浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析

1、第41卷第2期2016年2月JOURNALOFCHINACOALSOCIETY煤炭学报Vol.41No.2Feb.20162015.1011解兴智,赵铁林.浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析J.煤炭学报,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.XieXingzhi,ZhaoTielin.Analysisonthetop-coalcavingstructureofextra-thickhardcoalseamwithshallowdepthinfullymechanizedsublevelcavingminingJ.JournalofChinaCoa

2、lSociety,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.2015.1011浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析解兴智1,2,赵铁林1,2(1.煤炭科学研究总院开采设计研究分院,北京100013;2.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013)摘要:为深入研究浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构特征,以主采3号煤层的榆阳地区千树塔煤矿作为研究背景,采用数值模拟、理论分析和现场实测等综合方法对坚硬顶煤冒放结构进行了研究,得出靠近工作面两端头位置坚硬顶煤容易形成“悬臂”结构。由悬臂顶煤内部应力解析和模拟得到顶煤不同的破断长度对其垮落放出有着重要

3、影响,当其破断长度小于放煤口水平投影宽度时,垮落放出相对较为容易;当其破断长度大于放煤口水平投影宽度时,垮落放出较为困难,并且增加处理大块煤的时间,该结论解释了坚硬顶煤垮落放出困难的宏观结构因素。关键词:浅埋;坚硬;特厚煤层;综放开采;冒放结构中图分类号:TD823文献标志码:A文章编号:0253-9993(2016)02-0359-08Analysisonthetop-coalcavingstructureofextra-thickhardcoalseamwithshallowdepthinfullymechanizedsublevelcavingmining(1.CoalMining&am

4、p;DesignBranch,ChinaCoalResearchInstitute,Beijing100013,China;2.CoalMining&DesigningDepartment,TiandiScience&Technol-ogyCo.,Ltd.,Beijing100013,China)XIEXing-zhi1,2,ZHAOTie-lin1,2Abstract:Inordertofurtherinvestigatethetop-coalcavingstructuralcharacteristicsofextra-thickhardcoalseamwithshallow

5、burydepthinfullymechanizedsublevelcavingmining,authorsstudiedtheNo.3coalseamminedinQian-shutaCoalMineatYuyangDistrict,China.Thecavingstructureofhardtopcoalwasstudiedbyusingnumericalsimu-lation,theoreticalanalysis,in-sitemeasurement,etc.Cantileverstructureoftopcoalexitsatthefaceendposition.Theinterna

6、lstressofcantilevertopcoalwasanalyzed,andthecantileverlengthwasalsosimulated.Theresultsindicatethatdifferentbrokenlengthshaveansignificantimpactonthecavingandreleasingoftopcoal.Whenbrokenlengthislessthanthehorizontalprojectivewidthofcoalcavingport,top-coalcavingarerelativelyeasy.Onthecontrary,itisst

7、ructuralfactorsofdifficultyonhardtopcoalcaving.Keywords:shallowbury;hardcoal;extra-thickcoalseam;fullymechanizedcaving;cavingstructure综放开采作为厚及特厚煤层主要的开采方法1-2,已经历了30多年的发展。针对综放开采时顶煤的变形移动特征,文献3中提到受采动影响的顶煤体会出现弯曲变形并向采空区倾倒滑动;文献4通过观测顶煤移动过程得到支架上方的顶煤体会发生垂直方向的运动,并产生离层现象。基于理论分析,文献5-7从顶煤体受力变化、破坏特征等力学角度阐述了顶煤体运移规律

8、,对顶煤体进行difficultfortop-coalcaving,andthetotaltimeforhandlingbiglumpcoalincreases.Theresultsexplainsthemacro-收稿日期:2015-07-14修回日期:2015-11-26责任编辑:常琛基金项目:国家自然科学基金资助项目(51474128,51304115)作者简介:解兴智(1976),男,山西运城人,研究员,硕士生导师。E-mail:xiexingzhi360煤炭学报2016年第41卷了分区;文献8-9分别从顶煤体受到“支架-顶板”共同作用、应力分布规律等整体角度,对顶煤体的破坏发展过程进

