放顶煤回收率

放顶煤回收率（精选10篇）

放顶煤回收率 篇1

摘要：本专题通过对放顶煤开采的发展, 并结合部分煤矿的放顶煤工作经验, 数据统计和理论研究, 提出了针对云冈矿提高放顶煤回收率的一些技术途径.

关键词：放顶煤开采,放顶煤回收率,顶煤弱化

1 前言

我国1982年开始研究引进综放技术, 1984年运用国产FY400-14.28型综放支架在蒲河矿首次进行了综放开采工业试验, 虽然试验并不理想, 但取得的经验教训很快在急倾斜煤层中获得成功并推广应用。1990年4月阳泉矿务局4个矿均采用ZFS4400--16/26型中位开天窗综放支架, 于1990年7月取得了月产14万吨的最好成绩, 大面积地获得了综放开采的支架的良好技术经济效益, 把缓倾斜综放开采推向一个新高潮。紧接着1992年, 潞安矿务局漳村矿使综放开采突破了200万吨, 工效110吨/工的世界水平。到1994年我国已有28个矿务局62个综放工作面, 1998年矿兖州矿务局东滩矿综放队再创年产501.06万吨, 工效235/4吨/。

2 提高顶煤放出率的几个途径

顶煤放出率是指放煤口放出的顶煤量与要放顶煤量之百分比, 即:顶煤放出率= (要放顶煤量-放煤损失) /要放顶煤量×100%

因此提高顶煤放出率的技术途径也就是减少放煤损失的技术途径。为此应从两方面着手, 其一是从改善顶煤冒放性着手, 如各种软化、弱化顶煤, 减小冒放块度的措施;其二是从改进放煤工艺、放煤参数和选择合理架型着手。本节着重阐述几种改善顶煤冒放性的技术途径。

1-干煤试件;2-湿煤试件3-干裂缝;4-湿裂缝

2.1 预注水软化煤体机理

煤体是具有两种不同空腔系统的介质, 一种系统是不易导水的孔隙系统。煤体孔隙在注水压力和毛细管作用力的共同作用下吸附水付。从而使煤体颗粒间的内聚力C和内摩擦角φ降低.根据岩石破坏的库仑一莫尔准则, 煤块的强度将大大降低.如图1中的曲线2所示。另一种系统是导水性能好的裂隙系统, 它对注水起着一种连通作用, 当煤体的固有裂隙面吸附水后, 摩擦角φ也会大大降低, 从而也使煤体的强度降低, 如图1中的曲线4所示。其次, 当煤体内注入压力水后, 由于存在有孔隙水压δn, 使煤体有效应力δn''=δn-δw发生变化, 如图2所示, 则煤体抗剪强度为:τw=Cw+ (δn-δw) tgφw

式中:Cw=煤体注水后的内聚力;φw=煤体注水后的内摩擦角.

因此注水煤体抗剪强度较干燥煤体抗剪强度降低了Δτ, 即:Δτ= (C-Cw) +δn (tgφ-tgφw) +δntgφw

即为水对煤体抗剪强度所具有的综合力学效应。其中 (C-Cw) 为软化作用使煤体的内聚力产生的降低量, (tgφ-tgφw) 为软化作用使煤体的内摩擦系数产生的降低量.以上就是预注水软化顶煤的机理。

(1) 预注水工艺参数

顶煤压力预注水的原理是利用煤体吸水后的软化特性, 降低煤体强度, 改善冒放性能, 达到提高顶煤放出率之目的。为此, 首先依据软化特性曲线, 确定注水含水率, 即:

式中:δc--需要降低的煤体强度, MPa;η--要求煤体达到的含水率, %;a、b--所测煤体的实验常数;

然后, 根据要提高的含水率ηg=η-ηy, ηy为原煤含水率, 计算每孔注水量Q:

式中M--顶煤厚度, m;L--注水孔长度, 依工作面长度而定;L--封孔长度, m;一般不少于4-5m、S'--预选钻间距.

计算湿润半径R:R=姨Q/π (L-l) γηgK1

式中K1--注水不均匀系数, 对于孔隙率较高的煤体, K1取0.2。

为了充分湿润煤体, 降低放煤块度, 一般采用重复浸湿布孔法, 故注水孔间距S为:S=2R-a式中a--重复湿润范围, a=2R/3

计算每孔注水时间t为:t=Q/a

式中q--注水泵流量。若注水时间过长.不能满足工作面快速推进的需要, 可考虑多台泵并联注水系统。

式中b--水压变化系数, 依实验而定;A--导水系数初值。cm/h.依实验而定;γw--水的密度, kg/cm3;q1--每厘米孔长每厘米煤厚每小时注水量, g/h·cm2, 由注水泵流量计算得;L--平均注水距离, cm, L2=S/2;K2--重复湿润系数, K=1.1~1.2;

上式注水压力为注水孔口压力, 实践中还应考虑管路损失, 然后依q和P选择相应的注水泵。

(2) 预注水孔布置及注水系统

放顶煤开采的注水孔布置依工作面长度不同.可有单侧和双侧布置, 工作面长100m左右, 可用单侧布孔.即从工作面的回风平巷向工作面运输平巷侧钻深孔的布置。工作面长200m左右, 一般用双侧布孔, 即从工作面的上下平巷向顶煤工作面中部钻探孔的布置。根据注水巷的位置不同有底层巷布孔和顶层巷布孔, 底层巷布孔是工作面的底层回风 (或运输) 平巷向顶煤钻孔, 如图3所示, 此时钻孔有相应的仰角α, 顶层巷布孔是在工作面的顶分层瓦斯巷或工艺巷向顶煤钻孔, 如图3所示, 此时一般为水平钻孔。如此方式, 即一台泵超前工作面100m以外注水, 另一台泵超前工作面50m内复注水, 三班轮流每天注水不少于16h。

2.2 预爆破弱化顶煤机理

顶煤的预爆破是在无自由面的条件下, 在实体煤中强力挤压爆破, 爆破后形成的裂纹是由微观到细观以致宏观的逐步扩展过程, 煤体爆破时, 裂隙每扩展一步, 就增加了新的断裂表面, 需要耗费更多的能量, 应力波能量转化为新爆裂表面所需的表面能, 爆生气体的后继破岩则是一个准静态过程.谢和平教授等通过煤体爆破分形能量释放模型的实验认为:耗散能量密度与破裂密度、裂隙分布分维之间成正比, 因此耗散能量密度越大, 煤体内部产生的裂纹越复杂, 裂纹比表面积越大.煤体预爆破效果愈好。

根据上述机理, 运用分形能量释放模型, 定量地比较了矩形、矩形加中空孔、三角形3种布孔方案对块度分维、表面裂隙分维的影响, 结果表明, 在同等药量情况下, 三角形布孔的爆破块度和表面裂隙分维均大与其他布孔, 矩形加中空孔方案优于单纯矩形布孔, 但较三角形布孔多施l/3的钻孔.因此三角形布孔为最优试验方案。

预爆破弱化参数:

(1) 合理炸药单耗量确定。炸药单耗量是指爆破单位煤岩体所需炸药量;它与炸药的爆炸性能、煤岩体力学性能.节理裂隙发育程度:爆破参数、装药结构、起爆参数、装药结构、起爆方法以及爆破破碎要求等有关, 一般用经验类比法确定如下:

按控制爆破的经验值确定:顶煤预爆破选用中硬岩 (f=4~6) 松动裂缝要求, 考虑无自由面, 相应增大18%得:

式中qb--控制爆破炸药单耗量.g/m3, 查《煤矿总二程师工作指南》第283页, 一般为160-180g/m3;

e--炸药系数, h--炸药猛度.Mm;φ--炸药爆力, cm3。

按松动爆破的经验值确定:当岩石硬度系数f=1~4时, q=0.4~0.5kg/m3.

按抛掷爆破的炸药单耗量确定:计算前首先在现场做爆破漏斗试验, 确定抛掷药量Q, 爆破漏斗深W, 爆破漏斗指数n=r/W,

r为漏斗半径, 然后用下式计算:

式中K--松动爆破系数, 取0.2~0.3;

依据上述方法, 最后考虑所爆顶煤的条件综合确定最低合理炸药单耗量。

(2) 预爆破孔间排距.在合理炸药单耗量确定的基础上, 初定爆破孔间距B:B=nl1q1/ (M2Lq)

式中M2--需弱化的顶煤厚度, m;L--需弱化的顶煤深变.m;q--合理炸药单托量, kg/m3;n--弱化顶煤的炮孔排数;l1--每孔装药长度, m;q1--每米炮孔装药量, kg/m

上式计算后, 再根据顶煤的赋存情况作适当调整。

预爆破孔的排距依顶煤强度、厚度、裂隙发育程度以及顶层巷的高度而定。一般底排孔距工艺巷底板不少于0.4m。顶排孔距工艺巷底板不少于1.0m。故孔排距一般为0.7~1.0m。

(3) 预爆破钻孔参数。预爆破钻孔的直径一般为60mm, 特殊需要时可用90mm的大孔径, 孔的长度依工艺巷的布置和工作面长度而定。一般以30~40m为宜, 过长不宜保证钻孔的方向和质量, 过短则增加了工艺巷道的掘进量.钻孔一般与工作面呈平行布置, 顶排孔水平钻进, 底排眼依孔口距工作面顶板距离而定, 可适当向下有5°~10°的俯角, 但孔排距工作面顶板不少于1.2m。

