放顶煤开采技术.doc

放顶煤开采技术主要是提高放顶煤的开采的资源采出率技术，它包括放顶煤开采设计，放顶煤支架选型，放顶煤工艺参数确定，放顶煤初采与收尾方法，区段平巷布置及煤柱尺寸确定，沿空掘巷和沿空留巷技术等。本项技术主要特点是运用靳钟铭教授建立的顶煤冒放控制理论，以提高工作面顶煤放出率为主，解决相应的顶煤损失问题，这一理论包括顶煤冒放性分类，放顶煤可行性论证，拱式放煤理论，顶煤冒块预测以及顶煤放出率预测。在这些理论指导下，具有以下技术预注水软化顶煤的理论与技术；预爆破弱化顶煤和顶板的理论与技术；裂隙方位与工作面方位匹配的理论与技术；优化顶煤参数，合理支架选型技术；提高初末和端头放煤的震动放煤技术。针对煤层赋存条件，实施上述相应的技术，可将工作面顶煤放出率提高80－90以上。一般可在原有顶煤放出率的基础上，再提高5－10，其经济效益是可观的，也是放顶煤开采可持续发展所必须的。 2支架对围岩活动的影响。由于Ⅱ型钢梁的成对使用,交替迈步,减少了卸载程度,顶板下沉速度变小。影响范围也小,尤其作用于煤壁方的支撑压力不易变化。根据我矿矿区观测数据表明,当移架时,中柱和后柱的载荷增加16.7和21.8,围岩的活动也有一定的反映。 3老顶活动对支架的影响。在放顶煤工作面,顶煤不能承担上覆岩层的运动,老顶回转运动的支点是在煤壁前方5～7m,老顶及上覆岩层的重量由前方煤体和后方冒落矸石承担, 来压时煤壁破坏较重,会发生片帮或冒顶现象。但是,由于工作面支架运动于老顶岩梁的保护之下,可免受老顶的动压作用。随工作面推进而甩入老塘,因而对采场支架影响较小,这也是放顶煤采场矿压显现不明显的原因之一,我矿三软煤层放顶煤开采以来,矿压观测数据显示,周期来压不大明显,一般随工作面推进6～9m一次,支柱承载比正常时大15～25,局部煤壁有片帮现象。 4 炮采放顶煤工作面的管理 1预防冒顶事故。在采煤过程中,由于支柱的稳定性能低,因此,我们仍在舍帮打上一梁三柱的连锁抬棚,靠煤壁方支柱坡度大时采用连锁链,并严格落实支柱的迎山支护,并适当降低采高,局部支柱落底以增大支柱的稳定性。当周期来压稍有显示时,煤壁方破煤只放底炮,减少对顶煤的破坏,并加大泵站压力。一次同时升柱不得超过两支注液枪。增大支柱初撑力,从而有效地预防冒顶事故。两年来,除有几次小型冒顶事故外,从没有发生推垮型、压垮型和人身伤亡事故。 2合理选择工作面设计参数。根据我矿工作面设计和现场管理、以及测定的数据,工作面坡度在8～15范围内,工作面斜长一般以80m为宜。三软煤层放煤的两口间距“中中”为3～5m,工作面推进一次进度为1m,顶煤厚度在6～10m为宜。特厚煤层时可采用分层布置,并采用采后洒水,回采时间间隔为8个月,以利于下层工作面的顶板锈结。 通过炮采放顶煤的理论探讨和实践可以得出如下结论只要了解掌握顶板煤岩的活动规律,根据地质条件和煤层赋存情况,合理设计工作面,选定合适的技术参数,通过现场管理,完全可以达到提高效率、增加效益之目的 摘 要 通过对芦岭煤矿810采区水文地质条件的分析研究， 提出了该采区放顶煤开采防砂煤柱防水防砂技术研究的基本思路是疏放四含水，降低承压 水头；控制采高，加强顶板管理，控制顶板在工作面斜长方向上的不均匀冒落；确保安全开 采。 关键词 放顶煤开采 防水防砂技术 防砂煤柱 1 引言 淮北矿业集团芦岭矿810采区的煤层是新生界松散层覆盖下的全隐伏型煤层，煤系上部 含水砂砾层（ 称四含或底含）直接覆盖在煤层露头上，成为矿井充水的重要补给源并威胁浅部煤层的开采 。仅8、9煤层该采区就有500多万t的防砂煤柱储量。为了回收这部分资源，矿、校合作开 展了全部回收防砂煤柱储量的防水、防砂技术研究与试采，取得了良好的经济效益。 1.1 810采区概况 芦岭矿810采区位于井田西翼，为一孤立的短轴向斜盆地，采区范围内二叠纪煤系下统下 石盒子组8、9煤层为主要可采煤层。该采区8、9煤地质储量504万t，其中可采储量437万t。 采区第四纪松散层厚 183.0～256.5m，平均厚242.52m。