9、行了分析。运用现代化的数值模拟方法,文献10-11对顶煤、顶板的运移进行了分析,促进了综放开采顶煤破坏运移理论的发展。综上分析,已有的成果囊括了常规顶煤体研究3-9,将整个顶煤体视为易碎或简单的整体12-13,而浅埋上覆煤岩的矿山压力及煤体中的层理裂隙截割作用下,会发生分层现象,并且随着工作面的向前推进,此分层顶煤体受力状态发生变化,发生破裂、破碎和垮落。本文以榆阳地区广泛分布的3号煤层为背景,部分矿井概况见表1,此地区3号煤埋藏浅、硬度大、厚坚硬顶煤体不同于常规顶煤体,其在支架的支撑、度变化大。在顶煤冒放结构现场观测的过程中,得知不同于以往将顶煤体视为一种简单的“传载”介质12-13,认为初

10、采期间未受弱化处理的坚硬顶煤,和正常推进阶段靠近两端头位置的顶煤容易形成“悬臂”结构,其未破断之前自身具有一定的承载能力。运用弹性力学理论建立坚硬顶煤悬臂结构模型,对其内部应力进行解析;采用数值模拟方法对坚硬顶煤结构特征进行模拟分析,得到工作面推进过程中顶煤出现“悬臂”结构的悬臂长度;由放煤知悬臂顶煤的破断长度对其垮落放出有着重要影响,据此,有针对性地对坚硬顶煤结构形式进行改善,得到提高顶煤冒放性的方法。研究成果为浅埋坚硬特厚煤层综放开采工作面管理提供指导意义,从而为实现浅埋坚硬特厚煤层的安全、高效开采奠定基础。表1部分矿井煤层赋存条件Table1Coalseamoccurrencecondi

11、tion煤矿千树塔麻黄梁柳巷双山煤层3号煤3号煤3号煤3号煤可采厚度/m97511257551036102011658161138平均厚度/m10619061105990埋深/m122262110241139321115210抗压强度/MPa2571388736151956抗拉强度/MPa064139165107注:表示矿井地表多黄土高坡和沟谷,以沟谷最低处为埋深最小估计值。1浅埋坚硬特厚煤层开采条件千树塔煤矿主采的3号煤层埋深122262m,平均埋深192m左右,煤层厚度平均为1061m;根据实验室岩石力学测试结果,此地区3号煤层抗压强107m厚的亚黏土层,松散层厚度合计162m,为浅埋坚硬

12、特厚煤层综放开采范畴;煤层基本顶为1666m的长石砂岩,直接顶为064m的泥岩。度在25MPa以上;地表覆盖55m厚的黄土层和现大量的煤块从放煤口放出。2坚硬顶煤结构特征分析21坚硬顶煤结构模型浅埋坚硬顶煤受到层理面的截割作用,在下部煤体回采后,随着工作面的向前推进,靠近工作面两端头位置容易在煤壁侧形成固定端、采空区侧形成自由端的“悬臂”结构,此顶煤破断垮落很容易贴在支架掩护梁和尾梁上,如图1所示。此悬臂顶煤上方受到上覆煤岩层的矿山压力作用,下方控顶区内受到支架的支撑作用。破断的悬臂顶煤发生垮落,当其搭在放煤口形成稳定结构,在放煤的过程中会出现顶煤垮落骤然停止,此时只有少许的煤粉和碎煤得到放出

13、;当此结构失稳或顶煤块体在放煤口得到放出,将瞬间出Fig1Brokenblocksoflongbeam图1破断的长梁式块体由此,建立浅埋坚硬顶煤的“悬臂”结构模型,如图2所示,为了便于分析,将悬臂顶煤的上覆煤岩体支承压力简化为q(x);下方距离煤壁L1范围内受到支架的支撑力简化为q0(x),由顶煤的弯曲下沉和支架的主动支撑形成。其中,L1为支架控顶长度,m;L2为顶煤悬臂长度,m,观测得知靠近端头位置在7m左右、甚至更大。h为悬臂顶煤分层厚度,m,观测知h分布在0308m。q(x)为上覆煤岩压力,MPa,q(x)=q;q0(x)为支架的支撑反力,MPa,第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采