(4) 装药结构。一般采用径向不偶合轴向连续装药结构, 即钻孔直径大于药包直径, 用空气间隔增加破煤能量, 降低对孔壁的冲击压力, 增加爆炸应力波的作用时间和比冲量, 从而提高炸药能量的有效利用率, 所以Ø60mm的孔径, 采用Ø50mm的药包直径, Ø90mm的孔径, 采用Ø75mm的药包直径。

(5) 一次最大起爆炸药量;通常的爆破由于有较好的自由面, 爆破振动不会影响附近的矿山工程结构.但顶煤的顶爆破无自由面, 起爆炸药量过大, 会影响到工作面回采巷道的安全, 因此应确定一次最大的起爆炸药量, 确定方法是通过现场的爆破振动测试及空气冲击的超压计算, 按给定重点允许振动速度20m/s确定。

2.3 减少初采损失的技术途径

初采由于顶煤悬露面积小, 支承压力低, 因此顶煤难以破碎, 且冒落滞旨, 为此可采取以下措施, 促使顶煤提早破碎冒落, 尽可能减少不放煤的宽度。 (1) 条件允许的情况下, 在切眼处的支架后放顶煤和煤帮上打眼放炮, 崩出一个沿轴向的沟槽, 便于随工作面推巡进, 顶煤即时冒落。 (2) 工作面开采前在切眼的外上侧沿顶板掘一条与切眼平行的辅助巷。并在辅助巷靠切眼一侧和底板上打眼放炮, 人为地使顶煤形成悬臂冒落.减少仍采损失。以上两种措施均为一般的打眼放炮工艺.用煤电钻打眼。眼深1.8~2.0m, 炮眼直径?42mm, 装药量每孔150-300g, 眼距1.5~2.0m。 (3) 深孔初次放顶措施.对于硬煤硬顶的综放工作面, 必须实施深孔初次放顶的措施.以便将顶煤和顶板提前崩落, 减少初采损失。另外, 合理布置头设备, 减少端头顶煤损失宽度, 把后部输送机机头传动部改为垂直式布置, 并置于靠煤壁一侧, 伸入端头支架的第一架中, 转载机放在端头第二架中, 后部输送机为侧卸式, 侧卸口设在第二节过渡留槽上。这种布置的优点是: (1) 工作面所有支架均设计为低位插扳式放煤机构, 放煤口比较划一, 无支架尾部参差不齐问题, 有利于减少放煤损失。 (2) 端头第一架支架有较大活动空间, 便于对前后部输送机的操作和监视。

但这种布置存在以下缺点: (1) 前部输送机的机头退到了工作面的支架内, 要改制特殊的过渡架, 以放置前部输送机的传动装置, 而且采煤机爬过渡槽割煤较困难。 (2) 端头第一架支架放下的顶煤要落到后部输送机机头部的下链槽, 通过回链把煤拉到底槽卸煤口转入转载机, 故大块煤容易卡住, 增加后部输送机的故障率。 (3) 后部输送机的传动装置放住端头第一架上, 且空间小, 且使端头支架和后部输送机的推移发生困难.这些缺点在实践中需进一步研究克服。

3 提高综放采出率的经济效益分析

云冈矿3号煤层的综放开采从初期的工业性试验, 发展成为一种成熟的厚煤层开采技术, 在试验发展完善和推广应用综放技术的过程中, 针对开采技术使用时出现的许多问题, 做了全方位的综合研究, 特别是在提高综放采出率方面, 进行了多方面的试验研究, 获得了明显的效果.采用了煤层高压预注水软化顶煤、采空区残煤回收技术, 实现了放顶煤回收率的持续提高.在此, 结合云冈矿的实际条件, 分析采用这些提高采出率技术的综合技术经济效益。

3.1 经济效益分析的前提条件.

为了在一个综放工作面或综放采区内, 分析项提高综放采出率措施的经济效益, 需要按照云冈矿3号厚煤层综放开采的实际条件做出理想的假设, 然后在统一的计算口径下分别做计算分析, 才能得出有用的结论。

云冈矿7号厚煤层, 平均厚6.5m, 底层采高3.0m, 放煤高度3.5m, 煤柱护巷宽度3.5m, 采放比为1:1.16, 工作面长度为200, 工作面推进长度2200m, 原先采用的煤柱护巷宽度为15~20m, 窄煤柱护巷宽度为5m.以往采用爬顶收尾方式, 末采距离为35m, 底层收尾应用板梁支护撤架空间是末采距离为20m, 而应用提高综采放出率的钢丝绳锚网支护技术其末采距离减少为14.4m。

3.2 预注水后的经济效益。

预注水弱化顶煤可以提高综放工作面的放煤率, 工作面初采期间 (10m) , 末采期间 (14.4m) 以及工作面两端头 (各3.0m) , 注水弱化顶煤不起作用, 则能用注水技术提高顶煤放出率的范围是

应用预注水弱化顶煤技术, 能将顶煤放出率提高17.37%, 若按10%进行计算, 则可多采出的煤炭产量为

式中I-工作面推进长度;L-工作面长度, m;hd-顶煤厚度, m;γ-煤层密度, ×103kg/m3.

4 研究过程中所获得的经验

放顶煤方法的应用目前在国内不少地区应用非常广泛, 由于地形地质条件的不同, 所选用的开采方法也因而不同。但总体来说现在的设计理念都采用人性化的设计思想, 以人为本。首先考虑安全问题, 主要是顶煤控制问题;放顶煤开采最大程度上要保证采煤机的推进速度, 又要尽最大可能地放出顶煤。云冈矿在放顶煤开采方案的选择时候就兼顾了这些方面, 取得了很好的效果, 各矿区可以借鉴。

放顶煤综采的工艺技术探讨 篇2

【关键词】放顶煤；综采；采煤工艺

综放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，为综放开采技术的可持续发展奠定了基础。综采放顶煤工艺支架选型合适，设备科学配套，工艺参数和劳动组织优化，可提高工作面的产量。综采放顶煤巷道掘进率低，巷道维护环境也有所改善。能明显缓解综采采掘衔接紧张的状况。工作面搬家次数相对减少，可提高综采成套设备的有效使用率和单套设备的年产量，井下工效率和工作面效率等都有明显提高，能源动力消耗少。综采放顶煤适合开采条件复杂、煤层厚度变化大、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。综放开采是一种安全高产、低耗高效的采煤方法。

1、放顶煤综采设备与操作

放顶煤综采的采煤工序有采煤机割煤、移架、推溜和放顶煤等。在割谋工序中，采煤机的进刀方式与普通综采工作面相同。在采煤机割完煤后，就要进行支护，通常以支架擦顶移架为好。移置后的放顶煤支架应成直线，在移架中能随时利用侧推千斤顶进行调架和扶架。四柱的放顶煤液压支架前、后柱的高差，要控制在200~250mm之间。推移输送机，在采煤机割过煤15m后就应推溜，操作时，应与放顶煤液压支架相协调，弯曲度不能太大，通常在二至三次推到位即可。若前、后两部输送机，后部输送机的推移要待顶煤放完后进行，有的后部输送机固定在放顶煤液压支架的底座上，随架移动。避免设备下滑，倾斜工作面应从下向上进行推溜。在急倾斜水平分层工作面，为避免支架串动，可分别从机头部或机尾部轮流推溜。

2、放顶煤放煤工艺参数与放煤方法

放顶煤通常是经移架使顶煤垮落、破碎，不破碎的可打眼爆破，通常要求顶煤强度不大，但不可超过1.5，这能保证移架后顶煤垮落自动破碎；还要将已破碎的顶煤尽可能地回收。放顶煤是综放开采的关键工序，应确定放煤工艺参数和放煤顺序。

2.1、放煤步距。在工作面推进方向上，两次放顶煤间的推进距离即循环放煤步距。确定循环放煤步距的要求是使放出范围内的顶煤能充分破碎和松散，提高采出率，降低含矸率。

放煤步距与煤的软硬、层节理发育状况和顶板活动相关。确定放煤步距要考虑支架结构、放煤口位置和顶板冒落的垮落角，及经过一次放煤后，松散煤体的活动规律，就是放煤椭球体和放煤漏斗的影响

放煤步距可通过复杂的计算或作图法确定，但最少不可使其小于顶煤松散椭球体的短轴半径。

通过大量煤矿生产实践总结出综采放顶煤工作面的放顶步距为：在采用0.5~0.6m的截深时，放煤步距为1.0~1.2m，就是采煤机割煤两刀，支架前移两次后放顶煤的效果最佳，可保证煤的充分冒落，并能经放煤口顺利放出；在采用0.8~1.0m截深时，放煤步距与截深相同，为0.8~1.0m，在顶煤较坚硬难放时，也可割两刀煤放一次顶煤，放煤步距为1.6~2.0m。

2.2、放煤口间距与高度。放煤口间距的大小与放煤步距相似，就是间距太大，煤炭损失量增加；间距大小，可能使含矸量上升，煤质降低。所以，放煤口间距以1.5~3.0m为合适。

放煤口的高度对煤炭回收率影响较大。通常，放煤口高度提高，放煤体积就将减少，因此，应尽量降低放煤口的高度。但其高度也不能太小，必须高于输送机的高度，否则就会出现装煤困难。

2.3、放煤方式。放煤方式对工作面煤炭采出率、含矸率的影响较大，还对总的放煤速度、正规循环的完成及高产产生影响。放煤方式一般包括放煤顺序和一次顶煤的放出量，有以下几种方式。一是单轮顺序放煤；二是多轮顺序放煤；三是单轮间隔放煤。

