坚硬煤层综放开采提高顶煤回收率途径.docx

坚硬煤层综放开采提高顶煤回收率途径 0. 前言 我局所采侏罗纪煤系中，厚及特厚煤层储量约为 6 亿 t ，占 全局可采总储量的 17%，分布在 15 个矿井中 12 个井田，赋，存 面积大，煤层厚度变化大， 煤层不稳定， 时而合并或尖灭， 主要， 集中在富东开发区11-12撑和12-14#合并层，煤厚513m是七 煤局的主采煤层。 90 年代前一直采用分层铺网等开采方式，存 在巷道开拓量大，吨煤成本高，工作面推进度慢等问题，使不同 煤层开采比例失调，限制了生产正常发展。 为了探索改善坚硬煤层放项煤综采高产高效技术途径， 七煤 局进行长期大量的技术研究和试验工作。富强矿西采区 11.12# 合并层 8920、89 1 8 两个工作面进行一次采高中位放顶煤开采试 验之后，又利用ZPL600型铺联网支架改制成ZF-SC6000型低位 放顶煤支架，在 11-12 撑层 8916工作面进行了开采试验。 经过近 4 年的开采实践， 放顶煤综采队由试验初的月产 4 万 t 提高到 8 万 t ，项煤回收率由 33%提高到 70%左右。试验期间， 经过不断改制配套 . 设备和加强顶煤弱化研究，为放顶煤综采在 我局坚硬煤层条件试验成功和推广应用创造了必要条件， 也为拓 宽放顶煤采煤法的适用范围提供技术条件。 煤层特征和工作面生产技术条件 富强矿 11-12 撑合并层为复杂类型结构煤层，煤厚 S.13m， 平均8m煤层抗压强度22.9-4.4MPa，煤层线节理裂隙度为1-8 条/m2,面节理裂隙度为1.45/m2，煤层顶板岩性大部分为细中 粒砂岩，厚度30m左右，夹煤线，抗压强度为 882-156.8MPa， 普错系数 f 为 7.4-15.7 。从煤层特征来看，煤质坚硬，难以自 行充分破碎，煤体破碎块度大，给放煤带来困难。 工作面采用单一走向长壁综合机械化放顶煤采煤方法。 工作 面长度120-135m,走向长度796-919m,采用双向截煤方式，循 环进度为600mm机采高度为2.8-2.9m，项煤厚度为438.5m， 平均采放比 1：2.03 ，放煤方式“一刀一放”为一个循环，采用 单轮间隔顺序放煤，机头机尾各 2 架过渡支架不放煤。 爆破预裂顶煤 2.1 项煤破断形态 对我局条件下放顶煤开采中顶煤破坏机理研究表明， 顶煤在 煤壁前方处于三向或双向应力状态， 在顶板载荷作用下不能使其 自行破碎。 当由煤壁前方过渡过渡到支架掩护梁上方时， 其应力 状态发生显著变化，此时顶煤下部剪应力一般为煤壁前方 4.5 倍，且位移空间增大，致使下部部分项煤发生破碎，而上部大部 分项煤处于悬壁状态，煤的单向抗压强度较高，不易被压碎，但 抗拉强度很低， 因此极易发生断裂， 断裂后的顶煤受顶载荷作用 明显剐、或脱离顶板，进一步破碎的可能很小，呈大块悬堆压在 支架掩护梁上。 现场试验表明， 然我局条件下无论采用何种放煤形式， 顶煤 均不能自行破碎，必须采取人工破碎顶煤的技术措施。 2.2 煤破预裂顶煤技术 采用远离壁深孔预爆破与大直径空孔补偿相结合的方法， 使 顶煤破碎和预裂。 为实施该技术， 工作面沿走向布置了各或 4 条巷道， 其中沿 煤层底板布置 2 条顺槽，即胶带巷和回风巷， 沿煤层顶板或距顶 板 1.2m 布置 1 条或 2 条工艺巷，布置预爆破炮孔。 爆破位置超前工作面煤壁 40m以上，扇形双层布孔，在排装 药孔之间布置 1 排空孔。 远离煤壁超前爆破， 除可以直接破碎部分顶煤外， 又可在顶 煤内预产生裂隙。 采用大直径空孔， 一方面提供爆炸应力作用下 顶煤变形、位移补偿空间：另一方面，可使装药孔爆破产的压力 波在空孔周围形成反射拉伸波并产生移位，形成裂隙。同时，随 着工作面向前开采， 在矿山压力作用下爆破弱化顶煤进一步破坏 （碎），并随着支架的前移，顶煤受到支架反复支撑作用，将进 一步破碎和冒落。 实践证明，远离煤壁深孔超前预爆破与大孔径空孔作为位移 补偿空间相结合弱化顶煤技术， 充分利用爆破预裂和矿山压力的 2 次破碎顶煤作用，达到了预破裂坚硬顶煤的目的。 配套设备的改制 坚硬特厚煤层全厚一次放顶煤综采先后试用了 2 种架型。第 一种架型为ZFS6000型中位放顶煤支架，经过调查研究，结合生 产中存在着放煤窗口对坚硬煤层块度大， 适应差等问题， 进行一 系列的技术改造，利用 ZFS6000型铺联网液压支架改制成 ZPSC600理低拉插板式放顶煤支架，这类支架较好地克服了中 位放顶煤支架的缺点，为项煤进一步破碎提供了时间和空间条 件，有利于顶煤充分回收提高顶煤回收率。 加强回采率管理 工作面回采率的高低是评价放顶煤开采成功与否的重要指 标之一。 为此我局从以下几方面加强回采率管理工作。 因初采时 老顶和直接顶对工作面项煤都没有压力， 项煤靠自重难以白行