14、顶煤冒放结构分析361其中,x为x方向应力;y为y方向应力;xy,yx分别为xy方向和yx方向应力;l,m分别为边界面外法线方向向量在x轴正方向上和y轴正方向上的方向-余弦值;fx,fy分别为边界面的面力在x轴方向和y轴方向的分量。由图2知悬臂顶煤的边界条件:上边界:l=-0,m=-1,y=-h/2,x0,L2,fx=0,fy=q;左下-边界:l=0,m=1,y=h/2,x0,L1,fx=0,fy=-ìlx+myx=fxí-+=lmfyxyyî(2)q0(0)=0,q0(L1)=q0。悬臂顶煤体力fy=g,为密22坚硬顶煤结构力学分析学平衡微分方程:度,kg/m3

15、;g为重力加速度,N/kg。依据弹力力学理论14,建立坚硬顶煤悬臂梁力ìxyx+=0xyíyxy+g=0yxîFig2Topcoalmodelofcantileverstructure图2顶煤“悬臂”结构模型(1)q0x;右下边界:l=0,m=1,y=h/2,xL1,L2,L1-fx=0,fy=0;右边界:l=1,m=0,x=L2,y-h/-2,h/2,fx=0,fy=0。得到顶煤“悬臂”结构的应力解析解,见式(3)和(4)。结合平面问题的边界条件,应力满足方程(2):xL1,L2:22L2(q-gh)ì3(q-gh)2q-gh)3h+10L2)(q-g

16、h)x=xy-xy-y+y3333hhh10h3q+gh-ghq-y+íy=-4h2h3x0,L1:xy=-îL2(q-gh)q-gh)2L2(q-gh)2q-gh)+-xyyx4h4hh3h3(3)2q3(2qL1+2ghL1+q0h)2q024q03qL1+4ghL1+2q0h3ì-+x=30x3y-xyxxy2axyy+3hL1hL1h3L1h3L1h3L1íy=q02y+2a4y+2b4hL12q0xy3-h3L1xy=-qh2+gxa3-0416L1î3L13q03q0qqL1+2ghL1+q0h3q02qL1+2ghL1+q0hq0

17、h-2qL1-+xy-0x-yyy2hL1L1hL14hL14L1h3L1x2y2+3q026qL1+6ghL1+3q0h2q02ghL1+q0h+6qL1q042+-+-x+xyxyxyay34hL1hL14hL1h3L1h3L1-120(q-gh)L1L2+15q0h-3q0h2q-q0+gh)L2q0hq0L11=-其中,a3=,b,424L14h20L1(3h4-h3)+q0h3-9q0h4/20L1(3h4-h3)(27qh-27gh2-9q+9gh)L1L22(4)+(27q0h2-9q0h)L2+(q0h2-150q0h-18qh3-a4=(81qh-387q+126q0+27g

18、h-18q0h-129gh)L311+18gh4+18q0h3+6qh2+6gh3)L1+(138q-54qh+54gh2-138gh)L21L2362煤炭学报2016年第41卷根据千树塔煤矿3号煤层赋存条件、3号煤物理力学性质,取h=08m,L1=51m,q0=04MPa,q=075MPa,=1200kg/m3,g=98N/kg,代入式(3)xy方向应力与悬臂长度的关系,如图3所示。和(4),得到影响悬臂顶煤破断长度的应力与悬臂长度的变化关系,即y=-04m处x方向应力、y=0处中间层(y=0)切应力最大,切应力随着悬臂长度的增加而增大,悬臂长度8m对应的切向应力(xy方向应力)最大为201

19、MPa;悬臂顶煤同一横坐标处上层(y=-04m)的x方向拉应力最大,悬臂长度8m对应的拉应力(x方向应力)最大值达到了145MPa,判断此条件下支架后方悬臂顶煤破断形式主要是拉破坏,并且危险截面(即破坏位置)在支架后方。随着悬臂长度的增加,悬臂顶煤上表面在支架后方发生拉破坏而垮落,由图3(a)分析得到悬臂顶煤破断的块体短边最小在06m左右。3数值模拟分析31模型的建立采用PFC2D模拟坚硬顶煤和顶板运动过程,模型中采用粘接在一起的圆盘颗粒表示煤岩层,将基本顶之上的岩层和松散黄黏土层等效为一排载荷颗粒,并根据式(5)赋予上覆岩层等效载荷颗粒密度。=2000Hrg(5)其中,为上覆岩层容重,kN/

