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第 23 卷 第 15 期 岩石力学与工程学报 2315 2615～2621 2004 年 8 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Aug.， 2004 2002 年 12 月 9 日收到初稿，2003 年 3 月 6 日收到修改稿。 ﹡教育部高等学校骨干教师资助计划J20046和山西省青年科学基金961027资助项目。 作者 康天合 简介 男， 45 岁， 博士， 1982 年毕业于山西矿业学院采矿工程系， 现任教授，主要从事采矿与岩石力学方面的科研和教学工作。 E-mail kangtianhe。 综放开采预注水弱化顶煤的理论研究综放开采预注水弱化顶煤的理论研究 及其工程应用及其工程应用 * * 康天合 1，2 张建平1 白世伟2 1太原理工大学采矿工艺研究所 太原 030024 2中国科学院武汉岩土力学研究所 武汉 430071 摘要摘要 提高顶煤放出率是综放开采的一个重大课题，预注水弱化顶煤是解决这一问题的有效方法之一。从理论上 研究了超前开采工作面注入煤体的水在裂隙和孔隙中的渗透运动和水对煤体的弱化机理；从试验上得出了注水压 力对煤体变形模量的弱化规律和注水含水率对煤的抗压强度的弱化规律；提出了预注水超前工作面的位置、时间、 注水含水率、注水量、注水润湿半径、注水孔间距、注水持续时间、注水压力和注水孔布置等工程参数的确定方 法。将理论研究结果应用于潞安王庄矿 4309 综放开采工作面，取得了显著的技术经济效益和社会效益。 关键词关键词 采矿工程，综放开采，预注水，弱化顶煤，应用 分类号分类号 TD 82 文献标识码文献标识码 A 文章编号文章编号 1000-6915200415-2615-07 THEORETICAL STUDY AND APPLICATION OF WEAKENING TOP COAL USING WATER PRE-INFUSION IN FULLY MECHANIZED SUBLEVEL CAVING MINING Kang Tianhe1 ，2，Zhang Jianping1，Bai Shiwei2 1Taiyuan University of Technology，Taiyuan 030024 China 2Institute of Rock and Soil Mechanics，The Chinese Academy of Sciences，Wuhan 430071 China Abstract It is key problem to raise the top coal recovery rate of the fully mechanized sublevel caving mining. Weakening top coal by using water pre-infusion is one effective to solve this problem. The mechanism of permeation movement in cracks and porosity of water infused into the coal mass ahead of the working face and the weakening of the coal mass is theoretically studied. By laboratory test，the law of weakening of the coal mass deation modulus from the water pressure are obtained and the law of weakening of the coal mass compression strength from the water-bearing ratio are obtained. The to determine the water infusion engineering parameters，such as relative position of water infusion to the working face，the start and stop times of infusion， water-bearing ratio of water infusion，infusion volume，wetting radius，interval