某煤矿放顶煤开采数值模拟报告.doc

某煤矿10＃煤层 综放开采有限差分正交试验数值模拟 研 究 报 告 2 前 言 通过对某煤矿10＃煤层围岩物理力学特性研究、10＃煤层综合机械化放顶煤开采的相似模拟试验研究，得出了该矿10＃煤层基本适合于综合机械化放顶煤开采的初步结论，以及围岩活动规律及参数，摸清了综放工作面煤岩组合结构，从而获得了某煤矿综放开采的宝贵资料；为了进一步掌握工作面工艺参数对顶煤回收效果的影响规律，优化综放工作面工艺参数，同时为采煤机、液压支架等设备选型提供依据，在该课题前述研究基础上，利用相似模拟试验得到的综放采场围岩物理结构，建立相应的数值模型，利用著名有限差分程序的FLAC2D进行某煤矿有限差分数值模拟正交试验研究，研究各工艺参数对工作面顶煤回收效果的影响规律及其最佳组合。 31 一、有限差分法基本原理及特点 由于计算机的不断发展，数值模拟已成为研究岩土工程的强有力工具。起初，岩石力学分析的进展在很大程度上有赖于其它工程领域的进展，特别是力学在这些领域中的应用。自1962年以来岩石力学的一个主要进展是引入计算机的数值模拟。岩石力学中数值模拟的最早应用集中于有限单元法，该法最初是为应用于结构材料变形性质的研究而开发的，材料的力学性质可以精确地加以确定，结构的范围也较岩石结构的范围要小得多。而岩石工程设计的问题则大为不同。岩石工程设计问题的特点主要有以下几点 1可变性和不确定性； 2主要是压应力，包括一些结构的预应力，如锚杆、锚索等支护；还有在岩体开挖引起卸载或加载所产生的压应力； 3岩石的尺寸大小和时间的变化范围大； 4地质条件复杂；岩石工程一般是三维的、非均质、不连续的； 5岩体的强度和变形特性未知，“峰值后”的力学性质尤为重要； 6边干边设计即要根据开挖或建设时发生的不可预见的条件迅速改正设计； 7解决问题的数据有限； 8分析的主要目的为“理解机理”而并非精确的定量计算。 由于岩体的力学特性是很复杂的，以致当今最有力的分析和数值方法也不能描述岩石变形的机理，因而只能从分析中得到对具有内在不确定性和多变性的岩体力学性质的定性的结论，即得到对物理过程的总的了解。然而，这种了解的价值对于设计来讲是至关重要的。一旦内在的机理清楚了，工程师就能根据预计条件的变化来进行设计。能否根据条件的变化来进行设计，是一个成功的和经济的设计同费用高甚至会发生事故的设计的区别所在。 岩石工程中早期的数值模型主要系采用原位结构分析所开发的数值方法，其特点是a所用材料的力学性质可以由实验室试验来确定，b整个结构的性能可以直接根据原型试验来确定。在很多场合，变形可以限制在线弹性范围内的小变形。在岩石结构中则往往必须考虑大变形、大应变和非线性，在很多场合中还要研究“峰值后强度”的变化，这时结构可能破坏而呈应变软化的状态。实际上即使岩石的强度为已知，也建议去考虑强度高估的效应。 由于认识到岩石和岩体的这种特点，许多专家认为在岩石变形的模型中用显式的有限差分法较在其它领域中广泛应用的隐式的有限单元法为好。 有限差分法是给定初值和或边值求解微分方程组的一种数值方法。在用有限差分法时，控制方程组中的导数直接用空间离散点的场变量例如应力或位移的代数表达式来代替，这些变量在单元中是未定义的。 相反，有限元法的一个根本的要求就是在每个单元中场变量应力，位移要用一定的参数函数来描述。在有限元法的列式中，这些参数要根据误差项或能量项为最小的原理来确定。 这两种方法都要解一个代数方程组。虽然这两个方程组系用不同的方法得到，但是容易证明在特殊情况下彼此的结果是等同的。 表1所示为有限差分方法和有限元隐式方法两者的比较。有限差分方法的缺点是需要小的时步，也就是时步数要很多。但有限差分方法更适用于病态的系统，例如非线性，大变形和非稳定的情况，而对于线性，小变形的问题则效果差。 