综放开采顶煤冒放性的损伤力学分析

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综放工作面顶煤冒落影响因素分析

一
由图１可知，工作面煤壁前方的支撑压力会对顶
煤的变形、破碎、垮落产生直接影响。煤层深度越大，
个顶煤回收系统，由两个采煤点组成了一个工作
面。其优点可以概括为以下几点：１）开采强度有所
（Ｅ—ｍａｉｌ）ｃｈｅｎｘｕｅｐｉｎｇｓｘ＠１６３．ｃｏｎｒ
２０１５年第５期
一
陈学平：综放工作面顶煤冒落影响因素分析从式（２）中可以看出，是随增加而不断变能够有效
第５期
２０１５年５月
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山西焦煤科技
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Ｎｏ．５
Ｍａｖ．２０１５
问题探讨・
综放工作面顶煤冒落影响因素分析
材料费用。３）放顶煤开采技术对矿压进行了主动利
收稿日期：２０１４— ０３—２５
煤层强度是体现煤层本身受破坏的难易程度的参数。但是，煤层强度不是一个参数，而是由裂隙发
作者简介：陈学平（１９８５一），男，山西大同人，２００９年毕业于大同大学，助理工程师，主要从事煤矿管理工作
放顶煤技术是开采厚及特厚煤层的一种方法。