自上而下发育 4个含水层和 3个隔 水 层，依次为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔、四含［3］。其中，三含为本区 强含水层 。四含厚度为5.0～22.99 m，虽然厚度不大，但直接覆盖在 8煤层的薄覆岩之上，构成了矿 坑 直接充水水源［2］。 8煤层覆岩厚3.12～17.86m，其中基岩风化带厚3.44～17.86m （根据试验测 定，风化覆岩的水稳性差），未风化覆岩厚度占整个覆岩厚度比例很小。从技术角度来看， 810采区开采的成败，主要取决于能否有效防治水、砂的溃入。 1.2 技术研究的基本思路 基于这些情况，810采区放顶煤开采防砂煤柱防水防砂技术研究的基本思路是疏放四 含水，降低承压水头；控制采高，使覆岩冒裂带高度不致波及四含的全部厚度，减少对四含 渗流场的扰动；加强顶板管理、控制顶板在工作面斜长方向上的不均匀冒落；加强监测，确保安全开采等。 2 疏放四含水 2.1 放水工程目的 由于810采区勘探程度较低，未做过专门的水文地质勘探或补勘工作，因而，通过放水工程 实施，对四含及基岩风化带水文及工程地质条件、8煤层及覆岩的赋存状况进行探查。 其主要目的是 （1） 在8102和8101工作面开采范围内疏放四含水，减小局部富水区和富水带的威胁；  （2） 进一步查明8煤层、覆岩及其风化带的厚度变化情况； 3） 通过钻孔岩芯描述与观测，进一步弄清覆岩及其风化带的岩性特征以及四含、风化带的组成；  （4） 通过颗分试验及破坏性渗透试验,进一步研究四含的渗透稳定性；利用浸水试验，进一步研究风化带的水稳定性； （5） 取水样化验，分析四含水的水质特征。 810采区疏放水工程施工钻窝29个，放水孔87个，完成进尺2990.10m。 2．2 放水工程效果评价 2.2.1 地层厚度的进一步确认 通过钻探资料分析，8煤层厚度在4.4～10.1 m之间，平均8.53m。8煤层覆岩由泥岩、砂 岩 组成，风化较为严重。其中，泥岩层薄，厚度一般在0.8～2.9 m；砂岩层相对较厚，一般为 6.0～11.6m。 2.2.2 疏水效果良好 放水孔中，最长放水时间达10个月，最短的也有约5个月。钻窝初见最大出水量达100 m3/ h，终孔最大出水量达97.2m3/h 。通过较长时间的疏放水，除强富水区个别钻孔有少量淋 水外，其余大部分放水孔只有滴水，说明放水工程取得了初步成效。通过放水资料分析,得 出以下主要结论 （1） 四含的富水性在垂向上是不均匀的，中上部富水性较强。 （2） 四含富水性在平面上具有分区的特点，钻窝涌水量的分布 （3） 涌水量衰减速度差异较大。强富水区水量衰减较快。进一步分析认为，这与该处的四 含粗粒含量较高、透水性较好有关。 3 允许采放煤高度的确定 煤矿开采实践证明，采后覆岩的变形破坏波及的范围和冒落裂隙带的发育高度与采高有密切 关系。因而，控制放煤高度是防止四含水、砂溃入的重要措施之一。根据数值模拟结果，不 同 放采比下,覆岩应力、位移及最大导高、冒高发育高度有所不同。根据有限元理论，建立走 向、倾向模型，按不同的放采比进行数值模拟计算，结合相似材料模拟试验结果，在采放高 度为6.0m的情况下放采比为2∶1，最大导高达到四含底部，最大冒高接近达到老顶中部 风 化带内。在采放高度为7.0m时放采比为2.5∶1，最大导高达到四含中部，最大冒高接近 达到四含底部 见表1。 表1 最大裂隙带和冒落带高度及位置（略） 通过对四含水的疏放，取得了较好的效果，同时得出了两点重要结论一是四含中上 部富水性较强，二是在平面上四含有强富水区和弱富水区之分。  在这种情况下，若考虑 最大冒高不是大量波及四含中上部四含中上部富水性相对较强，则允许采放煤高度为6.5 0.5m，即，若采高为2.0m，则允许放煤高度为4.50.5m 弱富水区取“”、强富水区 取“-”。 4 覆岩剪切破坏的控制 根据相似材料模拟和数值模拟，在首采区工作面两端因覆岩应力集中而产生剪切破裂，为溃 水 、溃砂提供了可能通道。