表1 有限差分法和有限元法的比较 有 限 差 分 有 限 元 计算时步要取得比为稳定所需的临界值大 在用无条件稳定的格式时时步可任意大 每个时步的计算开销小 每个时步的计算开销大 对于动态问题没有显著的数值阻尼 在用无条件稳定的格式时数值阻尼和时步有关 对于非线性本构方程无需迭代 对于非线性本构方程需要迭代 不用形成矩阵，要求内存小，无带宽的限制 必须存贮刚度矩阵，必须要解决随之而来的例如带宽问题，内存要求大 由于无需形成矩阵，大位移和大应变无需附加的机时 为跟踪大位移和大应变需要附加的机时 由于有限差分不需要形成刚度矩阵，所以在大变形模式时在每一个时步更新座标是一件常规的事。位移的增量加在座标上，因此网格和它所代表的材料一起移动和变形。这称之为“拉格朗日”表示法，与之相对的是材料参照固定网格移动和变形的“欧拉”表示法。在每一个时步时的变形增量是一个小数，但在许多时步后变形则是大变形。 由于计算技术特别是微机和工作站的迅猛和持续的发展，数值模拟在近十几年中发展得非常快。这样，在计算程序中包括影响岩体力学响应的许多现实的复杂性非均质，节理，时间因素和三维效应等就愈加成为可能。 有限差分法数值计算的建模原理 有限差分的计算方法，应用节点位移连续的条件，可以对连续介质进行大变形分析。假定在有限的时间和空间间隔内，变量是线性变化的，变量关于空间和时间的一阶导数均用有限差分来近似。利用动态逼近的求解方法，应用质点运动方程求解，用惯性来衡量所考虑的系统是否达到平衡状态。 利用有限差分法求解一个静力问题的解时，在计算式中要包括运动的动力学方程。这样做的好处是即使所模拟的物理系统是不稳定的也要保证数值方法的稳定。材料的非线性往往会导致系统的失稳，例如矿柱的突然破坏。在现实生活中，系统中应变能的一部分转变为动能，然后辐射出去消散掉。有限差分法直接模拟了这一过程，因其包括惯性项，动能产生又消散。 利用有限差分法进行数值模拟,首先,要分析模拟对象的几何特征，按照研究的目的进行网格剖分，三维模型的网格一般剖分为六面体单元，对需要详细研究和对模型影响较大的部分要进行网格细化，使网格按模型的计算和分析要求合理分布。其次，要为模型的计算设定初始条件和边界条件，边界条件包括应力边界条件（如面力、体力、集中载荷）和位移边界条件；初始条件为初始应力条件。初始应力和集中载荷要加载在给定表面的节点上。最后，为模型的计算过程，如图3.1所示。先是用运动方程由应力和力求出新的速度和位移。然后由速度推导出应变率，并由此求得新的应力。一个时步为沿回线的一个循平衡方程 （运动方程） 应力应变关系 （本构方程） 新的应力或力 新的速度和位移 环。 图1 三维有限差分法的基本计算循环 二、正交试验设计 正交试验设计法是研究与处理多因素试验的一种实用的试验设计法，它是在实际经验与理论认识的基础上，利用一种排列整齐的规格化表“正交表”来安排试验，能够通过少量的试验次数，找到较好的生产条件，同时还能做许多进一步的分析。正交表有如下基本性质 1、 正交性 （1） 在任何一列中各水平都出现，且出现的次数相等。 （2） 任何两列之间各种不同水平的所有可能搭配都出现，且出现的次数相等。 由正交表的正交性可以看出，表中各列、各行、同一列的水平数均可相互置换，分别称为列间置换、行间置换、水平置换。 2、 代表性 代表性的含义之一，在于正交表正交性中， （1） 任一列的各水平都出现时的部分实验中包含所有水平； （2） 任意两列间所有搭配都出现，使得任意两列因素间都是全面试验。因此，部分实验中，所有因素的所有水平信息及两两因素间的所有搭配信息无一遗漏。这样，虽然正交表安排的只是部分实验，但却能了解到全面的试验情况，在此意义上，部分试验可以代表全面试验。 3、综合可比性 保证了任一因素各水平的试验条件都相同，使得每列因素各水平的效果中，最大限度地排除了其它因素的干扰，从而可以综合比较各因素不同水平对试验指标的影响，此性质即为综合可比性。 