of infusion holes，infusion duration，infusion pressure and the hole layout，is proposed. The remarkable technical and economical effects and social benefit have been achieved by application of the study results to the working face 4309 of fully mechanized sublevel caving mining in Lu′an Wangzhuang Mine. 2616 岩石力学与工程学报 2004年 Key words mining engineering，fully mechanized sublevel caving mining，water pre-infusion，weakening top coal，application 1 引引 言言 综放开采已在我国显示出其巨大的优越性[1 ～3]， 但也还存在着人们普遍关注的一些重大问题，如提 高煤炭采出率、防灭火、治理瓦斯和控制粉尘等。 综放面的煤炭损失由 3 部分组成顶煤冒放性造成 的损失占 1/2 或稍多；设备条件限制工作面两端不 放煤引起的损失占 1/4；设计参数受限或不合理引 起的损失占 1/4。 因此， 必须加强提高顶煤冒放性的 理论与技术研究。 文[4～6]详细研究了影响顶煤冒放性的地质和 技术因素，并提出了各类顶煤的优化开采工艺和对 难冒放顶煤建议的预处理方法。有效的顶煤预处理 方法主要有爆破预裂顶煤，优化工作面推进方向 与顶煤裂隙方位的合理匹配和预注水弱化顶煤等。 爆破预裂顶煤技术已在大同忻州窑矿坚硬煤层和坚 硬顶板下的 8916，8918，8911 工作面[6 ，7]和宁夏白 芨沟煤矿特厚煤层分层假顶下[8]获得成功应用；优 化工作面推进方向与顶煤裂隙方位的合理匹配技术 已在晋城古书院矿获得成功应用[9]。 煤层注水是降低粉尘、防治冲击地压和煤与瓦 斯突出等的主要工业性措施，已在生产中广泛应用。 最新的研究成果有煤对纯水吸收速度的第 1 影响 因素是煤的平均毛细管力；第 2 影响因素是煤中过 渡孔与半大孔的孔隙体积之和[10]。煤的层理方向对 自然渗流润湿煤体的效果影响很大，在层理方向上 水渗流速度明显高于垂直层理方向上的渗流速度。 完全依靠毛细作用力润湿煤体远不能达到煤矿安 全规程规定的“至少提高煤体水分 1”的要求， 必须进行压力注水[11]。在中、低压力1～３MPa下， 纯水的压力渗流润湿煤体的效果远不能满足煤层注 水的要求[12]。应用电测法可以测定煤层注水浸润半 径[13]。本文主要研究预注水在煤层中的渗透运动和 对煤体的弱化机理与弱化效果、注水工程参数的确 定方法及其应用效果，为综放开采实施预注水提高 顶煤冒放性提供理论与技术依据。 2 煤层预注水机理煤层预注水机理 2.1 水在煤层中的渗透运动机理水在煤层中的渗透运动机理 煤体的裂隙系统对水起着一种通道的作用，孔 隙系统不易导水，在注水压力和毛细管力的共同作 用下吸附水分。水在贯通裂隙中的渗流取决于注水 压力 P、时间和渗透系数 k[14 ，15]，而水在微孔隙中 的毛细运动则取决于毛细管的半径和润湿角θ。据圆 管层流公式可得到孔隙水的水平渗透、毛细上升和 向下渗透的时间、距离与毛细管半径的关系为 水平渗透 θψcos 2 2 a cL t 1 毛细上升 ⋅ 22 8 ga c t ρ ⎥ ⎦ ⎤ ⎢ ⎣ ⎡ − − Lgaa a agLa cos2 cos2 lncos2 2 2 ρθψ θψ θψρ 2 向下渗透 ⋅ 22 8 ga c t ρ ⎥ ⎦ ⎤ ⎢ ⎣ ⎡ Lgaa a agLa cos2 cos2 lncos2 2 2 ρθψ θψ θψρ 3 式中t为渗透时间d，L为被润湿的毛细管长度 m，a为毛细管半径m，ψ为水或水溶液的表面 张力Nm －1，c 为水或水溶液的粘性系数Pas，θ 为煤的润湿角，ρ为水的密度，g为重力加速度。 令毛细上升时的速度v 0，可得水在毛细管中 上升的最大高度为 ga L cos2 max ρ θψ 4 对于特定煤层注入清水或含表面活性剂的水溶 液时，c，ψ，θcos都是一定的，据此可以计算出 任一时间内不同孔径中水的毛细渗透距离和上升的 最大高度。由水在煤层中的渗透运动机理，可以得 出以下几点结论 1 注水压力P是驱动水在裂隙系统中运动的 动力，到达细小孔隙处P已经很小，但毛细作用力 Pm却随孔径的变小而增大。