3、硬煤及夹石的解决措施

坚硬或有夹石的煤层在开采时，顶煤冒落困难，冒落下来后可能有较大的块堵塞放煤口，导致顶煤不能顺利下放。此时，要采取以下措施。

3.1、对切眼顶煤的措施。应在切眼部位实施打挑顶眼及副帮眼，支架移出炮眼位置，马上爆破挑顶，使老塘的煤顶拉沟以对快速冒落有利。在支架推进3m后，顶煤冒落3m~5m，就要从支架天窗中放煤，可以取得较好的效果。

3.2、硬煤及夹石的解决措施。在支架的架间向上打眼，在硬煤或夹石部位装药，移架前要进行爆破。也会取得最佳的效果。

3.3、放煤时对大块煤堵塞窗口的解决措施。首先是进行爆破崩碎。爆破施工时要具备以下條件：设置专职瓦检员，检查窗口外2m范围内的瓦斯含量不超限；该面瓦斯道风流中的瓦斯含量不超限；打眼崩大块煤时，眼深、装药量范围内瓦斯符合《规程》的规定；打眼时要使用被筒炸药。其次采用高压脉冲水射流破碎窗口内大块。还要对煤体注入高压水以软化煤体。

4、提高煤炭采出率的措施

4.1、适度加大工作面的尺寸。减少初采、末采及端头煤炭损失率，提高工作面的采出率。

4.2、科学选择放煤步距和放煤工艺。放煤步距要按照煤层厚度、放煤口几何尺寸及排矸能力确定，在煤层较厚、放煤口较大时，放煤步距要相应加大，反之要适当缩小。放煤工艺一般要实施单轮间隔放煤，此方法易于人员把握，脊背煤损失较少。

4.3、扩大端头放煤范围。使用有效的端头支架，完善支架配套，实施端头全部放煤。如端头支架尾部设有能摆动的放煤插板，可使工作面煤炭采出率提高5%—6%。

4.4、缩小区段煤柱尺寸。适度缩小区段煤柱尺寸。例如，把煤柱宽度由20m缩小至5m，这样采区煤炭采出率就能提高6%~8%左右。同时，要加强工作面初采阶段的放煤操作管理，按规定要求操作，减少工艺过程中的丢煤损失。工作面煤炭采出率与工人素质、生产管理水平等人的因素相关。提高放煤人员的责任心，提高工作面煤炭采出率。

新世纪以来，我国综放工作面采煤工艺上有了较快的发展，工作面降尘采用了喷雾降尘自动化装置。瓦斯突出的煤层，《规程》禁止采用放顶煤开采。我国有必要采取良好的瓦斯抽放和突出治理措施，使所采区域由突出区域缓解为不突出区域，在保证瓦斯不超限的条件下，采用综放开采技术，实现高产高效。要研究顶煤的破碎机理，顶煤的移动和放出规律，合理确定工作面截深、移架和放煤步距、放煤方式、放煤口位置等参数和工艺环节。坚硬顶板和硬煤条件下的工作面的采出率还不理想，要研究改善顶煤冒放性的技术和机械化回收冒落顶煤的装置，提高顶煤的采出率，减少工作面的含矸石率进行洁净开采，要研制放煤过程中的煤岩自动识别系统，配合放煤机构的电液阀程序控制系统，实现放煤口见矸自动关闭。

放顶煤回收率 篇3

1 低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的构成

低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的构成主要有以下三个方面:

(1) 必要性损失。这部分损失主要包括一般工艺性损失、工作面的初采和末采损失以及工作面上下端头的损失。 (2) 缺陷性损失。这一部分损失主要是指由于先期的区域地质构造作用导致的损失和由于决策失误引起的损失。一般工艺性损失是综放工作面煤炭损失的最主要部分, 占工作面损失的50%左右。 (3) 工艺性损失。这一部分的损失主要是开采区段或者分带煤柱损失和放煤工艺等引起的采空区脊背煤的损失。

2 低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的治理

对于必要性损失, 我们在保证安全生产的前提下, 通过采用双切眼开采布置法、切眼沿采空区边界布置法和沿开采底板进行回收等方法进行处理, 已经大幅降低了其在低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失中所占比例;对于缺陷性损失, 由于区域地质构造引起的损失是无法抗拒, 这一部分损失, 我们不能控制, 但是对于由技术决策而引起的损失, 我们通过引进智能决策体系, 也已经降低也起损失;对于工艺性损失, 虽然我们经过多年的能力, 采用合理的采放比和放煤间距, 已经改善了这一部分的损失, 但是其所占的比例依然很大。本文将重点研究采空区脊背煤回收。

3 脊背煤来源以及回收率的原因

3.1 脊背煤来源

脊背煤是指在采煤过程中, 顶板和侧壁上的煤落在刮板输送机上面, 随着刮板输送机的前进, 从刮板输送机上掉落在输送机后面而得不到回收的煤炭。主要来源有: (1) 采掘过程中, 由于切眼布置的不合理, 使得一部分煤炭在放落过程中流入采空区。 (2) 输送过程中, 由于过煤通道的设计施工部合理, 致使煤层底板上的煤炭没有被输送出去而遗留在采空区。 (3) 由于刮板机输送机自身高度的缺陷, 导致其可能无法将背后的残留煤炭进行回收。

3.2 脊背煤回收率低的原因

由于刮板机输送机自身高度的缺陷和为了满足刮板输送机的输送能力的横断面尺寸, 导致煤炭资源回收率比一般的开采工艺要低一些。

4 低位综采放顶煤后部刮板输送机脊背煤的回收设计

结合综放开采采空区脊背煤的成煤规律, 要消除脊背煤, 提高脊背煤的回收利用率, 就必须从脊背煤产生的源头上进行治理。

4.1 方案设计的基本思路

(1) 所设计的装置必须能够解决回收低位放顶煤后刮板输送机脊背煤的问题, 这是所设计装置的基本功能。 (2) 所设计的装置必须与刮板输送机进行配套使用, 可以减少能源的消耗。 (3) 所设计的装置应该分体设计, 建构简单紧凑, 不能占用太大的空间, 以便配合刮板输送机同时使用和利于对其维修或者更换, 提高其使用年限。 (4) 所设计的装置必须具有通用性, 最好能设计适应不同型号的刮板输送机的使用。 (5) 所设计的装置必须能适应于采掘工作面的各种工作环境, 还必须具有一定的抗压能力。

4.2 采空区脊背煤回收装置

根据采空区脊背煤的位置和来源, 笔者进行设计时根据脊背煤产生的原因, 用支撑板增设溜槽后部宽度回收装置, 如图所示。

回收装置主要有连接板、支撑板和溜板组成, 连接板主要是起连接作用, 将支撑板和溜板连接起来, 保证他们能够正常工作。支撑板作用是加大了后部溜槽的宽度, 使放煤的间距增加。支撑板能够承受来自脊背煤和顶板施加给溜板的压力, 使顶板或脊背煤压力集中在支撑板尾部, 从而减少脊背煤对溜板压力。支撑板下面部位设计成斜面, 与连接板连接处使用了轴承, 使得支撑板能够在溜槽拉移过程时下部受阻后造成尾部翘起, 而且支撑板上面部位带倾斜角度, 更便于尾部翘起后积聚的落煤进入溜槽, 使得采空区的脊背煤收集到刮板输送机内, 达到回收采空区脊背煤的目的。

5 该装置存在的不足之处

(1) 当采空区顶板破碎时, 该装置增加了后部溜槽拉移阻力, 需增加后部溜槽移运时的拉力, 增加了设备投入; (2) 在设备安装时, 需要对安装切眼的宽度要求更宽, 增加了切眼掘进量及顶板的支护难度; (3) 设备使用时需根据现场煤层赋存情况及顶板状况对支撑板的斜面角度进行分析调试, 需要逐步调试后方可达到最优回收效果。

参考文献

[1]党文刚.低位放顶煤后部刮板输送机脊背煤的回收方案设计[J].煤矿机械, 2009.09.

浅谈综采放顶煤注氮防火 篇4

关键词:放顶煤 综采工作面 采空区 注氮防火

0 引言

目前国内综采放顶煤工艺存在一个关键性的问题,即工作面和采空区的防火问题。根据国外经验,采用向采空区注氮气的方法是综采放顶煤工作面防火的主要技术措施之一。下面笔者结合如何向综采工作面采空区注氮防火谈点经验,以供行探讨:

1 综采放顶煤防火的特点

1.1 采空区上部一旦发火难以接近不易处理,并且可随放顶煤向下滑落而蔓延。

1.2 采空区的“两道”自燃发火隐患突出。综采放顶煤残留在采空区内的浮煤多;特别是靠“两道”侧及两放煤口间的三角煤丢失严重,丢煤也相对集中。

1.3 煤层开采厚度大,煤层生产能力高,又增加了放顶工序,工作面推进速度缓慢。采空区浮煤与空气接触时间长,易于氧化积热自燃。

1.4 随着采高增加,采空区空间增大,顶板冒后堆积厚度高,且顶、底板丢煤,采用常规的灌浆方法难以处理。

1.5 瓦斯释放强度有所增加。综采放顶煤由于上方煤体被整体破坏,瓦斯释放强度增大,并且瓦斯将伴随煤流由支架上方漏向工作面,通风效果不如普通综采。

2 采空区注氮防火的机理和作用

2.1 消除瓦斯爆炸危险。

2.2 温度较低的氮气流入采空区,能对周围围岩和氧化发热的煤炭起到吸热和降低温度的作用。

2.3 使采空区呈现正压状态,致使新鲜空气难以流入采空区内。

2.4 采空区空气中氧含量减少,氮气含量增加,形成窒息性气体,达到阻止煤炭自燃的作用。

3 工作面概况

II863工作面位于II86采区二阶段,上邻尚未开采的II861工作面,下邻II865工作面采空区,南以东大巷煤柱为界,北邻II861回风联巷。工作面走向长692米;倾斜宽123米;倾角130;煤层厚度平均8.5米,自然发火期为1-3个月左右。工作面采用综采放顶煤回采。