正交表的三个基本性质中，正交性即均衡性是核心，是基础，代表性和综合性是正交性的必然结果，从而使正交性得以具体应用。正交表集三个性质于一体，成为正交试验设计的有效工具。 三、综放面工艺参数分析 综放采场影响顶煤放出率的重要技术因素主要有支架的支撑高度、控顶距、支架工作阻力、支撑合力作用点位置和放煤步距等。 （1）支架支撑高度 对于具体的煤层和工作面来说，支架的支撑高度一定，底层机采高度就基本确定了。对于煤厚8m以上的煤层，底层采高在0.5m内变化，其放采比变化不大，但对于小于8m煤层，其放采比就会有明显变化。例如，古书院矿3号煤层，平均煤厚6m，f≥3.0，如底层采高2.5m，则顶煤厚度3.5～4.0m，放采比为1.4～1.6，观测表明，可出现3个台阶的悬臂，其上位1m的顶煤放不出来，顶煤放出率不足70，若将底层采高提高到3.0m，放采比不大于1，此时一般为2个台阶悬臂，顶煤放出率可达85％以上，因此，对强度较大的煤层，在一定范围内的底层采高，亦即支架的合理支撑高度，将是影响顶煤冒放性的重要因素，放采比愈大，即顶煤愈滞后，顶煤松动愈困难，其冒放性就愈差。 （2）控顶距 控顶距主要是影响顶煤松动区的前后宽度，对于厚而硬的煤层，控顶距应当大些，以便增加支架在控顶区内的反复支撑范围和次数，有利于上部顶煤的充分松动；而对于软而薄的煤层，控顶距应当适当减小，以防架前漏顶，出现难以控制的局面。在某些情况下，控顶距可能影响到支承压力的分布。因此，选择合理的控顶距也是提高顶煤放出率的重要因素。 （3）放煤步距 放煤步距是指两次放煤之间工作面推进的距离。合理的放煤步距应是顶煤放出率最高，含矸率最低，因此它与煤矸的块度大小、质量、运动阻力、运动方向、混矸程度、到放煤口的距离等有关，也就是与煤岩的强度、块度、顶煤厚度、冒落角、矸堆高度、安息角等有关。实际上放煤步距是采煤机截深的整倍数，一般为一刀一放、二刀一放和三刀一放三种采放配合方式，因此对于滚筒式采煤机，放煤步距仅变化在0.51.5m或0.61.8m之间。 ①煤的强度和块度影响分析 一般硬煤冒落块度大，冒落角小，软煤冒落块度小，冒落角大。大块煤容易挤压成拱，运动阻力大，冒落滞后，小块煤运动阻力小，冒落超前，因此对于冒落角小，冒落块度大的硬煤应增加冒落空间，增加冒放次数，易采用一刀一放，放煤步距小的方式。例如古书院矿3号煤，平均煤厚6m，f＞3.5，冒块φ0.5m以上者占60％一70％，冒落角55，采用两刀一放，放煤步距1.1m时，顶煤放出率仅70％左右，改为一刀一放，放煤步距0.55m时，顶煤放出率79.6％。对于冒落角大，冒落块度小的软煤应减少冒放空间，降低混歼率，易采用两刀一放，放煤步距大的方式。例如唐山矿开采煤厚6.3m，煤质较软，采用一刀一放，放煤步距0.5m时煤岩界面不均，混矸率高，灰分达30.95％，顶煤放出率81.4％，当改为两刀一放，放煤步距1.0m时，顶煤冒落充分及时，煤岩界面下降平稳，顶煤放出率88.7％，灰分下降为23.9％。 ②顶煤厚度的影响分析 众所周知，顶煤的冒块一般是下小上大，下部顶煤松动充分，上部顶煤松动滞后，因此顶煤愈厚应增加其冒落时间和冒落宽度，以便上部原煤有充分松动冒落的机会而放出，易采用放煤步距大的方式。例如大雁二矿开采低变质褐煤，煤质不硬，但煤厚平均14.03m，一刀一放，放煤步距0.6m时，上部顶煤冒落缓慢，混矸率很高，当改用两刀一放，放煤步距1.2m时，顶煤冒落充分及时，冒落的块度明显减小，顶煤放出率达81.8％。对于厚度较薄的顶煤，由于下部冒落空间大，极易混矸，应减少自然冒落次数，使之在混矸前就及时放出，易采用一刀一放，放煤步距小的方式。例如谢桥矿1121综放工作面，平均煤厚4.56m，f＝0.351.7，采用两刀一放，放煤步距1.2m时，工作面采出率平均74.7％，原煤含矸率达19.11％，当采用一刀一放，放煤步距0.6m时，工作面采出率达88.16％，原煤含矸率仅11.25％。 