煤层放顶煤时放煤步距分析研究

综采放顶煤工作面具有生产能力大、效率高、设备投资少等优越性,已在全国许多矿得到广泛应用。

实践证明,对放顶煤过程及其生产工艺主要参数的研究,是指导其生产实践的理论基础。

对这些基础理论的认识,有利于提高放顶煤采出率及增加设备的利用率。

因此,从理论上研究综采放顶煤过程及其主要参数对回采的影响,对于完善和发展综采放顶煤技术有着十分重要的意义。

1 顶煤运动状态分析
1.1顶煤的移动
在中硬煤层条件下进行综采放顶煤开采时,顶煤在上覆岩层作用下以原生裂隙面开始产生分块沉降效应,从而引起顶煤的移动。

根据现场观测及有关资料分析,中硬煤层顶煤沉降效应带来的顶煤移动状态如图1所示。

由图1可以看出,顶煤从工作面前方一定距离开始至采空区侧的运动状态发生了变化,即顶煤朝着采空区方向做水平运动和垂直方向做下沉运动。

水平运动和下沉运动是在开采时矿山压力作用下同时进行的,因此,顶煤运动的结果是煤体向二者的合成方向做复合整体移动。

根据实测,顶煤移动一般在距煤壁前方3m ～10m 处开始,直至采空区侧。

在中硬煤层综采放顶煤工作面,顶煤前方的一侧是原生煤体,后方一侧是冒落区的自由面。

顶煤在矿山压力的作用下,由于前、后方约束力不同将失去平衡,顶煤将向采空区的自由面方向做水平位移,而水平位移又使顶煤中大量的原生裂隙面连贯起来,出现大体平行于煤壁的垂直裂隙。

垂直位移主要是由顶煤自重引起的,越靠采空区侧,垂直位移越大。

由于垂直位移的作
用,使顶煤产生离层。

为了研究方便,将图1
中中硬煤层顶煤运动形态简化成如图2所示。

在图2中,中硬状态的顶煤基本处于完整块状形态。

随着工作面的开采,顶煤在矿山压力的作用下沿AB 线向采空区侧滑移,位于A B 线左侧的顶煤在煤壁及顶板的约束下,虽受到一些采动影响,但能保持顶煤的整体延续性。

而AB 线右侧的煤体位于工作面煤壁及放顶支架之上,支架受压而产生收缩,煤体移动沿原生裂隙面切割成不连续体。

就顶煤内部压缩应力值来说,A B 线左侧接近最大应力值,而右侧趋近于零。

这就是说,由于应力差值变化很大,A B线实际为受压煤体的压缩边界线。

整个顶煤以A B 线为分界线分为2个部分。

AB 滑移线右侧即工作面煤壁放顶煤支架上的煤体之所以有向采空区方向水平运动和垂直方向下沉运动的趋势,最主要原因是顶煤在A B 滑移线产生剪切载荷。

当滑移角与顶煤垮落角相同时,支架上方的顶煤重力将分成2个力,即:
sin F Q (1) cos N Q (2)其中, Q 为滑移线右侧顶煤的重力; 为顶煤垮落角;F为剪切力;N为侧压力。

在式(1)、式(2)中,当工作面地质条件确定时,中硬煤层的垮落角α一般为定值,所以剪切力F 及侧压力N 主要与顶煤所受重力有关。

如果顶煤破裂面凹凸不平的咬合及剩余的微弱结组合为残余抗剪力用[τ]表示,则当顶煤残余抗剪力[τ]大于剪切力F时,顶煤状况表现为趋于完整,此时不利于放煤;当残余抗剪力[τ]小于剪切力F时,顶煤状况表现为偏移错位,即向采空区水平运动和垂直方向下沉运动,此时顶煤出现沟裂状况,利于放煤。

