放頂煤綜采講稿第1頁/共135頁放頂煤采煤工藝基本特點(diǎn)：

1、采煤工作面采煤：同綜采、普采、炮采。2、增加了放頂煤工藝。3、采煤循環(huán)—完成采、放全部工序過程。

第2頁/共135頁二、放頂煤采煤的基本類型按采煤工藝分：炮采放頂煤開采普采放頂煤開采綜采放頂煤開采綜采放頂煤簡易放頂煤滑移頂梁液壓支架鋪頂網(wǎng)單體液壓支柱配Π型鋼梁鋪頂網(wǎng)第3頁/共135頁按放頂煤面輸送機(jī)數(shù)目，分：單輸送機(jī)

雙輸送機(jī)

按綜采放頂煤液壓支架放煤囗及位置，分：高位放頂煤液壓支架；中位放頂煤液壓支架；低位放頂煤液壓支架。第4頁/共135頁高位放頂煤綜采

高位放頂煤單輸送機(jī)液壓支架（陽泉、平頂山、遼源、潞安曾經(jīng)用過）。是最早采用的放頂煤工藝方式。煤塵大、采放不能平行作業(yè)、工作面生產(chǎn)能力小、回收率低等問題。第5頁/共135頁中位放頂煤綜采中位放頂煤雙輸送機(jī)液壓支架。是一種過渡性的放頂煤支架。第6頁/共135頁低位放頂煤綜采低位放頂煤雙輸送機(jī)液壓支架（潞安、兗州、晉城、鶴壁）。后輸送機(jī)鋪在底板上，煤塵小、采放平行作業(yè)、放出率高、生產(chǎn)能力大，有發(fā)展前景。第7頁/共135頁二柱掩護(hù)式低位放頂煤支架第8頁/共135頁按回采巷道的布置方式分：1）緩傾斜特厚煤層一次采全高放頂煤采煤法，特點(diǎn)：（1）采面采高：M=h1=2.03.0m,

（2）放頂煤高度：h2=(1-3)h1適用：M5m，M<1214m第9頁/共135頁2）緩傾斜特厚煤層預(yù)采頂分層（網(wǎng)下）放頂煤采煤法，圖b；

特點(diǎn)：（1）頂層，23m，只采不放；鋪網(wǎng)。（2）下層采面：采、放。

適用：1214m煤層。第10頁/共135頁3）

緩傾斜特厚煤層多次（傾斜分層）放頂煤采煤法第11頁/共135頁特厚煤層多次（傾斜分層）放頂煤特點(diǎn)：

將厚煤層分為若干分層，H1=H2

大于68m，一般10m；自上而下依次采用放頂煤回采各分層。4）

急傾斜煤層水平分段放頂煤采煤法。第12頁/共135頁綜采放頂煤三維動畫演示第13頁/共135頁三、綜采放頂煤與厚煤層分層開采相比

（1）有利于合理集中生產(chǎn)、單產(chǎn)高、效率高；（2）巷道少，系統(tǒng)簡單；（3）對煤層厚度變化適應(yīng)性強(qiáng)；（4）經(jīng)濟(jì)效益好。

減少了巷道掘進(jìn)費(fèi)、維護(hù)費(fèi)、分層開采的設(shè)備占用費(fèi)、材料消耗費(fèi)，工作面安裝費(fèi)和工作面拆遷費(fèi)，工資。第14頁/共135頁

（5）煤損大，工作面采出率比分層開采低10%左右；（6）易自然發(fā)火；（7）瓦斯隱患較大，要求管理嚴(yán)格；瓦斯聚積：頂煤空間聚積瓦斯。當(dāng)頂板垮落、硬巖塊摩擦沖擊，火星——爆炸。（8）煤塵大：比分層采高12倍以上。第15頁/共135頁四、放頂煤適用條件

1、煤層厚度：M=512m為佳，過小易超前冒頂，過大頂煤破壞不充分。2、煤質(zhì)松軟，層理節(jié)理發(fā)育。煤質(zhì)中硬，f2最好。煤層硬度大時，層理節(jié)理發(fā)育亦可。3、煤層傾角：不宜太大，太大影響支架的穩(wěn)定性，25o

42o煤層中也試驗(yàn)成功。第16頁/共135頁4、煤層結(jié)構(gòu)：過厚過硬的夾矸影響頂煤放落，單層夾矸厚大于0.5m或f大于

3要采取措施，頂煤中的夾矸總厚度不宜大于頂煤厚度的1015%。

5、頂板條件：頂板巖性最理想的條件是基本頂I、

II級，直接頂有一定厚度，采空區(qū)不懸頂，冒落后松散體基本充滿采空區(qū)。第17頁/共135頁五、一次采全厚放頂煤采煤系統(tǒng)

第18頁/共135頁第19頁/共135頁第20頁/共135頁（一）回采巷道布置1、回采巷道布置于底分層內(nèi)，一般運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷和切眼沿煤層底板。瓦斯增多后沿煤層頂板多布置一條瓦斯排放巷或輔巷。輔巷—注水、CH4抽放。1-運(yùn)輸下山，2-軌道下山，3-區(qū)段運(yùn)輸平巷，4-區(qū)段回風(fēng)平巷，5-輔巷，6-開切眼，7-聯(lián)絡(luò)斜巷，8-溜煤眼，9-風(fēng)門第21頁/共135頁（二）主要參數(shù)

1、工作面長度

主要影響因素設(shè)備配套;地質(zhì)構(gòu)造;瓦斯涌出量;頂煤破碎;煤炭損失。采場上覆巖層充分運(yùn)動有利于破煤。工作面長度過短時，頂煤不能充分破碎，放煤困難。第22頁/共135頁