4 注氮系统设计

4.1 注氮管路布置在II86运输上山上口新鲜风流中安装移动式制氮机,取其氮源。将其生产出的氮气经敷设的管路直接输送到采空区。敷设路线:II86运输上山→II863集中巷→II863机巷(见上附图)

4.2 注氮量的确定

如果采用吨煤耗氮量计算,按采空区注氮后氧含量降到5.0%以下,II863这个工作面设计年生产能力为120万吨,月产10万吨,日产3300吨计算:Qh=×(-1)

式中Qh———日耗氮量,m3/d;

r———煤的密度,t/m3;

n1———管路输氮效率60%;

n2———工作面输氮效率,50%;

A———II863工作面年生产能力,t;

m1———氧的含量,21%;

m2———氮的含量5%;

t———每年工作日,300d

则Qh=×(-1)=32820(m3/d)

按日产3300t计算,吨煤耗氮量为

Qd===9.9(m3/t)

4.3 实践中如何选择制氮设备

根据吨煤耗氮量的计算,选择煤炭科学研究总院抚顺分院制造的型号为MD-600井下移动式膜分离制氮机,该制氮机日产氮气33000m3(按20h计算)。氮气纯度达99.18%,出口压力为0.1-0.4MPa,即能够满足矿井注氮气的需要,氮气纯度也符合注氮的要求。

4.4 注氮管网系统

注氮干管选用4寸铁皮管,支管选用2寸铁皮管。

4.4.1 工作面管路的布置。II863工作面机巷内共布置两条巷道,第一趟布置到工作面下隅角处,第二趟管路滞后20m。

4.4.2 注氮工艺。当工作面推进20m后,将第一根注氮管埋入采空区,这时第一根注氮管开始向采空区注氮气。当工作面推进40m后,将第二根注氮管埋入采空区。这时将第一根注氮管掐断,做为第三根注氮管。将第二根注氮管的阀门打开向采空区注氮。这样依此类推。

5 效果分析

II863工作面遇断层、停产检修及推进速度缓慢期间,上隅角CO有明显上升趋势,超过《煤矿安全规程》规定的24m,通过预埋的注氮管路向采空区连续注氮,可将CO浓度逐渐稳定在5m以下,消除发火隐患,确保了II863工作面的安全生产。

6 几点建议

6.1 加强采空区内气体和温度监测检查。

6.2 在满足人员呼吸和清除有害气体等规定以及与注氮量相匹配后应考虑选择其较小的通风量,以减少采空区内氧化带的宽度。

6.3 完善通风系统,减少采空区漏风。

6.4 加大采区通风巷道的断面,尽可能降低采区负压。

6.5 实际中重视氧化带的宽度,确保注氮效果。

放顶煤开采技术研究 篇5

1 韩王矿23032工作面采用放顶煤开采的概述

1.1 23采区开采工作现已基本结束, 23032工作面为23采区轨道煤柱的最后一个工作面, 23采区的平均煤厚5.7m, 23031工作面开采了顶分层, 铺设有菱形金属网, 采高为2.0m, 还剩余3.7m厚的煤层。

1.2 23032工作面由于紧邻23沉淀池、顶底板有水、施工条件困难等原因 (下风道口距23沉淀池联系巷只有7m) , 如果沿底掘进此段巷道达到负坡30°左右, 溜煤槽无法运输, 且施工有水, 给施工带来很大困难, 没有安全保证。按照原设计, 此工作面为托金属网假顶开采 (不放顶煤) 。23032工作面采用放顶煤开采的可行性论证:

(1) 当工作面下风道施工到23032切眼位置后, 掘进头已没有淋水, 考虑到资源不可再生和资源的可贵, 技术部门根据现场的实际情况和充分考虑施工的困难程度对工作面放顶煤进行了评估, 经过评估后认为可行。由此对工作面设计进行了调整和优化, 具体实施方案是在切眼向上掘进时先做了8m平巷到煤层底板, 这时巷道上托煤1.5m~1.7m, 再往上沿煤层底板掘进26m (上托煤1.5m~1.7m) , 同时工作面上风道也为沿底托煤掘进。 (2) 工作面上风道外口与23轨道的贯通是本次能否完全进行放顶煤的关键点。由于工作面上风道外口与23轨道贯通是在5m平距内高差相差4m (上山) , 坡度达到40°, 且顶板破碎, 施工区队 (修护区) 在此采用撞楔法、单体柱维护法、干部跟班蹲守法等超常规的措施, 顺利将此巷贯通。 (3) 该工作面煤厚稳定, 总厚度约为5.7m, 此前已回采一层, 采高为2m, 23032工作面平均煤厚为3.7m。煤层结构较简单, 为单纯的单斜构造, 煤层倾角7~9°。工作面顶板为23031回采时铺设的金属网假顶, 其上为破碎砂岩和粉砂岩;底板直接底为15m厚的泥岩, 老底为砂质页岩。工作面标高为-39m~-33m, 且为沿底二层工作面。 (4) 根据目前应用放顶煤开采成功的一些矿井经验和放顶煤开采技术规定, 要求煤厚一般在4m~12m之间, 简易支架放顶煤或炮采放顶煤采放比以1: (1.5~3) 为宜, 该工作面放顶煤最大煤厚3.7m, 煤层采放比为1:1.5, 其煤厚适合放顶煤开采的要求, 符合要求。 (5) 对于Л型钢放顶煤开采, 煤层倾角一般应小于15°, 最大不超过20°。23032工作面放顶煤采煤, 工作面煤层倾角为8°~10°, 适宜放顶煤开采。 (6) 顶板以中等稳定且能随采随冒岩层最为适宜。该工作面已采过顶层, 顶板为金属网假顶, 顶板能随采随冒落, 且周期来压不强烈, 煤层直接底板为沙质页岩, 岩性较硬, 能满足放顶煤回采要求。 (7) 根据工作面在掘进期间, 瓦斯相对涌出量为0.3m3/min, 未发生瓦斯动力现象。 (8) 根据该工作面周围已回采地区水文观测资料, 预计涌水量为0.2~0.3m3/min, 工作面地质构造简单, 在掘进过程中没有发现其他异常情况。因此, 从煤层赋存状况分析, 23032工作面适宜放顶煤开采。

1.3 应用情况及技术。经过对该工作面的回采, 对韩王矿的下一步资源回收总结了丰富的经验, 将对此采煤方法进一步的总结和研究, 继续进行改革和深化, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验。

放顶煤开采具体使用技术有:预注水软化顶煤的理论与技术;预爆破弱化顶煤和顶板的理论与技术;裂隙方位与工作面方位匹配的理论与技术;优化顶煤参数, 合理支架选型技术;提高初末和端头放煤的震动放煤技术。

1.4 经济效益分析。放顶煤开采技术以提高工作面顶煤放出率为主, 解决相应的顶煤损失问题, 针对煤层赋存条件, 实施上述相应的技术, 可将工作面顶煤放出率提高80%-90%以上。一般可在原有顶煤放出率的基础上, 再提高5%-10%, 其经济效益是可观的, 也是放顶煤开采可持续发展的优势所在。

23032工作面采用放顶煤开采增加资源储量约2305吨, 并且是优质发热量高的块炭, 可为企业创造纯利润34.57万元, 为企业创造了良好的经济效益。放顶煤开采计算理论产量5743吨 (放顶煤按70%回采率) , 实际产量达到了6222吨, 放顶煤回采率得到了提高。

2 放顶煤开采的优势

2.1 采用放顶煤开采, 韩王矿可以减少1/3工作面搬家次数, 回采巷道万吨掘进率降低了一倍。原来分三层回采时, 一个工作面要搬三次家, 改用放顶煤开采后, 一个工作面分两次采完, 减少一次搬家次数, 搬一次家按三天计算, 一个工作面可以节约人工约5万元。韩王矿原回采巷道万吨掘进率较高, 以21021工作面为例, 21021万吨掘进率为300m/1.66万吨=180.7, 而21022工作面万吨掘进率为310m/3.64万吨=85.16, 降低了一倍还多。

2.2 采用放顶煤开采解决了复杂顶板条件下工作面的上下风道巷道布置受地质因素制约较多的矛盾。韩王矿21022 (西) 工作面上风道处在原回采过的工作面假顶下, 而下风道布置在C-17断层下, 上托煤厚2-3m, 所处的顶板和地质条件不同, 但由于采用放顶煤开采, 对生产没有造成很大的影响。

2.3 对坚硬顶板条件下, 大顶不易垮落, 工作面初次来压、周期来压对工作面威胁巨大, 可以通过开采顶层工作面, 强制放顶使大顶跨落, 然后在底分层采用放顶煤开采。韩王矿21、23、25地区煤层顶板为厚达21-27m的砂岩顶板, 属及不容易垮落顶板, 一般大顶初次来压步距为30-40m, 垮落面积约2000m2 (垮落面积随工作面切眼长度成反比) , 在25地区曾经发生过大顶初次来压飓风将工人矿帽吹飞, 工作面柱下陷1m以上的强大压力显现现象, 如直接采用放顶煤开采, 采高过大, 支柱支承力难以支承强大的顶板初次来压和周期来压。

