大倾角厚煤层综采放顶煤开采技术研究设计专题报告

大倾角厚煤层综采放顶煤开采技术研究摘要：随着中国经济的快速发展，对能源的需求量将迅猛增加。近年来，东西部的矿区都面临着大倾角煤层的开采问题，开展对大倾角煤层综放开采的研究是保持这些矿区高产高效和可持续发展的迫切需要。本文采用数值仿真方法，系统地对大倾角(大于35o)综采放顶煤开采技术的开采设备选择、工作面及巷道的布置、矿压显现规律、回采工艺方法以及安全技术等进行了试验研究并用于实际生产，结果表明，经济效益得到显著提高。 关键词：数值仿真 综采放顶煤 矿压显现规律 经济效益1 引言煤炭在我国能源消费结构中占主体地位。据权威人士预测，到2020年煤炭的需求量将超过40亿t。虽然中国煤炭储量丰富，有56000亿t之多，但分布类型和开采条件有很大差异。我国煤炭资源开采的整体形势：一是向西部转移，二是向深部延伸 西部大倾角煤层的储量占总开采储量的 以上，东部矿区在经过多年的高强度机械化开采后，地质赋存条件好的煤层储量逐年减少，兖州开滦淮南淮北徐州等矿区相继出现了大倾角煤层，如何安全、高效的开采大倾角煤层成为煤炭开采的重大课题。2大倾角煤层开采的现状与技术难点大倾角厚煤层现多采用倾斜分层和水平分阶段放顶煤采煤法，具有工作面长度短、单产低、掘进率高、工效低、采出率低、效率低、效益及安全性差等特点。大倾角煤层介于倾斜与急 倾斜煤层之间，在这类煤层实施长壁综采放顶煤开采，存在“支 架一围岩”系统的不稳定性，特别是采高大所形成的大变形及倾斜方向的动荷载，使采场设备下滑倾倒等，是国内外长期未解决的难题。目前，国外关于大倾角煤层机械化开采的研究主要集中在开采设备方面，国内结合不同的大倾角煤层条件，相关矿区对综放工艺进行了研究，并取得了一定效果。但针对普通综放设备，通过工艺技术的研究，控制设备稳定、优化工作面参数，提高工作面单产的系统研究较少，主要难点有四个方面：一是大倾角煤层采场覆岩活动剧烈，顶板难以管理；二是煤层倾角直接影响支架的稳定性，工作面设备易倾倒、下滑；第三则是现有综采设备难以适应大倾角煤层综采放顶煤开采的需要；四是大倾角煤层综采放顶煤工作面回采工艺复杂、管理难度大 。 3大倾角厚煤层综采放顶煤开采关键技术大倾角厚煤层要实现高效安全开采，要解决的技术难题有三点，一是如何使“支架-围岩”系统的不稳定问题得到有效的控制；二是工作面综采放顶煤设备的研制与配套；第三则是探索安全高效的采煤工艺和“一通三防”为核心的安全保障技术。 31工作面矿压显现规律研究松软煤层强度低、承压能力弱，采用放顶煤开采时，顶煤容易放出，块度小，周期来压不明显，端面冒落和煤壁片帮十分严重。大倾角煤层多受较剧烈地壳运动影响，煤层顶底板遭受破坏程度比缓倾斜煤层大，在开采大倾角煤层时，“支架一围岩”的关 与缓倾斜煤层相比矿山压力显现有较大的差异。底板的破坏和滑移加剧了“支架一围岩”相互作用体的失稳，岩层控制的难度比缓倾斜煤层更大。在放顶煤工作面，受顶煤活动的影响，支架承载处于动态变化过程中，更易于发生支架的失稳和工作面煤壁片帮及端面冒顶。因此，需对综放工作面的矿压显现规律与支架承载特征进行实测研究。3.1.1矿压观测方案顶板活动规律是工作面矿压显现的根本原因及工作面顶板管理的基本依据。将工作面支架分成上、中、下3个测区，其中上 下测区为避免三角区应力叠加影响，故选择距巷道侧20 m处布 置测区，每个测区均安装矿用本安型数字压力计。通过现场观测 液压支架立柱的支护阻力和工作面矿压显现，分析工作面上覆岩层的活动与顶板来压规律。3.1.2综放工作面顶板活动规律1）工作面上部支护阻力变化规律由于在现场实测过程中部分班次的数据不全，数据具有不连续性，因此在分析工作面顶板活动规律时只采用现场测得的连续数据进行分析。图1、图2分别表示综放工作面上部支架前 柱的初撑力、循环末阻力与工作面推进距离关系。分析结果见表1。