一般工作面長度：>150m；國內(nèi)最長的放頂煤綜采面興隆莊煤礦4326綜放面達(dá)：302m。濟(jì)三礦：280m；東灘：200m；一般高產(chǎn)綜放面長度在200m左右。第23頁/共135頁2、工作面連續(xù)推進(jìn)長度一般大于8001000m，有的已加大到2000m以上，有進(jìn)一步加大的趨勢。主要取決于：設(shè)備大修周期；地質(zhì)構(gòu)造；巷道維護(hù)條件；自然發(fā)火傾向；煤炭采出率。第24頁/共135頁六、放頂煤綜采現(xiàn)狀和趨勢我國兗礦集團(tuán)代表著國內(nèi)放頂煤綜采的最高水平，兗礦集團(tuán)：

1992年采用低位綜采放頂煤技術(shù)；工作面年產(chǎn)量由100萬t逐步提高到640萬t；回采工效比分層綜采提高了7.2倍。第25頁/共135頁1兗礦綜放產(chǎn)量增長情況1992年的1個礦，產(chǎn)量53.03萬t；2002年，7個礦，產(chǎn)量3363.4萬t；10年間綜放產(chǎn)量提高了62.4倍。圖1兗州礦區(qū)1992~2002年產(chǎn)量指標(biāo)第26頁/共135頁2綜放工作面單產(chǎn)大幅度提高2002年，綜放工作面采用“九五”國產(chǎn)設(shè)備最高單產(chǎn)達(dá)到54.1萬t／月，是綜采最高單產(chǎn)的2.1倍;2002年，采用“十五”電液自動化控制的綜放工作面最高單產(chǎn)達(dá)63.2萬t，是綜采最高單產(chǎn)的2.51倍。圖2兗州礦區(qū)不同裝備時期的工作面單產(chǎn)水平第27頁/共135頁2002年東灘礦綜采隊采用國產(chǎn)設(shè)備創(chuàng)年產(chǎn)607萬t；興隆莊礦綜采隊采用“十五”電液自動化控制的綜放工作面創(chuàng)年產(chǎn)640萬t；2003年有三個綜采隊年產(chǎn)突破600萬t，其中濟(jì)三煤礦綜采隊年產(chǎn)將突破660萬t，連續(xù)9年創(chuàng)國內(nèi)外綜放生產(chǎn)最好水平（2003年以前）。目前中煤集團(tuán)朔州礦區(qū)綜放面單產(chǎn)水平高。第28頁/共135頁序號工作面參數(shù)“九五”國產(chǎn)設(shè)備“十五”電液控制設(shè)備1工作面長度220m300m2工作面走向長2400m2000m3煤層傾角0~10度0~11度4煤層平均厚度5.8m7~10m5煤層硬度2.22.36采放比1.11.877液壓支架ZFS6200/18/35ZFS6800/18/358端頭支架ZTF6500/19/32ZTF7000/19/329采煤機(jī)MGTY—400/900—3.3DSL30010前部運(yùn)輸機(jī)SGZ—960/750SGZ—1000/120011后部運(yùn)輸機(jī)SGZ—900/750HSGZ—1200/140012轉(zhuǎn)載機(jī)SZZ—1000/400SZZ1200/52513破碎機(jī)PLM—3000PLM350014皮帶機(jī)SSJ1200/3×200SSJ1400/3×4000典型綜工作面設(shè)備配置情況第29頁/共135頁六、綜采工作面設(shè)備選型與配套

綜放工作面設(shè)備主要有采煤機(jī)、前后刮板輸送機(jī)、放頂煤液壓支架、端頭支護(hù)設(shè)備、順槽轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)、帶式輸送機(jī)、乳化液泵站等組成。第30頁/共135頁1、液壓支架選型（1）液壓支架架型的選擇液壓支架選型要考慮的主要因素有：直接頂類型、老頂來壓等級、底板特性、采高、截深、煤層傾角、煤層強(qiáng)度、礦井瓦斯涌出量、局部地質(zhì)構(gòu)造情況、頂板巖層含水情況、周圍和鄰近煤層的采動情況以及開采深度等。主要有支撐掩護(hù)式和掩護(hù)式兩種，主要放煤口位置有低位放頂煤支架、中位放頂煤支架和高位放頂煤支架等幾種。一般為低位放頂煤支架。頂煤的冒放性決定了支架頂梁的長度。第31頁/共135頁（2）液壓支架參數(shù)的選擇支架工作阻力的確定方法主要有：載荷估算法、實(shí)測統(tǒng)計法、臨界阻力法及理論分析法4種。支架高度確定hd─預(yù)計的頂板下沉量；he─避免支架壓死的撤出高度，一般，he=50~100mm，hd=(0.04~0.05)M。放采比決定了支架的高度。國家規(guī)定放采比要小于3：1。第32頁/共135頁2、采煤機(jī)選型

目前綜采工作面使用的采煤機(jī)種類很多，采煤機(jī)的選型要考慮煤層開采地質(zhì)條件、工作面設(shè)計生產(chǎn)能力、礦井系統(tǒng)配套能力及設(shè)備供應(yīng)狀況等因素。（1）采煤機(jī)割煤能力的確定放頂煤綜采時，采煤機(jī)割煤能力與工作面設(shè)計生產(chǎn)能力、放煤產(chǎn)量之間存在如下關(guān)系：第33頁/共135頁即：Hf——平均放頂煤厚度，m；Cf——頂煤放出率，%；Lf——沿工作面方向放頂煤面長，m；Qmf——工作面單位時間的平均放煤能力，t/min；T循——采煤機(jī)割一刀煤所需時間，min。保證采煤機(jī)的最大截割速度及生產(chǎn)能力，要求選擇采煤機(jī)的最大牽引速度大于Vmax。第34頁/共135頁同理可推得，放頂煤綜采工作面采用單向采煤割煤方式時：放頂煤綜采工作面當(dāng)采用端部斜切進(jìn)刀雙向采煤割煤方式時：第35頁/共135頁可得采煤機(jī)最大截割速度為：按采煤機(jī)單位能耗計算采煤機(jī)功率為：式中：N—采煤機(jī)截割功率，kW；