为了防止在切眼及收作线附近覆岩产生过大的剪切破坏，阻隔 四含水、砂溃入，在开采初期，放煤高度从零开始逐渐增大，推进一定距离后方可达到允许 放 煤高度4.50.5m，形成台阶状。在收作前距收作线一定距离，放煤高度从4.50.5m逐 渐减小为零，也形成台阶状。经过不同台阶长度时的数值模拟，并结合相似材料模拟试验成 果，得出沿推进方向的台阶长度以6.0m为宜。  在开采初期，只采不放，工作面推进6.0m后，放煤2.0m，再推进6.0m后，放煤高度增加2.0m 左右，然后正常推进放煤4.50.5m。工作面推进至离收作线12m时，减小放煤高度2.0m, 继续推进6.0m后，再减小放煤高度2.0m，然后只采不放直至工作面收作。 值得强调的是，实际开采时，不可能是台阶状，而是形成一定的坡度。这种情况下，只要坡 度控制在30左右，也能达到同样的效果。 5 加强顶板管理，控制顶板不均匀冒落 810采区可采煤层较厚，倾角缓，适宜放顶煤开采。考虑四含水、砂的威胁，决定采用简易 放顶煤开采。该工艺具有效率较高、操作简便、灵活性大、开采成本低等特点，其回采率可 控性强。 5．1 铺设双抗网再生假顶 为了更有效防止四含及风化带水、砂的溃入, 同时因工作面跟底托顶回采有利于采空区放煤 ，采煤过程中，顶板铺设双抗网。 图1 移架操作程序示意图（略） 5．2 移挪梁必须规范，严禁空顶作业 若顶板产生不均匀冒落，冒落处的覆岩内会形成应力集中，可能导致水砂大量涌入，后果 不堪设想。为此，移挪梁时必须严格遵守作业规程和有关技术要求，严禁空顶作业。 6 在操作过程中的注意事项 （1） 支柱必须垂直于顶底板，定位要准确； （2） 漏冒顶处，必须用木料接实背严； （3） 若煤壁有片帮现象，应采取切实有效的措施将煤壁背严； （4） 移梁时，严禁大面积对子棚错梁； （5） 给同一棚支柱补液时,要保持支柱受力均衡,防止倒柱伤人； （6） 回柱时按自下而上、由里向外的顺序进行。回柱前必须对主梁柱进行重新补液； （7） 回柱前，要检查回柱地点的支架情况，发现问题，必须先处理，确认无问题后，方可 进行回柱操作； （8） 回柱放顶时，不许将采空区支柱全部回出； （9） 要保证工作面快速均衡推进工作面宽度不宜过大，保证推进速度为正常情况下的1.5 ～2.0倍，实现正规循环作业； （10） 顶板管理主要参数见表2。（略） 7 其它方面的监测及防范措施 （1）加强水情、砂情监测，发现水、砂涌入工作面时，除采用有效措施堵、截外，还要 同时观测水、砂量，并取样化验。 （2）增大矿井排水能力，并且要保证疏排水路畅通。芦岭矿 在8102面机巷下方，设置一条专门的泄水砂巷，与机巷以溜眼相连每50m施工一个溜眼， 或根据有关设计技术要求进行。 （3）强化顶板管理，煤帮用大笆背实靠严，做到采空区、顶板、煤壁“三封闭”，杜绝 漏冒顶事故发生。 （4）确保安全避灾路线的畅通无阻。 综放面顶板结构研究 时间08-07-22 110914 作者吴士良 宋 扬 来存良 席京德 阅读11 综放工作面推进过程中顶板破断后形成的岩体的平衡和失稳的动态过程形成了顶板结构的平衡和失稳。顶板结构的这种平衡、失稳特点引起了工作面和巷道围岩变形过程中的矿压显现特征，对顶板结构及其运动特征的研究，有利于综放工作面围岩控制技术的发展。 1 顶板结构特征 由于综放开采煤层一次性采出厚度的增加，直接顶、老顶的组成和运动有新的特点。 1.1 直接顶的厚度及冒落形态 1.1.1 直接顶的厚度 直接顶的冒落将充填满采空区空间，考虑到放顶煤采场，顶煤从垮落到放出是一个动态过程。加之顶煤的残留厚度是一个与放出率有关的参数，因此，直接顶的厚度将是一个相对变化的值MZ。直接顶厚度可由下式表示一次采全厚采场。参见直接顶厚度推算图1。 图1 放顶煤采场直接顶厚度推断图 MZHT-SA-C/KA-1 SA0.15～0.25h hHηT η1-C/TKm CPHT 式中 MZ直接顶厚度，m； H采高，m； T顶煤厚度，m； C采空区残留浮煤厚，m； KA直接顶碎胀系数，1.3； P工作面采出率； SA老顶在触矸处的沉降值，m； η顶煤采出率； Km顶煤垮落后碎胀系数。 