提高放顶煤开采采区回收率的措施

1、提高放顶煤开采采区回收率的措施Chapter1 提高综放采区回收率要从提高工作面顶煤放出率和减少护巷煤柱损失两个方面同时入手。对于厚度超过10m的厚煤层，特别是在直接顶板坚硬的条件下，应采用在开切眼处强放直接顶，先采顶分层网下放顶煤的方案。这样既发挥了网下综放回收率高的优势，又能避免整层放顶煤综采老顶第一次来压期间高的顶煤损失。在减少护巷煤柱损失方面的关键措施是改变开拓准备布置，实现在稳定的内应力场中掘进和维护回采巷道。1 从前述“综放采场结构模型”的特点可知，同一煤层“综放”条件下，支承压力影响范围和其中的宽度，都要比分层开采条件下大得多。这一结果说明，如果采用在原始应力区开掘巷道的煤柱护巷

2、布置，“综放”条件下的煤柱损失，将会比同一煤层分层开采大得多。相反，由于“内应力场”范围扩大.采取在稳定的内应力场中开掘和维护巷道，就有了更加可靠的条件。2-5提高综放工作面回收率可从以下几方面抓起：减小顺槽护巷煤柱和顺槽宽度，提高巷道支护质量。加强端头支护，两端头支架剪网放煤。减小工作面顶板初次来压步距。加强综放工作面工艺管理，尤其是放顶煤工艺管理，加强放煤工的技术培训，提高放煤技能和责任心。建立健全放煤管理制度，严格执行提高煤炭回收率的各项规定。强化计量管理和煤质管理，提高回收率统计的科学性、可靠性Chapter2综采放顶煤开采是厚煤层开采的发展方向，它具有三高（高产、高效、高块率）、三简

3、（巷道布置简单、辅助运输简单、通风简单）、二低（低掘进率、成本低）、二好（经济效益好、安全好）、一少（设备投资少）等特点，与传统采煤方法相比优点较为明显。因此，综采放顶煤技术在我国得到了迅速发展，但是瓦斯、煤尘、工作面自燃发火及顶煤回收率等问题是制约综放开采发展的重要因素，因此进一步提高顶煤回收率是综放开采所面临的最主要问题。1 综放开采煤炭损失分析6放顶煤开采，煤炭回收率偏低主要是由两个方面的因素引起的：一方面是放顶煤开采设计决定的损失，另一方面是放煤工艺造成的煤炭损失，而这些损失有的是可以避免和减少的，有的则是不可避免的。1.1 放顶煤开采设计造成的损失 护巷煤柱损失。其中包括区段煤柱、上

4、（下）山煤柱和采区隔离煤柱等，如采用无煤柱开采，该部分煤炭损失将明显减少。开采参数的影响。如工作面宽度、工作面推进距离（工作面走向长度）等，增大工作面宽度可使顺槽煤柱损失的比率减少，而加大工作面推进长度则可降低首、末采煤炭损失的比率。首末采损失。为了7确保回采空间及支架撤除时的安全，工作面首末采时都是人为地留有部分顶煤不放，从而造成煤炭的损失。端头损失。为了保护工作面两端的出口，综放工作面两端头通常各留23组支架不放顶煤，这部分损失率随工作面倾斜宽度的增加而减少。1.2放煤工艺引起的煤炭损失 煤层厚度引起的损失。随着工作面的推进，顶煤的运动和破坏一直处于变化之中，而顶煤破坏的发展在厚度方向是有

5、一定范围的。因此，当顶煤厚度较大时，上位顶煤不能充分松散，不易放出，使顶煤的损失增大；当顶煤厚度较小时，放煤的初期就容易造成混矸，从而降低煤炭的放出率。放煤步距的损失。理想的放煤步距应是使得顶煤上方的矸石与后方矸石同时到达放煤口，这样可取得最好的放煤效果。放煤步距过大则顶煤上方的矸石首先到达放煤口，使后面的顶煤不能放出，而放煤步距过小则在放煤初期后方矸石就涌入放煤口，使上部的顶煤不能全部放出。放煤方式的损失。合理的放煤方式应使得煤矸接触面均匀下沉，从而使煤矸有效地分开，最大限度的回收顶煤而减少混矸。放煤过程中如不能很好地控制放煤方式，放出的顶煤混矸就会很严重。目前综放工作面的放煤方式主要有单轮

6、顺序、单轮间隔和多轮顺序放煤，但无论采用什么样的放煤方式煤炭损失和混矸是不可避免的。顶煤破坏程度的影响。顶煤的有效破碎是顶煤顺利放出的前提，当顶煤强度较大、破碎不够充分时，移架后冒落的顶煤呈大块，可形成临时性结构，或移架后不能在切顶线后方及时断裂，形成悬顶。无论大块还是悬顶，都会使大量的顶煤丢失而降低回收率。此外，支架的架型、移架速度、放煤速度及放煤工的素质等都会对顶煤的损失造成一定的影响，从而造成顶煤回收率降低。1.3煤炭损失构成 根据综放工作面煤炭损失量的分析，各部分损失的构成如下：设计造成损失量（49）。其中顺槽煤柱（33），采区隔离煤柱（4），采区巷道（10），上下山煤柱及其它（2）。