20、m3;H为煤层埋深,m;r为等效颗粒半径,m。图3应力分布与悬臂长度的关系模型颗粒参数和物理力学参数见表2,根据图3分析得到的顶煤破断块体短边最小长度为06m,考虑顶煤块体在垮落过程中会发生进一步的破碎,确定本模型3号煤颗粒最小单元半径取02m。Fig3Relationshipofstressdistributionandcantileverlength根据计算得到支架后方悬臂顶煤同一横坐标处表2均匀分布颗粒模型参数Table2Parametersofuniformdistributionparticles项目基本顶(长石砂岩)直接顶(泥岩)3号煤颗粒半径/m030202密度/(kg·

21、;m-3)242024501221法向刚度/(108N·m-1)切向刚度/(108N·m-1)黏结力/kN摩擦因数层厚/m51151111104040416660641061模型长度取200m,开切眼尺寸为10m×4m,左侧留有185m的保护煤柱。以千树塔煤矿使用的ZF16000/24/45综放支架为基础,建立支架模型;沿着工作面推进方向,在顶煤不同层位安装应力监测32坚硬顶煤结构模拟分析通过PFC2D数值模拟坚硬顶煤的破裂、破碎和冒放过程,得到顶煤和顶板运动过程,及其随着工作面向前推进的时空位置关系,如图5所示。在模拟工作面推进过程中,坚硬顶煤破裂、垮落存在一定

22、的滞后性,与理论计算结果相一致,坚硬顶煤在支架后方容易悬空;顶煤体受到层理面的截割作Fig4Supportsettingandstressmonitoring图4安装支架和顶煤应力监测圈圈,如图4所示。用,在放煤过程中出现不同程度的离层现象;并且坚硬顶煤形成了“悬臂”结构,一端为煤壁处的固定端,另一端为采空区侧的自由端,如图5所示。下位顶煤形成的“悬臂”结构受到支架的支撑和第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析363上覆煤岩层的矿山压力作用,其是否及时破断垮落直接影响到中上位顶煤的破裂垮落,其破断垮落长度相对放煤口的大小对顶煤的放出有着重要影响;悬臂顶煤破断及时且尺寸较小者能

23、够顺利从放煤口放出,破断不及时或者破断块体较大者将阻塞在放煤口、搭在掩护梁上或者充填采空区。上位顶煤破断垮落滞后于下位顶煤,中上位顶煤在破断垮落过程中容易发生相互挤压作用,阻碍上覆破断岩层的垮落下沉;中上位顶煤在垮落下沉过程中发生相互碰撞,对自身有二次破碎作用,且中上位顶煤破断垮落块体尺寸相对较大,在下落过程中若二次破碎效果不好,将很难从放煤口放出。为了得到工作面向前推进过程中坚硬顶煤的悬臂长度,提取并分析应力监测圈所监测到的应力,如图6所示。Fig5Processesoftop-coalcavingandroofcollapse图5顶煤冒落和顶板垮落过程当悬臂顶煤体中的某点x方向、y方向和x

24、y方向Fig6Stressvariationofmeasuringpointsfromto图6测点应力变化点x坐标,即可得到顶煤悬臂长度(表3),监测到的坚硬顶煤最大悬臂长度达89m,平均为75m,进一步反演了坚硬顶煤悬臂结构的存在、量化了悬臂长度。应力波动幅度较小,并保持一定的应力值时,此处的顶煤体未发生破坏;当悬臂顶煤体中某截面x方向、y方向和xy方向应力出现大幅度波动,并出现应力归零、在零值附近波动时,此处的顶煤体发生了破坏。分析应力监测曲线,得到应力波动始动点、降至零值对应的位置滞后于工作面煤壁,说明顶煤体发生破坏的位置滞后于工作面,顶煤体在支架上方及后方一定范围内较为完整,即可以判断

25、得出坚硬顶煤体存在悬臂结构。分析处于同一水平的顶煤体应力波动情况,如图7所示,x方向的应力发生波动的时间早于y方向应力、xy方向应力,说明坚硬顶煤体主要发生拉破坏。由各个测点应力变化规律,以测点应力波动始动点、降至零值所对应的工作面煤壁处x坐标,减去应力测4现场实例观测与应用41顶煤“悬臂”结构对放煤作业的影响井下观测得知靠近两端头位置,坚硬顶煤出现悬顶,即“悬臂”结构。此结构的存在对工作面的生产有着重要影响:悬臂顶煤破断垮落,形成大于放煤口尺寸的长梁式块体,影响着上方顶煤的冒落回收,如图8所示;随着支架的推移,悬空的长梁式块体垮落对支架掩护梁有一定的冲击动载作用,影响支架的使用工况。当长梁式