图2 放煤步距与放煤口水平投影长度关系 ③放煤口位置和纵向尺寸的影响分析 图3 放煤步距与截深的关系 对于低位插板式放煤口均为架间连通式，无脊背损失，由于顶煤冒落空间大，相对来说松散程度高，其放煤步距主要取决于放煤结构和顶煤冒落角。当冒落角大，半拱式放煤结构时，放煤步距应大些图3，此时尾梁摆动放煤的范围较大，若一刀一放，放煤步距小，则过早混矸，上部顶煤放不出来，若两刀一放，放煤步距大，顶煤能充分放出，但采空区丢失三角煤较多。这种情况下，当截深大，0.8～1.0m时，一般采用一刀一放方式，若截深小，0.5～0.6m时，一般采用两刀一放方式。如潞安矿务局煤厚6.57.0m，顶煤冒落角70～80，截深0.8m，一刀一放的情况下工作面采出率最高，达86.9％，含矸率较低，为13.1％，若采用0.6m截深，两刀一放时，虽然含矸率稍低些，为10.7％，但工作面采出率仅82.1％，故选用一刀一放，放煤步距0.8m的方式。鲍店矿煤厚8.5～9.0m，冒落角70以上，采用一刀一放，放煤步距0.6m时，冒落空间狭窄，上部顶煤不能松动而放不出来，当采用两刀一放，放煤步距1.2m时，工作面采出率达81％，含矸率4.77％，若采用三刀一放，放煤步距1.8m时，工作面采出率仅77.6％，含矸率4.89％。 当冒落角小、漏斗式放煤结构时，亦即坚硬煤层条件下，由于顶煤呈倒台阶悬臂，放煤步距应小些，主要应防止上部悬臂顶煤冒落在采空区的矸堆上而放不出来图4，此时若采用一刀一放图4a，冒落顶煤正好位于后部输送机的上方，收回插板，摆动层梁，呈漏斗状放出；若采用两刀一放图4b，第一刀冒落的顶煤未放出，移架后均落在采空区的底板和矸堆上，第二刀冒落的顶煤位置在拉移后的后部输送机上，此时，第一刀冒落的顶煤与第二刀冒落的矸石混合，将有一大部分在输送机的后方而不能放出。例如忻州窑矿煤厚平均8m， 图4 放煤步距与顶煤悬臂的关系 冒落角50，顶煤呈3个台阶悬臂，采用两刀一放，放煤步距1.0m时，可见大块煤均落在后部输送机的后方，摆动尾梁根本不能扰动这部分煤放出，顶煤放出率仅60％左右，当改为一刀一放，放煤步距0.5m时，顶煤放出率可达73％，大大提高了工作面的采出率。 综合以上分析，放煤步距的确定应遵循如下规律 ①低位放煤条件下，煤厚在8m以下，一般采用一刀一放的方式，放煤步距0.50.8m，软煤取大值，硬煤取小值，煤厚大于8m者，可采用小截深的两刀一放方式，放煤步距1.01.2m。 ②高位和中位开天窗放煤条件下，放煤步距与放煤口纵向水平投影长度相等，一般均采用两刀一放方式，放煤步距1.21.6m，个别放煤口纵向水平投影长度过大，而循环作业又允许的条件下，可用三刀一放的方式，但放煤步距也不要大于1.8m。 （4）放采比的确定 放采比是指放煤厚度与采煤厚度之比。采煤厚度就是底层采煤机的采高或底层炮采采高，放煤厚度就是顶煤厚度。放采比的大小直接影响工作面的采出率和放顶煤的经济效益，下面从两个方面分析放采比的确定。 ①分析最大最小放采比 最大放采比是指放顶煤最大可能的放煤厚度与底层采高之比。众所周知，任何松散体的冒落都是自然成拱的，且拱高与拱宽是成一定比例的，不可能无限地冒落，煤也不例外。顶煤是一种半拱式的冒放，前方为实体煤，后方为冒落松散体，拱宽向前受到限制，向后虽无限制，但冒落在采空区的煤是不能回收的，是一种狭窄的有限拱宽，因此冒落拱高就是有限的。根据顶煤冒放性理论，放顶煤的最大开采厚度为13m，13m以上的顶煤是放不出来的。其中底层采高变化在2.53.5m，所以放采比为10／3.510／2.5，即最大放采比为34。通常在最大采厚条件下，为了获得最高采出率，底层采高也应最大，故放顶煤的最大放采比一般不超过3。 最小放采比是指放顶煤最小可能的放煤厚度与底层采高之比。放采比过小，混矸率高。