对上式取值举例如下表1，得到不同顶煤厚度和工作面采出率P时直接顶的计算厚度。 P0.98HηT/HT 表1 不同顶煤厚度和采出率对应的直接顶计算厚度 H/m T/m SA/m KA P/ η/ C/m MZ/m a a 0.38a 1.30 94 90 0.12a 5a 2.5 a a 0.36a 1.30 85 80 0.30a 4.46a 2.23 a a 0.32a 1.30 79 60 0.42a 4.2a 2.2 a 2a 0.56a 1.30 92 90 0.24a 7.3a 2.4 a 2a 0.52a 1.30 86 80 0.42a 6.8a 2.3 a 2a 0.44a 1.30 72 60 0.84a 5.7a 1.9 注a为任一假设煤层采高。 表中给出了顶煤厚度T为采高H的1倍和2倍厚度情形，可以反映我国适宜开采的放顶煤采场情况。由表可知，放顶煤开采条件下，直接顶的可能冒落厚度仍然为一次采出厚度的倍数，在一般采场条件下该数值约为1.9～2.5倍。这一计算推导结果也为我国放顶煤开采的部分实测研究所证实。参见表2。直接顶的厚度与采厚的这一比例关系，与分层开采的采场有类似的规律，只不过其厚度的具体数值受到了采空区浮煤厚度C的直接制约略有变化。 据相似模拟研究，正常开采阶段该值才能稳定到一个与采出率P有关的常数值2倍左右采高。稳定的直接顶厚度MZ可分为运动特征有差异的上位直接顶MZ2和下位直接顶MZ1两部分。其中下位直接顶1.0～1.2倍采厚由于冒落后回转空间大，冒落最终形态为不规则，而其上位直接顶断裂后能形成较为稳定的块状体，参见图2。 表2为我国部分放顶煤工作面直接顶垮落高度和垮落分带特征。 表2 我国部分放顶煤工作面直接顶垮落高度 综放面顶板结构研究 时间08-07-22 110914 作者吴士良 宋 扬 来存良 席京德 阅读12 工作面 煤层厚度 HT/m 直 接 顶 不规则垮落带 规则垮落带 高度 MZ1/m 高度MZ /m MZ2/m 三河尖7131 9.0 20.32 2.31 10.49 1.17 10.33 1.15 扎局某综放面 12.0 32 2.67 11.9 1.00 20.1 1.67 三河尖7121 6.5 13.34 2.05 6.58 1.01 6.77 1.04 旗山3119 4.5 10.6 2.33 4.5 1.0 6.0 1.33 大屯徐庄矿综放面 5.5 15.18 2.76 5.95 1.08 9.23 1.68 王庄4309 7.02 14.2 2.02 7.6 1.08 6.6 0.94 鹤壁六矿2503-2 5.2 10.79 2.08 6.26 1.20 4.53 0.88 扎局灵北矿综放面 12.0 22.0 1.83 12.0 1.0 10.0 0.83 阳泉一矿8603 6.38 13.2 2.04 7.8 1.22 6.64 1.04 兴隆庄5306 7.83 17.56 2.24 11.4 1.46 6.27 0.8 平均值 2.23 1.12 1.11 图2 放顶煤采场直接顶分带特征 1.1.2 直接顶和顶煤的冒落特点 由于顶煤放出过程的动态特征，放煤口上方直接顶和顶煤可能形成某种传递力的暂时结构。 1“煤-煤”结构。在顶煤较厚，煤层结构复杂的条件下，很可能出现支架上方未冒顶煤与采空区已冒顶煤之间的拱式平衡结构，且这个结构不易人为破坏，简称为“煤-煤”结构。其结构形态如图3示，T1、T2为顶煤分层厚度。 图3 放煤口附近“煤煤”结构 容易出现这种结构的采场条件是① 顶煤中存在较厚、较硬的夹矸，大块夹矸形成“煤-煤”结构的基底岩层。② 上部顶煤坚硬，呈大块状垮落，或煤中含有粘土成分，呈团块状冒落。 在这种结构下，由于下部顶煤已在采空区内放出，在支架后方出现空洞，空洞上方是“煤-煤”结构，尽管有时能见到该结构，却很难人为破坏，这类采场，应在开采前用软化方法对顶煤进行预处理。 2上位直接顶“散体拱”结构。