2.4 直接放顶煤开采回采率低 (70%左右) , 含矸率高的不足。采过顶分层工作面后, 下分层放顶煤是在金属网下进行, 顶矸被挡在了煤层之上, 煤矸不会混下, 提高煤炭质量并可以提高回采率。经计算我矿23032工作面放顶煤理论产量5743吨 (放顶煤按70%回采率计算) , 实际产量6222吨, 放顶煤回采率达到了91%。

2.5 韩王矿开采二1煤中部为硬块炭, 直接采用放顶煤, 顶煤不易跨落, 在顶层工作面回采时, 支柱对底板产生破坏, 底板向上鼓起以及采用在顶层工作面底板进行震动性爆破等方法, 使中层硬块炭分解为易于跨落的煤体, 在底层放顶煤时其上部煤体变的较为松散, 容易形成冒落漏斗, 冒落顶煤的流动角形成60°-70°, 上部煤体遵循松散煤岩放落规律而自然下落。

2.6 可以解决韩王矿薄煤层和厚煤层地带无法布置工作面, 造成资源丢失和浪费。对于韩王矿二1煤平均煤层厚度6m, 局部受沉积和断层切割影响, 煤厚从4.8m-7m不等, 原来大部分采用分三层进行开采, 每层采高2.0m, 底层低于1.5m或高于2m的就不再布置工作面或将高于2m的部分丢失了, 资源是一个极大的浪费。采用放顶煤开采这种工艺后, 工作面上托0.5-3.5m厚的煤都可以通过放顶煤的方式安全经济地将资源回收出来, 极大地提高了资源的回收率。

3 结论

23032工作面的放顶煤开采试验项目研究, 成果丰硕, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验, 现在我们正在21022工作面进一步的研究试验。

摘要：韩王矿属于煤与瓦斯相对比较突出的矿井, 通过采用放顶煤开采方式进行作业, 具有较好的优越性。本文通过对韩王矿23032工作面采用放顶煤开采进行概述, 并详细阐述放顶煤开采的优势, 尽管23032工作面的放顶煤开采在试验阶段, 但成果丰硕, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验。

关键词：韩王矿,放顶煤开采,创新

参考文献

[1]朱少刚.浅谈综采放顶煤开采技术[J].科技信息 (科学教研) , 2007 (24) .

[2]郭玉峰.综采放顶煤开采技术研究[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2009 (11) .

放顶煤开采方法的技术分析 篇6

我国自上世纪80年代引进该技术, 经过30年的发展, 开采技术趋于成熟。随着技术的发展, 使得放顶煤开采技术在厚煤层开采中得到广泛应用。近10年来, 大功率、大采高、高可靠性的重型综采设备得到了较好的发展, 于是综采放顶煤开采技术应运而生。它具有矿井开拓部署简单、生产能力大、资源回收率高、安全效益好等优点, 因而得到广泛的关注。综放开采工艺已成为厚煤层尤其是特厚煤层开采发展的主要方向之一。但是, 尽管如此, 放顶煤技术仍然存在很多不足, 例如, 回采率较低、煤尘大等, 而回采率低已经使得欧洲很多国家禁止使用放顶煤技术进行开采。本文将对放顶煤技术的适用范围、 优点、目前存在的主要问题及对策进行分析。

1放顶煤技术的适用范围与优越性

放顶煤开采技术对地质条件、煤层赋存条件适应性很强。 从煤层赋存厚度来讲, 厚度在6 ~ 25 m的煤层都可以采用放顶煤开采, 对于更厚的煤层, 应采用分层开采; 从煤层倾角来讲, 放顶煤技术既可以用于近水平、缓倾斜煤层, 还可以应用于急倾斜煤层; 从煤的硬度来讲, 主要适用于硬度系数在0. 6 ~ 2. 0的煤层, 对于硬度系数大于2. 0的煤层, 不能直接使用放顶煤采煤法, 但是在采取一定的松动措施后, 也可以使用放顶煤开采。正是由于放顶煤技术适应性强, 其在我国的应用非常广泛。据不完全统计, 目前我国的放顶煤工作面超过300个。放顶煤技术有以下优点。

1. 1掘进率低

根据我国有关部门的统计, 我国每开采1万t煤, 需要掘进巷道45 ~ 50 m。巷道掘进是煤矿开采中的一个较大的制约因素。采用放顶煤技术, 可以大大减少巷道掘进率, 其掘进率大致在15 ~ 25 m/万t, 仅相当于分层开采的1 /3 ~ 1 /2。

1. 2工作效率高

使用放顶煤开采可以多个工作面同时回采, 从而可以大大提高每月单产量。

1. 3可以与综合机械化开采技术结合起来使用

采用放顶煤开采, 首先要将下部的煤层用其他方法进行回采。可以使用综合机械化开采技术来采下部煤层, 然后再设法放出顶煤。

2放顶煤技术存在的不足

2. 1综放开采的回收率较低

在正常的开采情况下, 采用放顶煤开采技术的采出率只能够达到81% ~ 86% , 煤炭损失的情况不容乐观。在综放工作面的煤炭损失基本上可以分为三个部分: 1放煤工艺造成的煤炭损失大约占到了工作面损失的1 /2及其以上。2在开采的过程中, 设备条件限制引起的损失约占到了1 /4。3综放工作面的设计参数受到限制或者是不合理而引发的损失占到了1 /4。

2. 2容易出现瓦斯事故

图1表示的是综放采场瓦斯涌出在空间的分布图。图中C区是放落煤炭以及采空区遗煤瓦斯涌出地点, 其瓦斯含量较高, B区是断裂煤壁。在风速方面, A区的风速最大, B区其次, C区的风速最小, 而C区的瓦斯含量却是最高的, 因此这里瓦斯含量很容易超限。

对顶板比较稳定, 直接顶板厚度较薄的综放工作面采煤时, 由于顶板长时间悬露而不垮落, 在采空区的上部岩层中有大量的裂隙, 有的甚至存在许多较大的空穴, 这些裂隙或者空穴中可以储存很多瓦斯, 当上部的顶板因初次来压或周期来压而突然间冒落时, 这些瓦斯会迅速地涌入到工作面以及回风巷中, 造成煤与瓦斯突出事故。

2. 3粉尘严重超标

放顶煤开采与其他采煤方法一样, 很难做到主要产尘尘源下风向没有工作人员。工作面增加了放煤工序, 也增加了产尘尘源数量, 虽然放顶煤开采时煤的产尘率降低了, 但空气中总的含尘量比一般的综采工作面要高, 工人呼吸的空气中粉尘含量远远高于国家卫生标准。并且综放工作面的产量高于普通综采工作面, 产尘量相应增加, 瓦斯也明显增加, 为了冲淡瓦斯, 风量风速一般较大, 致使煤尘飞扬, 尤其是高位放煤工作面, 主风流中粉尘激增, 尤其在干燥、难注水煤层的综放工作面, 粉尘含量严重超标。

3放顶煤开采问题的解决措施

3. 1提高回采率

提高工作面采出率的方法: 首先加大对放顶煤理论的研究, 改善和丰富放顶煤的开采方法, 提供放煤工艺的消耗。其次, 改善综放工作面采煤所使用的设备及其开采方案, 以有效地减少工作面两端的损失。

3. 2瓦斯治理

目前, 我国对瓦斯治理的最有效最直接的方法就是抽取瓦斯, 主要的方式为: 在煤矿开采区内的巷道设置三进一回的方法, 把位于隅角的瓦斯排除干净, 清除掉位于支架上面的瓦斯, 把从采空区进入工作面的瓦斯分流稀释, 然后再通过采用远煤壁打眼爆破松动的方法, 把瓦斯慢慢地释放出来。

3. 3煤尘防治

煤尘的防治主要有以下措施: 1采煤机在割煤时, 除采用喷雾降尘外, 还应采用采煤机负压二次降尘技术。2在架间及放煤口设置除尘器降尘。3注水, 洒水前应在水中掺人降尘药剂, 使粉尘易于降落。4煤层预注水来促进降尘。

4结语

随着科技的发展, 许多新型能源层出不穷, 例如页岩气、煤层气、可燃冰、核能等, 这些清洁的新能源已经逐步被人们所接受, 并且在逐渐地走向成熟。但依据我国目前的实际情况, 我国煤炭资源的主体地位在很长的一段时间内都很难改变, 天然气也很难成为我国的主要能源。开发新的采煤技术, 改进现有的采煤技术, 提高煤炭资源的回收率, 是我们亟须解决的问题。 本文通过研究放顶煤目前存在的资源回收率低、瓦斯含量高、 煤层容易自燃及粉尘量较大的问题, 提出了放顶煤开采目前存在的缺陷与不足, 并且针对这些问题, 提出一些意见与建议, 以促进放顶煤开采技术的进一步发展。

参考文献

[1]郝秀明.综采放顶煤工作面粉尘的综合防治[J].科学之友, 2010 (4) .

[2]闫以朋.结合放顶煤特点谈如何提高回采率[J].煤炭技术, 2010 (6) .

[3]张宏.我国煤炭资源可持续发展能力研究[J].煤炭经济研究, 2006 (2) .

[4]康红普.深部巷道锚杆支护理论与技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.