图1 上部架前柱初撑力与推进距离关系图2 上部架前柱循环末撑力与推进距离关系表1 综放面上部顶板来压特征周期来压步距/m影响范围/m来压期间/kN非来压期间/kN动载系数P0PmP0PmK0Km127.63880.361029.17382.19527.112.301.9528.41.2807.001137.83832.61667.540.971.70361.2791.77932.96619.34489.421.281.91412.61.8748.52964.45521.00499.601.441.93均值13.651.8806.911016.10588.78545.921.371.86上部支架前柱平均初撑力为559.27KN，占额定初撑力1308.7KN的42.73；支架平均循环末阻力为614.25KN，占额定工作阻力1500KN的40.95。在分析的实测数据中，上部支架共来压4次，来压步距最大27.6m，最小6m，平均13.65m；影响范围最大3m，最小1.2m，平均1.8m；来压期间初撑力、循环末阻力分别为806.91KN、1016.10KN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的61.66、67.74；非来压期间初撑力循环末阻力分别为588.78KN、545.92KN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的44.99、36.39；来压期间的动载系数分别为：Ko =1.37 、Km =1.86。从以上分析可以看出，综放工作面上部支架来压强度较大。3.1.2工作面中部支护阻力变化规律图3、图4分别表示综放工作面上部中部支架前柱的初撑力、循环末阻力与工作面推进距离关系，分析结果见表2。中部支架平均初撑力为488.45 kN，占额定初撑力的37.32；支架平均循环末阻力为564.66 kN，占额定工作阻力的37.64。在分析的实测数据中，中部支架共来压4次，来压步距最大24 m，最小2.4 m，平均12.9 m；影响范围最大2.4 m，最小1.2 m，平均1.8 m；来压期间初撑力、循环末阻力分别为523.65 kN、628.71 kN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的40.01、41.91；非来压期间初撑力、循环末阻力分别为446.17 kN、543.16 kN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的34.09、 36.21；来压期间的动载系数分别为：Ko=1.20、Km =1.18。 从以上分析可以看出，综放工作面中部支架来压强度较平缓。图3 上部架前柱初撑力与推进距离关系图4 中部架前柱循环末撑力与推进距离关系表2 综放面中部顶板来压特征周期来压步距/m影响范围/m来压期间/kN非来压期间/kN动载系数P0PmP0PmK0Km1241.2532.92577.22494.58575.481.081.0022.41.2521.85597.98379.97413.191.371.4535.42.4575.56761.6039312606.291.461.26419.82.4464.27578.05517.00577.700.901.00均值12.91.8523.65628.71446.17543.161.201.183.1.3工作面下部支护阻力变化规律图5、图6分别表示综放工作面下部支架前柱的初撑力、循环末阻力与工作面推进距离关系，分析结果见表3。 图5 下部架前柱初撑力与推进距离关系图6 下部架前柱循环末撑力与推进距离关系表3 综放面下部顶板来压特征周期来压步距/m影响范围/m来压期间/kN非来压期间/kN动载系数P0PmP0PmK0Km120.754.8659.811127.21381.27628.681731.792183725.33675.50235.32352.683.081.9234.82.4673.56645.32367.51319.751.832.0247.81.2566.14826.38326.50474.961.731.74均值12.842.85656.21818.60327.65444.022.091.87下部支架平均初撑力为423.17 kN，占额定初撑力的32.33；支架平均循环末阻力为60421 kN，占额定工作阻力的 40.28。