单一长壁综采的最大采高以4.5m为宜，那么放顶煤的最小采厚就是4.5m，此时的放采比一般为2／2.51.7／2.8，即0.60.8，也就是说，低于0.6的放采比是不合理的。因为支架对顶煤的破碎高度一般不超过2m，因此小于1.5m厚的顶煤，在冒落和放出时混矸层比例加大，不利于顶煤的回收。 ②确定已知煤层厚度的放采比 通常放顶煤开采设计之前，煤层厚度是已知的，此时的放采比主要取决于底层采高的确定。原则上认为冒放性好的煤层，为了获得最佳的经济效益，即提高出块率，降低能耗等，放采比可大些；冒放性差的煤层，为了提高采出率，放采比可小些，因为这种情况下加大采煤厚度，减小放煤厚度，在总体上可以提高工作面采出率。例如对于冒放性差的坚硬煤层，底层采高一般应选3.03.5m，充分发挥底层采出率高的优势来提高采出率。对于冒放性好的中硬以下煤层，底层采高应选2.52.8m，既有利于控制片帮和架前漏顶，又充分发挥了放顶煤能耗低、成本低的作用，我国放顶煤实践证明，大多数情况下放采比为12是合理的。 （5）液压支架工作阻力和支撑合力作用点位置 大量现场实践和模型实验表明，支架阻力仅对下位2m左右的顶煤破碎有影响，但是来压时，工作阻力对顶煤起压缩和水平膨胀的破碎作用，因此提高支架工作阻力对顶煤冒放性，特别是下位顶煤的冒落角有一定影响。支架支撑合力作用点位置是指整架合力作用点到煤壁的距离，它与无立柱空间的宽度有关，也与前后柱的间距有关。一般来说，支撑合力作用点靠近前柱，有利于保持机道上方顶煤的稳定性，防止架前漏顶，但顶煤的冒落块度大，放出率不高。如果支撑合力作用点靠近后柱，顶煤易处于受拉状态，有利于破碎，冒落块度小，放出率就高，但是在某些情况下，容易发生架前漏顶。例如，王庄矿4309工作面的高位单输送机放煤支架，其支撑合力作用点距煤壁仅1.5米，无须担心架前漏顶问题，但是冒落块度大，直径φ0.5～0.8m的大块占70以上，直径φ1.0m的大块5分钟内在运输机上见到7块。而该矿6102工作面的低位双输送机放煤支架，支撑合力作用点距煤壁3.5m，工作面煤块70％以上为φ0.3～0.5m，基本上见不到φ1.0m以上的大块。 以上架型参数的影响是定性分析，对于某具体煤层、采区或工作面，应通过数值分析，进一步优化选择对冒放有利的架型参数。 四、数值模拟方案设计 影响顶煤冒放性的技术因素除工作面长度外，主要是一些与架型有关的参数，合理选择这些参数，将会对顶煤冒放性达到最佳的控制效果，即可防止架前漏顶，又可达到最高顶煤放出率的要求。实现这一目的的方法是数值分析法，它是根据不同的顶煤顶板组合移动结构，建立相应的数值模型，运用正交试验法，找出各种架型参数的影响规律，进行优化选择的。 数值计算用5个架型参数的正交法确定，即支架的支撑高度、控顶距、支架工作阻力、支撑合力作用点位置和放煤步距。每个参数根据实际需要取一定范围的变化值，运用正交法得出若干个实验方案。 各因素在正交表中的列位置随机确定。 因素及其水平 放煤步距0.6、0.9、1.2、1.5、1.8m。 液压支架合力作用点到支架前方距离2.1、2.7、3、3.6、4.5m。 控顶距3.3、3.9、4.5、5.1、5.7m。 采煤机采高2、2.4、2.8、3.2、3.6m。 液压支架工作阻力3800、4200、4600、5000、5400KN/架。 支架阻力的模拟阻力的一半为均布载荷，一半为合力作用点载荷。 所用的正交表见表2。 