孔径减速小10倍，Pm 就增大10倍。当θ 65 时，微孔及过渡孔的Pm可 达数十个甚至数百个大气压力。 2 当a≥10 －5 m 时， 注水泵停止后， 注水孔上 方的大孔隙中将不再有水渗入，向下则可以靠重力 第 23 卷 第 15 期 康天合等. 综放开采预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用 2617 继续流动，钻孔应尽量布置在顶煤的上部。 3 当a为10 －6～10－7 m 时，Pm比P要高，因 为Pm不随路程的增长而衰减。渗入到微孔隙中的水 分虽然不如大裂隙中的水分能明显提高煤的含水 量，但在改变煤的物理力学性能方面起着重要的作 用。 4 理论上，当煤的润湿角θ ≥90 时，Pm将成 为注水的阻力，只有添加润湿剂降低θ ，方能变阻 力为动力。但绝大多数煤的润湿角θ 为40 ～85 ， 平均为 67.7 [16]。 2.2 预注水对煤体的弱化作用预注水对煤体的弱化作用 煤的孔隙吸附水分后，颗粒间的粘聚力c和内 摩擦角ϕ 降低；裂隙面吸附水分后，其ϕ 也会减小。 另外，由于孔隙水压 w σ使有效应力改变为′ n σ wn σσ−，而剪应力不变，则其抗剪强度降为 wwnww tanϕσστ− c 5 式中 w c为注水后的粘聚力； w ϕ为注水后的内摩 擦角； w σ为孔隙水压力。因此，注水煤块较干煤块 抗剪强度的降低值为 −−−Δ]tan[tan wwnwnw ϕσσϕστττcc wwwnw tantantanϕσϕϕσ−−cc 6 式中 w cc −为吸水使煤块粘聚力产生的降低量； w tantanϕϕ−为吸水使煤块摩擦系数产生的降低 量；而 wwtanϕ σ为孔隙水压使煤块抗剪强度产生的 降低量。式6为水对煤块强度弱化的综合效应。 表1为5个煤矿的大煤样100 mm100 mm 200 mm在室内注水后所得P与煤样弹性模量E的 关系。将试验结果写成线性通式为 bPEE− 0 7 式中 0 E为煤样初始弹性模量MPa，b为煤样弹 性模量随P的变化率。式7说明P的提高使煤中的 裂隙增多，弹性模量降低。 表表 1 注水煤样的变形特性注水煤样的变形特性 Table 1 Deation property of water infused samples 煤样 弹性模量/MPa 孔隙率η / 大同 11煤 晋城 3煤 汾西 10煤 阳泉 3煤 王庄 3煤 E 3 654－161P E 2 395－71P E 2 368－117P E 2 248－43P E 3 999－210P 8.11 4.10 7.35 6.07 11.60 表2为几种煤样的物理力学性质随浸水软化系 数变化的试验结果。将试验中不同浸水时间t的煤 样含水率η 与其单轴抗压强度σc的关系写成通式为 αησσ− c0c 8 式中 c0 σ为煤样自然含水率时的单轴抗压强度 MPa，α 为煤样单轴抗压强度随含水率的变化率。 式8说明随η 的增高，煤的单轴抗压强度σc 降低。 表表 2 几种煤样软化系数几种煤样软化系数 Table 2 Softening coefficients of some coal samples 煤层 煤种 孔隙率/ σc /MPa 软化系数 古书院 3 荫营矿 15 阳泉一矿 15 忻州窑矿 11 水峪矿 10 王庄矿 3 乌达 12 无烟煤 无烟煤 无烟煤 弱粘煤 焦煤 贫煤 肥煤 4.10 3.22 6.07 8.11 7.35 11.60 5.91 25.31 12.73 14.09 20.58 6.36 16.09 7.87 0.88 0.83 0.78 0.67 0.74 0.61 0.78 3 预注水参数的确定方法预注水参数的确定方法 3.1 预注水超前工作面位置的确定预注水超前工作面位置的确定 工作面前方顶煤裂隙的发育可划分为4个分 区[17 ，18]原生裂隙闭合区、原生裂隙张开区、次生 裂隙发育区和大变形区。在裂隙比较发育而张开量 又不大的区域进行注水，既能保证注水范围扩大， 又能充分利用毛细现象润湿煤体，防止水沿大裂缝 泄漏。根据10余个放顶煤工作面前方支承压力的实 测结果[2]，确定出软煤、中硬煤和硬煤工作面预注 水的最佳区域见表3。 表表 3 不同煤层的最佳注水区域不同煤层的最佳注水区域 Table 3 Optimum infused districts of different coal seams 注水超前工作面位置/m 煤层类别 普氏系数 f 开始位置 停止位置 软煤 ≤1 70～35 20～10 中硬煤 1～2.5 60～30 15～8 硬煤 ＞2.5 45～25 10～3 3.2 预注水含水率的确定预注水含水率的确定 由5个煤层33块大煤样300 mm300 mm300 mm的压碎试验得到煤的单轴抗压强度与大块率的 关系为 233. 