Kb—備用系數(shù)，取Kb=1.2；

B—采煤機(jī)截深，m；

Hww—采煤機(jī)割煤單位能耗，根據(jù)煤層的硬度、煤的粘性確定。第36頁/共135頁3、工作面刮板輸送機(jī)選型工作面刮板輸送機(jī)主要參數(shù)的確定原則如下：（1）單位時間運(yùn)輸能力：應(yīng)與采煤機(jī)生產(chǎn)能力匹配；（2）電機(jī)功率：輸送機(jī)能力及鋪設(shè)長度；（3）結(jié)構(gòu)：與采煤機(jī)和液壓支架相配套。放頂煤綜采工作面后部刮板輸送機(jī)參數(shù)：（1）單位時間運(yùn)煤能力：以放頂煤能力為依據(jù)；（2）電機(jī)功率：以運(yùn)輸能力和工作面長度為依據(jù)；（3）結(jié)構(gòu)：與放頂煤支架后部空間和支架結(jié)構(gòu)相配套。第37頁/共135頁刮板輸送機(jī)能力充分滿足采煤機(jī)生產(chǎn)能力的要求，刮板輸送機(jī)能力應(yīng)為：后部刮板輸送機(jī)能力大于工作面放煤能力：工作面平均放頂煤能力：第38頁/共135頁4、平巷運(yùn)輸設(shè)備生產(chǎn)能力確定由系統(tǒng)特點(diǎn)可知，平巷運(yùn)輸設(shè)備與工作面輸送機(jī)組成沒有緩沖的串聯(lián)系統(tǒng)，對放頂煤綜采工作面平巷運(yùn)輸設(shè)備能力為工作面前后刮板輸送機(jī)煤流量之和，要求：第39頁/共135頁5、綜采工作面設(shè)備能力配套實(shí)例以兗州興隆莊煤礦4326放頂煤綜采工作面為例。放頂煤綜采工作面長度302m，設(shè)計生產(chǎn)能力為年產(chǎn)600萬t，工作面平均日產(chǎn)20000t/d，在此基礎(chǔ)上進(jìn)行工作面設(shè)備選型與配套的研究。（1）放頂煤液壓支架的選擇4326放頂煤綜采工作面使用的基本支架，采用正四連桿低位放頂煤支架。支護(hù)強(qiáng)度的確定4326工作面條件與已采的5318工作面基本類似，5318工作面支架的平均支護(hù)強(qiáng)度為0.64MPa，最大為0.72MPa；考慮到工作面長度由180m增加到302m，工作面壓力有可能會增加。結(jié)合5318工作面的開采經(jīng)驗(yàn)，考慮一定的富裕系數(shù)，取支護(hù)強(qiáng)度p=0.81Mpa。支架的支護(hù)強(qiáng)度確定后，根據(jù)配套尺寸，確定支架頂梁長度和控頂距，就可以算出支架的工作阻力。第40頁/共135頁P(yáng)=p.(Lk+LD).B=6585kN式中：P——支架工作阻力，kN；p——支架的支護(hù)強(qiáng)度，p=810kN/m2；Lk——空頂距，0.4m；LD——頂梁長度，5m；B——支架中心距，取B=1.5。取P＝6800kN，選擇ZFS6800/18/35支架作為工作面基本支架。該液壓支架采用電液控制系統(tǒng)，可以實(shí)現(xiàn)單架、雙向、成組程序控制及跟機(jī)自動移架，移架速度8～12s，保證了采煤機(jī)快速割煤的需要。第41頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)中心距/mm1500采高/m2.5～3.2寬度/mm1410～1580適應(yīng)煤層傾角/°≤20初撐力/kN5707泵站壓力/MPa31.5工作阻力/kN6800操縱方式電液控制支護(hù)強(qiáng)度/MPa0.80～0.83移架步距/mm1000底板比壓/MPa2.2前后輸送機(jī)中心距/mm6033ZFS6800/18/35型支架主要技術(shù)特征第42頁/共135頁（2）采煤機(jī)能力確定與選型4326工作面確定采用端部斜切進(jìn)刀單向割煤，已知工作面平均日產(chǎn)量Q=20000t/d；采煤機(jī)截深B=1.0m；工作面平均采高H=3.0m；實(shí)體煤容重=1.35t/m3；采煤機(jī)割煤采出率C=97%；工作面長度L=302m；刮板輸送機(jī)彎曲段長度a=25m；采煤機(jī)返向時間t1=1min；放頂煤綜采工作面平均頂煤厚度Hf=5m；頂煤回收率Cf=79%；沿工作面方向放頂煤面長Lf=296m；采煤機(jī)平均日有效度K=0.8；放頂煤綜采工作面日生產(chǎn)時間T=18h；放頂煤綜采工作面由于采煤工藝因素引起的平均每個割煤循環(huán)的停機(jī)時間和無效開機(jī)時間tg=18.4min；采煤機(jī)割煤速度與空刀牽引速度之比i=0.42，采煤機(jī)割煤不均衡系數(shù)kc=1.5，采煤機(jī)割煤單位能耗，取Hw=0.6kWh/m3。第43頁/共135頁代入前述計算公式，可計算出采煤機(jī)平均割煤速度Vc≥4.48m/min，采煤機(jī)平均割煤能力Qm