1.2顶煤的破碎
在综采放顶煤工作面向前推进时,顶煤的整体性发生一系列变化。

首先沿原生裂隙面微裂发展,然后形成大的裂隙。

在矿山压力作用下,中硬煤层内部的剪力或拉应力超过其中硬的强度极限而逐渐破裂,形成不规则的破碎体被放出。

实验室的模拟实验证明,在综放工作面,由于煤层的采出,煤壁前方将产生应力集中,形成支承压力。

在中硬煤层条件下,应力集中系数K值为2～3,而水平应力集中相对较小,因此,产生的剪应力使顶煤强度降低。

在支承压力的作用下,顶煤中形成了大量的裂隙,这些裂隙随着工作面的推进逐渐发育。

由于裂隙发育,煤体内摩擦力降低,约束被解除,顶煤发生垮落。

顶煤从最初的整体连续状态到放出的松散块体结构,是一个裂隙产生和发展的过程。

随着工作面的逐渐推进,顶煤将依次由完整连续状态转变为裂隙发育和破碎状态,最后再被放出。

完成这样一个完整过程所经过的距离叫做顶煤的冒落步距。

1.3顶煤的放出
模拟实验表明,原来处于中硬状态的顶煤经移动和破碎后,位于支架掩护梁上的顶煤可视为松散体,这些顶煤在放出时,需要一次松散和二次松动过程。

一次松散过程是移架后顶煤冒落形成的松散煤体,而二次松动过程则是顶煤从放煤口放出周围所发生的松动,即顶煤先形成放煤椭球体,随着顶煤的放出又形成松动椭球体,松动椭球体范围内的煤岩随着放煤的进行将发生移动,形成放煤漏斗。

松散煤体经放煤口放出后,松散体内瞬时形成一椭球体,内层椭球体表面颗粒冒落后,外围椭球体表面颗粒立即充填形
煤层放顶煤时放煤步距分析研究
李恒 牛加文
(皖北煤电前岭煤矿采煤一区 安徽淮北 234000)
摘 要:本文基于笔者多年从事煤层步距的相关工作研究经验,以煤层放顶时放煤步距为研究对象,探讨了放煤步距的确定方法,全文是笔者长期工作实践基础上,利用业余时间搜集放顶煤开采相关资料,相信对从事相关工作的同行有参考价值和借鉴作用。

关键词:放煤
步距
煤层中图分类号:TD 82文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2011)07(a)-0145-02
图1 顶煤移动状态示意图
图2 中硬煤层顶煤的运动简化图
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在边坡上形成许多冲沟,将砂冲至水沟中造成淤塞,所以在雨季施工中浆砌片石防护要及时跟进,如防护不能及时跟进,路基边坡也要采取堆码砂袋或用塑料薄膜覆盖等临时防护措施。

在实际施工时为保证每层填筑宽度和厚度,同时避免雨水对边坡的冲刷导致砂方流失淤塞边沟,毁坏农田。

在路基填筑至一定高度后,用挖掘机按路基设计宽度进行路基边坡清刷,完成后沿路基两侧的填筑边线,采用编织袋装砂堆码整齐,堆码高度40cm～50cm一层。

靠施工运输便道侧,第一层砂袋堆码按保证便道宽度不小于8.0m进行控制,适当调整坡脚线和边坡坡度。

砂袋码砌要稳固,外边线力求整齐。

为保证路侧压实度,砂袋码砌,一般不要高于填筑面,对码砌后的路侧,可采用小型平板振动夯对路侧进行补充压实。

6.2后包边土的施工
以往填方路基在填筑过程中,其外侧边坡由于不易施工,其密实度难以达到设计和规范规定的要求,较为松散。

经常有冲刷很深的沟槽或坍塌现象。

但由于土筑路基粘结性强、整体性好,产生的病害较小,不至于危害整个路基。

此次为填砂路基,如果包边土不密实而较松散或坍塌,路基内部的填砂在路面荷载和自身重力作用下,将随着包边土一起坍塌,造成整个路面的塌陷,危害较大。

所以施工时在临时防护的基础上,包边土的施工及时跟进。

外侧30cm厚的包边土无法采用压实机械进行施工,只有采用人工夯拍的方法进行。

为确保夯拍密实,施工时分两层每层15cm厚进行,并严格控制填土的粒径、含水量等物理指标,同时在工程实施时对施
工质量进行现场调查和质量检验,严格要
求填砂路基边坡包边土密实度达到设计和
规范规定的要求。

6.3路基的永久防护
混凝土预制块(空六边形)护坡是一种
工程防护和植物防护相结合的路基防护新
技术,是以空心六边形混凝土预制块为基
本构件,铺设在1∶1.75的坡面上,并通过水
泥砂浆填塞预留缝,从而形成一个留有空
洞的整体的防冲刷的坡面防护结构。

我们
发现用塑模制作混凝土构件有较大的优越
性:一是模具的稳定性较好,能够保证预制
构件外形尺寸的精度要求;二是塑模表面
光洁,预制构件可以获得一个较好的外观
质量;三是制作方法简单易行,并且可通过
添置塑模的数量来决定生产规模,通过现
场设置一个小型预制厂即可使问题得到解
决。

7 施工排水
7.1路基内部排水
由于填砂路基中的砂要达到密实,需
要有一定的含水量,势必造成路基基底积
水,若不及时将水排出,长期浸泡基底,造
成基底软化,或由于边坡内外存在水压差,
侵蚀坡脚,造成边坡坍塌,破坏路基稳定,
造成路基坍塌和路面塌陷。