4649. 3 cd −σK 9 2618 岩石力学与工程学报 2004年 式中 d K为大块率，即试验中大于800 mm实际工 作面大于1 m的块径所占的比率。这种块径的 煤一般均丢失在采空区，是工作面的主要放煤损失。 使大块率降至10以下，顶煤放出率就可提高到 90以上。 将式8代入式9， 得预注水软化顶煤并提高顶 煤放出率的通式为 233. 4649. 3649. 3 0cd −−αησK 10 试验测得煤样的 0c σ和α 后，令 d K≤10，可 得预注水所要求的顶煤含水率η。 3.3 润湿半径润湿半径 注水润湿半径有2种确定方法1 经验估计 法，大量的注水实测资料表明，一般煤层的润湿半 径为7～15 m，根据煤层的裂隙与孔隙发育程度选 定；2 试注测定法，先试注1～3个孔，采用电测 法[13]测定合理注水压力下的有效润湿半径，或用超 过封孔深度的钻孔探测不同注水压力下的润湿半 径。 3.4 单孔注水量单孔注水量 据式10计算满足顶煤放出率必须的注水含水 率 YS ηηη−， Y η为原煤含水率，以此确定单孔 注水量为 S1d1 γηSlLMKQ− 11 式中 1 K为注水漏失系数， 不重复浸湿时， 1 K 3～ 4，重复浸湿时， 1 K2～3； d M为顶煤厚度m； L1为注水孔长度； l为封孔长度， 一般不少于4～5 m； S为注水孔间距。 3.5 注水孔间距注水孔间距 图1为2种浸湿方式的钻孔间距图。不重复浸 湿时，RS2；重复浸湿时，aRS′−2。根据注 水压力P随远离钻孔呈非线性衰减的规律，每孔充 分浸湿范围约3/R图1a的阴影部分，其余3/2R 的范围需要重复浸湿，故3/2Ra ′。 图 1 2 种浸湿方式 Fig.1 Two s of soak 3.6 每孔注水时间每孔注水时间 选定注水泵，确定每孔的注水时间t为 q Q t 12 式中q为注水泵流量。 3.7 注水压力的确定与预测注水压力的确定与预测 在克服气体瓦斯等压力、渗流阻力和不致裂 煤层的条件下，确定合理注水压力的范围应为 1.5～2.0Pg≤P≤0.8～0.95Pv 13 式中Pv 0.01γ H为上覆岩层压力MPa，P为注水 压力MPa，Pg为煤层中的气体压力MPa。 煤体的渗透系数exp 111 PcbaT−Θ [14]， 在采 深一定时，Θ为定值，故可表达为 exp 1P cAT 14 式中exp 11 ΘbaA−。 煤层注水可归结为静压注水给定压力与动压 注水给定流量。给定压力的数学模型为 ⎪ ⎪ ⎪ ⎭ ⎪ ⎪ ⎪ ⎬ ⎫ ⎟ ⎠ ⎞ ⎜ ⎝ ⎛ ∂ ∂ ∂ ∂ 2 2 01 0 Lx x PP PP x P PT x 15 其解为 ⎭ ⎬ ⎫ ⎩ ⎨ ⎧ − exp ]exp[exp ln 1 11 2 1121 1 Pc L PcPcx c P 给定流量的数学模型为 ⎪ ⎪ ⎪ ⎪ ⎭ ⎪ ⎪ ⎪ ⎪ ⎬ ⎫ ∂ ∂ − ⎟ ⎠ ⎞ ⎜ ⎝ ⎛ ∂ ∂ ∂ ∂ 22 0 0 Lx x PP x PPT q x P PT x γ 16 其解为 ⎟ ⎠ ⎞ ⎜ ⎝ ⎛− A xLqb cP c P expln 1 2 2 1 γ 17 式中P为孔隙水压力MPa； 1 P为孔口注水压力 MPa； 2 P为注水区域边界压力MPa；c1为渗透系 数随孔隙压力变化系数MPa －1；γ 为水的密度，取 0.001 kg/cm3；q为单位时间单位注水孔长度和单位 煤层厚度的注水量cm3/h；A为给定深度下的渗透 系数初值cm/h；L2为注水半径。 3.8 注水孔布置注水孔布置 第 23 卷 第 15 期 康天合等. 综放开采预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用 2619 依据工作面长度， 有单侧和双侧2种布孔方式。 工作面长为100 m左右时，可单侧布孔，即从回风 巷向运输巷钻深孔布置，孔的水平转角一般为70 左右， 孔底距运输巷约为工作面长度的1/3； 工作面 长为200 m左右时，可双侧布孔，即从上下平巷向 中部钻深孔布置。根据注水巷位置的不同分为底层 巷布孔和顶层巷布孔。底层巷布孔，钻孔有相应的 仰角α；顶层巷布孔，一般为水平钻孔。 4 工程应用工程应用 4.1 基本条件基本条件 工业试验在潞安王庄矿3煤4309工作面进行。 该面东为4311工作面，西为4307工作面，均为已 采区，如图2所示。