综放开采顶煤破断冒放的块度理论及应用

第23卷第1期2006年3月采矿与安全工程学报Journal of Mining &Safet y Engineering Vol.23No.1Ma r.2006收稿日期:20060206基金项目:教育部博士点基金项目(20050290503)作者简介:刘长友(19652),男,山东省东营市人,教授,博导生导师,工学博士,从事矿山压力与岩层控制等方面的研究.E 2mail:cyliu@ Tel:0516283883447文章编号:167323363(2006)0120056206综放开采顶煤破断冒放的块度理论及应用刘长友,黄炳香,吴锋锋,万志军,杨培举(中国矿业大学能源与安全工程学院,江苏徐州 221008)摘要:以顶煤破断块度为特征量,建立了顶煤破断冒放的块度理论框架,分析了不同顶煤块度以及顶煤块度和矸石块度相对差异时的煤矸流动场特征,分析了顶煤放落流动过程中的成拱形态、成拱机率、影响因素、成拱条件和煤矸块度差异对混矸程度的影响,提出了用顶煤可放出系数和极限顶煤块度描述顶煤的可放出性,为坚硬难冒放煤层的弱化设计提供了依据.以该理论为指导,现场应用取得了良好的技术经济效果.关键词:综放开采;顶煤块度;块度理论;顶煤可放性;回收率中图分类号:TD 823.49 文献标识码:AFragment Dimension T heory and Its Applicationin Fully Mechanized Top Coal CavingLIU Chang 2you,H U ANG Bing 2xiang,WU Feng 2feng,WAN Zhi 2jun,YAN G Pei 2ju(School of M ining and Safety Engineer ing,China University of Mining &T echnology,Xuzhou,Jiangsu 221008,China)Abstr act:T heoretical frame of top coal fragment dimension is established based on the charac 2ter parameter of top coal fractured fragment.The character of coal 2refuse flowage field is ana 2lyzed under the conditions of different top coal fragment dimension and contrastive difference of fragment dimension between top coal and refuse.Doming configuration,frequency influence factor s,doming condition and the effect of coal 2refuse fragmental dimension difference on con 2fusing refuse degree are also analyzed dur ing the course of top coal caving and flowing.Cav 2ability coefficient and maximal fragment dimension of top coal are presented to describe its cav 2ability.T he theor y pr ovided the basis for the weakening design of hard caving and drawing coal seam.Favor able technical and economic effect is obtained in local application guided by this theory.Key words:fully mechanized top coal caving;top coal fragment dimension;fragment dimension theory;top coal cavability;recovery ratio 放顶煤开采是以顶煤的有效破断为前提的,而顶煤破断后的块度大小影响顶煤的冒落和放出.受煤层赋存条件的影响,不同硬度的煤层其破断后的块度大小是不同的,因而在放顶煤开采中顶煤的冒放性和稳定性控制的重点也不同.坚硬煤层放顶煤开采时,由于矿山压力不能有效的破煤,顶煤破断块度大,达不到综放开采顶煤冒放性的要求,在煤矸流动过程中容易出现:上位顶煤破断的大块流入采空区,放不出来;大块顶煤到了放煤口,顶煤块度相对于放煤口尺寸较大,出现堵口;顶煤在放煤口上方成拱,支架尾梁的扰动作用有限,不能有效破坏顶煤的拱结构,致使顶煤的放出终止.因此,顶煤的破断块度是一个反映煤层赋存特征与力学特征以及冒放性特征的特征量和综合体现.本文建立了第1期刘长友等:综放开采顶煤破断冒放的块度理论及应用以顶煤破断块度为特征量的块度理论框架,分析了顶煤块度对其冒放过程的影响以及成拱条件和顶煤放落回收的合理顶煤块度的范围,为放顶煤开采顶煤可放性评价、工艺参数的合理确定以及顶煤回收率的提高奠定了基础.1 顶煤破断冒放的块度理论框架顶煤在矿山压力作用下破断并成为不连续的块体是放顶煤开采的前提.破断块体的大小与煤层的赋存条件(如采深)、采动影响条件(如采动应力集中系数)、煤的完整性(节理裂隙发育程度)以及煤的力学特性(如煤的硬度)等有关.因此,顶煤的破断块度是矿山压力与煤的自然条件的综合反映.由此,可以分析评价煤层的可放性并进行基于顶煤破断块度的可放性分类.根据顶煤的可放性难易程度提出放煤过程中煤岩层的控制措施,如软煤的端面顶煤控制[1]和硬煤的弱化技术[2]等.破断顶煤的冒落放出过程是散体的冒落流动过程,但是由于顶煤块度的不同以及矸石块度与顶煤块度的相对差异,使得煤矸在放落流动过程中又不同于理想散体的流动.事实上,不同硬度的煤与直接顶岩层破断后的块度不同,而且同一煤层因其结构的变化其硬度也会存在差异,破断块度也会不同,在顶煤放落过程中表现出的流动性不一样.根据散体动力学与实验分析结果[325],不同块度的散体的流动性能不一样,不考虑散体的粘结力,块度越小,流动性越好.顶煤块度与矸石块度的相对大小,影响顶煤放出过程中的混矸和回收率.当矸石块度大于顶煤块度时不容易产生混矸现象,有利于顶煤的充分放出,提高顶煤回收率;当矸石块度小于顶煤块度时,则在煤矸流动过程中矸石的流动性优于顶煤,矸石下窜导致混矸,使得放煤口提前见矸,降低顶煤回收率.放煤工艺方式不同对不同块度顶煤的冒放规律、混矸率和顶煤回收率有着不同的影响.在硬煤层放顶煤过程中,顶煤放落的不流畅就是由于顶煤破断块度大,出现放煤口大块卡阻和放煤口上方大块成拱造成的.因此,顶煤破断块度的大小又是合理确定放煤工艺,判断顶煤回收效果的依据.因此,以顶煤块度为特征量,可以分析评价煤层的可放性,分析顶煤(矸石)的放落流动特性,提出相应的控制措施,合理确定放煤工艺参数,分析评价顶煤回收率.顶煤破断冒放的块度理论框架可表示为图1所示.图1 顶煤破断冒放的块度理论框架Fig.1 F ragment dimension theor et ical fr ame of top coal caving and dr awing2 不同块度煤矸放煤过程中的成拱与混矸分析为了分析不同块度煤矸在放煤过程中的成拱和混矸情况,在实验室进行了散体模型试验研究.理论分析与现场实测表明[3],顶煤沿厚度方向的破断块度按下中上层位的顺序是下位顶煤块度<中位顶煤块度<上位顶煤块度.试验中破断煤矸块度依据现场观测的结果确定.2.1 试验方案在模型中顶煤和直接顶的上、中、下层位分别取其厚度的1/3.每个方案试验3种不同的放煤步距.模拟现场顶煤厚度7m,顶煤块度为下位顶煤250mm,中位顶煤312.5mm,上位顶煤437.5mm;煤层上方极松散细砂岩顶板厚0.6m,采用细砂模拟;直接顶块度为下位312.5mm,中位375mm,上位437.5mm.模型试验中,顶煤选用不同粒径的灰色石子,上中下层位顶煤之间铺一层薄的彩色标志层石子;不同层位直接顶选用不同粒径的不同颜色石子.模型与原型的几何相似比为1B 25,模型中采高为0.104m,支架放煤口高度为42mm,模型中每刀进尺为2cm,分别对应工作面采高2.6m,放煤口的高度1050mm 和采煤机每刀进尺0.5m.试验57采矿与安全工程学报第23卷采用低位放顶煤模拟支架,模拟现场工作面的实际工艺过程.模型试验参数如表1.表1 散体模型试验参数Table 1 Exper imental par ameter s of loose medium model层位厚度/cm 加权体积/(cm 3#个21)筛孔长/mm 密度/(g #cm -3)上位顶煤9.3 1.980217.5 1.536中位顶煤9.30.952412.5 1.646下位顶煤9.30.425510.0 1.638细砂岩 2.4 1.532上位直接顶18.7 1.980217.5 1.536中位直接顶18.7 1.132515.0 1.492下位直接顶18.70.826412.51.7052.2 顶煤放落过程中的成拱形态放煤过程中,由于破碎顶煤形状及顶煤块体相对位置的随机性,导致出现成拱形式的多样性.放煤过程中煤矸成拱类型主要有放煤口成拱和支架尾梁上方煤矸流成拱2种.1)放煤口成拱:典型的放煤口顶煤成拱如图2所示,前拱脚落在支架尾梁上,后拱脚落在煤矸流动后边界的煤矸上.放煤口成拱的形式多样,表现为拱线的形态、拱线的弧度角和跨距(拱脚距)的变化.放煤过程出现放煤口大拱套小拱,在放煤口成拱(拱轴线近似为水平)的基础上,局部竖向冒落形成冒落拱(拱轴线近似为竖直方向).(a)(b)图2 放煤口顶煤体成拱F ig.2 Doming of top coal on dr awing top coal jaws2)支架尾梁上方煤矸流成拱:在放煤过程中,中上位顶煤块度相对较大,放煤口上方的中上位顶煤在向放煤口方向流动过程中,由于其两侧块体流动速度较小或基本不动,产生不均匀下沉,块体间产生摩擦挤压作用成拱,使得顶煤不能连续放出,在煤矸流中形成空腔的拱结构,如图3所示.支架尾梁的摆动对这种拱结构的影响作用很小.图3 中上位顶煤流动过程中成拱Fig.3 Doming of mid and upper top coalduring the cour se of flowage2.3 顶煤放落过程中成拱的机率实验研究表明,随着放煤步距的增大,放煤过程成拱的机率明显减小;不同放煤步距下放煤成拱机率如表2.可见,在一采一放中,每次放煤过程基本上都出现成拱,平均每次放煤成拱1.22次,最多达4次;两采一放平均每次放煤成拱0.86次,是一采一放的0.70倍;三采一放由于放煤步距较大,放煤过程中可能成拱的拱脚距较大,拱线的曲率小,不易形成稳定的拱结构,成拱机率是一采一放的0.58倍.而且顶煤块度大的部位放煤过程中成拱的机率也大.表2 不同放煤步距时放煤成拱机率对比Table 2 D oming frequency of diff er ent dr awing inter valdur ing drawing top coal放煤步距一采一放两采一放三采一放每次放煤成拱次数最多422平均1.220.860.712.4 顶煤和直接顶块度差异对混矸程度的影响实验表明,当顶煤块度明显小于矸石块度时,顶煤流动过程中所受的阻力较小,顶煤流动速度比矸石要快,煤矸分界线光滑明显,使得上位顶煤提前到达放煤口,而矸石相对滞后,有利于提高顶煤回收率.当顶煤和矸石的块度接近时,二者的流动性能相当,煤矸流动过程中煤矸分界线不光滑,煤矸分界线附近混矸现象比较明显.当矸石块度小于顶煤块度时,矸石更容易流动,矸石的下窜速度比顶煤的流动速度快,矸石比顶煤先到达放煤口,混矸严重,使得上位顶煤体难以放出,不利于提高顶煤回收率.实验中,松散细砂就因其块度很小,下窜速度很快,即使在顶煤块度小时放煤口刚放完下位顶煤,细砂就已经穿越上位和中位顶煤到达了放煤口,导致放出顶煤中的含砂率高,顶煤回收率低.58第1期刘长友等:综放开采顶煤破断冒放的块度理论及应用3 顶煤的成拱条件和可放出性分析3.1 顶煤的成拱条件顶煤和矸石随着顶煤从放煤口的放出而发生运移和流动,放煤过程中煤矸流动的前后边界随着至放煤口距离的减小,煤矸运移与流动的断面逐渐减小,煤矸又有水平方向的移动,故易成拱.成拱条件为:如果沿整个流动断面周边作用的垂直切力足以来承受位于其上方的煤矸重量时,则在放煤口的上方就会成拱,它的轮廓将与最大主应力迹线重合.拱线属于散粒体自由表面的范围,故沿其整个长度上的法向应力均为零.3.2 顶煤成拱的影响因素从放煤过程中煤矸成拱的条件可以看出,影响放煤过程中成拱的主要因素有煤矸的块度、流动边界距、放煤口尺寸、流动断面速度梯度等.大块或小长条形煤矸在放出的过程中,煤岩块间的相互位置有可能存在相互咬合的成拱条件.因流动边界影响,流动断面内中间速度大,产生不均匀的下沉,即流动断面内存在速度梯度,当速度梯度越大时越易成拱.随着到放煤口距离的减小,流动区域边界的收缩程度越大,顶煤体越易成拱.放煤口尺寸越大,顶煤体越不易成拱.3.3 顶煤的可放出性与极限顶煤块度为了描述在矿压作用下破断冒落成散体的顶煤顺利通过放煤口而放出的难易程度,即顶煤体的可放出性,引入顶煤可放出系数,它实质上反映了放落顶煤通过放煤口的能力.顶煤可放出性的难易,可用单位时间内放煤口的放出量或一定放煤量中发生的堵塞次数来表示.顶煤可放出系数可用放煤口有效宽度与顶煤块度尺寸之比来表示,即k =L 0/d,式中:k 为放煤口的顶煤可放出系数;L 0为放煤口的有效宽度,m;d 为顶煤块度尺寸,m .根据实验结果并参考金属矿山重力放矿合格矿石块度的研究结果[526],要使顶煤顺畅放出,必须保证顶煤可放出系数k >3~5,即顶煤块度尺寸要小于放煤口的有效宽度L 0的1/3~1/5;当k =2~3时,顶煤在放煤口上方是否成拱,具有偶然性,通过支架尾梁和插板的扰动可以破坏拱结构,并实现顺畅放煤;当k <2时,堵塞或成拱现象将经常出现,冒落顶煤难以顺畅放出.放煤过程中允许放出的最大块度称为极限块度,以放煤过程中放煤口形成稳定的拱结构作为确定极限顶煤块度的依据.拱结构是否稳定,与其跨度、拱高和载荷的大小有关.拱破坏的形式有2种:一是大块间较小的接触面上产生破碎,拱的承载能力消失;二是由于大块间或大块与边界间相互接触面上的摩擦阻力不足以抵抗拱上载荷产生的剪力,使大块滑落.放煤口破断顶煤成拱分析如图4.L 是拱的跨距,h 是拱高,m 是单位拱长度上的质量.以作用力R 的作用点取力矩.并考虑到R h =P,则可得出R 的水平分量R h :R h =mL 28h.图4 放煤口顶煤成拱分析F ig.4 Analysis of top 2coal domingon drawing top 2coal jaws由于拱脚点的抵抗力为摩擦力,因此,反作用力的垂直分量R v 为R v =R h tan D =mL 28htan D . R v 的最大值为垂直载荷的一半,即mL/2,因此,成拱的条件为L [4h/tan D .根据对顶煤可放出性的分析,可将k =2时的顶煤块度视为极限顶煤块度.防止和消除放落顶煤成拱的技术途径有:a.利用支架尾梁的摆动所产生的扰动力来破坏拱的稳定;b.多放煤口同时放煤;c.加大支架放煤口尺寸;d.合理的放煤步距;e.采用振动放顶煤技术[7];f.弱化顶煤,减小顶煤的块度等[829],以增强顶煤的流动性,减少成拱的机率.4 现场应用研究顶煤破断冒放的块度理论在义马煤业集团常村煤矿21072超长孤岛综放工作面进行了现场应用.该工作面地质条件复杂,煤层埋深560~600m,工作面倾斜长度220m,走向长度1460m.其中整层孤岛煤柱段580m,顶煤平均厚度9.8m;顶分层已采段采煤长度720m,顶煤平均厚度7.0m.割煤高度2.6m,采用ZFS5500218/28放顶煤液压支架,放煤口的高度为1050mm.煤层直接顶为泥岩,厚1~27m;老顶为泥岩,厚33~44m.工作面由整层段推进至顶分层已采的开始区域时煤59采矿与安全工程学报第23卷层顶板存在厚度0.6m的细砂岩,其胶结程度极差,强度极低,在矿压作用下变成粉末状的细砂,随顶煤的运移而下窜,放出顶煤中混砂严重,而且在移架过程中架间均漏细砂,使得顶煤回收率低、煤质差.整层煤和顶分层已开采条件下的矿山压力破煤效果不一样,导致顶煤和直接顶的破碎块度不同.煤矸块度的变化导致煤矸流动场特征不一样,混矸程度不同.通过现场观测煤矸块度以及模型试验和理论分析结果,如表3,4[3],确定工作面不同块段的放煤工艺如表5.表3整层煤条件下不同放煤步距的模拟试验结果Table3Simula tion exper iment r esults of different dra winginter val for full2sea m mining%项目一采一放两采一放三采一放顶煤回收率73.8677.0672.87含矸率 2.14 1.57 1.60绝对含矸率 1.62 1.23 1.18表4顶分层已采细砂岩区域不同放煤步距的模拟试验结果% T able4Simulation experiment r esults of different draw ing inter v al fo r tip slicing mined under dead2unconsolidated sandstone roof项目顶煤块度小一采一放两采一放三采一放顶煤块度大一采一放两采一放三采一放顶煤回收率76.5780.2673.4769.3078.0769.67含矸率 3.50 1.51 1.58 5.63 2.18 1.89绝对含矸率 2.99 1.33 1.26 4.33 1.81 1.40含砂率 6.897.12 6.21 4.28 4.17 4.18绝对含砂率 5.89 6.25 4.95 3.29 3.48 3.10注:绝对含矸(砂)率指放出顶煤中矸石(砂)的质量占放煤步距上方顶煤质量的百分率表5现场不同煤矸块度下的放煤工艺及回收率Table5Loca l drawing top2coal technolog y and recover y r atio under different coal2r efuse f ragment dimension工作面块段顶煤厚度/m顶煤块度/m矸石块度/m放煤工艺放煤步距放煤方式顶煤回收率/%备注整层煤9.80.400.70两采一放多轮间隔放煤75.1顶分层已采砂岩区域7.00.450.60三采一放多轮顺序放煤68.5控制细砂顶分层已采7.00.250.20两采一放单轮顺序自下至上放煤72.3顶煤软在整层煤条件下由于煤质较硬,顶煤破碎块度大,放煤过程中偶尔出现放煤口顶煤成拱,但通过支架插板的摆动作用可以破坏,实现顺利放煤.在顶分层已采细砂岩区域通过加大放煤步距,均匀放煤,较好的控制了放煤过程中的混砂现象.在顶分层已采区域煤矸块度都较小且矸石块度小于顶煤块度,采用两采一放单轮顺序自下至上放煤工艺有效的控制了混矸现象.工作面在有效放煤长度较短的条件下实现最高月产量15.5096万t,顶煤回收率76%,年产量达到146万t.5结论1)顶煤的破断块度是矿山压力与煤的自然条件综合作用的体现,顶煤破断冒放的块度理论框架包含了以顶煤块度为特征量的顶煤可放性评价与分类、煤矸的运移和流动场规律、煤矸的放落成拱机理和条件、合理放煤工艺参数的确定、顶煤稳定性和冒放性控制以及顶煤回收率的分析评价等内容,为低位综放开采技术的完善和发展奠定了基础.2)顶煤放落过程中的成拱主要表现为放煤口成拱和支架尾梁上方煤矸流成拱2种,成拱机率受放煤步距和煤矸块度大小的影响,煤矸块度的相对差异对混矸程度有很大的影响.3)顶煤顺利通过放煤口而放出的难易程度可用反映放落顶煤通过放煤口能力的顶煤可放出系数表示,当顶煤可放出系数大于3~5时,顶煤可顺畅放出,否则将容易产生堵塞或成拱现象.4)以放煤过程中放煤口形成稳定的拱结构为依据可确定极限顶煤块度,极限顶煤块度应小于放煤口有效宽度的1/2,从而为坚硬顶煤的弱化设计提供了依据.5)顶煤破断冒放的块度理论在义马常村煤矿21072超长孤岛综放工作面进行了现场应用,取得了良好的技术经济效果.致谢:本文得到中国矿业大学青年科研基金项目(2005A001)资助,特此致谢.参考文献:[1]刘长友,曹胜根,方新秋.采场支架围岩关系及其监测控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.[2]黄炳香.坚硬煤体水力致裂裂缝扩展特征研究[D].西安:西安科技大学能源学院,2004.[3]刘长友,黄炳香,吴锋锋,等.极松散细砂岩顶板下综放开采煤岩的冒放规律及放煤参数研究[C]//尚海涛,王家臣.综采放顶煤的发展与创新.徐州:中国矿60第1期刘长友等:综放开采顶煤破断冒放的块度理论及应用业大学出版社,2005:2372242.[4]吴爱祥,孙业志,刘湘平.散体动力学理论及其应用[M].北京:冶金工业出版社,2002.[5]黄松元.散体力学[M].北京:机械工业出版社,1992.[6]古德生,王惠英,李觉新.振动出矿技术[M].长沙:中南工业大学出版社,1989.[7]谢耀社,赵阳升.振动放顶煤技术机理研究[J].岩土力学,2003,24(增刊):4432446.XIE Yao2she,ZH AO Yang2sheng.A st udy of tech2nique and mechanism of top2coal caving method withvibr ation[J].Rock and Soil Mechanics,2003,24(Supp):4432446.[8]曹胜根,郭金刚,叶永红.块度对顶煤放出率的影响分析[J].煤炭科学技术,2004,32(4):61263.CAO Sheng2gen,GU O Jin2gang,YE Yong2hong.A2nalysis on coal size influenced to caving output rate [J].Coal Science and T echnology,2004,32(4):61263.[9]宋选民,钱鸣高,靳钟铭.放顶煤开采顶煤块度分布规律研究[J].煤炭学报,1999,24(3):2612265.SONG Xuan2min,QIAN M ing2gao,JIN Zhong2ming.Study on the fragmental distr ibutions regulari2ty of t op2coal fractured experiment for top2coal caving mining[J].Jour nal of China Coal Society,1999,24(3):2612265.(上接第55页)[8]徐友宁,袁汉春,何芳,等.西北地区矿业开发可持续发展问题[J].资源#产业,2003,5(4):53255.XU You2ning,YU AN H an2chun,HE Fang,et al.P roblems of sustainable development on mine exploi2tation in northwest China[J].Resources&Indus2tr ies,2003,5(4):53255.[9]王军,张相成,张虹.西北煤炭工业的可持续发展[J].中国煤炭,2002,28(8):18221.WANG Jun,ZH ANG Xiang2cheng,ZHANG H ong.Sustainable development of coal industr y in northwest China[J].China Coal,2002,28(8):18221.[10]钱鸣高,许家林,缪协兴.煤矿绿色开采技术[J].中国矿业大学学报,2003,32(4):3432347.QIAN Ming2gao,XU Jia2lin,MIAO Xie2xing.Gr een technique in coal mining[J].Jour nal of ChinaUniver sity of Mining&Technology,2003,32(4):3432347.61。