当煤层普氏系数较小f＜1且松散，直接顶的垮落高度达采出煤厚2倍以上时在老顶结构之下形成直接顶“散体拱”结构，其特点是具有散体介质属性，且在顶煤的流动过程中形成该顶板结构，如图4。 图4 上位直接顶“散体供”结构 3上位直接顶“裂隙体挤压拱”结构。当上位直接顶岩层较硬、且分层厚度较大或遭到预破坏时，断裂后的岩块裂隙岩体相互挤压可形成该结构，如图5。 研究发现网下放顶煤开采时由于采出空间增大，顶分层作为老顶结构的岩层也可作为直接顶而垮落，由于该块体的挤压也能形成该“裂隙岩体挤压拱”。 图5 上位直接顶“裂隙体挤压供”结构 4上位直接顶“裂隙体梁”结构。当直接顶中有坚硬岩层时，该岩层能产生周期性的断裂，断裂步距较裂隙体块大，该断裂尺寸较大的梁式结构能发生失稳和垮落，如图6。 图6 上位直接顶“裂隙体梁”结构 1.2 老顶结构及断裂形态 由于综放开采的特殊性即顶煤的存在和放出，老顶活动及其影响必然受到顶煤及直接顶介质特性的制约。亦即老顶的层位高度和断裂位置呈比较复杂的情况。 1.2.1 顶煤较厚、直接顶约2倍左右采高条件 由于老顶的活动受顶煤和直接顶的制约，老顶的断裂线一般产生于远离工作面的后方，老顶断裂后形成的梁式平衡结构的失稳也发生在远离工作面的采空区内。这种情况的老顶结构状态如图7示。 图7 老顶断裂线位于工作面后方 1.2.2 直接顶较薄的采场条件 当可能冒落的直接顶厚度与煤层厚度相等或小于煤层厚度时，直接顶上方厚度较大的老顶岩层，其断裂线位置根据顶板及煤层条件可能位于煤壁前方、煤壁上方或控顶区上方。 2 顶板结构对支架-围岩关系的影响 支架-围岩关系是指来压时支架受力与顶板运动状态之间的关系。在放顶煤采场，由于顶板结构类型的多样性，必然导致支架围岩关系的复杂性。 2.1 支架与顶煤间的力学联系 通过大量的放顶煤矿压实测，支架必须承担顶煤的全部重量已成为共识，即支架对顶煤采取“给定载荷”的工作方案。对综放支架而言，顶煤的重量可占支架载荷的1/5～1/4。 如果顶煤厚度为T，容重为γ，则顶煤的给定载荷为PZ1Tγ。如果顶煤有悬顶，则应进一步考虑该悬顶的作用影响。 2.2 支架与直接顶的力学联系 1直接顶在放煤口上方附近为“散体拱”结构。形成此种结构采场主要特点是直接顶松散且厚度较大2～3倍采厚，直接顶板冒落性好。控顶区内直接顶的作用须由支架全部承担。此时平衡直接顶的支护强度PZ2为 PZ2MZγZfZ 式中 MZ散体拱直接顶全厚，m； γZ直接顶容重，kN/m3； fZ直接顶的悬顶系数一般情况下fZ1.0。 2直接顶在放煤口上方为“裂隙体挤压拱”结构。支架上方直接顶的静作用力仍需支架全部承担。此时平衡直接顶的静支护强度PZ3为 PZ3MZγZfZ 式中符号意义同上。 3直接顶在放煤口上方为“裂隙体梁”结构。此时直接顶给支架的静载荷仅为其下位厚度的岩重，平衡直接顶的支架静支护强度PZ4为 PZ4MZ1γZfZ 式中 MZ1下位直接顶厚度。 直接顶的上位岩层“裂隙体梁”失稳引起的动载荷按一定的动载系数考虑，上、下位直接顶的动静荷载相加仍不会超过直接顶的全部约2倍左右采高的岩重。 2.3 支架与老顶间的力学联系 老顶运动对工作面支架阻力的影响较大。支架阻力的差异主要是受直接顶的厚度和直接顶的超前破坏强弱制约。一般而言，如果直接顶的厚度大约2倍左右的采厚而且直接顶的超前断裂不明显，如图7示老顶结构时，老顶对工作面矿压显现将不明显。反之，如果直接顶的厚度较小或很小，直接顶的超前破坏明显，则老顶运动与工作面的矿压显现有直接关系，一般老顶来压时动载系数较大。 所以考虑老顶对支架的作用力最实用的途径可按动载系数综合考虑，煤层顶板条件不同时动载系数有明显的差异。 作者简介 吴士良 1964年生，讲师，1989年毕业于山东矿业学院，毕业后一直从事矿山压力的教学和科研工作。发表论文10篇。地址山东省泰安市，邮码271019。 