为此施工中基
底采用3％排水坡度,用干砌片石护脚,内
侧采用透水土工布包裹,并设置卵石反滤
层,沿路线方向左右每隔10m各设一条30×
65cm卵石盲沟,将路基基底积水引出排入
水沟蓄存,必要时再通过水泵抽到路基上
循环使用。

7.2路基便道排水
填砂路基填筑到一定的高度并高出便
道后,路基内一部分水在重力和上层压力
的作用下,将逐渐渗出边坡,流到便道上。

渗水造成边坡坡脚坍塌,严重时必定会影
响到边坡的稳定,同时会浸泡便道,造成便
道损坏,严重影响交通。

所以必须采取外部
排水措施,保护路基坡脚和便道。

为确保每层填筑浇水不渗入便道造成
便道水毁。

在便道与坡角交汇处,即第一
层砂袋堆码处下部采用无纺土工布包裹
碎石,设盲沟纵向排水盲沟。

盲沟施工注
意纵向排水纵坡,由现场工程师根据地形
及附近农田灌溉排洪沟渠情况,每50m～
80m一段调整,并沿施工便道横向设盲沟
将纵向盲沟的积水排至便道外侧边沟内,
盲沟沟底尽可能挖至原地面,不得高于现
有便道路面顶部80cm,盲沟尺寸不小于40
×40cm。

在施工期间,各责任路段要保持
盲沟及便道侧边沟排水畅通无阻,发现淤
塞及时清理。

参考文献
[1]范长友.基于最小二乘法的路基填土压
实度控制方法[J]科技创新导报,2008
(2).
[2]姚海龙.土路基压实度影响因素分析
[J].科技资讯,2008(2).
成新的松动空间,即放煤椭球体。

2 放煤步距的确定
影响中硬煤层顶煤采出率的因素较多,除采矿地质条件、煤层赋存状态、支架类型外,放煤步距也十分重要。

放煤步距与中硬煤层松散冒落过程有关,在确定放煤步距时,必须考虑支架的结构、放煤口位置和顶煤冒落角及松散体的活动规律。

理论及生产实践证明,合理的放煤步距应大于2倍的放煤椭球体短轴半径(b
1
),并小于2倍的松动椭球体短轴半径(b
2
)。

过大或过小都不利于放顶煤。

放煤步距大,混矸少,但两放煤口间脊背损失大,采出率低;放煤步距过小,两放煤口间脊背损失少,但混矸多,影响煤质。

放煤步距一般与移架步距相同或成整
数倍关系。

对于截深为0·6m的工作面,一刀
一放,两刀一放或三刀一放的放煤步距分
别是0.6m,1.2m,1.8m。

放煤步距的大小一般受顶煤冒落步距
的制约。

当放煤步距与顶煤冒落步距相等
时,放煤与顶煤冒落同时进行,有利于提高
顶煤采出率;当放煤步距大于顶煤冒落步
距时,不利于顶煤采出率的提高,因为此时
支架放煤口提前进入下一循环顶煤冒落体
内,即在冒落步距分界线前方的煤体不易
冒落,而后方的煤体超前冒落,易混入放煤
口后方采空区侧的矸石中,从而降低采出
率;当放煤步距小于顶煤冒落步距时也不
利于顶煤采出率提高,原因是初始时支架
放煤口后方的顶煤超前冒落,也混入采空
区侧矸石中,放煤口前方的顶煤滞后至下
一循环中,当支架放煤口进入下一循环时,
与顶煤步距大于顶煤冒落步距情况相同,
且如此循环下去。

由上述分析可知,放煤步距与顶煤冒
落步距的关系对顶煤采出率影响较大。

顶
煤冒落步距主要取决于矿山压力的大小、
煤的物理力学性质及结构面特征。

其值大
小可根据矿压观测数据及顶煤内的裂隙观
测数据来确定,对于中硬煤层来说一般在
0.5m～2.0m,多数在1.0m左右。

当煤体较
坚硬、节理裂隙不太发育时,冒落步距较
大;反之,则冒落步距较小。

如果设Lf为放
煤步距,L m为顶煤冒落步距
,按上述分析
可有如下判别式存在:当Lf=Lm时,利于顶
煤采出率的提高;当Lf>Lm或Lf<Lm时,不
利于顶煤采出率的提高。

参考文献
[1]职强军.煤层放顶煤时的顶煤运动分析
[J].科技资讯,2006(5).
[2]曹晨明,孙玉福.国产综采放顶煤设备
月产创20万吨新水平[J].科技创新导
报,1992(4).
图3　放煤步距
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