放顶煤开采影响因素及对策分析

放顶煤开采影响因素及对策分析
顶煤开采是指采矿工程中在顶板顶部所剩留下的煤层。

由于顶煤质地松散，透水性能差，加之采空区和岩层应力的影响，顶煤开采过程中产生的安全隐患较大。

因此，在顶煤开采过程中，需要考虑以下因素并采取对应措施：
一、顶煤厚度
顶煤厚度是影响顶煤开采效果的重要因素。

当顶煤厚度较大，顶板可能会因直接进攻煤层而发生大面积塌落或者煤与矸石混合。

因此，在顶煤厚度较大的情况下，应采取分段挖掘的方式，将顶煤分为数个段进行开采。

二、岩层应力
顶煤开采过程中，岩层应力的变化会影响采煤效果。

岩层应力受到地质构造、矿井深度、煤厚度等因素影响。

为了减少岩层应力对顶煤开采的影响，可以采取预紧法、节流法等技术手段。

三、采空区
顶煤开采时，煤岩体下陷会形成采空区，对矿井的稳定性和采煤进度都会产生影响。

为减少采空区对采煤过程的影响，可以采取垫煤、垫岩等措施加强顶板的稳定性。

四、透水性
顶煤的透水性很差，但在顶煤开采过程中，采煤工作面上方的岩层可能因差异应力等原因出现裂缝，导致地下水渗漏，对采煤工作造成困扰。

因此，在采煤过程中，应采取适当的措施防止地下水渗漏，如增加围岩支护强度、加强钻孔抽放等方式。

总之，高质量、高效率和高安全的顶煤开采是我们的目标。

为了实现这个目标，需要在采煤施工过程中综合考虑各种因素并采取科学的措施，以确保矿井安全和采矿效益。

分析综合放顶煤开采煤炭损失的原因

分析综合放顶煤开采煤炭损失的原因0前言综合放顶煤开采不仅是不稳定厚煤层开采的一种有效方法，也是实现高产高效矿井建设的有效途径，为综合放顶煤开采技术的可持续发展奠定了基础。

综合放顶煤开采工艺支架选型合适，设备科学配套，工艺参数和劳动组织优化，可提高综放工作面的产量和煤炭回收率。

综合放顶煤开采能使巷道掘进率低，巷道维护环境有所改善。

明显缓解大多数煤矿长期存在采掘衔接紧张的状况。

井下工效和采煤工作面效率等都有明显提高，能源动力消耗少。

综合放顶煤开采适合煤层埋藏复杂、厚度变化大、顶底板不平、断层较多、工作面较短、地带三角区等条件下采用。

并且综合放顶煤开体现出的产量高、成本低、掘进工作量少等特点，使综放开采在我国厚和特厚煤层开采中得到了迅速而广泛地推广。

1 综合放顶煤开采过程中煤炭损失分析在综合放顶煤开采过程中，影响煤炭回收率的主要因素有：顶煤硬度、煤岩层节理和层理发育程度、采放比、上覆岩层性质、综放工作面仰俯开采、支架性能、后部输送机状态、放煤工艺及现场管理等因素。

1.1初采不放煤的损失。

为防止基本顶突然冒落对工作面构成威胁，大部分煤矿采取在工作面基本顶初次垮落之前不放煤的措施，从而造成初采损失，其损失量与初次垮落步距成正比，初次垮落步距与顶煤硬度、厚度、节理裂隙和层理发育程度及顶板矿压显现有密切关系。

1.2末采不放顶煤损失。

工作面末采损失量主要在于工作面收尾时为有利于回撤支架而留顶煤，提前铺网控制顶板引起的损失。

1.3 综放工作面两端头不放煤及进、回风顺槽顶煤的损失。

端头放煤工艺虽然试验成功，但端头放煤仍然带来许多问题不能解决，由于工作面输送机机头、机尾高度较大，必须在工作面上下端头使用过渡支架，且由于端头一般压力较小，顶煤较难放下来，因而造成端头损失。

大多数工作面靠近上下顺槽3～5架支架不能放煤，另外，为了维护巷道，两顺槽顶板要铺网，这一部分煤也将丢失。

3合理的综合放顶煤的工艺是提高煤炭回收率主要途径综合放顶煤开采与一般的综采相比，其工艺过程主要增加了放煤和移后运输机等工序。

煤矿处理综采、综放、掘进工作面冒顶事故的措施

煤矿处理综采、综放、掘进工作面冒顶事故的措施安全事关每个家庭的幸福，熟悉安全操作规程，掌握安全技术措施，制定安全计划方案，做好单位安全培训，加强安全知识学习及考试更是预防和杜绝安全事故的重要方式和手段。

您浏览的《煤矿处理综采、综放、掘进工作面冒顶事故的措施》正文如下：一、处理掘进工作面冒顶事故的措施1、当掘进工作面发生冒顶事故时，首先应将人员撤至安全地点，清点人数，及时向调度中心汇报冒顶地点、性质、有无人员被埋等情况，然后在指定地点待命。

调度中心接到报告后，应立即通知矿领导、值班人员、宁东分局调度中心、救护大队及其它有关单位人员，到调度中心集合待命。

2、出现小型冒顶事故时，由跟班工长现场指挥进行处理，较大的冒顶事故（高度超过800mm，长度超过1000mm的冒顶）必须制定专项措施进行处理。

3、抢救冒顶区埋人时，现场必须有专人指挥，救护人员必须熟悉掌握冒顶前的征兆，并遵守秩序，动作迅速。

现场必须指派有经验的人员观察顶板，发现有再冒顶的危险时，应先撤出救护人员，等冒顶稳定后再进行抢救，避免扩大事故伤亡。

4、处理冒顶事故应在冒顶区顶板基本稳定后进行。

先由外向里逐段（架）检查顶板的完好情况，边维护顶板边清除堵塞物，在确保退路畅通和顶帮安全的前提下，尽快接近堵人部位进行抢救。

如冒顶区太大或顶板无法控制时，可在附近安全处开掘通向埋人地点的专用巷道，抢救人员。

5、如果冒顶后，堵人处风量不足，应利用局扇、钻孔或通风管向事故区供风，并指派专人负责检查灾区的有害气体浓度，防止事故区内有害气体超限或氧气浓度降低，致使人员中毒或窒息死亡。

