明显( 如图 6 所 示) . 图 5 低位支架单口放顶煤后煤矸落放形态图 Fig.5 Simulated results of the top-coal and rock on the low lo￾cation of the powered support 此外, 由图 6 可见, 在低位放煤口附近的一定 范围内, 放落体颗粒的运动受支架尾梁和放出口 倾斜的影响较大 .在同一水平层位的颗粒点移动 轨迹表明, 靠近采空区侧颗粒的影响范围和移动 距离明显大于实体煤壁侧 . 3.2.2 顶煤动态落放过程中的煤损特征分析 在连续推进支架模式下, 放煤步距分别为 0.6, 1.2 和 1.8 m 时, 顶煤动态跨落 、放出及煤损 形态与煤矸落放位移矢量场分别如图 7 和图 8 所 示. 图 6 低位支架单口放顶煤后煤矸速度矢量场图 Fig.6 Velocity vectors of the top-coal and rock on the low loca￾tion of the powered support 图 7 不同放煤步距顶煤与矸石的落放、煤损形态图 Fig.7 Simulated results of the loose coal and rock by different caving distances 由图 7 可见, 以放煤口连续放出见矸即关门 的原则, 在支架连续推进、不同放煤步距、动态放 煤过程中, 对顶煤和矸石的跨落、放出及煤损的规 律进行研究.结果表明, 在支架连续推进过程中, 不同的放煤步距在采空区造成的煤炭损失表现为 节律性变化, 煤损形态呈倾向采空区侧的不规则 条带状[ 7] . 由图 8 可见, 在支架连续推进、 不同放煤步 · 810 · 北 京 科 技 大 学 学 报 2006 年第 9 期

Vol.28 No.9 王树仁等：大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 811。 易放出，综合经济技术效果较好 表2不同放煤模式顶煤回收率计算结果表 Table 2 Calculated recovery of top-coal by different caving dis tances 放煤步距/m 顶煤绝对回收率/%项煤相对回收率/% (a)放煤步距0.6m(U=144cms 0.6 64.4 85.8 L.2 62.2 82.9 1.8 55.4 74.9 4结论 ()以顶煤回收率最优和支架受力状况最佳 (b)放煤步距12m(e=237cms) 两个指标，对大倾角厚煤层沿煤层倾向的综放顺 序进行优化分析，整体上选用了自上而下C→B→ A的综放顺序，而在倾斜综放面的各个区段如B 和C段内采用了自下而上的放煤顺序，取得了较 好的经济技术效益. (2)低位支架单口放煤时，放煤口中心线两侧 (c)放煤步距18m(=182cms) 的放落体不对称，偏向采空区侧；在支架连续推进 图8不同放煤步距顶煤与矸石落放速度矢量场图 过程中，放煤步距分别为0.6,1.2和1.8m时，在 Fig.8 Velocity vectors of the loose medium by different caving 采空区造成的煤损形态呈节律性变化：本文中放 distances 煤步距为1.2m时，放落体质点的运动速度最大， 煤体受阻较小、最易放出. 距，动态放煤过程中，顶煤和矸石的跨落，即放出 (3)以顶煤回收率较佳，综合考虑其他因素， 体形态向采空区侧偏转，此外，由计算结果知，在 得出在大倾角、厚煤层综放开采过程中，采用中挡 见矸关门的时刻，放煤步距为L.2m时，放落体质 放煤步距放煤模式（放煤步距为1.2m),能减少 点的运动速度最大，表明该情况下的煤体受阻较 频繁移架的次数，节约工时，经济技术效果较好. 小、最易放出. 3.2.3不同放煤步距顶煤回收率分析 参考文献 对不同放煤步距、支架连续推进放煤过程中 【刂尹光志，鲜学福。待高飞，等。大倾角煤层开采岩移基本规 的煤损进行量化研究.本文定义顶煤放出量占推 律的研究.岩土工程学报，2001,21(4)：450 进范围顶煤总量的百分比为顶煤相对回收率， [习王泳嘉。邢纪波。离散单元法及其在岩土力学中的应用 由顶煤回收率统计表（见表2）可知，仅从数 沈阳：东北工学院出版社，1991 【3)魏群.散体单元法的基本原理数值方法及程序.北京：科 值大小来看，采一放一（放煤步距0.6m)放煤模 学出版社，1991 式的顶煤回收率最高，采三放一（放煤步距1.8 [9王树仁，王金安，戴通。大倾角厚煤层综放开采顶煤运移 m)放煤模式的顶煤回收率最低.放煤步距为0.6 规律与破坏机理的离散元分析.北京科技大学学报，2005. m的顶煤绝对回收率，分别比放煤步距为1.2m 27(1):1 与1.8m时相应提高2.2%与9.0%：相对回收率 [5]PFC2D(3.0)User's Manual.Minresoa Itasca Consulting 相应提高2.9%与10.9%. Group Inc,1998 【(任风玉，刘兴国。缓斜煤层综采放顶煤法顶煤放出规律计 综上所述，对大倾角、厚煤层综放开采，采用 算机仿真.煤炭学报，2002,27(4)：337 中挡步距放煤模式（放煤步距1.2m),能够减少 【刀王家臣，富强。低位综放开采顶煤放出的散体介质流理论 频繁移架的次数、节约工时，且煤体受阻较小、容 与应用.煤炭学报，1992.17(3)：8 (下转第817页)

图 8 不同放煤步距顶煤与矸石落放速度矢量场图 Fig.8 Velocity vectors of the loose medium by different caving distances 距、动态放煤过程中, 顶煤和矸石的跨落, 即放出 体形态向采空区侧偏转 .此外, 由计算结果知, 在 见矸关门的时刻, 放煤步距为 1.2 m 时, 放落体质 点的运动速度最大, 表明该情况下的煤体受阻较 小、最易放出. 3.2.3 不同放煤步距顶煤回收率分析 对不同放煤步距、支架连续推进放煤过程中 的煤损进行量化研究 .本文定义顶煤放出量占推 进范围顶煤总量的百分比为顶煤相对回收率 . 由顶煤回收率统计表( 见表 2) 可知, 仅从数 值大小来看, 采一放一( 放煤步距 0.6 m) 放煤模 式的顶煤回收率最高, 采三放一( 放煤步距 1.8 m) 放煤模式的顶煤回收率最低.放煤步距为 0.6 m 的顶煤绝对回收率, 分别比放煤步距为 1.2 m 与 1.8 m 时相应提高 2.2 %与 9.0 %;相对回收率 相应提高 2.9 %与 10.9 %. 