≥1055.12t/h。采煤機(jī)最大割煤速度：Vmax=Kc.Vc=5.82m/min采煤機(jī)最大生產(chǎn)能力：Qmax=Kc.Qm=1371.7t/h按采煤機(jī)單位能耗計算采煤機(jī)功率：N=60*Kb*B*H*Vmax*Hw=754.2kN根據(jù)上述計算，選擇Eickhoff公司生產(chǎn)的SL300采煤機(jī)。第44頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)采高/m2.0~3.5滾筒轉(zhuǎn)速/r·P·m23～63滾筒中心線距離/mm12112供電電壓/V3300滑靴間距/mm6195裝機(jī)總功率/kW859滾筒直徑/mm1800牽引速度/m?min-10～19滾筒截深/mm1000牽引力/kN477臥底量/mm250SL300采煤機(jī)主要技術(shù)參數(shù)第45頁/共135頁（3）刮板輸送機(jī)能力核算與選型前部輸送機(jī)能力核算與選型已確定的采煤機(jī)最大生產(chǎn)能力Qmax=1370t/h，考慮采煤機(jī)與刮板輸送機(jī)同向運(yùn)動時的修正系數(shù)，本工作面采煤機(jī)割煤與輸送機(jī)同向，取Kv=1.0；考慮運(yùn)輸方向及傾角系數(shù)，4326工作面向下運(yùn)煤，取Kｙ=0.9。選擇工作面刮板輸送機(jī)的運(yùn)輸能力應(yīng)滿足采煤機(jī)最大落煤能力的要求:按照輸送機(jī)應(yīng)滿足的生產(chǎn)能力和采煤機(jī)型號，選用SGZ1000/2×600型整體鑄焊封底式溜槽刮板輸送機(jī)。第46頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)設(shè)計長度/m306中部槽規(guī)格（長×內(nèi)寬×高）/mm1500×1000×337裝機(jī)功率/kW2×600刮板鏈形式中雙鏈電動機(jī)轉(zhuǎn)速/r?min-11480刮板鏈速/m?s-11.28電動機(jī)電壓/V3300卸載方式端卸輸送能力/t?h-12000緊鏈方式液壓馬達(dá)緊鏈SGZ1000/2×600型刮板輸送機(jī)主要技術(shù)特征第47頁/共135頁后部輸送機(jī)能力核算與選型根據(jù)興隆莊實(shí)測統(tǒng)計，支架單口放煤時間1min左右，放煤能力為4t/min左右考慮到600萬t綜放面后部輸送機(jī)寬度由900mm增加到1200mm支架放煤口加大，雖然單口放煤量增加到7.9t，仍可保持單口放煤時間在65s以內(nèi)，計算單口放煤能力為q=7.31t/min。4個放煤口同時放煤并考慮放煤流阻塞系數(shù)ρ=0.9，則每分鐘放煤量為Cg=26.32t/min。頂煤回收率Cf=79%，放出頂煤的含矸率Cg=10%，循環(huán)放煤量Qf=1736t。放煤量不均衡系數(shù)，4口放煤按Kf=1.2計算?？捎嬎愠雒垦琶簳r間為：加上兩輪放煤的時間差2min，則循環(huán)放煤時間為68min。第48頁/共135頁

放煤速度：工作面平均放頂煤能力：滿足工作面放煤要求，后部輸送機(jī)的輸送能力為：根據(jù)上述計算，選用SGZ1200/2×700型整體鑄焊開底式溜槽刮板輸送機(jī)第49頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)設(shè)計長度/m306中部槽規(guī)格（長×內(nèi)寬×高）/mm1500×1200×330裝機(jī)功率/kW2×700刮板鏈形式中雙鏈電動機(jī)轉(zhuǎn)速/r?min-11480刮板鏈速/m?s-11.28電動機(jī)電壓/V3300卸載方式端卸輸送能力/t?h-12000緊鏈方式液壓馬達(dá)緊鏈SGZ1000/2×600型刮板輸送機(jī)主要技術(shù)特征第50頁/共135頁（4）平巷運(yùn)輸設(shè)備生產(chǎn)能力確定與選型平巷運(yùn)輸設(shè)備的生產(chǎn)能力應(yīng)能滿足放頂煤綜采工作面兩部輸送機(jī)的卸載要求，根據(jù)已計算出的采煤機(jī)平均落煤能力、工作面平均放頂煤能力，生產(chǎn)能力按下式計算：第51頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)轉(zhuǎn)載機(jī)設(shè)計長度/m50裝機(jī)功率/kW525輸送能力/t?h-13500刮板鏈速度/m?s-11.65中部槽規(guī)格(內(nèi)寬)/mm1200推移形式與破碎機(jī)組合自移項目參數(shù)項目參數(shù)破碎能力/t?h-13500入料口塊度/mm1200×1180破碎形式錘式供電電壓/V3300出口粒度/mm200～400傳動方式電機(jī)＋液力偶合器＋減速器PCM3500型輪式連續(xù)破碎機(jī)主要技術(shù)特征SZZ1200/525型刮板轉(zhuǎn)載機(jī)主要技術(shù)特征第52頁/共135頁項目參數(shù)項目參數(shù)運(yùn)量/t?h-13500膠帶寬/mm1400輸送距離/m1200張緊絞車牽引力/N≥12000帶速/m?s-14.5膠帶型號PVG1800S型阻燃整芯輸送帶SSJ1400/3×400帶式輸送機(jī)主要技術(shù)特征第53頁/共135頁第二節(jié)綜采放頂煤礦壓顯現(xiàn)及頂煤破碎放出規(guī)律

一、綜采放頂煤礦壓顯現(xiàn)規(guī)律綜放面礦壓顯現(xiàn)也有周期性；支架載荷沒有隨采厚加大而大幅度增加；綜放工作面開采引起的支承壓力對兩巷的影響距離增加，影響程度降低。第54頁/共135頁二、頂煤破碎和放出規(guī)律