在分析的实测数据中，下部支架共来压4次，来压步距最大20.75 m，最小4.8 m，平均l2.84 m；影响范围最大4.8 m，最小1.2 m ，平均2.85 m；来压期间初撑力、循环末阻力分别为656.21 kN、818.60 kN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的50.14、54.57；非来压期间初撑力、循环末阻力分别为327.65 kN、44402 kN，分别占额定初撑力、额定工作阻力的25.04、29.60；来压期间的动载系数分别为：Ko=2.09、Km = 1.87。 从以上分析可以看出，综放工作面下部支架来压强度较大。3.1.4顶板来压的特点由以上分析可见综放工作面两端来压强度较大，中部来压较平缓，周期来压步距最小1284 m，最大13.65 m，平均13.13 m。工作面平均周期来压步距由上及下分别为13.65 m、12.9 m、12.84 m，沿工作面面长方向来压具有不一致性。上下部支架来压期间动载系数较大，中部支架来压期间动载系数较小，平均1.64。3.1.5综放工作面倾向顶板压力分布受煤层倾角、开采边界条件、回采工艺、煤岩赋存条件及支护质量等因素的影响，工作面面长方向顶板的压力可能会有所不同。实测分析得到工作面在来压期间和非来压期间面长方向 的压力分布，如图7所示。由图7可见：在来压期间，沿工作面面长方向，工作面上、下两端头初撑力、循环末阻力值基本相等，在中部呈现低压力值现象；在非来压期间，沿工作面面长方向，从工作面下部到上部初撑力基本一致，循环末阻力呈下降趋势。在这种工作面条件下，应该加强显现高压力值支架附近的顶板控制，提高支护质量，增强对顶板的控制效果。图7 沿工作面倾斜方向顶板压力分布3.1.6支架初撑力与工作阻力的相关分析一般情况下，支架工作阻力随其初撑力的提高而增大，提高支架初撑力有利于顶板的控制。但由于煤层赋存条件及开采工艺方式不同，初撑力对工作阻力的影响程度也不相同。在大倾角极松软煤层开采条件下，支架与围岩相互作用关系的不同特征，使得支架初撑力控制顶板的作用以及由此引起的工作阻力变化也有其特点。因此，分析两者之间的相关关系，有利于进一步有效地控制大倾角煤层开采的支架与围岩体系。图8表示了综放工作面上、中、下测区液压支架初撑力与循环末阻力的相关关系。在综采工作面，支架初撑力是顶板支护设计的主要参数，支架工作组力是顶板压出来的。支架实测初撑力平均值为1 72641k/架，从初撑力与循环末阻力的相关关系图中可以看出，当支架初撑力低于2 500 kN架时，支架循环末阻力较为集中，初撑力与循环末阻力的斜率较大，初撑力对循环末阻力的影响较大。因此，极松软大倾角煤层综放工作面支架的最低初撑力应保障大于2 500 k N架。3.1.7 结论1)极松软大倾角综放工作面来压步距的变化范围1284 m-1365 m，平均1313 m。来压期间在工作面上中下部的动载系数分别为186、118和187。与同条件下的普通综放工作面相比， 极松软大倾角综放工作面采场老顶的破断步距增大，顶板压力增大，且来压期间表现更为显著；顶板活动的剧烈程度加剧。 2)工作面上、下端部顶板活动较中部剧烈。工作面支架的工作特性主要有初撑、微增、急增和降阻4种状态，支架前柱压力整体大于后柱压力。 3)在工作面上中下部，老顶周期来压期间支架循环末阻力平均为1 91388 kN、1 53287 kN和2 19860 kN，分别占额定工作阻力的3200、2555和3664。需选择合理放顶煤液压支架支撑综放工作面顶板。3.2开采裂隙非稳态演化规律由于地下开采造成上覆岩层的裂隙孕育、离层产生、围岩失稳是开采空间的裂隙不断演化的复杂时空过程。围岩离层发生于地表以下的岩体中，加之岩体力学参数等固有的非线性特征，其整个开采引发的裂隙演化过程是一个“黑箱”，同时也是一个非线性过程，这给无论是理论研究还是现场应用都带来了极大的困难。