26、顶煤块体滑动至后部刮板输送机上,由于放煤口高度小于顶煤块体364煤炭学报2016年第41卷的长度,一部分顶煤块体卡在放煤口;另一部分顶煤块体发生侧向旋转,进入后部刮板输送机,发生堆积的大块煤增加后部刮板输送机的负荷。当多个长梁块体断裂垮落相互铰接,出现短时间的平衡结构时,放煤过程中显现放煤量突然减小;当此平衡结构失稳时,出现放煤量突然增加现象。后部运出的长梁式顶煤块体,容易搭在后部刮板输送机机头和转载机护板上;落入转载机的长梁式块体,也会造成下一环节运输困难,卡在转载机、端头支架和前部刮板输送机组成的三角区内,引起转载机过载而停机,降低工作面采煤机的开机率和工效。Fig7Stressvaria

27、tionofmeasuringpointsatthesamelevel表3顶煤悬臂长度Table3Top-coalcantileverlength测点3161应力波动位置/10648638811工作面推进距离/m296376504584煤壁处x坐标/m581661789869应力测点x坐标/m50607080支架顶梁长度/m51515151悬臂长度/m81618969图7处于同一水平的测点应力变化42顶煤“悬臂”结构改善及应用Fig8Revealableblocksoflongbeamintheendofrearcanopy图8尾梁末端显露的长梁式块体9(a)所示,由工作阻力4000kN可确定

28、支护强度q0现场观测得到靠近端头位置支架工作阻力如图分布为04MPa左右;分别统计顶煤弱化前后,从放煤口顺利放出的顶煤块体尺寸,如图9(b)所示,得知弱化前放出煤块短边大于04m的比重超过85%,与理论分析结果、数值模拟颗粒大小相近。放煤口的水平投影长度为202m,模拟知顶煤悬臂长度平均为75m,代入式(3)和(4),结合图3分析结果,在不采取措施弱化顶煤的情况下,计算得到悬臂顶煤体在x=L1处的拉应力最大,发生破断的Fig9Workingresistanceandcoalsizestatistics图9支架工作阻力和放出煤块尺寸统计最大长度为24m、甚至更大,难以从放煤口放出。因此,需要采取

29、一定的措施减小坚硬顶煤悬臂长度,第2期解兴智等:浅埋坚硬特厚煤层综放开采顶煤冒放结构分析365将悬臂顶煤在x=L1处发生拉破坏时的最大长度降632m以内,在一个支架推移步距(08m)后保证坚硬顶煤的破断最大长度在202m以下。通过分析比较,在顶煤中预掘专用的工艺巷,采用深孔爆破的方式对顶煤进行弱化,增加平行于工作面的裂隙组,增大顶煤的垮落角15,将顶煤悬臂长度控制在632m以内、顶煤破断最大长度控制在2m以内。经过井下试验,靠近端头支架后方顶煤未出现至202m以内,则坚硬顶煤的悬臂长度控制在效,而且顶煤的放出量也难以得到保障。针对坚硬顶煤的“悬臂”结构,选择深孔爆破弱化坚硬顶煤,减小悬臂顶煤破

30、断长度、破坏坚硬顶煤“悬臂”结构,在现场得到了成功应用,为工作面高产、高效、安全开采提供了技术支持。5结论坚硬顶煤“悬臂”结构模型,并对其所受应力与上覆(1)根据井下观测结果,利用弹性力学理论建立大面积悬顶,即弱化后的悬臂顶煤长度在6m以内;放出顶煤块体统计如图9(b)所示,外观呈现棱柱型块体特征,如图10所示。图10顺利放出的顶煤块体(处于尾梁下方)Fig10Successfulcaving破断的大块(under“悬臂the”顶煤rear,canopy)top-coalblocks增加了放煤支架处理大块煤的时间,井下跟班记录得知:坚硬顶煤弱化前,工人操作液压阀摆动尾梁和插板的时间较长,观测期