（一）頂煤破碎和影響因素頂煤經(jīng)歷:實(shí)體煤—破碎煤塊—放煤口放出。支承壓力+頂板回轉(zhuǎn)+支架作用共同作用下破碎。第55頁/共135頁頂煤破壞過程初始破壞區(qū)A：在支承壓力作用下，煤壁前方較遠(yuǎn)處頂煤由彈性變形進(jìn)入塑性變形，原生裂隙擴(kuò)展，頂煤初始破壞。

支承壓力峰值大小與工作面長度有關(guān)。第56頁/共135頁破壞發(fā)展區(qū)B：受頂板回轉(zhuǎn)作用，煤壁前方附近頂煤發(fā)生破壞，裂隙擴(kuò)展，位移增大。第57頁/共135頁裂隙發(fā)育區(qū)C：支架反復(fù)支撐，控頂區(qū)內(nèi)的頂煤形成發(fā)育的裂隙。支架反復(fù)支撐，形成交變應(yīng)力，破碎效果提高。梁長頂煤破碎加劇，頂上易冒空。支架反復(fù)支撐的次數(shù)與頂梁長度及截深有關(guān)。第58頁/共135頁垮落破碎區(qū)D：頂煤完全破壞，失支連續(xù)性，在支架后方垮落放出。第59頁/共135頁頂煤垮落角與煤層強(qiáng)度的關(guān)系

頂煤的垮落角與頂煤的力學(xué)性質(zhì)相關(guān)，不同頂煤力學(xué)性質(zhì)條件下，其垮落狀況可用圖表示。頂煤越硬則垮落角α越??；反之，頂煤越軟則垮落角α越大。

第60頁/共135頁（二）頂煤放出規(guī)律橢球體放礦理論認(rèn)為：礦石在采場破碎后，是按近似橢球體形狀向下自然流動下來的，即原來所占的空間形狀為一個旋轉(zhuǎn)橢球體，放煤橢球體表面上的顆粒將大體同時到達(dá)放煤口。1-放出橢球體，2-放出漏斗3-松動橢球體，4-移動漏斗第61頁/共135頁1、

放出橢球體參數(shù)設(shè)長軸2a=h，短軸為2b1；h—放頂煤高度。生產(chǎn)實(shí)踐及實(shí)驗(yàn)表明：2b1=（0.250.3）hb1=（0.250.3）

h/2

第62頁/共135頁橢球體理論認(rèn)為：放煤的同時，放出橢球體周圍的煤巖也將向放煤口移動，充填放煤留下的空間，此空間體與放出橢球體相似，稱松動橢球體。松動橢球體參數(shù)：松動橢球體高度為H，H=（2.22.6）h。第63頁/共135頁2、放煤口間距（工作面長度方向）放煤口間距l(xiāng)大小影響放煤效果，當(dāng)l2b1時，脊背煤損失大；l越大，損失越大；對于低位收尾梁放頂煤支架而言l=0，應(yīng)注意放煤工藝的改進(jìn)，減少頂煤混矸量。第64頁/共135頁當(dāng)l2b1時，脊煤損失小，煤矸石混雜；支架選取后，l是確定的，要求合理放煤工藝，減少煤損，不增加混矸。第65頁/共135頁3、放煤步距的確定放煤步距是指兩次放煤工序之間，綜采面推進(jìn)方向的前進(jìn)距離，其值為采煤機(jī)截深的整數(shù)倍。通常有：一刀一放二刀一放三刀一放合理選擇放煤步距，對提高煤炭采出率、降低含矸率是至關(guān)重要的。放煤步距與頂煤厚度、頂煤冒放性、頂煤冒落時的垮落角、煤層的頂板條件及采煤機(jī)截深等有關(guān)。第66頁/共135頁4、采放比煤層開采高度與放頂煤高度之比。根據(jù)實(shí)測及數(shù)值模擬，當(dāng)采高為2.5m時，頂煤厚度自下而上，塑性區(qū)范圍達(dá)8m左右或以上。頂煤裂碎后松散所需的空間高度為：S=Ks.h-h=(Ks-1).hh=S/（Ks-1）S—頂煤松散所需空間；h──放煤高度；Ks──頂煤的松散系數(shù)，1.21.25；第67頁/共135頁如底部采出高度在：2.02.8m，頂煤的最大下沉量在400500mm。若采用高位放頂煤支架放煤，掩護(hù)梁的下降應(yīng)為：500mm。頂煤松散所需空間達(dá)：S=頂煤的最大下沉量+掩護(hù)梁的下降=1m。能滿足頂煤45m時的要求。采用低位放頂煤工藝，底部采高即為頂煤松散所需空間。即S=2.02.8m，h=S/（Ks-1）=810m。第68頁/共135頁（1）相似材料模擬研究合理的放煤步距和采放比某礦試驗(yàn)內(nèi)容①采放比對采出率的影響取1∶0.8；1∶1；1∶1.2三種采放比進(jìn)行試驗(yàn)。②放煤步距對采出率的影響，一刀一放、二刀一放。③煤層傾角與放煤方向?qū)Σ沙雎实挠绊懛琶悍较颍貉毓ぷ髅嫦蛏戏琶?、向下放煤。?9頁/共135頁模型一放煤后第70頁/共135頁流動后邊界中位中塊度頂煤上位大塊度頂煤下位小塊度直接頂中位中塊度直接頂放煤口煤壁上位大塊度直接頂始動點(diǎn)邊界流動前邊界煤矸分界線下位小塊度頂煤

低位綜放開采散體煤矸流動特征第71頁/共135頁采放比及放煤步距對放煤影響試驗(yàn)匯總

放煤步距一刀一放0.6m兩刀一放1.2m采放比1∶0.81∶11∶1.21∶0.81∶11∶1.2采出率/%83.379.375.978.678.574.5含矸率/%8.629.9911.84.292.917.31隨著采放比的提高，其頂煤放出率下降，含矸率上升；在同一采放比時，隨放煤步距由0.6m變?yōu)?.2m，其放出率下降，含矸率也有所下降。第72頁/共135頁煤層傾角及放煤方向?qū)Ψ琶河绊懺囼?yàn)匯總