作者单位吴士良 宋 扬（山东矿业学院） 来存良 席京德（兖州矿业集团有限责任公司兴隆庄煤矿 硬煤综放工作面高产高效技术途径 时间08-08-05 095645 作者卢国梁 胡守平 薛忠和 阅读6 摘 要 针对大同煤田“两硬”条件下综放开采存在的主要问题，经现场试验研究找到了解决的技术途径，实现了高产高效。即顶煤弱化处理是提高采出率的前提条件，合理选择架型是实现高产高效的关键。 关键词 硬煤 顶煤弱化 支架选型 综放开采 高产高效 近年来，我国特厚煤层综放开采技术发展迅速，并在中软煤层条件下达到高产高效、安全低耗的国际先进水平。目前，综放工作面年产量最高达501万t，已成为我国现阶段双高矿井建设中主要开采技术之一。 大同矿务局开采侏罗纪“两硬”特厚煤层，顶板完整坚硬难以冒落及煤层完整坚硬难以破碎的“两硬”条件一直是制约这一特殊煤层高产高效开采的主要难题。在攻克了“两硬”条件下单一中厚煤层综合机械化高产高效开采技术难题之后，随着开采深度加大，个别矿井的中厚煤层已基本采完，厚煤层开采技术急需解决。“两硬”条件下厚煤层综采如何实现高产高效的问题，则非常突出地表现出来。全局的厚煤层储量约占总储量的一半。由于传统的厚煤层分层铺网采煤法存在成本高、产量低、上分层采后难以形成较稳定的再生顶板等问题，80年代末期，大同矿务局就开始了厚煤层综放开采技术研究。首先在煤峪口矿进行了上分层综采自动铺网、下分层高位放顶煤开采试验。由于铺网成本高，下分层开采技术工艺复杂，难以实现高产高效。随之在忻州窑矿进行了一次采全高放顶煤试验研究，通过从高位到低位放顶煤开采的长期试验，最终在西二盘区11＃层8911放顶煤工作面实现了“两硬”条件下年产达百万吨、工作面采出率达80以上的可喜成绩，达到了硬煤综放高产高效水平。 1 大同“两硬”特厚煤层煤岩特征及活动规律 大同煤田的两个显著特点是煤层及顶板完整坚硬。 以忻州窑矿西二盘区11＃层8911试验面为例，其煤岩特征及活动规律概述如下。 1.1 煤层特征 煤层埋藏深度／m 300～350 煤层厚度／m 5.2～9.31，平均7.5 煤层结构 复杂结构，含有1～3层 夹石，每层厚0.1～0.5 m 煤层倾角／（） 1～7 煤层普氏系数 f＝3～4.5 伪顶厚度／m 0.1～0.25深灰色粉砂岩 直接顶厚度／m 0.2～3.5灰黑色粉砂岩 老顶厚度／m 10～25灰白色中 粗砂岩，f＝10.8 综合柱状见图1。 图1 综合柱状图 1.2 煤岩活动规律 1煤硬，整体性强线节理裂隙度1.12条／m，垮落角小，α＝50～65，顶煤垮落不及时，时有悬顶。 2顶煤块度大，不具备松散介质特征，不服从放煤椭球体规律，煤体的流动是散体加块体，不可视为连续流动体，因块体的参与，堵放煤口现象严重，块体相互挤压、咬合，易形成相对稳定结构。 3顶板超前工作面周期性断裂，在采空区呈分层分次倒台阶垮落。来压时具有坚硬顶板矿压显现特征，并随着顶煤采出率的提高，来压强度有增大趋势。 1煤硬，整体性强线节理裂隙度1.12条／m，垮落角小，α＝50～65，顶煤垮落不及时，时有悬顶。 2顶煤块度大，不具备松散介质特征，不服从放煤椭球体规律，煤体的流动是散体加块体，不可视为连续流动体，因块体的参与，堵放煤口现象严重，块体相互挤压、咬合，易形成相对稳定结构。 3顶板超前工作面周期性断裂，在采空区呈分层分次倒台阶垮落。来压时具有坚硬顶板矿压显现特征，并随着顶煤采出率的提高，来压强度有增大趋势。 2 硬煤弱化机理 放顶煤开采是一种充分利用矿山压力破煤的一种新式采煤方法。随着工作面推进，在支承压力作用下顶煤从原始状态逐渐转化为放煤口上的散体状态。顶煤物理力学性态的这一转化进程可概括为 1原始状态阶段。顶煤进入支承压力区以前未受采动影响，处于原岩应力状态，其内部只含一些成煤及构造等作用形成的裂隙和层理等地质弱面，此时顶煤的强度特征及裂隙分布特征等影响着顶煤的后续破裂方式与程度。 2裂隙发育阶段。顶煤进入支承压力区后，顶煤体内原生裂隙扩展与贯通，同时也会产生一些新的裂隙，这些新裂隙与原生裂隙贯通使顶煤体变成被新、老裂隙切割的裂隙煤体。此时由于顶煤仍处于三向应力状态，因此顶煤体中的裂隙从总体上是处于闭合状态，但也会有局部的裂隙滑动与张开，因此整体上顶煤的位移不大。 