31、139内单架放煤处理大块煤时间最长达1s;通过弱化处理,坚硬顶煤结构得到改善282s,平均为煤破断块度得到减小,放煤支架处理大块煤时间明显,顶得到缩减,平均单架处理大块煤时间为474s,比弱化改善前降低了659%。顶煤结构得到改善,使其放出率得到了提高,统计期间内,改善后的顶煤放出率达76%,比改善前提高了60%,如图11所示。图11工作面顶煤放出率变化为了协调好采煤机割煤Fig11Changesoftop-coal、移架和放煤工序recoveryratio,同等割煤速度、同等产能情况下,顶煤弱化之前需要安排更多的放煤工参与放煤工作,这样降低了工作面的工煤岩矿山压力和支架支撑力的关系进行理论解

32、析;由千树塔3号煤层赋存条件和开采条件得到,支架后方悬臂顶煤主要发生拉破坏垮落用PFC(2)2D结合实验室实验所测煤岩物理力学参数。离散颗粒流分析软件,建立了浅埋坚硬特厚,利煤层综放开采数值分析模型。研究得到在工作面的向前推进和放煤工作的进行过程中,坚硬顶煤容易形成“悬臂”结构;当悬臂顶煤内部拉应力达到某值时,将发生拉伸破裂或离层;当切向应力达到某值时,悬臂顶煤会发生剪切滑动下沉(3)不同的悬臂顶煤破断长度。顶煤块体能否顺利放出有着重要影响,对放煤空间内的。当悬臂顶煤破断长度大于放煤口的相对尺寸时,容易堵塞放煤口,并且增加单架处理大块煤的时间;通过弱化降低坚硬顶煤的“悬臂”长度,能够降低放煤支

33、架处理大块煤时间、提高坚硬顶煤的放出率,并在现场得到了成功应用。参考文献:1王金华2013,38(12):2089.特厚煤层大采高综放开采关键技术Wang-2098.J.煤炭学报,with2na毛德兵CoallargeJinhua.Society,2013,38(12):2089miningKeyheighttechnologyinextra-thickforfully-mechanizedtopcoalcaving,姚建国.大采高综放开采适应性研究-coal2098.seamJ.JournalofChi-2010,35(11):1837-1841.J.煤炭学报,MaoDebing,YaoJi

34、anguo.AdaptabilityoflongwallCoaltopSociety,2010,coalcaving3皮凯35(11):1837withhighcutting-1841.heigtJ.JournalofChina综采矿压译文集JP.厚煤层放顶煤开采的矿山压力研究C.北京:煤炭部矿山压力科技情报站综采分A.岩层控制与站,1985.4于海湧京:中国矿业大学.机械化放顶煤工作面顶煤破碎机理及放煤规律(北京),1989.D.北5阎少宏炭科学技术,孟金锁,1995,23(12):33,吴健.放顶煤开采顶煤分区的力学方法-37.J.煤YantheShaohong,MengJinsuo,Wu

35、Jian.Mechanicalmethodofnology,1995,23(12):33top-coaldivisionintop-37.coalcavingJ.CoalScienceandTech-366J.矿山压力与顶板管理,1992,9(1):26-31.煤炭学报2016年第41卷6靳钟铭,张惠轩,宋选民,等.综放采场顶煤变形运动规律研究JinZhongming,ZhangHuixuan,SongXuanmin,etal.Studyonruleoftop-coaldeformationandmovementinfully-mechanizedsublev-1992,9(1):26-31.

36、elcavingfaceJ.UndergroundPressureandRoofManagement,11左建平,赵洪宝,杨建立,等.大采高综放开采煤岩体冒落规律数值模拟研究J.煤炭科学技术,2013,41(1):56-59.ZuoJianping,ZhaoHongbao,YangJianli,etal.Analysisandstudyonfallingdownlawofcoalandrockinhighcuttingfullymecha-2013,41(1):56-59.nizedtopcoalcavingminingJ.CoalScienceandTechnology,7王庆康,宋振骐,张顶立.综采放顶煤工作面顶煤破碎机理探讨J.矿山压力,1989,6(2):27-33.WangQingkang,SongZhenqi,ZhangDingli.In