煤層傾角上行放煤下行放煤采出率/%含矸率/%采出率/%含矸率/%1581.55.478.93.592085.44.1980.13.292581.75.2480.42.97采用上行放煤方式比下行放煤方式采出率要高，但含矸率有所增加。第73頁/共135頁（2）散體介質(zhì)流理論模擬采用PFC2D計算程序構(gòu)建綜放面計算模型，進(jìn)行厚煤層綜放開采頂煤放落規(guī)律研究。放煤步距分別?。?.6m、1.2m、1.8m；分別進(jìn)行走向、仰采、俯采的數(shù)值模擬，模擬不同傾角和開采方式下的頂煤移動規(guī)律。第74頁/共135頁走向長壁放頂煤開采條件下頂煤冒落煤矸分界圖第75頁/共135頁不同放煤步距頂煤采出率研究放煤步距為0.6m第76頁/共135頁放煤步距為1.2m第77頁/共135頁放煤步距為1.8m第78頁/共135頁不同放煤步距條件下頂煤絕對放出率和頂煤相對采出率第79頁/共135頁（3）現(xiàn)場試驗(yàn)鉆孔探頂煤厚度+核子稱實(shí)測第80頁/共135頁第三節(jié)綜采放頂煤工藝特點(diǎn)一、放煤工序的作業(yè)方式1、放頂煤作業(yè)方式采煤和放煤順序進(jìn)行采煤和放頂煤平行進(jìn)行2、放煤順序單輪順序放煤單輪間隔順序放煤多輪順序放煤多輪間隔順序放煤第81頁/共135頁第82頁/共135頁澳大利亞放頂煤綜放面端頭液壓支架設(shè)計第83頁/共135頁王莊煤礦ZDWX-07型側(cè)向自移式端頭液壓支架示意圖第84頁/共135頁二、放頂煤綜采工作面循環(huán)圖表放頂煤綜采工作面勞動組織，為充分利用工作空間和時間，提高放頂煤綜采工作面單產(chǎn)，一般采用平行作業(yè)形式。工藝流程：采煤機(jī)割煤→移架→移前輸送機(jī)→拉后輸送機(jī)

放煤第85頁/共135頁放頂煤綜采面循環(huán)圖表（兩刀一放由兩端向中間放煤）班時面長15014013012011010090807060504030201001234567891011121314151617181920212223

24一班二班三班四班第86頁/共135頁端部斜切進(jìn)刀雙向割煤一刀一放一端向另一端放煤aaa第87頁/共135頁三、提高頂煤放出率技術(shù)（一）

初末采放煤工藝

1、減少初采頂煤損失初期：初采推進(jìn)1020m不放煤（煤損多）現(xiàn)在：多數(shù)工作面從開切眼處放煤措施：在綜放面切眼的外上側(cè)沿煤層頂板施工一條與切眼平行的輔助巷，將頂煤沿頂板切斷，稱切頂巷。在切頂巷靠工作面一側(cè)的煤幫和底上打炮眼，將頂煤全部切斷，稱預(yù)裂爆破。這項技術(shù)可使綜放面回采率提高1%左右。第88頁/共135頁8m2m2m7.5m3m切頂巷和預(yù)裂爆破第89頁/共135頁綜放大斷面切眼第90頁/共135頁2、減少末采頂煤損失放頂煤采面收尾方法：

(1)為安全拆除設(shè)備，距停采線1015m內(nèi)，鋪網(wǎng)、不放頂煤，以保持頂煤及頂板穩(wěn)定性。適用：頂煤較硬較穩(wěn)定條件。

(2)以810的坡度，采面爬頂，停采線處頂板為巖層。措施：選擇合理的停采線位置，以利于撤面防止后方矸石竄入。第91頁/共135頁8°坡度放頂煤采面收尾方法第92頁/共135頁工藝過程為：當(dāng)工作面推進(jìn)至停采線12m時，開始停止放煤，在支架上方鋪設(shè)金屬網(wǎng)，沿工作面傾向方向布置舊鋼絲繩，直至停采線。第93頁/共135頁第94頁/共135頁（二）放煤步距（循環(huán)放煤步距）

放煤步距是指兩次放煤工序之間，綜采面推進(jìn)方向的前進(jìn)距離，其值為采煤機(jī)截深的整數(shù)倍。通常有：“一刀一放”“二刀一放”“三刀一放”合理選擇放煤步距，對提高煤炭采出率、降低含矸率是至關(guān)重要的。放煤步距與頂煤厚度、頂煤冒放性、頂煤冒落時的垮落角、煤層的頂板條件及采煤機(jī)截深等有關(guān)。第95頁/共135頁放煤步距大，頂煤放不出，煤損大；放煤步距小，煤矸混雜，煤質(zhì)差。放煤步距太大：頂板方向的矸石先于采空區(qū)后方的煤達(dá)到放煤口，關(guān)口，頂煤放不出。放煤步距太小：采空區(qū)方向的矸石先于上部頂煤到達(dá)放煤口，頂煤損失部分。第96頁/共135頁放煤步距影響因素

：

頂煤厚度；頂煤可放性；頂煤硬度和冒落時的垮落角；直接頂厚度；埋深等。生產(chǎn)中常用截割一刀煤放頂煤一次（一刀一放）、截割兩刀放頂煤一次（兩刀一放）。第97頁/共135頁