表2 所用正交表 表3 各方案参数及液压支架工作阻力换算 试验 列 号 放煤步距 m 作用点距离 m 控顶距 m 采高 m 工作阻力 N 均布载荷 Pa 集中力 N 1 0.6 2.1 3.3 2 3.8e6 3.84E05 1.27E06 2 0.6 2.7 3.9 2.4 4.2e6 3.59E05 1.40E06 3 0.6 3.3 4.5 2.8 4.6e6 3.41E05 1.53E06 4 0.6 3.9 5.1 3.2 5.0e6 3.27E05 1.67E06 5 0.6 4.5 5.7 3.6 5.4e6 3.16E05 1.80E06 6 0.9 2.1 3.9 2.8 5.0e6 4.27E05 1.67E06 7 0.9 2.7 4.5 3.2 5.4e6 4.00E05 1.80E06 8 0.9 3.3 5.1 3.6 3.8e6 2.48E05 1.27E06 9 0.9 3.9 5.7 2 4.2e6 2.46E05 1.40E06 10 0.9 4.5 3.3 2.4 4.6e6 4.65E05 1.53E06 11 1.2 2.1 4.5 3.6 4.2e6 3.11E05 1.40E06 12 1.2 2.7 5.1 2 4.6e6 3.01E05 1.53E06 13 1.2 3.3 5.7 2.4 5.0e6 2.92E05 1.67E06 14 1.2 3.9 3.3 2.8 5.4e6 5.45E05 1.80E06 15 1.2 4.5 3.9 3.2 3.8e6 3.25E05 1.27E06 16 1.5 2.1 5.1 2.4 5.4e6 3.53E05 1.80E06 17 1.5 2.7 5.7 2.8 3.8e6 2.22E05 1.27E06 18 1.5 3.3 3.3 3.2 4.2e6 4.24E05 1.40E06 19 1.5 3.9 3.9 3.6 4.6e6 3.93E05 1.53E06 20 1.5 4.5 4.5 2 5.0e6 3.70E05 1.67E06 21 1.8 2.1 5.7 3.2 4.6e6 2.69E05 1.53E06 22 1.8 2.7 3.3 3.6 5.0e6 5.05E05 1.67E06 23 1.8 3.3 3.9 2.8 5.4e6 4.62E05 1.80E06 24 1.8 3.9 4.5 3.2 3.8e6 2.81E05 1.27E06 25 1.8 4.5 5.1 3.6 4.2e6 2.75E05 1.40E06 上表中方案10、15液压支架合力作用点距离超出支架控顶距，为不可能方案，为方便试验结果分析对数据数目的要求，均给予计算结果中最小破碎系数。 五、数值模型的建立 根据某煤矿10＃煤层综放开采相似模拟试验的煤岩结构建立数值模型。 图5 某煤矿综放采场煤岩结构 模型尺寸水平方向工作面前方20m，工作面后方20m，总共52m。垂直方向56m。 图6 采场围岩 图7 数值模型网格剖分 图8 液压支架支护作用模拟 工作面采深175m，数值模型加载载荷（175－56.36）2.5＝2.96MPa。 六、有限差分数值模拟结果分析 根据综放开采支承压力破碎顶煤的现象，有限差分数值模拟注重考虑工作面前方顶煤在不同工艺参数影响下的破碎状况，即数值模拟时综放采场数值模型煤壁前上方24m2顶煤区域内破坏单元面积所占比率，称之为顶煤宏观破碎系数Y；显而易见，顶煤宏观系数Y值越大，说明顶煤破碎效果越明显，顶煤回收效果越好。图9～31为有限差分程序FLAC2D（Version 4.00）计算的各方案顶煤破坏单元分布图，表4为各方案破碎系数计算结果及其极差分析法、方差分析法处理结果，明确了各工艺参数对顶煤破碎状况的影响程度。 图9 方案1顶煤破碎状况 图10 方案2顶煤破碎状况 图11 方案3顶煤破碎状况 图12 方案4顶煤破碎状况 图13 方案5顶煤破碎状况 图14 方案6顶煤破碎状况 图15 方案7顶煤破碎状况 图16 方案8顶煤破碎状况 图17 方案9顶煤破碎状况 图18 方案11顶煤破碎状况 图19 方案12顶煤破碎状况 图20 方案13顶煤破碎状况 图21 方案14顶煤破碎状况 图22 方案16顶煤破碎状况 图23 方案17顶煤破碎状况 图24 方案18顶煤破碎状况 图25 方案19顶煤破碎状况 图26 方案20顶煤破碎状况 图27 方案21顶煤破碎状况 