放顶煤液压支架的创新与发展 篇7

关键词：放顶煤液压支架,创新,发展现状

1 关于放顶煤液压支架的简述

我国对于放顶煤液压支架的研究最开始是在20世纪80年代,经历了20多年的迅速发展,已经成为全世界放顶煤液压支架发展最迅猛、数量最多的国家。各种放顶煤液压支架的研制使得煤层开采工艺进入了一个新时代。放顶煤液压支架的发展与运用使得采煤机的机械化水平得到较大的提高。放顶煤液压支架由液压元件、金属构成,动力来自高压液体,实现支撑、切顶、移架和推送输送机等功能。放顶煤液压支架在支护能力、强度、安全性、可行性等方面都有较高的优势。

1.1 放顶煤液压支架的类型

放顶煤液压支架主要分为落煤窗式放顶煤液压支架和掩护尾梁插板式放顶煤液压支架这两种。前者分为掩护式和支撑掩护式两种结构,依据输送机的数量可分为单输送机和双输送机两类。后者则主要以支撑掩护式为主,其中又包括正四连杆式和反四连杆式这两种情况。

1.2 放顶煤液压支架出现的问题

虽然我国在放顶煤液压支架技术方面取得了不小的成就,但是与某些发达国家相比,还是有不少方面需要提高。首先是我国的产煤量和综采涉及的范围与技术之间不适应;其次是在放顶煤液压水平控制方面,还是具有一定的差距,尤其是材料、工艺、支架性能方面还是有待提升。

2 放顶煤液压支架的创新分析

伴随着放顶煤液压支架技术的不断发展和进步,低位放顶煤技术已经成为当前煤炭行业综放工作的重要内容,主要是以正四连杆与反四连杆、两柱掩护式、单摆杆方式等多种支架形式。在实际的应用中,放顶煤液压支架在综放工作中具有相当重要的意义和价值,具备极高的实用性。

2.1 正四连杆柱液压支架

正四连杆柱液压支架广泛地应用在综放的工作面中,并且具有很好的发展前景,优势相当明显。具体表现在,正四连杆柱液压支架具有很强的稳定性、操作性以及高产能力,而且在实际的运用中具有较高的人性化。但是正四连杆柱液压支架由于前后排立柱之间的受力是不平衡的,使得正四连杆柱液压支架的支护能力很难得到很好的发挥,这样的问题主要凸显在放煤环节。若出现拔后柱的现象,就会直接影响了工作面的顺利推进。

2.2 反四连杆液压支架

这类支架主要由我国自主研发而成的,和前面所提的正四连杆柱液压支架相比,反四连杆液压支架能够使前后排立柱之间的受力较为均衡,充分体现了良好的力学性能,从而使后部放煤的空间得到最大的扩展。另外反四连杆液压支架还能够很好地调整人行道的采高,使得人行道能够随着采高的改变而改变,但是若受到一定的阻力时,这种结构布置便具有较大的难度。所以反四连杆液压支架在综放工作中主要起着过渡的作用。

2.3 单摆杆液压支架

这类支架重要运用在中小煤矿当中,具有投入低、质量轻、操作便利等有点,在一定程度上能够提高煤矿开采的机械化。不过单摆杆液压支架对于软顶煤的控制能力较差,稳定性和强度也比较低,没办法提高空间。因此单摆杆液压支架在煤矿开采中属于轻型的支架。

2.4 两柱掩护式液压支架

两柱掩护式液压支架普遍采用的是电液控制,在推移千斤顶上,还装备有位移传感器,与此同时,采煤机上也装备有红外线传感装置,立柱缸的直径超过400毫米。

3 放顶煤液压支架的发展探析

伴随着科技的发展与进步,我国煤矿开采技术特别是综放设备这方面也获得了进步。我国地域广阔、地理条件优越、人口众多,不过煤矿开采的条件却较为复杂,使得综放技术的发展也变得多样化。

3.1 大采高液压支架

一般来说,非常厚的煤矿层厚度在14-20米之间,而大采高液压支架比较适合这种煤层,这比较适合采全高工作。大采高液压支架的支架高为5米,而且都有相应的配套措施,一次性能够采高到20米。采取大采高综放设备,具有几大优势。

一是能够增加支架工作的阻力,在运用过程中围岩横向与纵向所涉及的范围由于大采高液压支架采高而获得了扩大,能够在增加煤矿压力的前提下很好地处理了5米大采高所遇到的阻力问题,通过增加大采高液压支架前端和后端的失稳来增强回转的能力,从而为大采高液压支架提供了强有力的保证。

二是增强了大采高液压支架的初撑力,提升了支撑顶板的主动性,从而使煤壁能够减少压力,确保了煤壁的完整,从而更好地抑制制片帮。在这个过程中,需要借助带压架来确保顶板的支护,从而保证顶板与顶梁之间能够充分接触到,在一定程度上减少了煤壁前支撑力。另外要注意将护帮板与煤壁紧密靠在一起,从而加大侧向的约束力,进一步减少煤壁偏帮的程度。若发生一些异常的现象,便能够很好地控制煤壁片帮。针对异常带来说,为了增强煤壁的稳固性,可以通过降低采高来完成,从而减少采煤机的截深,做好采煤机牵引,减少偏帮的程度。在环境允许的前提下,俯斜开采的方式是比较科学的。

三是大采高液压支架具有很强的稳定性,若采用5米的大采高液压支架,通常情况下为了增加大采高液压支架的初撑力,扩大中心距,可以采取四连杆的参数。这种方式还可以极大地缩短径向与周口之间的间隙,保证大采高液压支架能够更加稳固。

四是若采取通式与双前后连杆液压支架,那么便可以扩大支架的空间,使其稳定性进一步增强。

如图1所示,大采高液压支架具有十分优秀的综合新能,体现在质量小、采煤高度大、采煤阻力小等,但是大采高液压支架运输的难度比较大,所以需要对其进行优化和整体设计,在选择材料时以强度较高为主,并且借助先进技术来降低大采高液压支架的质量。

3.2 直线型与分体组合式液压支架

由于煤矿行业开采的不断深入,煤矿区内会有很多煤柱、小块段煤和边角煤等,这直接影响了工作面布置过程中的回收工作与综放工作。若使用较大的综放设备,那么就难以与边角煤相适应,无法保证工作效率。但是对于中小型的煤矿来说,狭窄的巷道使得大型综放设备难以经过,如图2所示,这时采用直线型与分体组合式液压支架便可以解决这个问题,主要有下面两个特点。一方面是直线型与分体组合式液压支架的顶梁与尾梁、底座与护帮板是分体的,借助铰接能够将顶梁与底座连接起来,从而防止因为顶板不平而出现的偏载现象。另一方面,直线型与分体组合式液压支架的适应性、稳定性都比较强。一条铅垂直线为直线型与分体组合式液压支架的轨迹,使得受力状态比较良好,不过在实际的生产活动中支架复杂性较高,存在着较大的随机性,顶板压力作用的位置、大小甚至是接触顶梁情况都会有相当的影响。

4 结束语

总的来说,在综放设备中液压支架具有相当重要的作用,特别是放顶煤液压支架的使用,使得工作面得到较好的控制与支撑,对煤矿安全作业空间起着重要的维护作用。

参考文献

[1]苏林军,朱峰.放顶煤液压支架的创新与发展[J].煤炭科学技术,2011(04):84-88+54.

[2]钟声,马英.高端放顶煤液压支架设计[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2013(05):676-679.

综采放顶煤技术研究与应用 篇8

综采放顶煤技术在中国是在上世纪90年代逐渐发展和成熟起来的, 并以其显著的技术和经济优势在中国得到了迅速推广和应用, 目前该技术已成为中国现代化高产高效矿井的核心技术之一。放顶煤工作面采用每割一刀煤放一次顶煤的作业形式。滞后移架3 m~5 m放顶煤, 放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法。放煤顺序由运输机头部 (尾部) 向尾部 (头部) 进行, 放煤工序与割煤工序平行作业, 放煤时放煤工根据后溜的煤量适当控制放煤量, 以免压死后溜。

1 综采放顶煤技术特点

与厚煤层倾斜分层开采相比, 综放开采的优越性主要表现在以下几个方面:

有利于合理集中生产。综放开采的一次采出煤层厚度增加, 并且可以实行采、放平行作业, 增加了煤层的开采强度, 简化了生产环节并大大降低了巷道掘进及维护工作量, 实现了矿井的高度集中化生产。对煤层及地质条件有较强的适应性。由于综放开采顶煤的放出厚度是可以变化的, 因此使用煤层厚度变化较大的煤层条件, 从而避免了因煤层厚度变化分层工作面难以布置的困难。此外, 综放开采对小的地质构造也具有较好的适应性。具有显著的经济效益。与倾斜分层开采相比, 巷道掘进量减少了50%, 设备占用费、材料消耗费、安装拆迁费及工资等费用显著减少, 可使吨煤成本降低10元~30元[1]。

放顶煤采煤法的主要缺点是采出率较低 (比分层开采低10%左右) , 工作面粉尘大, 自然发火、瓦斯积聚隐患较大等, 应严格采取措施并在应用中注意应用条件。

2 综采放顶煤技术使用条件

放顶煤开采工艺技术虽然有明显的经济效益, 但由于放顶煤是利用矿山压力破煤, 因而对煤层的可放性及其赋存条件具有一定的要求, 其适用条件可概括为以下几点:

煤层厚度一般认为5 m~12 m为佳。顶煤硬度系数一般要求小于3, 否则需采取预破碎措施。煤层倾角宜小于15°。煤层结构每一夹石层厚度不大于0.5m, 其硬度系数小于3, 顶煤中夹石层厚度的比例也不宜超过10%~15%。直接顶应具有随顶煤下落的特性, 其冒落的高度不宜小于煤层厚度的1.0倍~1.2倍, 基本顶悬露面积不宜过大。地质破坏较为严重、构造复杂、断层较多和使用分层长壁综采较困难的地段、上下山煤柱等, 宜采用放顶煤开采。自然发火、瓦斯及水文地质条件。对于自然发火期短、瓦斯量大及水文地质条件复杂的煤层, 应调查清楚并采取相应措施后才能使用放顶煤开采。