6、顶板沿煤壁冒落，矸石块度比较破碎，遇险人员靠近煤壁位置时，可采用沿煤壁由冒顶区从外向里掏小洞，边支护边掏洞，可架设梯形棚维护顶板，直到把遇险人员救出。

7、工作面冒落范围比较小，矸石块度小，比较破碎，并且继续下落，矸石扒一点，漏一点时，救护人员可采用撞楔法处理，控制好顶板。

8、如果工作面两头冒落，把人堵在中间，采用掏小洞和撞楔法穿不过，可采用另开巷道的方法，绕过冒顶区或危险区将人员救出。

综放开采顶煤三维变形_破坏的数值分析_陈忠辉

第21卷第3期岩石力学与工程学报 21(3)：309～3132002年3月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering March ，20022000年4月6日收到初稿，2000年8月4日收到修改稿。

* 国家自然科学基金资助项目(19902019)和重点资助项目(59734090)。

作者陈忠辉简介：男，33岁，1990年于东北大学采矿系采矿专业获博士学位，现为中国矿业大学（北京校区）副教授，主要从事岩石力学与放顶煤开采方面的研究和教学工作。

综放开采顶煤三维变形、破坏的数值分析*陈忠辉谢和平王家臣(中国矿业大学(北京校区)岩石力学与分形研究所北京 100083)摘要针对大同矿务局忻州窑矿8911面综放开采煤岩变形破坏的全过程，利用岩石力学数值分析方法对放顶煤三维采场的顶煤、顶板活动进行了系统的研究，得到了三维模型的应力、变形及单元破坏数值分析结果。

研究表明：大同矿务局煤层强度较高，在支承压力作用下难于破碎，需进行弱化处理后才能有效放出。

综采放顶煤过程中，支承压力具有明显的分区特征，顶煤的始动点就是支承压力峰值位置，位于煤壁前方5～7 m 处，并得到现场实测结果的验证。

关键词综放开采，数值计算，顶煤变形破裂分类号 TD 823.4+9，TD 313+.1 文献标识码 A 文章编号 1000-6915(2002)03-0309-051 前言顶煤与顶板的变形和破坏过程是综放开采理论研究的基本问题之一。

顶煤从连续介质受载破裂到逐渐形成松散体是一个非常复杂的非平衡非线性力学过程，利用目前一般的力学解析方法很难求解其复杂的全过程。

即使如此，由于生产实践的需要，研究人员利用损伤力学对顶煤在支承压力作用下力学特性进行了分区研究，得到了弹性区、塑性区、破碎区及放落区4个顶煤变形破裂发展阶段[1～3]；通过现场观测和唯象学理论，建立了顶煤水平位移和垂直位移运动轨迹方程。

浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析

㊀第41卷第2期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.41㊀No.2㊀㊀2016年2月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYFeb.㊀2016㊀解兴智,赵铁林.浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析[J].煤炭学报,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.2015.1011Xie Xingzhi,Zhao Tielin.Analysis on the top-coal caving structure of extra-thick hard coalseam with shallow depth in fully mechanized sublevel caving mining[J].Journal of China Coal Society,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.2015.1011浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析解兴智1,2,赵铁林1,2(1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院,北京㊀100013;2.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京㊀100013)摘㊀要:为深入研究浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构特征,以主采3号煤层的榆阳地区千树塔煤矿作为研究背景,采用数值模拟㊁理论分析和现场实测等综合方法对坚硬顶煤冒放结构进行了研究,得出靠近工作面两端头位置坚硬顶煤容易形成悬臂结构㊂由悬臂顶煤内部应力解析和模拟得到顶煤不同的破断长度对其垮落放出有着重要影响,当其破断长度小于放煤口水平投影宽度时,垮落放出相对较为容易;当其破断长度大于放煤口水平投影宽度时,垮落放出较为困难,并且增加处理大块煤的时间,该结论解释了坚硬顶煤垮落放出困难的宏观结构因素㊂关键词:浅埋;坚硬;特厚煤层;综放开采;冒放结构中图分类号:TD823㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2016)02-0359-08收稿日期:2015-07-14㊀㊀修回日期:2015-11-26㊀㊀责任编辑:常㊀琛㊀㊀基金项目:国家自然科学基金资助项目(51474128,51304115)㊀㊀作者简介:解兴智(1976 ),男,山西运城人,研究员,硕士生导师㊂E -mail:xiexingzhi@Analysis on the top-coal caving structure of extra-thick hard coalseamwith shallow depth in fully mechanized sublevel caving miningXIE Xing-zhi 1,2,ZHAO Tie-lin 1,2(1.Coal Mining &Design Branch ,China Coal Research Institute ,Beijing ㊀100013,China ;2.Coal Mining &Designing Department ,Tiandi Science &Technol-ogy Co.,Ltd.,Beijing ㊀100013,China )Abstract :In order to further investigate the top-coal caving structural characteristics of extra-thick hard coal seam with shallow bury depth in fully mechanized sublevel caving mining,authors studied the No.3coal seam mined in Qian-shuta Coal Mine at Yuyang District,China.The caving structure of hard top coal was studied by using numerical simu-lation,theoretical analysis,in-site measurement,etc.Cantilever structure of top coal exits at the face end position.The internal stress of cantilever top coal was analyzed,and the cantilever length was also simulated.The results indicate that different broken lengths have ansignificant impact on the caving and releasing of top coal.When broken length is less than the horizontal projective width of coal caving port,top-coal caving are relatively easy.On the contrary,it is difficult for top-coal caving,and the total time for handling big lump coalincreases.The results explains the macro-structural factors of difficulty on hard top coal caving.Key words :shallow bury;hard coal;extra-thick coal seam;fully mechanized caving;caving structure ㊀㊀综放开采作为厚及特厚煤层主要的开采方法[1-2],已经历了30多年的发展㊂针对综放开采时顶煤的变形移动特征,文献[3]中提到受采动影响的顶煤体会出现弯曲变形并向采空区倾倒滑动;文献[4]通过观测顶煤移动过程得到支架上方的顶煤体会发生垂直方向的运动,并产生离层现象㊂基于理论分析,文献[5-7]从顶煤体受力变化㊁破坏特征等力学角度阐述了顶煤体运移规律,对顶煤体进行煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷了分区;文献[8-9]分别从顶煤体受到支架-顶板共同作用㊁应力分布规律等整体角度,对顶煤体的破坏发展过程进行了分析㊂运用现代化的数值模拟方法,文献[10-11]对顶煤㊁顶板的运移进行了分析,促进了综放开采顶煤破坏运移理论的发展㊂综上分析,已有的成果囊括了常规顶煤体研究[3-9],将整个顶煤体视为易碎或简单的整体[12-13],而浅埋坚硬顶煤体不同于常规顶煤体,其在支架的支撑㊁上覆煤岩的矿山压力及煤体中的层理裂隙截割作用下,会发生分层现象,并且随着工作面的向前推进,此分层顶煤体受力状态发生变化,发生破裂㊁破碎和垮落㊂本文以榆阳地区广泛分布的3号煤层为背景,部分矿井概况见表1,此地区3号煤埋藏浅㊁硬度大㊁厚度变化大㊂在顶煤冒放结构现场观测的过程中,得知不同于以往将顶煤体视为一种简单的传载介质[12-13],认为初采期间未受弱化处理的坚硬顶煤,和正常推进阶段靠近两端头位置的顶煤容易形成悬臂结构,其未破断之前自身具有一定的承载能力㊂运用弹性力学理论建立坚硬顶煤悬臂结构模型,对其内部应力进行解析;采用数值模拟方法对坚硬顶煤结构特征进行模拟分析,得到工作面推进过程中顶煤出现悬臂结构的悬臂长度;由放煤知悬臂顶煤的破断长度对其垮落放出有着重要影响,据此,有针对性地对坚硬顶煤结构形式进行改善,得到提高顶煤冒放性的方法㊂研究成果为浅埋坚硬特厚煤层综放开采工作面管理提供指导意义,从而为实现浅埋坚硬特厚煤层的安全㊁高效开采奠定基础㊂表1㊀部分矿井煤层赋存条件Table1㊀Coalseam occurrence condition煤矿煤层可采厚度/m平均厚度/m埋深∗/m抗压强度/MPa抗拉强度/MPa 千树塔3号煤9．75~11．2510．61122~26225．710．64麻黄梁3号煤7．55~10．369．06110~24138．871．39柳巷3号煤10．20~11．6511．05139~32136．151．65双山3号煤8．16~11．389．90115~21019．561．07㊀㊀注:∗表示矿井地表多黄土高坡和沟谷,以沟谷最低处为埋深最小估计值㊂1㊀浅埋坚硬特厚煤层开采条件千树塔煤矿主采的3号煤层埋深122~262m,平均埋深192m左右,煤层厚度平均为10．61m;根据实验室岩石力学测试结果,此地区3号煤层抗压强度在25MPa以上;地表覆盖55m厚的黄土层和107m厚的亚黏土层,松散层厚度合计162m,为浅埋坚硬特厚煤层综放开采范畴;煤层基本顶为16．66m 的长石砂岩,直接顶为0．64m的泥岩㊂2㊀坚硬顶煤结构特征分析2．1㊀坚硬顶煤结构模型浅埋坚硬顶煤受到层理面的截割作用,在下部煤体回采后,随着工作面的向前推进,靠近工作面两端头位置容易在煤壁侧形成固定端㊁采空区侧形成自由端的悬臂结构,此顶煤破断垮落很容易贴在支架掩护梁和尾梁上,如图1所示㊂此悬臂顶煤上方受到上覆煤岩层的矿山压力作用,下方控顶区内受到支架的支撑作用㊂破断的悬臂顶煤发生垮落,当其搭在放煤口形成稳定结构,在放煤的过程中会出现顶煤垮落骤然停止,此时只有少许的煤粉和碎煤得到放出;当此结构失稳或顶煤块体在放煤口得到放出,将瞬间出现大量的煤块从放煤口放出㊂图1㊀破断的长梁式块体Fig．1㊀Broken blocks of long beam由此,建立浅埋坚硬顶煤的悬臂结构模型,如图2所示,为了便于分析,将悬臂顶煤的上覆煤岩体支承压力简化为q(x);下方距离煤壁L1范围内受到支架的支撑力简化为q0(x),由顶煤的弯曲下沉和支架的主动支撑形成㊂其中,L1为支架控顶长度,m;L2为顶煤悬臂长度,m,观测得知靠近端头位置在7m 左右㊁甚至更大㊂h为悬臂顶煤分层厚度,m,观测知h分布在0．3~0．8m㊂q(x)为上覆煤岩压力,MPa,q(x)=q;q0(x)为支架的支撑反力,MPa,063第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析图2㊀顶煤悬臂结构模型Fig．2㊀Top coal model of cantilever structureq 0(0)=0,q 0(L 1)=q 0㊂悬臂顶煤体力f y =ρg,ρ为密度,kg /m 3;g 为重力加速度,N /kg㊂2．2㊀坚硬顶煤结构力学分析依据弹力力学理论[14],建立坚硬顶煤悬臂梁力学平衡微分方程:∂σx ∂x +∂τyx∂y =0∂σy ∂y +∂τxy∂x +ρg =0ìîí(1)㊀㊀结合平面问题的边界条件,应力满足方程(2):lσx +mτyx =f -x lτxy +mσy =f -y ìîí(2)其中,σx 为x 方向应力;σy 为y 方向应力;τxy ,τyx 分别为xy 方向和yx 方向应力;l ,m 分别为边界面外法线方向向量在x 轴正方向上和y 轴正方向上的方向余弦值;f -x ,f -y 分别为边界面的面力在x 轴方向和y 轴方向的分量㊂由图2知悬臂顶煤的边界条件:①上边界:l =0,m =-1,y =-h /2,x ɪ[0,L 2],f -x =0,f -y =q ;②左下边界:l =0,m =1,y =h /2,x ɪ[0,L 1],f -x =0,f -y =-q 0L 1x ;③右下边界:l =0,m =1,y =h /2,x ɪ[L 1,L 2],f -x =0,f -y =0;④右边界:l =1,m =0,x =L 2,y ɪ[-h /2,h /2],f -x =0,f -y =0㊂得到顶煤悬臂结构的应力解析解,见式(3)和(4)㊂x ɪ[L 1,L 2]:σx =3(q -ρgh )h 3x 2y -6L 2(q -ρgh )h 3xy -2(q -ρgh )h 3y 3+3(h 2+10L 22)(q -ρgh )10h 3y σy =-3q +ρgh 4h y +q -ρgh h 3-q2τxy =-3(q -ρgh )h 3xy 2+3L 2(q -ρgh )h 3y 2+3(q -ρgh )4h x-3L 2(q -ρgh )4h ìîí(3)x ɪ[0,L 1]:σx =2q 0h 3L 1x 3y -3(2qL 1+2ρghL 1+q 0h )h 3L 1x 2y -q 02hL 1x 2-4q 0h 3L 1xy 3+2a 3xy +4qL 1+4ρghL 1+2q 0h h 3L 1y 3+㊀㊀q 0hL 1y 2+2a 4y +2b 4σy =2q 0h 3L 1xy 3-3q 02hL 1xy -q 02L 1x -2qL 1+2ρghL 1+q 0h h 3L 1y 3-q 02hL 1y 2+6qL 1+2ρghL 1+q 0h 4hL 1y+q 0h -2qL 14L 1τxy =-3q 0h 3L 1x 2y 2+3q 04hL 1x 2+6qL 1+6ρghL 1+3q 0h h 3L 1xy 2+q 0hL 1xy -2ρghL 1+q 0h +6qL 14hL 1x +q 0h 3L 1y 4-a 3y 2-㊀㊀ρgx +h 24a 3-q 016L 1ìîí(4)其中,a 3=120(3q -q 0+ρgh )L 21-120(q -ρgh )L 1L 2+15q 0h -3q 0h 220L 1(3h 4-h 3),b 4=q 0h 24L 1-q 0L 14h ,a 4=[(81qh -387q +126q 0+27ρgh -18q 0h -129ρgh )L 31+(27q 0h 2-9q 0h )L 21+(q 0h 2-150q 0h -18qh 3-18ρgh 4+18q 0h 3+6qh 2+6ρgh 3)L 1+(138q -54qh +54ρgh 2-138ρgh )L 21L 2+(27qh -27ρgh 2-9q +9ρgh )L 1L 22+q 0h 3-9q 0h 4]/[20L 1(3h 4-h 3)]163煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷㊀㊀根据千树塔煤矿3号煤层赋存条件㊁3号煤物理力学性质,取h =0．8m,L 1=5．1m,q 0=0．4MPa,q =0．75MPa,ρ=1200kg /m 3,g =9．8N /kg,代入式(3)和(4),得到影响悬臂顶煤破断长度的应力与悬臂长度的变化关系,即y =-0．4m 处x 方向应力㊁y =0处xy 方向应力与悬臂长度的关系,如图3所示㊂图3㊀应力分布与悬臂长度的关系Fig．3㊀Relationship of stress distribution and cantilever length根据计算得到支架后方悬臂顶煤同一横坐标处中间层(y =0)切应力最大,切应力随着悬臂长度的增加而增大,悬臂长度8m 对应的切向应力(xy 方向应力)最大为2．01MPa;悬臂顶煤同一横坐标处上层(y =-0．4m)的x 方向拉应力最大,悬臂长度8m 对应的拉应力(x 方向应力)最大值达到了14．5MPa,判断此条件下支架后方悬臂顶煤破断形式主要是拉破坏,并且危险截面(即破坏位置)在支架后方㊂随着悬臂长度的增加,悬臂顶煤上表面在支架后方发生拉破坏而垮落,由图3(a)分析得到悬臂顶煤破断的块体短边最小在0．6m 左右㊂3㊀数值模拟分析3．1㊀模型的建立采用PFC 2D 模拟坚硬顶煤和顶板运动过程,模型中采用粘接在一起的圆盘颗粒表示煤岩层,将基本顶之上的岩层和松散黄黏土层等效为一排载荷颗粒,并根据式(5)赋予上覆岩层等效载荷颗粒密度㊂ρ=2000γH πrg(5)其中,γ为上覆岩层容重,kN /m 3;H 为煤层埋深,m;r 为等效颗粒半径,m㊂模型颗粒参数和物理力学参数见表2,根据图3分析得到的顶煤破断块体短边最小长度为0．6m,考虑顶煤块体在垮落过程中会发生进一步的破碎,确定本模型3号煤颗粒最小单元半径取0．2m㊂表2㊀均匀分布颗粒模型参数Table 2㊀Parameters of uniform distribution particles项目颗粒半径/m密度/(kg㊃m -3)法向刚度/(108N㊃m -1)切向刚度/(108N㊃m -1)黏结力/kN 摩擦因数层厚/m基本顶(长石砂岩)0．324205510．416．66直接顶(泥岩)0．224501110．40．643号煤0．212211110．410．61㊀㊀模型长度取200m,开切眼尺寸为10m ˑ4m,左侧留有18．5m 的保护煤柱㊂以千树塔煤矿使用的ZF16000/24/45综放支架为基础,建立支架模型;沿着工作面推进方向,在顶煤不同层位安装应力监测圈,如图4所示㊂3．2㊀坚硬顶煤结构模拟分析通过PFC 2D 数值模拟坚硬顶煤的破裂㊁破碎和冒放过程,得到顶煤和顶板运动过程,及其随着工作面向前推进的时空位置关系,如图5所示㊂在模拟工作面推进过程中,坚硬顶煤破裂㊁垮落存在一定的滞后性,与理论计算结果相一致,坚硬顶煤在支架后方容易悬空;顶煤体受到层理面的截割作图4㊀安装支架和顶煤应力监测圈Fig．4㊀Support setting and stress monitoring用,在放煤过程中出现不同程度的离层现象;并且坚硬顶煤形成了悬臂结构,一端为煤壁处的固定端,另一端为采空区侧的自由端,如图5所示㊂下位顶煤形成的悬臂结构受到支架的支撑和263第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析上覆煤岩层的矿山压力作用,其是否及时破断垮落直接影响到中上位顶煤的破裂垮落,其破断垮落长度相对放煤口的大小对顶煤的放出有着重要影响;悬臂顶煤破断及时且尺寸较小者能够顺利从放煤口放出,破断不及时或者破断块体较大者将阻塞在放煤口㊁搭在掩护梁上或者充填采空区㊂上位顶煤破断垮落滞后于下位顶煤,中上位顶煤在破断垮落过程中容易发生相互挤压作用,阻碍上覆破断岩层的垮落下沉;中上位顶煤在垮落下沉过程中发生相互碰撞,对自身有二次破碎作用,且中上位顶煤破断垮落块体尺寸相对较大,在下落过程中若二次破碎效果不好,将很难从放煤口放出㊂为了得到工作面向前推进过程中坚硬顶煤的悬臂长度,提取并分析应力监测圈所监测到的应力,如图6所示㊂图5㊀顶煤冒落和顶板垮落过程Fig．5㊀Processes of top-coal caving and roof collapse图6㊀①~③测点应力变化Fig．6㊀Stress variation of measuring points from ①to ③㊀㊀当悬臂顶煤体中的某点x 方向㊁y 方向和xy 方向应力波动幅度较小,并保持一定的应力值时,此处的顶煤体未发生破坏;当悬臂顶煤体中某截面x 方向㊁y 方向和xy 方向应力出现大幅度波动,并出现应力归零㊁在零值附近波动时,此处的顶煤体发生了破坏㊂分析应力监测曲线,得到应力波动始动点㊁降至零值对应的位置滞后于工作面煤壁,说明顶煤体发生破坏的位置滞后于工作面,顶煤体在支架上方及后方一定范围内较为完整,即可以判断得出坚硬顶煤体存在悬臂结构㊂分析处于同一水平的顶煤体应力波动情况,如图7所示,x 方向的应力发生波动的时间早于y 方向应力㊁xy 方向应力,说明坚硬顶煤体主要发生拉破坏㊂由各个测点应力变化规律,以测点应力波动始动点㊁降至零值所对应的工作面煤壁处x 坐标,减去应力测点x 坐标,即可得到顶煤悬臂长度(表3),监测到的坚硬顶煤最大悬臂长度达8．9m,平均为7．5m,进一步反演了坚硬顶煤悬臂结构的存在㊁量化了悬臂长度㊂4㊀现场实例观测与应用4．1㊀顶煤悬臂结构对放煤作业的影响井下观测得知靠近两端头位置,坚硬顶煤出现悬顶,即悬臂结构㊂此结构的存在对工作面的生产有着重要影响:①悬臂顶煤破断垮落,形成大于放煤口尺寸的长梁式块体,影响着上方顶煤的冒落回收,如图8所示;随着支架的推移,悬空的长梁式块体垮落对支架掩护梁有一定的冲击动载作用,影响支架的使用工况㊂②当长梁式顶煤块体滑动至后部刮板输送机上,由于放煤口高度小于顶煤块体363煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷的长度,一部分顶煤块体卡在放煤口;另一部分顶煤块体发生侧向旋转,进入后部刮板输送机,发生堆积的大块煤增加后部刮板输送机的负荷㊂③当多个长梁块体断裂垮落相互铰接,出现短时间的平衡结构时,放煤过程中显现放煤量突然减小;当此平衡结构失稳时,出现放煤量突然增加现象㊂④后部运出的长梁式顶煤块体,容易搭在后部刮板输送机机头和转载机护板上;落入转载机的长梁式块体,也会造成下一环节运输困难,卡在转载机㊁端头支架和前部刮板输送机组成的三角区内,引起转载机过载而停机,降低工作面采煤机的开机率和工效㊂图7㊀处于同一水平的测点应力变化Fig．7㊀Stress variation of measuring points at the same level表3㊀顶煤悬臂长度Table 3㊀Top-coal cantilever length测点应力波动位置/106工作面推进距离/m煤壁处x 坐标/m应力测点x 坐标/m支架顶梁长度/m悬臂长度/m⑦4．829．658．1505．18．1⑩6．337．666．1605．16．1◈138．850．478．9705．18．9◈161158．486．9805．16．9图8㊀尾梁末端显露的长梁式块体Fig．8㊀Revealable blocks of long beam in the end of rear canopy4．2㊀顶煤悬臂结构改善及应用现场观测得到靠近端头位置支架工作阻力如图9(a)所示,由工作阻力4000kN 可确定支护强度q 0分布为0．4MPa 左右;分别统计顶煤弱化前后,从放煤口顺利放出的顶煤块体尺寸,如图9(b)所示,得知弱化前放出煤块短边大于0．4m 的比重超过85%,与理论分析结果㊁数值模拟颗粒大小相近㊂放煤口的水平投影长度为2．02m,模拟知顶煤悬臂长度平均为7．5m,代入式(3)和(4),结合图3分析结果,在不采取措施弱化顶煤的情况下,计算得到悬臂顶煤体在x =L 1处的拉应力最大,发生破断的图9㊀支架工作阻力和放出煤块尺寸统计Fig．9㊀Working resistance and coal size statistics 最大长度为2．4m㊁甚至更大,难以从放煤口放出㊂因此,需要采取一定的措施减小坚硬顶煤悬臂长度,463第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析将悬臂顶煤在x =L 1处发生拉破坏时的最大长度降至2．02m 以内,则坚硬顶煤的悬臂长度控制在6．32m 以内,在一个支架推移步距(0．8m)后保证坚硬顶煤的破断最大长度在2．02m 以下㊂通过分析比较,在顶煤中预掘专用的工艺巷,采用深孔爆破的方式对顶煤进行弱化,增加平行于工作面的裂隙组,增大顶煤的垮落角[15],将顶煤悬臂长度控制在6．32m 以内㊁顶煤破断最大长度控制在2m 以内㊂经过井下试验,靠近端头支架后方顶煤未出现大面积悬顶,即弱化后的悬臂顶煤长度在6m 以内;放出顶煤块体统计如图9(b)所示,外观呈现棱柱型块体特征,如图10所示㊂图10㊀顺利放出的顶煤块体(处于尾梁下方)Fig．10㊀Successful caving top-coal blocks(under the rear canopy)破断的大块悬臂顶煤,增加了放煤支架处理大块煤的时间,井下跟班记录得知:坚硬顶煤弱化前,工人操作液压阀摆动尾梁和插板的时间较长,观测期内单架放煤处理大块煤时间最长达282s,平均为139．1s;通过弱化处理,坚硬顶煤结构得到改善,顶煤破断块度得到减小,放煤支架处理大块煤时间明显得到缩减,平均单架处理大块煤时间为47．4s,比弱化改善前降低了65．9%㊂顶煤结构得到改善,使其放出率得到了提高,统计期间内,改善后的顶煤放出率达76%,比改善前提高了60%,如图11所示㊂图11㊀工作面顶煤放出率变化Fig．11㊀Changes of top-coal recovery ratio为了协调好采煤机割煤㊁移架和放煤工序,同等割煤速度㊁同等产能情况下,顶煤弱化之前需要安排更多的放煤工参与放煤工作,这样降低了工作面的工效,而且顶煤的放出量也难以得到保障㊂针对坚硬顶煤的悬臂结构,选择深孔爆破弱化坚硬顶煤,减小悬臂顶煤破断长度㊁破坏坚硬顶煤悬臂结构,在现场得到了成功应用,为工作面高产㊁高效㊁安全开采提供了技术支持㊂5㊀结㊀㊀论(1)根据井下观测结果,利用弹性力学理论建立坚硬顶煤悬臂结构模型,并对其所受应力与上覆煤岩矿山压力和支架支撑力的关系进行理论解析;由千树塔3号煤层赋存条件和开采条件得到,支架后方悬臂顶煤主要发生拉破坏垮落㊂(2)结合实验室实验所测煤岩物理力学参数,利用PFC 2D 离散颗粒流分析软件,建立了浅埋坚硬特厚煤层综放开采数值分析模型㊂研究得到在工作面的向前推进和放煤工作的进行过程中,坚硬顶煤容易形成悬臂结构;当悬臂顶煤内部拉应力达到某值时,将发生拉伸破裂或离层;当切向应力达到某值时,悬臂顶煤会发生剪切滑动下沉㊂(3)不同的悬臂顶煤破断长度,对放煤空间内的顶煤块体能否顺利放出有着重要影响㊂当悬臂顶煤破断长度大于放煤口的相对尺寸时,容易堵塞放煤口,并且增加单架处理大块煤的时间;通过弱化降低坚硬顶煤的悬臂长度,能够降低放煤支架处理大块煤时间㊁提高坚硬顶煤的放出率,并在现场得到了成功应用㊂参考文献:[1]㊀王金华.特厚煤层大采高综放开采关键技术[J].煤炭学报,2013,38(12):2089-2098.Wang Jinhua.Key technology for fully-mechanized top coal caving with large mining height in extra-thick coal seam[J].Journal of Chi-na Coal Society,2013,38(12):2089-2098.[2]㊀毛德兵,姚建国.大采高综放开采适应性研究[J].煤炭学报,2010,35(11):1837-1841.Mao Debing,Yao Jianguo.Adaptability of long wall top coal cavingwith high cutting heigt [J].Journal of China Coal 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综放工作面顶煤冒放特征研究

