浅谈厚煤层开采综放技术

综合机械化放顶煤开采技术在这些矿区的试验成功及其全面推广,成功的解决了我国各种复杂条件下厚煤层开采的一系列技术难题,取得了极其显著的技术经济效益,全面提升了企业的技术水平,提高了企业的市场竞争力,使得困难的煤炭企业实现了扭亏为盈。同时综合机械化放顶煤开采技术也已经成为中小煤矿技术改造和企业升级的有效技术途径,成为我国煤矿实现技术改造升级和产业结构调整的强有力的技术措施。     

综放开采支架受力测试与分析

对综放支架有后立柱载荷,四连杆、顶梁与掩护梁相互作用力的大小及方向进行了现场测试,建立了支架受力分析的数学模型,结果表明：支架受力相对较小;工序对支架工作阻力影响较大,割煤后移架前支架受力最大,放煤后割煤前支架受力最小;支架总体受力的合力作用点靠前,部分工序出现后柱后拉现象。     

综放开采顶煤瓦斯渗透性研究

综放开采由于采高的加大,导致采场前方顶煤中瓦斯渗透性与分层开采有较大的差异.针对目前综放开采瓦斯渗透性理论存在的问题,在有关研究的基础上,结合综放开采的实际,通过引入等效弹模、裂隙不均匀系数及有效应力对已有岩体渗透系数表达式进行修正,从而给出综放开采采场前方顶煤中瓦斯渗透系数的数学表达式,并给出现场计算实例.图1,参14.     

浅析综放综采混合开采技术应用

本文主要以某煤矿在其开采中,成功应用综放综采这一混合开采技术作为实例,对混合开采时煤矿的地质条件、设备选型与配套、工艺参数、矿压规律与特点,以及实现安全高效生产所必须具备的关键技术进行逐一介绍,并对其整体效益进行合理分析,以便为煤矿开采中广泛采用综放综采这一混合开采技术提高参考。     

综放开采松散顶煤落放规律的离散元模拟研究

运用离散单元法对综放开采单放煤口放煤和支架推进过程中顶煤放出的全过程进行了模拟。根据模拟结果,对放出体的形态,接触力,速度场,顶煤厚度,移架步距对纯煤回收率的影响等问题进行了分析,指出运用传统的放煤椭球体理论计算低放煤,顶煤厚度较薄的综放开采问题是有缺陷的,提出顶煤落放过程的概念。     

深厚松散层土体结构特征及综放提限开采分析

由于煤系地层距松散含水层的距离越来越近,松散层底部或潜在威胁的含水层对矿井安全生产的威胁程度也逐渐增加。通过现场钻探取芯、钻孔资料统计分析及土工试验的方法,分析并掌握了2301N工作面附近深厚松散层底部地层的垂向沉积结构特征、深埋粘土及砂土的岩性特征;通过深厚松散层底含赋存特征、富水性、水力联系的分析,并结合研究区域深埋粘土特殊的土体特性,综合分析认为2301N综放工作面可留设防砂煤岩柱,并且该区域深厚松散层底部的厚粘土层可作为安全煤岩柱的保护层。     

5M左右厚煤层综放开采回采工艺

为确定合理的综采工艺参数,提高综采工艺的回采率,试验研究了不同的顶底板岩性、放煤步距等条件下的工作面的回采率.结果表明:综放回采率与回采工作面的设备配置、放煤工艺、支架强度等密切相关,论文确定了合理的回采工艺,对中厚煤层综放工作面工艺参数确定有借鉴意义.     

“两硬”综放面煤岩冒放规律及控制研究

以深基点观测为主,系统研究了“两硬”综放面在实施预处理的情况下顶煤板的冒放规律及冒放结构,依此建立了老顶破断时的悬臂式力学模型,运用瞬间暂时平衡理论,推导了老顶来压的支架载荷估算公式,为“两硬”综放面的煤岩冒放控制提供了理论依据。     

大倾角坚硬易燃特厚煤层群综放开采技术研究

华亭矿区东峡煤矿大倾角坚硬易燃特厚煤层群综放开采工业性试验,研究了大倾角（37°）坚硬易燃特厚煤层群围岩活动和矿山压力规律,提出了煤层群多区段“区域（大范围）岩层控制理论”,有效解决了大倾角综放工作面“支架-围岩”系统失稳难题,对解决我国大倾角煤层开采问题具有重大的理论及现实意义。     

同忻矿综放面智能化自动化开采实践

以同忻煤矿三盘区8309综面智能化自动化开采14.88 m特厚煤层为工程背景,分析了8309综放面的基本情况和采煤工艺及采面机电设备配置,阐述了特厚煤层综放面智能化自动化开采的系统架构和实现功能。8309综放面智能化、自动化生产,提高了采煤的生产效率,降低了生产成本,减轻了劳动强度,生产能耗下降5%以上,提高了工作面生产过程的安全性。     

煤柱宽度对综放面围岩应力分布规律影响

护巷煤柱宽度及巷道相对工作面位置的不同,将引起巷道围岩应力重新分布和岩层移动的差异,对回采巷道稳定性及其维护有重要影响. 以谢桥煤矿1151(3)综放面地质技术条件为背景,采用计算机数值模拟并结合现场实测研究,揭示了煤柱宽度变化对综放面围岩应力分布及变化规律的影响.研究表明,综放回采巷道护巷煤柱宽度的变化,不仅使煤柱内应力分布规律不同,而且使得相邻工作面煤体内应力分布规律也不同,二者应力分布随煤柱宽度变化而转移;巷道维护状态是工作面煤层和煤柱内应力场共同作用的结果,护巷煤柱的合理宽度应小于巷帮实体煤内应力向煤柱内转移的临界宽度.     