采深为150～250 m，煤厚为 7.02 m，倾角为5 ～7 ，f平均值为1.5～2.5，中 层3 ＞f。工作面长为120 m，推进长为614 m。顶 煤中有修复的原4311集中风巷和4307集中运巷， 可用于注水。图2中给出了28个注水孔的编号及位 置。 4.2 主要注水参数的试验与选择主要注水参数的试验与选择 预注水相关参数的试验结果见表4。由表4可 知王庄矿3煤注水效果最好，注水可使强度降低 50左右；古书院矿3煤注水效果最差，几乎没有 弱化效果；忻州窑矿11-12注水效果较好。为便于 对比，将晋城古书院矿3煤和大同忻州窑矿11-12 煤的试验结果也列入表4中。试验表明，王庄矿3 煤层的单轴抗压强度 c σ随含水率η的变化规律为 ησ96. 634.28 c −。含水率η 含水量ω随浸泡时间 t和注水压力P以及围压 32 σσ的变化如图3所示。 由图3a可知，浸泡10 d后，含水率有明显增高趋 势。由图3b可知，增加P可增加含水量，但P 图 2 4309 工作面及注水钻孔布置 Fig.2 Layout of 4309 working face and drill holes 表表 4 煤层的主要参数煤层的主要参数 Table 4 Main parameter of coal seam 参数 普氏 系数 f 孔隙 率/ 裂隙 间距/mm 裂隙 分维 D 裂隙条数 N1m 导水系数 /md 原煤 含水率/ 浸泡 含水率/ 注水 含水率/ 软化 系数 注水 压力/MPa 最佳 注水区/m 注水孔 间距/m 注水后 强度/MPa 王庄矿 3煤 1.5～2.5 11.60 134.1 1.692 0 3.72 0.130 01.76 3.46 2.96 0.61＞3～5 煤壁前 8～40 15，2010.50 古书院矿 3煤 2.5～3.5 4.10 170.0 1.417 9 11.20 0.070 72.63 3.01 2.80 0.85＞2～3 煤壁前 6～30 15 26.00 忻州窑矿 11-12煤 ＞3.0 8.11 150.6 1.450 2 7.40 0.427 94.82 8.08 7.13 0.67＞3.0 煤壁前 6～35 17 14.94 图 3 煤样η-t，ω-P，ω-σ2关系曲线 Fig.3 Curves of η-t，ω-P，ω-σ2 2620 岩石力学与工程学报 2004年 若过大，会破坏贮水空间，又使含水量降低。由图 3c可知，在P不变的情况下，含水量随 2 σ的增大 而减小，当H 2 γσ时，即注水在工作面前方40 m 以外时，选择P≥2.0 MPa；当 2 σ1.5～2.0 H γ 时， 即注水在工作面前方20～30 m时， 选择P≥3.0 MPa；当 2 σ2.5～3.0 H γ时，即注水在工作面 前方10～15 m时，选择P≥5.0 MPa。 4.3 预注水钻孔的布置与注水实施预注水钻孔的布置与注水实施 采用顶层巷单侧布孔，局部断层处底层巷双侧 交替布孔， 见图2。 孔长70～75 m， 水平转角70 ～ 75 以使钻孔与煤层中2组呈X形分布的主裂隙斜 交，并使工作面在推进过程中逐渐接触每孔的注水 区；为探索最佳注水孔间距，采用15，20 m两种间 距，并在断层区适当调整。注水孔径为42φ mm， 水泥砂浆封孔长度为6～8 m， 断层区封孔长度加长 至25 m。选用2台5D-2／150型注水泵，采用平行 复注水方式，即一台注水泵超前工作面40 m以外注 水，另一台注水泵在40 m内最佳区域复注水。 4.4 预注水效果及其分析预注水效果及其分析 4.4.1 注水量与注水压力 试验段内共11个注水孔，其注水参数见表5。 当注水终压小于6 MPa时，注水量很少；当注水终 压接近平均压力时，实际注水量为理论注水量的 2～2.5倍。其原因是，理论注水量是根据室内煤样 注水后的含水率计算的，而现场煤体的裂隙和孔隙 要比煤样中的裂隙和孔隙发育得多，加上构造及开 采压力的影响，致使实际需水量要大得多。 表表 5 试验段注水参数试验段注水参数 Table 5 Water infusion parameters in tested districts 注水孔号 设计注水量/t 实际注水量/t 注水终压/MPa 1 100 0 0 2 202 260 7.2 3 202 203 6.3 4 202 223 6.0 5 214 213 6.2 6 214 62 3.2 7 214 216 6.0 8 214 325 7.5 9 214 530 8.4 10 214 509 8.0 11 214 366 7.3 6～11孔2个试验段注水区域的顶煤测定结果 表6表明，注水压力大，注水量多，含水率高，顶 煤放出率也高。