7、工艺造成损失量（51）。其中工作面首末采（4），放顶煤工艺（40），端头损失（5%），其它（2）。由此可以看出，顺槽煤柱和放煤工艺造成的煤炭损失约占77。因此，深入研究综采放顶煤工作面的设计和放煤工艺，是提高综放开采煤炭回收率的主要途径。2.1 合理布置工作面 案例说明 东滩煤矿在使用综放开采初期，工作面沿空侧护巷煤柱为7.5m。在回采过程发现煤柱变形较大、起不到支撑作用，且端头三角区压力显现明显、维护困难。通过对巷道顶板结构及应力分析，发现护巷煤柱需增大到50m以上方可起到支撑作用，或者采用沿空掘巷的方式减小护巷煤柱。如果留取50m的护巷煤柱，煤炭浪费过多，不符合提高煤炭资源回收率的要求。针

8、对这一状况，东滩煤矿在东翼一采区设计工作面时，采用沿空掘巷，将护巷煤柱减小到3.5m，端头三角区压力及巷道变形明显减小，维护难度大大降低，同时也降低了因护巷煤柱过大造成的资源浪费。减小巷道宽度，提高巷道顶板支护强度。巷道顶板上方的顶煤一般无法回收，如果巷道宽度加大，顶煤浪费必然增加。东滩煤矿1304综放工作面将轨顺巷道宽度由以前的5.2m减小到3.2m，将原来布置在轨顺的移动电站布置到运顺皮带机尾承载段上，轨顺巷道只用于通风和辅助运输，极大地提高了煤炭回收率。增加工作面倾斜宽度和走向长度。东滩煤矿1304综放工作面倾斜宽241.5m，走向长2456.43m，延长了综放工作面的回采时间，减少了搬

9、家换面次数，降低了因初采和末采造成的顶煤损失。2.2 合理选择综放工作面液压支架架型 液压支架架型对顶煤回收率的影响主要表现在以下方面：顶煤放出以顶煤得到充分破碎和松散为前提。采用高位放顶煤支架时，顶煤松散的空间较小，因而顶煤的松散高度和松散程度较小，不利于顶煤的放出。而低位放顶煤支架则由于可松散的空间增大，为顶煤的破碎和放出提供了良好的条件，因而顶煤易于放出，使顶煤的回收率相对提高。液压支架长度的影响。在液压支架拉移步距相同的情况下，液压支架对顶煤的反复作用次数取决于支架梁端至放煤口的距离，低位液压支架顶梁较长，顶煤受液压支架升降作用次数增加，到达放煤口时能够充分破碎成松散煤体，有利于顶煤的

10、放出，有效提高了煤炭回收率；高位放顶煤支架顶梁较短，顶煤受液压支架升降作用的次数少，不利于顶煤破碎，影响放煤效果，造成煤炭回收率降低。因此，从提高回收率的角度出发，应首选低位放顶煤液压支架。东滩煤矿1304综放工作面液压支架选用自主研发的ZFY8500/2.2/4.0D支架，该液压支架为两柱掩护式放顶煤支架，支架顶梁为整体结构，主顶梁长度5.4m，支架总长11.5m。液压支架支护距离长，在移架过程中，顶梁上方的顶煤在支架的作用下，到达放煤口时能够充分破碎成松散煤体，有效避免了因大块煤放不下来造成回收率降低的现象。2.3 端头支架铰网放煤 东滩煤矿1304综放工作面端头支架采用头3尾4的布置方式

11、（即机头3组端头支架，机尾4组端头支架），支架宽1.75m，即端头支架支护宽度为12.25m。以往为减小两端头三角区顶板的影响，工作面两端头支架不放煤，造成资源浪费较大。1304工作面两端头支架上铺设金属网，很大程度地改善了两端头三角区的支护问题，同时在支架后通过铰网放煤，不但能将端头支架上的顶煤放出，还能将巷道顶板上的部分顶煤放出，大大地提高了资源的回收率。2.4 初采铰网放煤 东滩煤矿1304综放工作面顶板初次来压步距预计约为4050m。工作面切眼为矩形断面，净宽8500mm，净高3200mm，净断面积达到27.2m2，顶板铺联金属菱形网，按照800mm的间距锚固梯型钢带，均匀布置13根2

12、2mm2400mm的右旋无纵筋树脂锚杆和3排22mm8500mm锚索，锚索间距1600mm。为减小工作面顶板初次来压步距，1304工作面在安装支架时提前将顶网铰开，回采至12m时，工作面出现初次来压，65#架至机尾采空区顶板初次垮落，回采至21m时，工作面采空区顶板全部垮落，比预计提前约20m，减小了初次来压步距，有效提高了资源回收率。1304综放工作面通过减小顺槽煤柱厚度和轨道顺槽宽度、端头支架铰网放煤、初采铰网放煤等措施后，煤炭回收率提高达7.13%。2.5 放煤工艺的管理 综采放顶煤的工艺参数主要包括放煤步距、放煤方式和放煤方向等。顶煤厚度较小时，采用单轮间隔放煤效果较好，顶煤厚度较大时

13、采用多轮顺序放煤方式效果较好。放煤步距必须与顶煤厚度、架型、顶煤断裂角及松散煤岩运动规律等相适应。最佳的放煤步距使顶部和采空区侧的矸石同时到达到放煤口。经过多个工作面的摸索，东滩煤矿1304综放工作面放煤工艺采用一刀一放，多轮顺序放煤，放煤效果明显提高。1.Xie, Y.-s. and Y.-s. Zhao, Technique of top coal caving with vibration. Procedia Earth and Planetary Science, 2009. 1(1): p. 219-226.2.Xie, Y.-S. and Y.-S. Zhao, Numerical simulation of the top coal caving process using the discrete element method. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2009. 46(6): p. 983-991.3.李新坡 and 何思明, 节理岩质边坡破坏过程的PFC2D数值模拟分析. 四川大学学报(工程科学版), 2010(S1): p. 70-75.4.王连庆, et al.,