来自科技论坛・９９・
综放工作面顶煤冒放特征研究
高峰
（山西省高平科兴游仙山煤业有限公司，山西高平０４８４００）
摘要：综放开采技术的应用涉及到众多因素，是一个复杂的系统工程，对该领域的许多关键性技术，尤其是顶煤冒放性特征研究刻
不容缓。
关键词：综放工作面；顶煤冒放；特征
而顶煤的松动，迫使工作面周围的煤体松动我国是个大国，能源结构具有特殊性。相对于人口来讲，石油和逐渐与上方顶板脱离，天然气资源先天不足，石油探明的可采储量只占世界的百分之二加剧，同时也影响着煤壁稳定性；我国在这一方面投入了大量的研多，天然气占百分之一多。在我国国民经济建设过程中，煤炭作为一究工作，为我国放顶煤开采技术的发展做出了卓越的贡献，有力地种重要的能源发挥着不可替代的作用，是我国能源的主要组成部推动了我国综放开采技术的健康发展，使我国在放顶煤开采理论研分，煤炭消费占能源消费总量的比重高达百分之七十。然而在我国究和实践应用方面处于世界领先地位。丰富的煤炭资源中，厚煤层的可采储量占生产矿井总储量的百分之国内对放顶煤开采技术的理论研究主要围绕放煤理论、顶煤变顶煤破碎机理、顶板活动与矿压显现特征和放煤支架五十。厚煤层的开采主要有两种采煤方法，一种是放顶煤开采，另一形移动规律、种是分层开采，其中分层开采是一种传统的厚煤层开采方法。放顶合理工作阻力确定等方面。取得的成果主要有：一是放煤理论研究，煤开采是从国外引入的一种开采方法，与传统的分层开采相比，综认为放煤前顶煤受支承压力和支架阻力影响，可以近似将破断垮落放开采的主要优点有：一是对煤层顶板起伏变化大的的厚煤层，放的煤体视作松散介质，时对应有一个松动椭球体，放煤椭球体周边可以初步确定放煤步顶煤开采具有很好的适应性；二是与分层开采相比，放顶煤采煤方颗粒同时到达放煤口。根据放煤椭球体理论，法耗能比较低，可以节省电力成本，另外综放面顶煤的冒落主要依距，使顶煤的回收率与含矸率之差在一个合理的范围内。放顶煤开靠矿山压力作用，故其煤炭的块率可以得到增大；三是由于工作面采技术推广初期，在放煤椭球体理论基础上发展起来的放煤理论为的搬家次数不是很频繁，能够缓解采掘接替紧张的局面；四是采掘放顶煤基础理论研究打下了坚实的基础。巷道掘进工程量小，运输和掘进成本大幅度的降低，生产集中化程随着研究的不断深人还有一些学者运用数值模拟手段中的离度比分层开采明显提高；五是采用双输送机放顶煤液压支架，采煤散元法对综采放顶煤开采中单放煤口放煤和移架过程中顶煤冒落和放煤平行作业，提高了单产和工效，一次采全厚，坑木、金属网等放出的全过程进行了数值模拟，根据模拟结果，对放出体的形态、接速度场、顶煤厚度、放煤步距对顶煤回收率的影响等问题进行材料的消耗明显减少，有效地降低了吨煤生产成本，经济效益良好；触力、六是降低了煤层自燃发火的可能性。综放开采理论研究在我国已有了分析，并提出了顶煤落放过程的概念，指出传统的放煤椭球体理些进展，在现场的生产实践也取得很多宝贵的经验，获得了良好论不适宜指导低位放煤口、顶煤较薄的综放开采生产。其他的研究的经济和社会效益。然而综放开采理论与技术存在着许多难题，一人员也采用不同的计算机模拟手段，对综采放顶煤的顶煤放出规律并根据模拟结果，分析了放煤参数对顶煤回收些关键技术尚未完全解决并且在现场的生产实践中还在出现新的进行了计算机模拟，问题亟待探索。如综放工作面数量较多，产量低；工作面回采率不率的影响。随着综采放顶煤技术应用的不断扩大和对椭球体放煤理高，部分未达到设计的采区回采率的要求等。因此，综放开采技术的论研究的不断完善，众多理论研究者和现场工程技术人员开始利用应用涉及到诸多因素，是一个复杂的系统工程优化决策问题，对该椭球体放煤理论来指导生产，确定工作面的合理参数，都取得了较领域的许多关键性技术，尤其是顶煤冒放性理论研究及控制方面亟好的开采效果。二是顶煤变形移动规律研究：通过相似材料模拟试待进一步的研究探索，以便更好的发挥综放开采的技术优势。验、有限元数值模拟和现场观测等手段，认为顶煤的冒落放出主要欧洲早在２０世纪初就率先使用这种能够对复杂地质条件有较是超前支承压力和支架工作阻力共同作用的结果，依据顶煤裂隙发好适应性的放顶煤采煤法。接近２Ｏ世纪中叶，匈牙利、法国、前南斯育程度及其变形特征，沿着工作面走向方向将顶煤划分为四个区，拉夫等国正式开始引用这种特殊的采煤方法，采场的支护手段是单分别为完整区、破坏区、裂隙发育区和破碎垮落区。三是顶板活动与体金属支柱和顶梁。２０世纪５０年代末期，前苏联科研人员研制出矿压显现特征研究和放顶煤支架合理工作阻力的研究等。ｒＹ型掩护式放顶煤液压支架，并首次应用开采厚度较大的煤田，其生产的基本工序是先采顶部煤、铺底网，然后沿煤层底板开采，在工作面向中间煤体打眼放炮崩落煤体，冒落的煤体再通过支架顶梁上的天窗放人工作面输送机。但前苏联工作面回采率低的问题却未能很好解决，主要受限于早期液压支架技术以及顶煤较软时的严重局部冒落问题。我国自１９８４年开始研究与试验放顶煤开采已有２０多个年头，纵观放顶煤开采技术发展，可以将其分为三个阶段：一是从１９８２年到１９９０年为引进、研究和试验阶段，二是从１９９０年到１９９５年为在简单地质条件下的推广应用阶段，三是从１９９５年到现在，甚至今后段时间内为完善、提高和向困难地质条件下推广应用阶段，我国在放顶煤开采理论研究和实践应用方面已处于世界领先地位。目前，综放开采适用条件逐步在扩大，由初期的缓倾斜煤层发展到现在的倾斜、急倾斜煤层；我国综采放顶煤技术的适用的范围、技术的先进性和取得的效果，均达到世界领先地位，并且已经向国外输出综放开采的成套技术。国外对放顶煤开采技术的理论研究主要集中在对放顶煤采场矿压的研究，通过现场观测，支架的载荷几乎等于支架顶梁上部煤体的重量，支架的前后立柱受力不均匀，前立柱的工作阻力远大于后立柱。煤壁前方顶煤的运动以水平移动为主，可以看作是整个煤层向采空区滑动倾倒，在倾倒产生位移的影响下，顶煤开始移动，并