煤柱宽度对综放回采巷道围岩破坏场影响分析

为了研究综放回采巷道围岩破坏场随护巷煤柱宽度变化的特征,采用计算机数值模拟（FLAC3D）对不同煤柱宽度综放回采巷道围岩破坏进行了研究。结果表明：不同宽度煤柱的巷道围岩在回采期间破坏有很大差异,极窄小煤柱完全破坏,中等煤柱压应力较高,较大宽度煤柱内存在弹性区,但造成的煤炭损失大：巷帮实煤体的破坏主要以剪切破坏为主,而煤柱的破坏则主要是剪切、拉伸复合破坏。合理的护巷煤柱宽度应大于保证煤柱不被压垮、不发生裂隙向采空区漏风、诱发自燃的最小煤柱尺寸,同时最大煤柱宽度应避免煤柱承受较高应力而失去稳定性。     

综放沿空巷道小煤柱合理宽度确定

采用现场实测、FLAC3D数值模拟及理论计算的综合研究方法,对综放采场沿空掘巷的合理布置进行了深入研究。通过对机巷下侧煤体沿倾向应力测试,获得煤体沿倾向应力变化规律;同时采用FLAC3D数值软件分析了不同煤柱宽度(3,5,7,10,15和20m)的应力场、位移场及破坏场特征,获得不同煤柱宽度时巷道力学特征;在现场实测及数值模拟成果基础上,通过计算,得出了区段煤柱的合理尺寸。工程实践表明,该方法确定的煤柱尺寸科学、可靠,为综放回采巷道的合理布置及护巷煤柱参数的合理确定提供了科学依据。     

综采放顶煤冒放模型的模拟试验

传统放顶煤模拟模型对厚煤层放顶煤的适应性研究表明,该模拟模型确定的移动场与实际顶煤移动场不符,放出体上部宽度与下部宽度相差1.3～1.7m,同椭球体模型理论分析相距在30%～40%。并对传统放顶煤模拟模型进行改进,构建了顶煤垮落角等多个模型,使放顶煤模拟研究中的连续性假设条件得到松驰。改进后的模拟模型应用表明,横向概率每增大10%,顶煤放出量增加约2.2%,顶煤放出率达到88%,比改进前提高7%～17%。     

高瓦斯厚煤层综放工作面合理长度的确定

为了解决高瓦斯厚煤层综放开采合理工作面长度的确定问题,采用理论分析和现场实验的方法,在对高瓦斯厚煤层综放工作面长度的多种因素分析的基础上,对以工作面通风能力校核工作面长度的经验公式进行了比较分析,提出了适合综放开采的以工作面通风能力确定工作面长度的校核公式。并结合鹤壁四矿瓦斯赋存及涌出特点,计算得出了适合鹤壁四矿满足通风能力要求的合理工作面长度。该成果对高瓦斯厚煤层安全高效开采具有一定的参考价值和指导意义。     

综放工作面采支速度比的可靠性分析

从可靠性的角度,应用强度分布和应力分布的干涉理论,对综放工作面移架—割煤系统的可靠性进行了较为详细的分析,并建立了相应的联结方程,得到了采支速度比的计算公式.计算结果表明,采支速度比随系统可靠度的变化可分为3个明显不同的范围,不同类型的工作面应按照不同的可靠度要求选取相应的数值.对于高产高效综放面,采支速度比应在1.30～1.50范围内选取;对超长综放面,采支速度比应在1.50～1.80范围内选取.图2,表2,参6.     

高产高效综放工艺参数优化分析

在对割煤工序和放煤工序详细分析的基础上,提出了通过优化采煤机割煤速度实现优化综放采场采放工艺参数的新方法.认为采煤机合理切割速度是联系综放采场各工序的桥梁,只要输入煤层条件与装备条件,便可确定最优工艺参数,优化结果充分体现了主观因素与客观条件的有机统一.通过对兖矿集团兴隆庄煤矿5318综放面工艺参数优化,实现了日产平均1.2万t,年产426万t的全国高产高效生产水平.图3,表2,参5.     

综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律

研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征. 揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同而演化的轨迹. 深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量,并根据控制变量的取值对系统稳定性区域进行了划分,对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价,对综放沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议. 提出并实施了"以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅"的综合控制技术.     

神府煤田沙沟岔煤矿综采适应性评价

利用大量的神府煤田沙沟岔煤矿的地质钻孔资料,在对沙沟岔煤矿范围内的地质构造、煤层厚度及变化规律、顶底板条件进行详细分析的基础上,对区内所含的7个煤层进行定性的综采适应性评价,评价结果表明：矿区内只有4-3,5-2煤层适宜综采.该矿区内基本符合煤层厚度越大,变异系数越小,越适宜综采;煤层厚度越小,变异系数越大,越不宜综采的基本特征.     

综放工作面回采巷道围岩变形阶段确定方法

为分析综放工作面前方巷道变形特征,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,采用理论分析和现场实测方法进行深入研究。根据超前支承压力的分布曲线,定义了工作面前方巷道的3个变形阶段,分别为急速变形阶段、减速变形阶段和稳定变形阶段。急速变形阶段和减速变形阶段的分界点是超前支承压力和原岩应力的交点,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是超前支承压力的峰值点。对j7401工作面开采过程中的超前支承压力和巷道变形分别进行观测,并采用最小二乘拟合方法分析整理观测数据。根据超前支承压力观测数据对巷道围岩变形阶段进行划分,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.1m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方19.8m。根据巷道变形观测数据划分变形阶段,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.9m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方20.1m。该划分方法的两个误差分别为0.8m和0.3m,证明根据超前支承压力划分巷道围岩变形阶段的方法可行,精度较高。