综上所述, 对大倾角 、厚煤层综放开采, 采用 中挡步距放煤模式( 放煤步距 1.2 m) , 能够减少 频繁移架的次数、节约工时, 且煤体受阻较小 、容 易放出, 综合经济技术效果较好. 表 2 不同放煤模式顶煤回收率计算结果表 Table 2 Calculated recovery of top-coal by different caving dis￾tances 放煤步距/ m 顶煤绝对回收率/ % 顶煤相对回收率/ % 0.6 64.4 85.8 1.2 62.2 82.9 1.8 55.4 74.9 4 结论 ( 1) 以顶煤回收率最优和支架受力状况最佳 两个指标, 对大倾角厚煤层沿煤层倾向的综放顺 序进行优化分析, 整体上选用了自上而下C ※B※ A 的综放顺序, 而在倾斜综放面的各个区段如 B 和C 段内采用了自下而上的放煤顺序, 取得了较 好的经济技术效益. ( 2) 低位支架单口放煤时, 放煤口中心线两侧 的放落体不对称, 偏向采空区侧;在支架连续推进 过程中, 放煤步距分别为 0.6, 1.2 和 1.8 m 时, 在 采空区造成的煤损形态呈节律性变化 ;本文中放 煤步距为 1.2 m 时, 放落体质点的运动速度最大, 煤体受阻较小 、最易放出 . ( 3) 以顶煤回收率较佳, 综合考虑其他因素, 得出在大倾角 、厚煤层综放开采过程中, 采用中挡 放煤步距放煤模式( 放煤步距为 1.2 m) , 能减少 频繁移架的次数, 节约工时, 经济技术效果较好. 参 考 文 献 [ 1] 尹光志, 鲜学福, 待高飞, 等.大倾角煤层开采岩移基本规 律的研究.岩土工程学报, 2001, 21( 4) :450 [ 2] 王泳嘉, 邢纪波.离散单元法及其在岩土力学中的应用. 沈阳:东北工学院出版社, 1991 [ 3] 魏群.散体单元法的基本原理数值方法及程序.北京:科 学出版社, 1991 [ 4] 王树仁, 王金安, 戴涌.大倾角厚煤层综放开采顶煤运移 规律与破坏机理的离散元分析.北京科技大学学报, 2005, 27( 1) :1 [ 5] PFC2D( 3.0) User' s Manual.Minnesot a:Itasca Consulting Group Inc, 1998 [ 6] 任凤玉, 刘兴国.缓斜煤层综采放顶煤法顶煤放出规律计 算机仿真.煤炭学报, 2002, 27( 4) :337 [ 7] 王家臣, 富强.低位综放开采顶煤放出的散体介质流理论 与应用.煤炭学报, 1992, 17( 3) :8 ( 下转第 817 页) Vol.28 No.9 王树仁等:大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析 · 811 ·

Vol.28 No.9 尹尚先等：陷落柱概化模式及突水力学判据 ·817。 Generalized modes and academic criterions of water inrush from paleo-sinkholes Y IN Shangxian,WU Qiang? 1)Safety Engineerin Center,North China Institute of Science and Technology.Beijing 101601.Chima 2)Faculty of Resouroes and Safety Engineering.China University of Mining and Technology.Beijing 100083.China ABSTRACT According to locational relat ions betw een a paleo-sinkhole and a working face or tunnel,the modes of paleo-sinkhole-caused water inrush(hereinafter referred to as water inrush from paleo-sinkholes) are divided into the mode of water inrush from roof/floor and the mode from rib as well as four sub-modes, including the thin plate sub-mode of water inrush,the shear failure sub-mode,the thick wall cylinder sub- mode and the hydro-fracture sub-mode.The thin plate sub-mode is applicable to the circum stance where the key layer of cylinder cover is complete and has small thickness,and its criterion of water inmush is the limit bending moment.The shear failure sub-mode is applicable to the circumstance where the key lay er of cy lin- der cover has big thickness,and its criterion of water innush is a quadratic parabola equation.In the thick wall cylinder water inrush mode,the elastic limit pressures that may lead to failure of the thick wall cy lin- der are different as the different yield empirical rules,but all are in direct proportion with the strength of rock stratum.The hydro-fracture sub-mode of w ater inrush describes the type of water inrush that occurs due to the interconnection between underground water and other inherent structures through hydro-fracture when the paleo-sinkhole is far from the