但注水压力太大，水会沿煤层裂隙 流失，注水效果反而差。因此，注水终压只要达到 理论计算的平均压力，便会取得好的注水效果。 表表 6 试验段注水效果参数试验段注水效果参数 Table 6 Effect parameters from water infusion 试验段 平均 注水量 /tm －1 原煤 含水率 / 注水后 实测 含水率 / 含水率 比原煤 提高 / 注水后 抗压强度 /MPa 顶煤 放出率 / 放煤 工艺 6～8孔 9～11孔 9.1 16.8 1.53 1.53 2.35 2.71 0.82 1.18 11.98 9.50 75.20 78.97 三刀间隔 三刀间隔 4.4.2 顶煤放出效果 对2个注水段和未注水段的顶煤含水率和放出 率的分析表明 第1试验段6～8孔6～8孔实际注水量分 别为62，216和325 t，平均注水量为9.1 t/m，顶煤 注水后实测含水率为2.35，比注水前提高了 0.82，强度降低为11.98 MPa。采用3刀间隔分段 放煤时，放出率为75.2。 第2试验段9～11孔9～11孔实际注水量 分别为530，509和366 t，平均注水量为16.8 t/m， 顶煤注水后实测含水率为2.71，比注水前提高了 1.18，强度降低为9.5 MPa。采用3刀间隔分段放 煤时， 放出率为78.97； 采用2刀间隔分段放煤时， 放出率为84.2。放煤时粉尘浓度平均为370.5 mg/m3， 平均日推进为3.13 m， 日产量为2 829.67 t。 比较2个试验段， 由于平均注水量由9.1 t/m提 高到16.8 t/m，因此，实测含水率由2.35提高到 2.71，强度由11.98 MPa下降为9.5 MPa，放出率 由75.2提高到78.97。 未实施预注水段的测试结果表明，顶煤含水率 为1.53，放煤时粉尘浓度为839.6 mg/m3，平均日 产量为1 948.1 t，放出率为61.6。 4.4.3 经济效益分析 试验工作面实施注水的工程费用包括钻孔费 1 680元、水费2 912元、封孔费560元、注水泵折 旧费487.5元和电费5 096元， 共计10 735.5元。 实 施预注水弱化顶煤后，使顶煤放出率提高了 17.37，多采出煤炭69 110.36 t，按120元/t计， 则多出煤炭产生的效益为8 293 243.2元，净收入为 8 282 507.7元，即828.25万元。 第 23 卷 第 15 期 康天合等. 综放开采预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用 2621 5 结结 论论 通过对预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应 用，可以得出以下结论 1 水在贯通裂隙中的流动和渗透取决于注水 泵的压力和注水时间。停泵后，已注入煤体中的水 在重力作用下下渗，注水孔应置于顶煤上部；水在 微裂隙与孔隙中的渗透，主要取决于微裂隙和孔隙 的分布特征和渗透时间，渗透3～5 m的距离需要 10余天时间。结合对工作面前方煤体裂隙发展变化 规律的研究，确定了软煤、中硬煤和硬煤综放开采 工作面超前预注水的合理位置与超前时间。 2 水对煤体的弱化机理可综合表达为式6， 注水压力P对煤的弹性模量E的影响可写为式7， 含水率η对煤的单轴抗压强度 c σ的影响可以写为 式8，预注水软化顶煤，提高顶煤放出率的通式可 写为式10。 试验测定具体煤层的软化常数a，b后， 可得预注水所要求的顶煤含水率，此乃确定注水量 的基础。 3 提出了预注水弱化顶煤的润湿半径、注水 量、注水孔间距、注水时间、注水压力和注水孔布 置等参数的确定方法。 4 将理论研究结果应用于工程实际，使得王 庄矿中硬煤综放面顶煤放出率提高17，粉尘浓度 降低56，产量提高45，创造了828.25万元的显 著经济效益。 参参 考考 文文 献献 1 Kang Tianhe，Jin Zhongming. Laws of coal-rock movement and derived support parameters for a fully mechanized sub-level caving face in a gently inclined seam[J]. Int. J. 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