陽泉一礦實(shí)測：放煤步距與采出率和含矸率的關(guān)系放煤步距(m)采出率(%)含矸率(%)備注0.50.6打開放煤口即有矸石混雜

1.01.286.511.451.51.872.9312.272.02.470.48

16.99

第98頁/共135頁興隆莊煤礦放煤步距的選擇放煤步距與頂煤厚度、頂煤冒放性、頂煤冒落時的垮落角、煤層的頂板條件及采煤機(jī)截深等有關(guān)。其確定方法以現(xiàn)場試驗(yàn)對比方法，為便于組織生產(chǎn)，其值為采煤機(jī)截深的整數(shù)倍。興隆莊煤礦對放頂煤綜采面不同的放煤步距和放煤作業(yè)方式進(jìn)行了離散元數(shù)值計算分析、現(xiàn)場實(shí)測相結(jié)合的研究。根據(jù)離散元數(shù)值計算，放煤步距0.8m時，采出率較高；步距1.0m時，采出率第二，但煤質(zhì)在放煤步距為1.0m最好，是最理想的放煤步距。第99頁/共135頁現(xiàn)場實(shí)測，放煤步距1.0m時采出率最高，步距為1.2m和步距為0.8m時較為接近，但含矸率和灰分1.2m時高，步距為0.8m時次之。綜上，根據(jù)采煤機(jī)功率情況，確定截深1.0m，采用一刀一放，放煤步距為1.0m，煤炭采出率高，工作面單產(chǎn)水平高。第100頁/共135頁放煤步距/m放出指標(biāo)離散元分析現(xiàn)場分析單輪順序雙輪順序0.6采出率/%97.1~100灰分/%29.9~41.96含矸率/%25~430.8采出率/%96.7~97.982.3782.5灰分/%22.4~28.3418.3218.12含矸率/%13.7~22.61.631.541.0采出率/%95.6~95.784.1687.43灰分/%17.53~19.40含矸率/%6.4~9.21.2采出率/%90.5~9581.683.2灰分/%18.60~20.9421.7822.74含矸率/%8~11.54.344.811.6采出率/%85~9075.9881灰分/%18.01~19.8917.5917.27含矸率/%9~11.21.391.39第101頁/共135頁王莊煤礦在綜放開采的實(shí)踐中，在實(shí)驗(yàn)室研究的基礎(chǔ)上，進(jìn)行了6203工作面放煤工藝的現(xiàn)場試驗(yàn)研究。試驗(yàn)方案：由于頂煤厚度不大，確定雙輪順序和單輪間隔放煤方式，放煤步距為一采一放和兩采一放(即0.8m和1.6m)兩種。工作面切眼平均長214.5m，底分層采高3.6m，循環(huán)進(jìn)度0.8m，頂分層平均厚度3.4m，放頂煤區(qū)段長度為208.5m，底分層煤回收率為98％。第102頁/共135頁放煤方式放煤步距/m推進(jìn)度/m產(chǎn)量/t機(jī)采量/t放煤量/t頂煤放出率/%雙輪順序0.810.619495.310918.38577.079.2單輪間隔0.89.817763.610094.37669.376.6雙輪順序1.69.417797.29682.38115.084.5單輪間隔1.610.219082.610506.38576.382.3

6203工作面放煤工藝試驗(yàn)結(jié)果

試驗(yàn)結(jié)果可知，在王莊礦煤層賦存條件及大采高支架條件下，兩采一放，即放煤步距1.6m，比一采一放(放煤步距0.8m)好，頂煤放出率分別提高5.7％~5.3％，雙輪順序放煤優(yōu)于單輪間隔放煤，其頂煤放出率提高2.6％~2.2％。第103頁/共135頁根據(jù)頂煤放出時橢球體放出理論，在回采過程中始終會丟失部分冒落的三角頂煤，如下圖所示，而回煤箱的作用是相當(dāng)于加大了工作面后部溜子的寬度，增加的溜子寬度，達(dá)到了冒落頂煤堆積的水平位置，一方面能讓橢球體下部的三角煤放出，另一方面減少了在原回煤箱鋪設(shè)位置處約400mm的底煤損失，一定程度上的提高了回收率。設(shè)計回煤箱提高頂煤放出率第104頁/共135頁1—回煤箱；2—工作面后部輸送機(jī)三角頂煤第105頁/共135頁

回煤箱三視圖第106頁/共135頁（三）放煤方式

放煤方式：放頂煤工作面放煤順序、次數(shù)和放煤量的配合方式1、多輪、分段、順序、等量放煤

采面分23段；段內(nèi)同時開啟兩個相鄰放煤口；每次放1/21/3的頂煤；按順序循環(huán)放煤，直至該段全部放完；再進(jìn)行下一段放頂煤。優(yōu)點(diǎn)：可使冒落煤巖分界面均勻下降，采出率高，含矸率低；充分利用放煤口面積，放煤快。缺點(diǎn)：要求操作水平高。

適用：頂煤3m以上。

第107頁/共135頁2、多輪、間隔、順序、等量放煤放煤口放煤順序先放1#、3#、5#、7#、、、、、、、、每次放1/21/3的頂煤；后放2#、4#、6#、8#、、、、、、、、每次放1/21/3的頂煤；反復(fù)兩三輪優(yōu)點(diǎn)：可使冒落煤巖分界面均勻下降，采出率高，含矸率低；丟煤少。

第108頁/共135頁3、單輪、間隔、多口放煤

先放1#、3#、5#、放頂煤，見矸關(guān)口，留較大脊背煤；滯后一定距離放2#、4#、6#、放出留下脊背煤中的一個橢球體。優(yōu)點(diǎn)：操作簡單，容易掌握；放頂效果好，丟煤少，少出矸適用：廣泛采用。第109頁/共135頁一、硬頂煤水力致裂弱化技術(shù)1、技術(shù)原理利用鉆孔水壓力的作用，改變孔邊煤體的應(yīng)力狀態(tài)，使孔周邊致裂或使原有裂隙進(jìn)一步擴(kuò)展，利用裂隙水壓力，控制水壓裂縫的擴(kuò)展，弱化煤體的整體力學(xué)特性；同時改變了煤體的滲透性能，使巖體充分吸水濕潤，進(jìn)一步軟化煤體，依靠礦山壓力的破巖作用，達(dá)到提高頂煤冒落性的要求。