working face or tunnel.The critical hy dro-fracture pressure may be calculated by reference to the formula used for calculating hydro-fracture.It is indicated by an actual exam- ple that the water inrush modes and their criteria are simple and feasible,conform to the realities and have sufficient accuracy. KEY WORDS mining engineering;paleo-sinkhole;water inrush mode;thin plate theory;thick wall cylinder;shear failure;hydro-fracture;academic criterion (上接第811页) Particle flow analysis on mechanized top-coal caving in steep thick seam WANG Shuren2,WANG Jinan2,LIU Shuhong,WU Shunchuan2,XIE Junwen2 1)School of Civil Engineering and Mechanics.Yanshan University.Qinhuangdao 066004.China 2)Civil and Envimonmental Engineering School,Uriversity of Science and Techmlogy Beiing.Beijing 100083.Chira 3)Notheastem University at Qinhuangdao.Qinhuargdao 066004.China ABSTRACT By using PFC2Dtechnique,the falling and moving process of top-coal and rock,and the flow- ing characteristics of loose medium in the process of topcoal caving in steep thick seam were analyzed for the horizontal and inclining compound working face arrangement of a coal mine by different recovering dis- tances.The recovery of top-coal and the force characteristics of the powered supports for the top-coal caving working face by different caving sequences were discussed.The results showed that,firstly,the recovery of top-coal was high and the force characteristic of the powered supports for top-coal caving was good by adopting the top-to-dow n caving sequence.Secondly,the falling and moving configurat ion of loose medium w as deflected tow ard the mined direction.Thirdly,the characteristic of lost coal in the process of top-coal caving was present with a particular rhythm.At last,the optimal caving distance w as 1.2 m in all the con- ditions. KEY WORDS steep thick seam;mechanized top-coal caving:loose medium;movement character;nu- merical simulation

Generalized modes and academic criterions of water inrush from paleo-sinkholes Y IN Shangxian 1) , WU Qiang 2) 1) Safet y Engineering Cent er, North China Institut e of S cience and Technology, Beijing 101601, C hina 2) Faculty of Resources and S afety Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing 100083, China ABSTRACT According to locational relations betw een a paleo-sinkhole and a w orking face or tunnel, the modes of paleo-sinkhole-caused w ater inrush ( hereinafter referred to as w ater inrush from paleo-sinkholes) are divided into the mode of water inrush from roof/ floor and the mode from rib as w ell as four sub-modes, including the thin plate sub-mode of w ater inrush, the shear failure sub-mode, the thick wall cylinder sub￾mode and the hydro-fracture sub-mode .The thin plate sub-mode is applicable to the circumstance w here the key layer of cylinder cover is complete