3裂隙扩展与贯通阶段。随着顶煤向支架上方的移近，其约束力逐渐减弱，顶煤中的原有裂隙及采动裂隙逐渐张开，这些裂隙的张开与贯通将顶煤切割成碎裂的块体，由于此时底煤或支架顶梁的支托，顶煤的碎裂块体中大部分仍处于原位的镶嵌状态，但顶煤的整体位移量迅速增加。 4顶煤的碎裂与冒落阶段。随着顶煤进入支架上方及后方，顶煤失去了后方约束作用，在自重及矿山压力作用下，沿各种贯通裂隙面碎裂成松散的块体，向下滑移，并伴有块体转动，直至堆积在支架尾梁上或放出。 对于坚硬且裂隙不发育的坚硬厚煤层而言，采用综放开采技术时不能自行充分完成上述4个阶段，以至于顶煤在支架上方垮落时，块度大或不垮落，因此，弱化坚硬顶煤、改变硬煤的力学特性是提高“两硬”特厚煤层采出率的关键技术。 3 实现“双高”的技术途径 3.1 顶煤弱化处理技术 关于硬煤综放开采，在国内外一直有较大争议，曾被认为是综放开采的“禁区”，普遍认为硬煤f≥3放顶煤开采，顶煤不易破碎、块大、采出率低、单产低等，这样给硬煤放顶煤开采实现高产高效增加困难。“两硬”综放开采最为突出的难题就是怎样使硬煤变软，开发与研究顶煤弱化处理技术是关键。在实验室和理论研究的基础上，取得了理论数据。经过忻州窑矿5个试验工作面的现场试验研究，在8911工作面取得了成功。 8911试验面，沿走向布置4条巷，其中沿煤层底板布置工作面运输巷、回风巷。沿煤层顶板布置2条中间工艺巷，作为顶煤预爆破施工的工艺巷。即在这两条中间巷向两侧煤体施工钻孔，装药放炮，松动煤体。经过多种方案的试验分析，在现有生产技术条件下，选择了远距离煤壁预爆破三角形布孔的较优方案Ⅱ见表1及图2、3。主要优点①放炮远离工作面，不会因放炮直接造成机道漏顶。放炮远离工作面采空区，杜绝了因放炮直接引起采空区瓦斯爆炸隐患。②打孔、装药和放炮工序，都在工作面超前压力以外进行，工作地点较安全，施工位置和时间具有较大灵活性，易操作、易控制。③充分利用支承压力的二次作用，将煤体较充分破碎，减少块度，提高顶煤采出率。经试验可提高10与近距离预爆相比。④小直径三角形布置方案，施工容易，工程量小，同时又能满足顶煤的破碎需要，采出率较高，达70以上。 硬煤综放工作面高产高效技术途径 时间08-08-05 095645 作者卢国梁 胡守平 薛忠和 阅读7 项 目 方 案 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 放炮距离 近距离 远距离 远距离 远距离 布孔方式 矩形 三角形 矩形 三角形 孔径／mm 60 60 60 90 药卷直径／mm 50 50 50 75 炸药单耗／kg。m－3 0.34 0.34 0.34 0.45 块度 较大 一般 较大 一般 顶煤采出率／ 60.2 70.2 70 70 空孔 无 无 有90 mm 无 图2 8911工作面巷道布置示意 图3 4种预爆破方案布孔示意 经过8911工作面工业性试验，从1998年元月1日至6月30日，共推进400 m，生产天数139 d，生产原煤44.58万t，平均日产3 200 t，月产96 200 t，顶煤采出率70.1，工作面采出率80.3。实现了“两硬”条件下年产达百万吨、工作面采出率达80以上的科研攻关目标。 通过理论分析、数值模拟、实验室试验和现场实施，获得了在现有条件下合理的顶煤松动预爆破技术方案及采放工艺。顶煤松动预爆破技术方案的主要技术参数为超前工作面20 m起爆，三角形布孔方式，孔径60 mm，孔间距2 m，排间距0.7 m，孔底距工作面运输巷、回风巷内侧煤壁5 m，封孔长度6 m。采放工艺为“一采一放”，双人相邻顺序放煤。 3.2 放煤支架选型 虽然我国放顶煤开采起步较晚，但发展很快，目前已是世界上放顶煤综采工作面较多的国家，约80个工作面。并在中软煤层条件下达到了高产高效的世界先进水平。纵观国内外放顶煤支架的架型选择，大致经历了一个从高位到低位的发展过程。大同矿务局“两硬”条件下放顶煤支架选择亦走了同样的历程。最终在8911低位放顶煤工作面实现了高产高效，达到了预期的目的。