第四節(jié)特殊條件下放頂煤技術(shù)第110頁/共135頁2、技術(shù)關(guān)鍵在于控制鉆孔水壓裂縫的起裂和擴(kuò)展、掌握在水壓力作用下巖體宏、細(xì)觀結(jié)構(gòu)改變的空間分布形態(tài)及其與巖體滲透性變化的關(guān)系。3、應(yīng)用除提高硬煤的冒放性外，還可應(yīng)用于如下條件。（1）高粉塵煤體：通過水力裂縫切割弱化煤體的同時提高了煤體的含水率，增強(qiáng)了煤體的濕潤效果，比傳統(tǒng)意義上煤層注水減塵的濕潤效果更好，降塵率可達(dá)40%。第111頁/共135頁

（2）高瓦斯煤層：銅川礦務(wù)局玉華煤礦1407綜放面在未注水前，絕對瓦斯涌出量平均為31655m3/min。在通風(fēng)系統(tǒng)基本未變化的情況下，在注水后，絕對瓦斯涌出量平均為2186m3/min，瓦斯?jié)舛冉档土?4.16%。

（3）易自燃煤層：煤的自燃環(huán)境評判中煤的水份的重要度是煤自燃傾向性的0.5倍。可見,水份對煤自燃有很大的影響。通過11個易自燃厚煤層低位綜放工作面頂煤水力致裂弱化的工業(yè)試驗(yàn)表明,工作面在開采過程中均未出現(xiàn)煤自燃發(fā)火現(xiàn)象。第112頁/共135頁

4、工程實(shí)例兗礦東灘礦14308綜放工作面，利用水力致裂弱化技術(shù)弱化破碎煤層中厚1.98m的粉砂質(zhì)硬夾矸層。

（1）注水孔布置第113頁/共135頁

（2）注水鉆孔參數(shù)第114頁/共135頁（3）注水系統(tǒng)第115頁/共135頁（4）主要注水參數(shù)注水壓力：16MPa；封孔長度：10～30m；注水量主要考慮以下因素：①盡量使巖層得到充分、均勻的濕潤；②巖層的吸水率；

③避免造成工作面內(nèi)漏頂；④盡量避免煤體含水量增加過多；⑤盡量減少注水工程量和注水時間。第116頁/共135頁

注水位置：合理的注水位置取決于工作面推進(jìn)速度、注水效果的時間效應(yīng)以及工作面煤壁前方支承壓力的分布規(guī)律。根據(jù)試驗(yàn)巖石浸水后10～15d達(dá)到飽和，因此超前注水的時間應(yīng)不小于10d，按工作面每天推進(jìn)6m計，注水應(yīng)在工作面前方60m以外。東灘礦煤層支承壓力范圍為75m左右，因此注水位置應(yīng)在原始應(yīng)力帶附近效果好，綜合分析認(rèn)為超前工作面70～80m注水效果最好。

注水工藝：主要包括打鉆孔、封孔和注水3項主要工序。第117頁/共135頁

（5）注水效果與經(jīng)驗(yàn)

1）距離工作面愈近，注水效果差，原因是注水孔在工作面前方支承壓力范圍內(nèi)，頂煤體已被支承壓力破壞，貫通裂隙多，水壓上不去，不能產(chǎn)生新的次生裂隙，水只對煤體有濕潤作用，有利于防塵。

2）L6號孔距工作面約80m，水壓高，注水半徑約20m，達(dá)到了預(yù)想的效果。16號孔位于該工作面支承壓力帶以外的原始應(yīng)力區(qū)中，煤體沒有受采動破壞，在水壓作用下易于產(chǎn)生更多的次生裂隙。

3）注水前后頂煤、矸石含水率測定表明，注水后巖體含水率普遍較高，提高了頂煤體的冒放性。

4）采取高壓注水提高頂煤的冒放性，應(yīng)在支承壓力與原始應(yīng)力帶相近區(qū)域預(yù)先注水，否則難以達(dá)到預(yù)想效果。第118頁/共135頁二、硬頂煤深孔預(yù)裂爆破技術(shù)1、技術(shù)原理炸藥在炮孔內(nèi)爆炸后，產(chǎn)生強(qiáng)沖擊波和大量高溫高壓爆生氣體。沖擊波使炮孔半徑1～3倍范圍以內(nèi)的煤體被強(qiáng)烈壓縮、粉碎，爆生氣體使煤體中的裂隙擴(kuò)展，從而致使硬煤強(qiáng)度降低，裂隙擴(kuò)展。第119頁/共135頁2、技術(shù)關(guān)鍵（1）打孔與成孔工藝根據(jù)現(xiàn)有技術(shù)條件及其打鉆的經(jīng)驗(yàn)分析，成孔和鉆進(jìn)深度可以保證，但鉆孔定向是難題，采用三級定向鉆頭可解決上述問題。1—φ50mm；2—φ60mm；3—φ75mm；第120頁/共135頁

（2）裝藥結(jié)構(gòu)及工藝結(jié)構(gòu)：為了保證爆破效果，提高炮孔利用率、裝藥密度和裝藥速度，克服深孔爆破中存在的管道效應(yīng)、間斷裝藥等引起的拒爆及爆燃現(xiàn)象，采用連續(xù)耦合裝藥、炮孔內(nèi)敷以煤礦導(dǎo)爆索、正向起爆的裝藥結(jié)構(gòu)。工藝：固定好裝藥器→送輸藥管→檢查設(shè)備及管路→上藥→封蓋→開機(jī)裝藥→重復(fù)上藥、封蓋、開機(jī)裝藥步驟直至預(yù)定裝藥位置