大采高综放顶煤冒放分析及端面冒顶的防治技术(1)

图 4 不同条件下顶煤的裂移度曲线
2. 2 大采高条件下顶煤裂移度的变化规律
1）中硬煤层的顶煤裂隙发展进程是比较均匀的，从图 4 中看出，破坏失稳主要发生在煤壁后 0 ～ 2m 范围内，因此顶煤破碎的块度均匀，块煤率高，但是大采高条件下会
2011 年第 7 期
煤炭工程
生产技术
造成该现象的变化，特别是会造成裂隙发展位置的前移。 2）坚硬煤层，在靠近工作面附近裂隙发展速度较快，
1）选择合理的支架型式，大采高综放支架的 “支” 与 “护” 是互为条件和基础的，只有当两者都得到发挥时，才能实现对顶煤的破碎和端面冒顶的有效控制。
2）对大采高综放工作面支架状况实行监测，使支架初撑力维持在较高的水平，并采取带压移架。在顶板破碎地段，支架前柱的支撑必须达到规定的初撑力，而后柱以支架顶梁不低头工作为原则。
特征也不同，中硬煤裂隙相对软煤来说不太发育，破坏经
历的时间也短，失稳特征主要表现为垮落。
2 顶煤可放性评价指标———裂移度及其变化规律
2. 1 顶煤裂移度变化的普遍规律
根据定义，顶煤的总位移量（单位 mm ）对该位置与工作面距离（单位 m ）的导数 S 称为裂移度，反映了顶煤的破碎程度，并以 S 为评价顶煤可放性的指标。以几个具有典型特征矿井实测的顶煤位移及距离工作面的距离折线图（图 4）为例，由图 4 可以看出：
3）建立支架阻力与端面顶煤下沉量控制指标间的定量关系。据此确定的支架阻力，可以有效地控制端面冒顶的
发生。 4）工作面的推进速度对端面顶煤的稳定性有一定影
响，即工作面推进速度越慢，越易于出现端面冒顶。因此，加快工作面的推进速度，可减少端面冒顶。

煤矿综放工作面冒顶原因分析及处理方法

194 2009.7CHINA EQUIP MENT
必须有一定的支护强度，防止顶煤再次垮落后冲击而倒棚。
2.2 预防从前文分析可看出，综放工作面的顶板控制有其自身特点，顶板失控后，影响很大，即使采取措施处理，也已造成人力、物力浪费，甚至出现安全事故，因此，预防更为重要。首先，对采用综放技术开采的煤层要进行地质预测，必须从开采设计上就采取预防措施，避免给回采埋下隐患。工作面布置及设备选型必须考虑克服煤体破碎，利于控制顶板，一般不适宜布置仰采，支架应尽可能实现对架前顶煤全封闭。其次，开采后遇破碎煤体、构造软煤区，必须从人员操作上制定科学、合理的措施并贯彻执行，减少人为造成片帮冒顶。理想的方法应该是对煤体进行固化，如注化学药剂等。现场试验了注水方法，即对工作面煤壁沿走向布置注水孔，用动压或静压注水。我们分析认为，注水后，使煤体内应力分布发生了变化，一定程度上增加了煤体粘结性，也可能改变了其他物理特性，但注水到底对预防片帮冒顶是如何产生作用的，还待进一步观测和研究。另外也可采用“提前开帮”法，人工用手镐或风镐在煤壁掏梁窝，架设走向棚，对架前及煤帮进行维护，防止割煤移架时，发生片帮冒顶。 3. 一种大倾角煤层综采放顶煤顶板多区段控制开采方法一种大倾角煤层综采放顶煤顶板多区段控制开采方法，其特征在于包括以下步骤：（1）煤层同一阶段内布置两个以上区段／工作面，区段／工作面之间留设有用于保护或隔离的煤柱；（2）在单一煤层开采时，先开采同一阶段内的上区段／工作面；在煤层群开采时，先开采上层煤；在同一煤层、同一阶段内先开采上区段／工作面；（3）在煤层同一阶段内上区段／工作面开采过程中，不放顶煤或在保证工作面支架不出现滑、倒和咬架的前提下进行控制性放顶煤；正常放顶煤回采工序从第二及以下区段／工作面开采开始；（4）第二及以下区段／工作面回采过程中，在保证巷道满足通风、行人要求的前提下，回收部分区段用于保护或隔离的煤柱，在受控状态下减少或消除区段煤柱对顶板的支撑作用；（5）在第二及以下区段／工作面进行放顶煤开采，开采过程中，区段煤柱对顶板的支撑作用减弱，促使上覆顶板岩层多区段活动，使上区段／工作面经过采动后的矸石滑、滚充填到本区段／工作面中、上部区域顶煤放出后的已成空间。（作者单位：山西省临县霍州煤电庞庞塔矿调度室）

综采放顶煤技术的相关问题及对策分析

综采放顶煤技术的相关问题及对策分析摘要本文在简单介绍综采放顶煤开采技术发展现状的基础上，对综采放顶煤开采存在的问题进行分析，并提出解决综采放顶煤问题的相关对策。

关键词综采放顶煤技术；问题；对策1 综采放顶煤开采技术的发展现状1.1国外综采放顶煤技术的相关发展概况在20世纪的初期，最先应用放顶煤开采技术的是一些欧洲的国家。

一直到了50年代末期，前苏联就开始对这方面进行深入的研究，并在不久就研制出了KTY 型掩护式放顶煤液压支架，在库兹巴斯煤田的托姆乌辛斯克这项技术也是迅速地得到了比较好地使用。

一直到60年代初期，一些欧洲国家也开始参与这项研究，比如法国研制成功了“香蕉”支撑掩护式放顶煤液压支架，并于次年在布朗齐区开始进行使用。

液压支架技术也是得到了比较快速的发展，许多国家也纷纷开始采用放顶煤开采煤厚。

这之后，印度、波兰、南斯拉夫等国家也慢慢使用综放技术，由于受国际能源结构变化的影响，该应用的效果并不是很理想。

80年代后这项技术开始逐渐萎缩，90年代之后基本很少使用。

1.2 我国的综采放顶煤技术的相关发展概况从20世纪80年代开始我国的综放得到了比较好的发展。

我国自行研制的FY400/14/28 综放支架开始进行的试验主要是在沈阳矿务局蒲河矿，但是后来由于四连杆强度较低，支架稳定性比较差以及缺乏完善的配套设备，导致试验被中止。

1987 年平顶山矿务局一矿在引进匈牙利VHP-732 型高位插底式放顶煤液压支架的研究的基础之上，取得了比较满意的结果：回采率79.6% ，最高月产55 000t，平均工效25.5t。

我国的综放技术在1984年到1994年之间得到了迅速的发展。

截止1998年，全国64 个百万吨综采队中，有22 个是综放，全国综放总产量达到7 000 104 t，使用条件也有所改善，由初期的缓倾斜煤层发展到倾斜、急倾斜煤层。