图28 方案22顶煤破碎状况 图29 方案23顶煤破碎状况 图30 方案24顶煤破碎状况 图31 方案25顶煤破碎状况 表4 极差法分析试验结果 试验号 工 艺 参 数 放煤 步距 m 合力作用 点距离 m 控顶距 m 采高 m 工作 阻力N 空列 破坏系数 1 0.6 2.1 3.3 2 3800000 0.96 2 0.6 2.7 3.9 2.4 4200000 0.705 3 0.6 3.3 4.5 2.8 4600000 0.175 4 0.6 3.9 5.1 3.2 5000000 0.48 5 0.6 4.5 5.7 3.6 5400000 0.425 6 0.9 2.1 3.9 2.8 5000000 0.585 7 0.9 2.7 4.5 3.2 5400000 0.42 8 0.9 3.3 5.1 3.6 3800000 0.57 9 0.9 3.9 5.7 2 4200000 0.735 10 0.9 4.5 3.3 2.4 4600000 0.175 11 1.2 2.1 4.5 3.6 4200000 0.44 12 1.2 2.7 5.1 2 4600000 0.825 13 1.2 3.3 5.7 2.4 5000000 0.59 14 1.2 3.9 3.3 2.8 5400000 0.65 15 1.2 4.5 3.9 3.2 3800000 0.175 16 1.5 2.1 5.1 2.4 5400000 0.655 17 1.5 2.7 5.7 2.8 3800000 0.535 18 1.5 3.3 3.3 3.2 4200000 0.485 19 1.5 3.9 3.9 3.6 4600000 0.79 20 1.5 4.5 4.5 2 5000000 0.83 21 1.8 2.1 5.7 3.2 4600000 0.43 22 1.8 2.7 3.3 3.6 5000000 0.32 23 1.8 3.3 3.9 2 5400000 0.6 24 1.8 3.9 4.5 2.4 3800000 0.545 25 1.8 4.5 5.1 2.8 4200000 0.45 M1 M11＝2.745 M12＝3.07 M13＝2.59 M14＝3.95 M15＝2.785 M16＝3.21 T13.55 0.542 M2 M21＝2.485 M22＝2.805 M23＝2.855 M24＝2.67 M25＝2.815 M26＝3.185 M3 M31＝2.68 M32＝2.42 M33＝2.41 M34＝2.395 M35＝2.395 M36＝2.06 M4 M41＝3.295 M42＝3.2 M43＝2.98 M44＝1.99 M45＝2.805 M46＝2.23 M5 M51＝2.345 M52＝2.055 M53＝2.715 M54＝2.545 M55＝2.75 M56＝2.865 m1 m11＝0.549 m12＝0.614 m13＝0.518 m14＝0.79 m15＝0.557 m16＝0.642 m2 m21＝0.497 m22＝0.561 m23＝0.571 m24＝0.534 m25＝0.563 m26＝0.637 m3 m31＝0.536 m32＝0.484 m33＝0.482 m34＝0.479 m35＝0.479 m36＝0.412 m4 m41＝0.659 m42＝0.64 m43＝0.596 m44＝0.398 m45＝0.561 m46＝0.446 m5 m51＝0.469 m52＝0.411 m53＝0.543 m45＝0.509 m55＝0.55 m56＝0.573 M极差Rj R10.95 R21.145 R30.57 R41.96 R50.42 R61.15 Sj S10.10564 S20.17837 S30.03967 S40.43681 S50.0253 S60.23051 S总1.0163 由最大极差法分析，可知工艺参数因素中对试验结果即顶煤破碎影响的主次顺序为 主→次 采高→液压支架合力点距离→放煤步距→控顶距→支架工作阻力 极差法判断了各因素重要性的差异。