本文以某矿综采放顶煤工作面开采条件下裂隙动态演化规律研究为背景，采用非平衡断裂统计理论，探索围岩裂隙产生、时空演化规律。工作面所采煤层为山西组3上煤层，煤层赋存稳定，结构简单，产状变化较小。工作面走向长度914m，倾斜长为188m，煤层埋深550575m，平均埋深560m。煤层倾角平均为35，煤层采厚为9. 3m。采煤方法为走向长壁综采放顶煤一次采全高, 割煤厚度为2. 8m，其余为放煤，回采率为80%，工作面推进速度为5m/ d。3.2.1围岩离层演化与动态破断特征工作面开采后，靠近采场区域内的上覆岩层开始发生移动。当工作面推进到80m时，直接顶第一次垮落，垮落厚度为4m，垮落长度为52m，老顶完整，犹如梁支承于采空区两侧的煤壁上。当工作面继续推进到104m时，直接顶第二次垮落, 垮落厚度仍然是4m，长度为18m，垮落步长明显缩短，老顶稍有弯曲，并在老顶上方出现破坏裂隙。当工作面推进到112m时，老顶发生第一次垮落，垮落厚度是6m。随着工作面的继续推进，直接顶、老顶不断垮落,破裂高度也不断向上发展。工作面推进到220m，垮落高度发展到39m。在此之后，工作面继续向前推进时, 垮落带最大高度不再向上发展, 仅随工作面向前移动。如图1所示的三带的高度及其下沉曲线。图8 岩层典型下沉曲线从图8中可以看出，随着岩层高度的增大，各岩层主要影响范围和最大下沉值逐渐变小，所有下沉曲线的形态呈非对称性( 偏态性) 。岩层下沉曲线的偏态性是由顶板岩层破断特点所致。在试验中，观测到，开切眼侧岩层断裂角变化范围为5560，开采侧的断裂角变化范围为5966。地表岩层移动稳定后, 通过竖向观测点的最终下沉值可计算出不同高度的岩层下沉系数( subsidence coefficient，简称SC) 以及下沉系数与岩层高度和采厚比(rockheight/ mining height, 简称A) 的关系。根据非平衡断裂统计理论分析结果, 从图9分析可以发现，不同深度的岩层的下沉系数与岩层深和采厚比成近似线性关系( 实际上呈非线性关系) ，随岩层距底板高度的增大，其下沉系数逐渐减小。图9 岩层下沉系数与岩层高度和煤层采厚比的关系3.2.2岩层竖向运动规律在开采过程中，通过量测岩层各测点在不同时间的位移值，得出围岩的“位移( 或下沉值时间( 或推进度) ”关系曲线( 如图10所示) 。通过分析发现，上硬下软的交互岩层在移动过程中常常会出现非稳态移动现象，形成理想的离层空间，对离层注浆与充填等采空区处理非常有利。图10 观测点不同时刻的下沉曲线3.2.3岩层横向运动规律从图11( a) 中可以看出，工作面推进到300m时，上下位岩层在中部的离层已经闭合，在开切眼侧和开采侧还存在较大的离层空间。从图11( b) 可以看出，工作面推进到450m时，岩层都发生了弯曲下沉。由于各岩层的围岩性质及空间位置不同，其下沉量也不一样，彼此之间的离层缝隙也不尽相同，大部分离层都已闭合，仅在两侧靠近煤壁处保存离层空间。图11 工作面推进到不同位置的下沉趋势3.2.4裂隙的非稳态演化规律要研究围岩非稳态演化趋势并对其进行有效控制，必须搞清覆岩离层裂隙的动态演化规律，为充填( 包括注浆) 或支护关键层位与范围的选择、围岩破裂失稳的时空演化规律控制和支护效果的预计提供理论依据。离层裂隙的演化规律是指随着工作面的开采离层出现的位置、离层大小( 宽度和长度) 及离层持续的时间等特性与地质、采矿因素的相互关系。1）纵向最大离层演化规律工作面开采后，采空区顶板在自重及上覆岩层压力作用下发生弯曲下沉，当内部应力超过允许强度时形成垮落带。下部岩层破坏后，上部岩层以同样的方式发生下沉、弯曲和破坏，岩层的移动破坏就是以这种方式由下向上逐步演化。下部破碎的岩体在体积上发生膨胀，同时由于变形范围的逐步扩展减少了岩层弯曲的曲率，当岩层破坏发展到一定高度后，岩层内部的拉应力小于允许抗拉强度，那么这一岩层就只发生下沉和弯曲，不产生垂直于层面方向的断裂破坏，保持岩层本身的整体性，该部位的各岩层虽然自身是连续的，但在下沉过程中在其层面上会产生离层。随着工作面的继续推进，离层的上位岩层长度不断增大，挠度也不断增大，离层开始逐渐闭合，开采空间不断向前推进，从而在上覆岩层中形成新的离层。