现如今，我国的综放技术已经发展得比较先进，使用范围也逐步扩大，基本接近于世界领先水平。

综放工作面架前冒顶的原因及预防处理措施分析

综放工作面架前冒顶的原因及预防处理措施分析随着经济的快速发展，煤炭作为社会发展过程中重要的消耗型能源，在社会发展过程中对其需求量较大，这也在一定程度上促进我国煤矿建设的步伐。

近年来在煤矿行业发展过程中，各种事故频繁发生。

这也使人们越来越重视煤矿企业生产的安全问题。

煤矿企业生产过程中受到诸多因素的影响，特别是在综放工作面架前容易发生片帮及冒顶等问题，这对煤矿的稳定生产和生产安全带来了较大的威胁。

因此文章分析了综放工作面架前冒頂的主要原因，并进一步对综放工作面架前冒顶的预防措施进行了具体的阐述。

标签：煤矿；综放工作面；架前冒顶；主要原因；预防措施前言近年来我国煤矿行业取得了较快的发展，这也使各种煤矿生产问题随之而来。

在当前煤矿生产过程中，综放工作面架前冒顶现象时常发生，这对煤矿的安全生产带来了较大的影响。

因此需要强化对综放工作面架前冒顶问题的有效管理，努力提高综放工作面生产的稳定性和高效性，为煤矿行业的健康发展奠定良好的基础。

1 综放工作面架前冒顶的主要原因分析针对某一中型矿井的实际情况来对综放工作面架前冒顶原因进行分析。

该矿井回采工艺以轻型支架综采放顶层回采工艺为主，自身顶板管理经验较为丰富，煤矿年产量呈逐年增长的态势。

在矿井内，开采面煤层倾斜角度大约为18°，煤层平均厚度达到8m，而且综放工作面储存的煤层具有较高的稳定性，而且所采用的煤层回采工艺有效的减少了煤层开采过程中瓦斯的涌出量。

在具体操作过程中，多是由于自然原因和人为原因的影响造成综放工作面出现架前冒顶。

1.1 自然原因（1）地质构造。

当综放工作面过断层存在破碎带时，这种情况下会对工作面煤体的完整性和顶板的完整性带来较大的破坏，极易导致煤壁片帮或是架前冒顶现象发生。

（2）顶煤厚度。

该煤矿综放工作面为菱形，假顶采用的是金属网，缺乏完整性，而且煤壁应用无法有效的集中。

但工作面顶煤自身需要具备一定的承载力才能有效的发挥承载作用，这样就会造成顶煤缺乏完整性，呈现为破碎状态，使冒顶情况的发生机率较高。

破坏系数法浅析某放顶煤工作面顶煤冒放性

因素，对１６０４放顶煤工作面的顶煤的冒放性进行分析，并提出了具体的措施。研究表明，该工作面顶煤冒
放性达到较好一极好级别，在此结论上，分析得出该工作面端部的顶煤有发生冒漏的可能性，故提出了加强两平巷的超前支护具体措施。
２顶煤冒放性分析
２．１影响顶煤冒放性的因素
影响顶煤冒放性的原因有很多，一般来说可以分为两个方面：第一，顶煤及煤层上覆岩层的矿山压力；第二，煤层内部的节理、裂隙等构造因素。本文主要是从煤层内部裂隙发育影响顶煤冒放性的角度分析的顶煤冒放性。除此之外，采高、支架选型、推进速度、放煤步距、工作面长度等因素也会影响顶煤
（１．内蒙古科技大学矿业Ｘ－程学院，内蒙古包头０１４０１０；０１６０００）２．神华乌海能源有限责任公司公乌素煤业公司，内蒙古乌海
摘
要：以公乌素煤矿１６０４放顶煤工作面为研究背景，采用破坏系数法，综合考虑多种影响顶煤冒放性的
Ｙ＝０．０００６３３８Ｈ一０．００７８６ＲＧ＋０．６２４４Ｄ１
—
宋选民教授在研究了多个煤矿的现场资料并进
行工程实用性分析的基础上，通过模糊评价法、破坏系数分类法等方法研究了顶煤冒放性，将顶煤的冒放性划分为以下几类ｊ：
地层底部为奥陶系。该矿１６０４工作面采用放顶煤工艺，位于井田北部，平均埋深１５０ｍ，煤层均厚８．５ｍ，先采高为２．５ｍ，放高６．５ｍ，一采一放，工作面倾向长度３１８ｍ，走向长度１７５０ｍ。

综放采场顶板冒落原因分析及控制措施

数，以减少对顶板的破坏。（６）上作凹出现大范『硐顶板破碎或目落后，处理Ｎ，Ｊ问不能较Ｋ，恕方设法加快工作面推进速度；若
煤一顶溜一拉架；此时三个工序中需要注意清煤必
须清在实底上，保证能顶出工溜，清煤宽度必须够
一
个循环；每顶一次工溜进度必须够一个循环；拉
ｍＦＯＲＵＭＩ论坛０＠
综放采场顶板冒落原冈分析及控制措施
口郝贵林大同煤矿集团地煤公司姜家湾煤矿
该煤矿位于义马煤田中部，义马煤业集团的主力生产矿井之一．已经有４【１年的开采历史，经过不断的改扩建，核定年设计生产能力为１２（）万ｔ。随着
２．１１１１；基本底主要是细砂岩，呈灰白色，块状，坚
移而在煤帮垮落，形成恶性循环。（３）支架必须保持顶梁平行，支架不能低头或高射炮。主要因为支架低头或成高射炮都是把支架切
顶线前移在煤帮，造成顶板在煤帮垮落，难以控制
帮后空顶距加大，若不能及时完成顶板维护工作，
也可诱发顶板冒落。（４）突现断层走向与上作面方向平行， Ⅱ 在工
同采速度影响最大．因此研究破碎顶板的处理方法
就显得尤为重要。本文主要分析了该煤矿２５０８３综
作面的高产、高效、安全生产提供借鉴依据。
（５）工作面遇断层的断裂带或陷落柱边缘破碎带

综放顶煤压裂损伤参数研究

得损伤变量、损佶系数、煤体常数与煤体压裂强度和开采深度的关系，以厦损伤变量随工作面推进的变化关系，文章结论是：实验所得损伤参敷变化规律是可信的，损伤变量Ｄ随工作面的推进呈指敷函数变化，这一规律对预测支承压力分布和顶煤冒放特性有重要意义。
Ｃ — Ｅ一（￡一）
凸
损伤场和损伤量愈大。忻州窑矿８１、书院矿１３６面、９４面古０３石圪节矿２ｕ面顶煤变形曲线见图１由图可见，３三个面
对一０则求得，
一
二＿卫
（一０
（）４
一
，１
＝
— 面
Ｅ（１一Ｄ）￡（）１
一【９）【））２．６
式中
Ｄ为材料的损伤变量，于煤体来说，的对Ｄ
可见损伤系数Ｃ随煤体压裂强度的增大而
减小，材料常数一随煤体压裂强度的增大而而增大，（）（）将３、４式代人（）２式得：
维普资讯
，ｍ
Ｘ／ｍ０－０１２０１００ｌ０
４０
３０
２０
ｌ０
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．０１
２０
ｌ０
｜、２９
－Ｊ０ｌ７４４。
，羹＝０９７
ａ１
图１顶煤变形曲线
维普资讯
文章编号：０３５２（０９００００１０９３２０）１０９３
综放顶煤压裂损伤参数研究

急倾斜煤层综放开采顶煤破坏过程数值模拟研究

急倾斜煤层综放开采顶煤破坏过程数值模拟研究刘洋;方刚【摘要】The basic premise of fully mechanized caving mining in steeply inclined seam was the top coal's effective breaking,but research results on the mechanics structure of top coal along direction of working face were not much at present. The author studied the breaking evolution process of the top coal along dip direction through building structural mechanics model and stress analysis by using numerical simulation method. The results showed that the mechanical mecha-nism of stable rock cavity in top coal was due to the continuous development of caving process un-til there was only pressure stress in the rock cavity when the rock cavity reached stable. Weake-ning the coal on the floor side in advance could make the form of rock cavity in top coal change from full arch to half arch,which contributed to the breaking development of coal above the cavi-ty and helped to reduce the loss of triangle coal on the floor side.%综放开采急倾斜煤层的基本前提为顶煤的有效破坏，但目前对于其沿工作面方向的力学结构研究成果不多。

综采放顶煤采煤方法冒放性研究浅析

综采放顶煤采煤方法冒放性研究浅析摘要：通过对影响顶煤冒放性的各类主要因素进行分析，并对影响冒放性的因素进行权重分配，得出顶煤冒放性的难易程度，对矿井采煤方法的变更提供了重要的参考依据。

关键词：矿山压力；冒放性；权重分配Abstract: By analyze the major factors that affect the top coal cavability, and weight distribute it, draw degree of difficulty for the top coal cavability, provide important reference to change mine coal mining method.Keywords: Mine Pressure; Cavability; Weight distribute1采煤方法的选择酸刺沟煤矿设计能力为12.0Mt/a。

目前该矿有两个综采工作面，生产煤层分别是4号煤层和6上号煤层。

其中6上煤层自然厚度为7.04～20.77m，平均12.70m，原采用分层综采大采高的采煤方法，但在实际生产中，受断层影响造成了工作面全岩巷道的增多，造成工作面过较大构造时需频繁搬家，对矿井安全和生产影响较大。

故对其综采放顶煤采煤方法进行研究分析，以寻求解决问题的合理方法。

2综采放顶煤开采技术条件分析由于放顶煤主要是利用矿山压力破煤，因此，顶煤冒放性的难易程度是放顶煤成功与否的关键，影响顶煤冒放性的因素主要有煤层赋存深度、煤体的强度、裂隙发育程度、煤层结构、夹矸层位置和厚度、煤层的厚度以及顶板条件等。

2.1 采煤高度分析根据矿井地质报告，6上煤层自然厚度7.04～20.77m，平均12.70m；可采区储量利用厚度为5.73～16.82m，平均11.09m。

我国综放工作面采高多在2.0～4.5m，以3.0～3.5m最多，按照安全规程的规定，以3.5m割煤高度计算，最大采高可达14.0m，按最大割煤高度4.0m计算，则最大采高为16.0m。