综放采场矿压显现基本特征如下:顶煤刚度是影响采场矿压显现的关键因素。老顶对采场矿压显现的影响降低。高位直接顶对采场矿压显现的影响较大。支架工作阻力对采场矿压显现有显著影响。

3 综放开采覆岩破坏和地表沉陷规律

目前对综放开采的上覆岩层和地表沉陷的规律的探究比较少, 这主要是由于目前综放开采的应用条件决定的。由于厚煤层综放开采一次性开采厚度大, 推进速度快, 造成的覆岩破坏和地表沉陷与普通综采和炮采相比, 必然更加剧烈, 当地表存在对沉陷比较敏感的目标 (比如重要建筑物、铁路、水体等) 时, 那么用综放开采显然不能适应地表沉陷控制的要求, 需要用别的开采方法。但反过来试想一下, 如果能通过某种方法和措施有效地控制和治理上覆岩层移动和地表的沉陷, 使得地表沉陷指标符合特定的要求, 那么综放开采的适用条件将更广泛。综放开采不是将会在更大的范围内取得更大的技术和经济效益。要达到这一目标, 必然要对综放开采上覆岩层和地表移动规律有清醒的认识, 然后再相应地提出具有针对性的控制方法和治理措施[2]。

综放开采上覆岩层移动和地表沉陷剧烈, 地表最大下沉速度约为普通分层开采的4倍~5倍, 环境破坏尤为严重, “三下”综放开采沉陷治理技术复杂, 难以控制。综放开采工艺造成的采空区边界附近的煤炭损失限制了覆岩的充分垮落和岩层移动的发展, 造成拐点向采空区内侧偏移更大, 同时, 初采和末采工艺的差异造成了停采线一侧的拐点偏距大于开切眼一侧, 使两侧的地表移动规律完全不同。综放开采时覆岩移动变形剧烈, 危险变形期持续时间长, 充分采动区地表的残余变形现象更加明显。

采厚是控制超前影响角和最大下层速度滞后角的主要因素之一。采厚越大, 覆岩破坏越剧烈, 岩层移动传播的范围和速度越大, 超前影响角越小, 最大下层速度滞后角越大。

4 结语

由于厚煤层综放开采覆岩破坏和地表沉陷的以上特点, 使得各矿区已掌握的传统中厚煤层一次采全高和分层开采的覆岩破坏高度和地表沉陷规律, 及有关预测参数不能满足综放开采的生产需要和安全保证。因此, 系统的开展厚煤层综放开采覆岩破坏与地表沉陷规律、控制和治理技术研究, 具有重要的理论意义和使用价值, 推广应用前景广阔, 经济与社会效益巨大。

摘要：论述了综放开采与厚煤层倾斜分层开采相比而言具有的优越性及其使用条件和采场矿压显现的规律, 总结了几点关于综放开采覆岩破坏和地表沉陷规律。

关键词：开采,优越性,研究

参考文献

[1]钱鸣高, 许家林.煤炭工业发展面临几个问题的讨论[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (2) :1-6.

放顶煤回收率 篇9

关键词：综采放顶煤工作面 无煤柱开采 自燃特点及规律 自燃预防技术

0 引言

综采放顶煤无煤柱开采技术，由于不留煤柱、工作面推进速度快，提高了采区资源回收率，经济效益明显提高。但由于在巷道沿空侧采空区有一条约10m宽，数米高的松散浮煤带；顺槽沿空侧有相邻区段遗留的大量松散煤体，该煤体因受相邻区段开采影响已部分氧化升温；沿空侧空隙率大，易于形成较强的漏风等特点，使沿空巷道和相邻采空区更易发生自燃火灾。

1 综采放顶煤采用无煤柱综放开采技术

导致矿井在实际生产过程中出现工作面一侧或二侧与采空区相邻，而相邻采空区的遗煤在其回采过程中已经与氧接触过，发生了氧化，煤体温度有一定程度的上升，自燃性增强，从而在新顺槽服务期间增加了发生煤层自燃的可能性。再加上顺槽沿煤层底板和邻近采空区边缘掘进，服务时间长，导致了工作面顺槽巷道煤巷自燃火灾发生频率增加。尤其是综放面无煤开采技术形成的“孤岛”工作面，两道顺槽顶煤和相邻区段采空区浮煤更易发生自燃，且一旦形成自燃（或高温区）将更加难以治理。

2 易燃煤层无煤柱开采自然发火的规律

2.1 综放工作面开采线、停采线自然发火比较严重 原因是由于工作面的开切眼断面大，受矿压影响采空区顶板易压裂破碎，空隙大且多，造成漏风供氧；停采前20～30m左右，工作面不放顶煤，采空区遗煤多；若不能及时撤面、封闭，自燃危险性会进一步增加。

2.2 回采期间采空区二道存在自然发火威胁 从采空区浮煤分布情况看，两端头支架处顶煤回收率低，遗煤多且松散堆积，两巷由于自然风压影响微量风流从进风侧隅角扩散渗漏至回风侧隅角，由于通风阻力加大，风流小，而经过长时间氧化聚热不能被吹散带走，进入采空区后，使采空区二道遗煤温度有可能较高，就可能发生采空区遗煤自燃。

2.3 采空区“三带”动态移动影响 采空区存在散热带、自燃带和窒熄带三带，三带范围受综放面回采率、漏风量、顶板垮落压实程度、工作面风压和推进速度等综合因素影响；随着工作面不断推进，采空区三带也随之前移。

2.4 采空区自燃高温区域范围不易确定 综放工作面采空区遗煤多，氧化生热，温度上升，一旦自燃，采空区蓄存了大量热能，造成周围煤（岩）体的温度亦相当高，采空区风分布及规律复杂，因此，高温范围大且不易确定，很难准确判断出采空区高温区域。

2.5 采空区自燃火灾灭火难度大 无煤柱开采的采空区漏风开放、空间范围广、火源较为隐蔽；因此，一旦出现自然发火，很难准确的采取有效措施进行治理，火区治理工作存在盲目性和滞后性。

3 综采放顶煤工作面自燃预防的重点及难点

3.1 巷道掘进时期的防灭火重点

3.1.1 巷道高冒区、顶部离层区和破碎区、地质破坏区（如断层带）。

3.1.2 巷道经过相邻工作面采空区的废弃巷道。

3.1.3 相邻工作面开切眼、停采线或硐室。

3.1.4 巷道变坡破碎区。

3.2 综放面回采时的防灭火重点

3.2.1 综采放顶煤工作面开采线和停采线处：采空区遗煤较厚，顶板垮落后块状大，压实程度低，存在漏风通道，自燃危险性高。

3.2.2 邻近综采放顶煤工作面采空区区域：邻近综采放顶煤工作面开采时，在采空区两道留有约10m宽，数米高的松散浮煤带，该煤体已部分氧化升温，综采放顶煤工作面无煤柱开采的顺槽与邻近采空区侧易于形成漏风，使邻近采空区自然发火的可能性大幅度增加。

3.2.3 进风侧采空区：由于工作面顺槽不放顶煤，在采空区遗留了大量浮煤，且工作面进风端头是采空区的主要漏风通道，氧气浓度较高，氧化带宽度大，浮煤在采空区内的氧化时间长。

3.2.4 回风侧采空区的封堵：回风隅角是工作面负压最大的地点，回风顺槽进入采空区很长一段距离后不跨落，造成负压对采空区深部的作用力较大，浮煤进入窒息带的时间延长；且由于回顺长期不跨落，给采空区及时灌浆和注胶造成了困难。

4 巷道掘进期间的防火

4.1 巷道高冒区、顶板离层区和破碎区防火

4.1.1 加强巷道支护，对巷道表面喷涂堵漏巷道冒顶后20天以内对巷道表面进行喷涂，厚度为50~100mm；采用喷涂材料为水泥砂浆。

4.1.2 对巷道高冒区充填粉煤灰凝胶，相邻侧采空区充填复合胶体向巷道顶部和沿空侧施工2寸注胶钻孔。

4.2 相邻工作面开切眼和停采线防火

4.2.1 掘进过程中，加强相邻工作面开切眼和停采线处的巷道支护，对巷道表面采取喷涂堵漏措施。

4.2.2 向相邻工作面开切眼或停采线前后共30m的采空区范围内施工钻孔压注复合胶体。

4.3 在相邻工作面采空区建立复合胶体隔离带 顺槽掘进撤除后，采取向相邻采空区施工钻孔压注复合胶体方法建立复合胶体隔离段，降低相邻采空区的漏风量和漏风深度，防止相邻采空区大范围的松散煤体连成一片。

5 综采放顶煤工作面生产期间的预防技术措施

5.1 开切眼注胶和灌浆

5.1.1 注胶范围：工作面从开切眼开始推至10~15m后，在切顶排侧，从进风隅角沿倾斜方向压注胶体，形成一段长度适中的胶体隔离带。

5.1.2 注胶钻孔布置在综采放顶煤工作面推过切眼后，在工作面进风顺槽内向采空区切眼顶部施工2个注胶钻孔，钻孔终孔位于切眼中间，距切眼底板6m，1#钻孔位于轨顺顶部中间，2#钻孔距轨顺外邦10m。