and has small thickness, and its criterion of w ater inrush is the limit bending moment .The shear failure sub-mode is applicable to the circumstance w here the key lay er of cy lin￾der cover has big thickness, and its criterion of w ater inrush is a quadratic parabola equation .In the thick w all cylinder water inrush mode, the elastic limit pressures that may lead to failure of the thick w all cy lin￾der are different as the different yield empirical rules, but all are in direct propo rtion w ith the streng th of rock stratum .The hydro-fracture sub-mode of w ater inrush describes the type of w ater inrush that occurs due to the interconnection between underg round w ater and other inherent structures through hydro-fracture w hen the paleo-sinkhole is far from the working face o r tunnel.The critical hy dro-fracture pressure may be calculated by reference to the formula used for calculating hydro-fracture .It isindicated by an actual exam￾ple that the water inrush modes and their criteria are simple and feasible, conform to the realities and have sufficient accuracy . KEY WORDS mining engineering ;paleo-sinkhole ;w ater inrush mode ;thin plate theory ;thick w all cylinder;shear failure;hydro-fracture;academic criterion ( 上接第 811 页) Particle flow analysis on mechanized top-coal caving in steep thick seam WANG Shuren 1, 2) , WANG J inan 2) , LIU S huhong 3) , WU Shunchuan 2) , X IE Junwen 2) 1) School of Civil Engineering and Mechanics, Yanshan University, Qinhuangdao 066004, China 2) Civil and Environment al Engineering S chool, Uni versit y of Science and Tech nology Beijing, Beijing 100083, C hina 3) Northeastern University at Qinhuangdao, Qinhuangdao 066004, China ABSTRACT By using PFC 2D technique, the falling and moving process of top-coal and rock, and the flow￾ing characteristics of loose medium in the process of top-coal caving in steep thick seam w ere analyzed for the horizontal and inclining compound wo rking face arrangement of a coal mine by different recovering dis￾tances .The recovery of top-coal and the force characteristics of the powered supports for the top-coal caving w orking face by different caving sequences were discussed .The resultsshowed that, firstly, the recovery of top-coal w as high and the fo rce characteristic of the powered supports for top-coal caving w as good by adopting the top-to-dow n caving sequence.Secondly, the falling and moving configuration of loose medium w as deflected tow ard the mined direction .Thirdly , the characteristic of lost coal in the process of top-coal caving was present with a particular rhythm .At last, the optimal caving distance w as 1 .2 m in all the con￾ditions . KEY WORDS steep thick seam ;mechanized top-coal caving ;loose medium ;movement character;nu￾merical simulation Vol.28 No.9 尹尚先等:陷落柱概化模式及突水力学判据 · 817 ·