表2所示是大同矿务局放顶煤支架选型试验情况。 表2 大同矿务局放顶煤支架选型试验情况 工作面 地点 支架 选型 开采时间 日产量 ／t 煤厚 ／m 顶煤采 出率 ／％ 8809下 一矿 高位 网下 1991-04-27 885 5.2 45 8713下 一矿 1995-04-10 1300 5.2 50 8920 五矿 中位 1992-08-16 1365 8.5 42 8918 五矿 中位 1994-01-12 1412 8.5 55 8916 五矿 低位 1995-07-05 1723 8.0 65 8911 五矿 低位 1997-12-10 3200 7.5 70.2 经过我局2个矿的现场试验表明，支架架型的选择、参数的确定，是放顶煤开采实现高产高效的技术关键。根据煤岩特征及顶煤运动规律，顶煤进入支架切顶线后方是散体加块体，其煤的块度分布从下向上逐渐变大，从顶梁向采空区方向逐渐变小，亦就是说，支架放煤口越高、块越大，越不易放出；支架放煤口位置越向采空区，块度越小，越易放出。可见，低位放顶煤支架正好满足这两个要求，具体体现为①顶梁长，支架多次反复支撑，促进了顶煤破碎。②支架利用尾摆梁进行放煤，位置低，不存在架间脊煤损失和三角煤损失，提高了顶煤采出率。另外针对硬煤块度大这一特点在放煤机构设计时采用大摆梁，可将一定块度的块煤回收。8911工作面设备配套见表3。 硬煤综放工作面高产高效技术途径 时间08-08-05 095645 作者卢国梁 胡守平 薛忠和 阅读8 名 称 型 号 采煤机 MXA-600／3.5 前输送机 SGZ-764／400 后输送机 SGZ-764／630 转载机 S22-880／220 破碎机 PCM-160 胶带机 DSP-1080／1000 中部架 ZFS6000／22／35 过渡架 ZFSG6000／22／33 端头架 ZFSD5600／22／35 总之，选择支架时应考虑以下原则支架结构要与地质条件及采场矿压相适应，支护强度应与顶板来压强度相适应，放煤机构应与煤的硬度、顶煤活动规律相适应，支架要与采煤机、输送机等设备相匹配。现场试验证明，8911工作面所选架型及配套设备是合理的。 4 结论 通过理论分析及现场试验，得出如下结论 1坚硬煤层顶煤垮落角小，垮落不及时、不充分，顶煤块度大。顶煤是以块体为主的块末混合体，其运动不是连续的流动体，块煤堵放煤口现象严重。因此，必须采取顶煤弱化处理技术，这是硬煤放顶煤开采的前提条件和关键技术之一，否则，不论选择何种放煤支架，对顶煤的大面积悬板都是无可奈何的。 2支架选型是硬煤放顶煤开采成败的关键。我们认为低位放顶煤支架是“两硬”条件下放顶煤开采的最佳选择。放煤机构采用尾部大摆梁摆动放煤，顶煤采出率高。 3实践证明，8911工作面顶煤预爆破小直径三角形布孔方式及爆破参数是科学的，低位放顶煤架型选择及设备配套是合理可行的。在两硬放顶煤国产设备条件下达到了高产高效。 4坚硬煤层放顶煤开采技术的突破，对我局及我国同类条件下开采有重要意义。它解决了目前坚硬厚煤层“双高”工作面建设的技术途径。为“两硬”特殊煤层开采方法探索出一条新路子。 作者简介 卢国梁 1959年生，工程师，现任大同矿务局忻州窑矿矿长，在有关杂志上表论文4篇，地址山西省大同市；邮码037021。 作者单位大同矿务局忻州窑矿 参考文献 参考文献 东滩煤矿含夹矸厚煤层综放开采实践 时间08-07-22 110358 作者 阅读12 摘 要 通过43上02工作面现场支架受载测试和矿压显现特征的观测、分析，以及通过夹矸厚度变化对顶煤冒放性的影响观测，采取相应的技术措施，成功地回收了该工作面3上A煤，消除了不安全隐患，提高了资源采出率，并取得了明显的经济效益，为类似条件下的回采积累了经验。 关键词 含夹矸厚煤层 综放开采 实践 兖州矿业集团有限责任公司东滩煤矿是一座设计能力400万t/a的特大型现代化矿井，矿井可采储量4.4亿t。全矿井田面积60 km2，综放开采的煤层为二迭系山西组3煤和3上煤层，3煤平均