5.1.3 注胶前的准备工作由于综采放顶煤工作面回采初期切眼和两巷冒落不实，为减少胶体泄漏，首先用沙土袋封堵端头支架及两正巷采空区侧末冒严的空洞。

5.1.4 切眼灌浆通过1号钻孔进行灌注，灌浆时，要保证浆液的粉煤灰含量，且灰水比在1:2以上。若浆液流失量大，则采取改注一定量的复合胶体，然后再灌浆。

5.2 综采放顶煤工作面回采期间的防火措施

5.2.1 在进风隅角挂设风帘，减少漏风。

5.2.2 在两正巷采空区堆积黄土袋，建立隔离墙，间距为50m。

5.2.3 在进风侧采空区注胶建立胶体隔离带。

5.2.4 采空区预埋管移动灌浆。

6 综采放顶煤工作面停采时的防火技术

①停采前，施工钻孔向两道采空区防火凝胶，形成胶体隔离带；②降低工作面风量（约为正常风量的一半）；③提高撤面转运速度，并及时封闭；④回撤过程中，认真落实好自然发火的预测预报和检查检测工作，加强气体浓度和温度监测；⑤回撤期间，若有自燃危险性时，及时判断火区范围，合理布置钻孔，进行注胶防灭火处理；⑥加强密闭施工质量，并留设观测孔和措施孔；⑦采取均压灭火，查清采空区主要漏风地点和漏风风流方向，正确采取均压方法；⑧定期（至少每星期检测一次）检测封闭区内气体、温度状况。

7 小结

综上所述，以易燃煤层自燃特点、自燃特性和现场观测为基础，以堵漏、灌浆、均压和压注胶体为主要预防手段，建立较完善的矿井防灭火系统，完善防灭火管理措施，结合现场实际，多措并举，严格认真抓好落实，实现了矿井煤层自然发火期39天的条件下，自矿井投产以来从未出现煤层自燃现象。

参考文献：

[1]苗法田，程卫民.超长综放工作面终采线处煤炭自燃防治技术[1].煤炭科学技术.2006．

[2]肖旸，文虎，陈跟马.矿井综合防灭火技术及其应用[A].中国职业安全健康协会2007年学术年会论文集[C].2007.

[3]许家林，钱鸣高.岩层控制关键层理论的应用研究与实践[J].中国矿业.2001(6)：54-56.

[4]解兴智，闫少宏，富强.下沟煤矿综放工作面煤层自燃规律的研究[J].煤矿开采.2004.

综采放顶煤技术的优选及应用 篇10

综采放顶煤这一采煤方法主要是采用大功率的双滚筒采煤机、大功率的刮板输送机以及可以自行伸缩的皮带输送机等等机器和其他的设备联合进行生产, 以实现在采煤的全程中能够完全机械化的采煤方法。

1.1 由于我国的煤炭资源较多, 但是因为开采技术以及开采设备落后等等因素, 常常导致大量煤炭资源在开采过程中被无形的浪费掉。这种低水平的开采率越来越不能适应国家经济的发展速度以及人们对煤炭的需求量。

1.2 综采放顶煤技术是国家立足于我国的国情, 通过引进国外的技术以及成型产品, 吸收国外的经验, 自主创新本国的开采技术和所需要投入生产的机器种类。

同时, 综采放顶煤技术的成功实施, 不仅使得高产高效的开采目标得以实现, 还使得在开采过程中投入使用的生产成本得以大大降低[1]。

2 综采放顶煤技术的优选环节

2.1 有效节省工程量, 降低事故发生机率

面对中厚层度的尤其是一些坡段较缓或较斜的倾斜煤层, 假如使用传统的开采技术, 不仅浪费很多人力和时间, 投入大量的成本, 还会导致不能完全开发煤层的同时容易引起意外事故的发生。因此, 在这样的环境下, 中厚层度的煤层比较适合使用综采放顶煤技术进行对煤炭的开采。

因为在采用综采放顶煤技术的过程中, 能够简化巷道的布置, 在开采的过程中能够杜绝很多伤人事故的发生, 例如:由于使用综采放顶煤技术不需铺设假顶, 因此当施工人员在割煤或是放煤的过程中, 不需接触顶板, 降低了顶板冒落伤人的威胁性[2]。

2.2 经济效益高

综采放顶煤技术在应用的过程中, 其工作主要分为两部分, 前一部分是割煤, 后一部分是放煤。由于煤质松软, 因此如果使用传统的采煤技术, 会导致煤体在放置的过程中容易松散或是破碎。但是经过专家实地实践证明, 在采用综采放顶煤技术的过程中, 通过压力作用, 顶煤能够顺利被放出。因此这样的“放煤”效果是最佳的。并且在综采放顶煤技术的使用过程中, 由于技术的不同, 能够使“割煤”和“放煤”这两个工作能在同一时间内进行并且互不打扰, 这样不仅节省了时间还提高了产量, 充分实现了高效率的工作, 并且成块的煤炭价值更高。

2.3 强化设备管理

综采放顶煤技术自被研究成功以来, 先后在不同的城市的国有煤矿以及其他的煤矿进行试验并推广使用, 例如:大同、乌鲁木齐、枣庄、辽源、晋城、淮南、阳泉等等, 都分别取得了经济较为良好的效果。这主要是因为综采放顶煤技术顺利开展的要求主要是在井下的现场所要使用到的机器设备以及设备损坏后所需要用到的维修零件都必须准备充分, 并且要在机器发生故障的短时间内维修机器设备继续投入生产。这种迅速高效的生产模式不仅提高劳动生产率, 也大大的减少了金属网、电能、人员工资等资源的消耗。

2.4 响应国家的环境保护号召

众所周知, 我国的经济发展是以牺牲环境为代价的。而煤炭的开采是环境污染源之一。随着国家经济的高速发展, 人们越来越重视环境的保护。煤矿开采技术也正朝着环保方面发展, 过去高污染、高耗能的开采技术逐渐被人们淘汰, 重视地质的生态影响以及地下水文成为人们研究新技术的首要考虑问题。而最典型的成功例子即综采放顶煤技术。综采放顶煤技术在施工中能够减少很多工程量, 并且能够最大程度的开采煤矿资源, 在一定程度上保护了生态资源。

2.5 开采技术精细化

煤炭资源开采技术的精细化是煤炭适应我国的市场化的经济竞争、提升经济效益的客观要求。因此综采放顶煤技术采取了科学的技术手段, 经过数据分析和多次实地实践, 得出了具体的试验方法。

因此, 综采放顶煤技术是注重社会效益与经济效益统一的煤矿开采技术, 这也是该技术得以广泛推广的原因之一。

3 综采放顶煤技术应用的高效性

3.1 由于国家在研究新技术的同时在一定程度上引进了国外先进的技术和设备, 通过消化吸收创新, 根据我国的国情研究出了综采放顶煤技术。设备的创新在应用的过程中都大大提高了经济效益。例如:相比传统开采方法, 煤炭资源开采方法将机器设备的牵引平均速度控制在50m/min, 最大限度地解决了煤机的牵引速度较放煤的速度慢的问题。

3.2 无论是何种技术, 在人们眼中较为突出的优点除了效益的高低以外则是安全问题。

综采放顶煤技术最突出的安全问题就是煤炭自燃和瓦斯以及煤尘。例如, 在高瓦斯的矿井当中, 综放这个工作面的特点是增加绝对量。在阳泉的五矿第15号层, 综放的工作面产量达到分层的工作面产量的1.4至1.8倍。然而瓦斯的绝对量是分层工作面的1.0至1.5倍。

3.3 为了煤炭回收率的提高, 国家展开了设备、矿压以及回采工艺等研究。

经过多年的奋斗, 目前, 通过综采放顶煤技术国家在煤炭回收率方面取得了高于85%的研究成果。主要的技术创新在于:国家通过研制了新型的设备即端头放煤支架以及过渡放煤支架, 使得工作的回收率达到了4%以上。并重点攻破了回采工艺, 优化生产工艺。例如兴隆庄矿在优化回采工艺以后, 工作面的回收率达到了6%以上。

3.4 综采放顶煤技术的应用, 高产高效的工作面水平得到了极大的提高。

例如, 在阳泉局的一矿在斜厚煤层上应用了双输送机后, 工作面的回采率达到了85.3%。

综采放顶煤技术取得了良好的效果, 高产高效成本低等优点被广大煤矿开发商热捧。它已俨然成为了中国开采缓倾斜急倾斜等中厚煤层的有效方法。

4 结束语

我国的综采放顶煤技术是经过不断的探索、实践研究出来的一套较为适合开发缓倾斜或是急倾斜中厚煤层条件的煤矿并且得到了广泛的使用。同时, 在技术不断成熟的前提下, 各种开采煤矿的机器设备也有了很大的发展。

遗憾的是由于地区的地质条件的不同以及开采设备的性能高低的不一样等一些因素的存在, 使得综采放顶煤技术在全国的发展极为不平衡。综采放顶煤技术确实是一种投入少、高产出的开采煤矿的好方法, 但前提必须是在有较高的管理水平、适宜的地质条件以及合理的性能较好的开采设备等条件都具备的情况下, 只有这样才能实现综采放顶煤技术本身所能够带来的经济优势。因此地下煤矿开采技术是需要不断创新发展的, 这样才能够成为我国高效安全的矿井建设主要技术。

国家应该要从我国的实际情况出发, 加强综采放顶煤技术的深入开发与研究, 为放顶煤的开采条件提供一个更大的范畴。

参考文献

[1]钱亚清.谈谈综采放顶煤开采技术[J].科技创新导报, 2012, 06 (74) .[1]钱亚清.谈谈综采放顶煤开采技术[J].科技创新导报, 2012, 06 (74) .