但由于正交表中出现了空列，其极差不为零，反映了试验有一定的误差，所以用方差分析法做进一步处理，见表5，判断每个因素作用的显著性。 表5 方差分析法处理试验结果 方差来源 离差 平方和 自由度 平均离差 平方和 F F（1-α） 显著性 放煤步距 0.1056 4 0.0264 6.5627 3.83 * * 合力点 0.1784 4 0.0446 11.0810 3.83 * * 控顶距 0.0397 4. 0.0099 2.4644 2.61 采高 0.4368 4 0.1092 27.1362 3.83 * * 工作阻力 0.0253 4 0.0063 1.5717 2.6 误差 0.5795 36 0.0161 总和 1.3653 24 由方差分析法可知，对试验结果的影响显著性排序为 强→弱 采高→液压支架合力点距离→放煤步距→控顶距→支架工作阻力，其中，采高、液压支架合力点距离、放煤步距对顶煤的破碎有显著性影响。这和极差分析法的结论相吻合，表明计算结果具有代表性和正确性。应该注意的是，控顶距和支架阻力对顶煤在工作面后方的破碎作用也比较明显，所以，也应予以重视。 表6为工艺参数对应破碎系数，由此整理得图32～36所示工艺参数和破碎系数关系曲线。 表6 各工艺参数和破碎系数关系 放煤 步距 ／m 破碎 系数 作用 点／m 破碎 系数 控顶距／m 破碎 系数 采高／m 破碎 系数 工作 阻力 ／KN 破碎 系数 0.6 0.549 2.1 0.614 3.3 0.518 2 0.79 3800 0.557 0.9 0.497 2.7 0.561 3.9 0.571 2.4 0.534 4200 0.563 1.2 0.536 3.3 0.484 4.5 0.482 2.8 0.509 4600 0.479 1.5 0.659 3.9 0.64 5.1 0.596 3.2 0.398 5000 0.561 1.8 0.469 4.5 0.411 5.7 0.543 3.6 0.509 5400 0.55 图32 支架合力作用点和破碎系数关系 图33 放煤步距和破碎系数关系 图34 控顶距和破碎系数关系 图35 采高和破碎系数关系 图36 支架阻力和破碎系数关系 以上关系曲线表明，支架合力作用点到支架前方距离在2.7～3.9m之间，破碎系数呈增长趋势，所以，支架合力作用点在2.7～3.9m之间，宜取较大值；放煤步距从0.9～1.5m破碎系数呈增长趋势，并在1.5m步距达到最大，所以，采用两刀一放工艺较合理；控顶距和破碎系数的关系曲线表明，最佳空顶距为4.5～5.1m；随采高的增加，破碎系数递减，所以最佳采高为2～2.8m，考虑到采煤机回采时回收率高的因素，可适当增大采高，底层采高选用2.8m采高是合理的；破碎系数和支架工作阻力关系曲线有两个峰值，分别为4000KN和5500KN，考虑到对顶板的支护作用，以及相似模拟试验结果，取5000KN／架是可行的。 七、结论 1、在某煤矿10＃煤层围岩特性分析、综放开采相似模拟试验研究基础上，用FLAC2D程序进行了10＃煤层综合机械化放顶煤开采的有限差分正交试验数值模拟研究，模拟方案达25个之多，结论是可靠的。 2、工艺参数因素中对试验结果即顶煤破碎影响的主次顺序为 主→次 采高→液压支架合力点距离→放煤步距→控顶距→支架工作阻力。 2、某煤矿10＃煤层综放开采工作面工艺参数选取为支架合力作用点到支架前方距离在2.7～3.9m之间，宜取较大值；采用两刀一放1.2m放煤步距；最佳空顶距为4.5～5.1m；底层采高为2.8m；支架工作阻力取5000KN／架。