2）最大离层横向演化规律在现场试验和实验室内的相似模拟中发现，覆岩移动过程中产生的最大离层往往都出现在所有离层的最顶层。这类离层的特点是离层缝隙宽度大，约占煤层开采厚度的21%51%，离层的上、下位岩层的岩性差别较大，上位岩层厚而硬，下位岩层较软。这种既厚又坚硬的岩层，一方面支撑着上覆岩层，另一方面又阻止着开采空间继续向上传播。在最大离层层位由下向上的发展过程中，最大离层的横向位置也随着工作面的推进不断向前发展与演化。具体表现为最大离层的前端和末端有规律地远离开切眼向前移动, 其统计规律如图12所示。 图12 最大离层横向位置与推进度和采深比的关系3）覆岩离层裂隙分布规律离层裂隙发展规律还体现在工作面开采过程中裂隙率( 纵向单位长度上离层裂隙) 随时间的变化规律，如图13所示的工作面开采过程中采空区上覆岩层中离层缝隙率随岩层高度的变化曲线。图13 随工作面推进的裂隙率演化规律3.2.5采动覆岩应力分布规律上覆围岩的应力的分布规律也是分析与评价其稳定性及支护( 充填或注浆) 合理位置、最佳时机等问题的关键问题之一。图14是工作面推进到三种不同位置情况下，在同一时刻的应力曲线。随工作面的推进，采空区上方( 煤壁后侧) 各层位首先出现的最低应力点( 低于原始应力) 或零应力点即为离层的起动点。该此位置和此时工作面位置的连线与开采煤层在采空区一侧的夹角即为离层起动角。图14 工作面采到640m时应力变化曲线3.2.6结论综采放顶煤开采裂隙非稳态演化规律是一个复杂的非线性力学问题，其演化过程是动态和非稳态的力学运动过程，采用物理模拟、现场工业化试验和煤岩体非平衡断裂统计理论等多种方法与手段是一种非常有效的研究方法，通过系统研究得出以下结论： 1) 煤层开采后，采空区周围的岩层发生了较为复杂的运动和变形，从煤层的直接顶板开始，由下而上依次进行冒落、断裂、离层、裂隙、弯曲等运动过程，最后形成垮落带、裂隙带和整体弯曲带。在岩层由下而上的运动过程中会产生破断与离层，离层产生的顺序为断裂离层至弯曲离层。 2) 随着岩层高度的增大，各岩层主要影响范围和最大下沉值逐渐变小，所有岩层下沉曲线的形态呈非对称性。在现场实验与模型试验中观测到，开切眼侧岩层断裂角变化范围为5156，开采侧的断裂角变化范围为5966。不同深度的岩层下沉系数与岩层深度和采厚比成近似线性关系，实际上呈非线性关系，随岩层高度的增大，其下沉系数逐渐减小。3) 大倾角煤层综采放顶煤的试验与应用控制研究成功，拓宽并推进了综采技术使用范围，进一步拓深了大倾角煤层开采的理论基础和应用基础的有效研究，为高产高效矿井建设和可持续发展奠定了理论和技术基础，为矿山企业的稳定发展提供了科学指导依据。33工作面设备的研究331设备下滑的原因1）输送机工作面回采过程中，输送机主要受自重G1 和底板对输送机的摩擦力f作用。当下滑力大于摩擦力时，设备下滑。其受力如图15所示。为底板摩擦系数，一般取0.3，输送机自重（以前部输送机为例）为G1 ，a为煤层倾角。图 15满足fG1 cosa时，设备不下滑。采煤机上行割煤及支架推溜连杆与前部输送机不垂直产生的作用力都会加剧输送机的下滑。2）液压支架支架(正常架)自重为G2；顶板对支架的作用力等于支架工作阻力Po受力分析参考图15。当满足摩擦力f F下滑时，支架不下滑。当支架接顶不实、脱离顶板时，其下滑机理与输送机相同。另外，当输送机下滑控制不力，推溜连杆带动支架下滑；或顶板破碎支架接顶不实、初撑力达不到规程要求，支架受力状态不好；架问空隙大等原因也会引起支架下滑，甚至歪架倒架。3.3.2防滑措施1）输送机的防滑措施(1)前部输送机机头与转载机搭接要合理，防止煤、矸等进入底槽，以减小底链运行阻力。 (2)工作面适当伪斜，下端头超前上端头推进。下端头超前于上端头，将工作面调成伪仰斜，这时工作面与下顺槽间的夹角大于90o。这样支架垂直于工作面推移运输机时，就可分解出一个垂直向上的力。若下端头超前上端头的距离合理，这个向上的分力就与运输机的下滑力相互抵消，就制止了运输机的下滑。具体操作方式是：割煤时一般采用第一刀只割煤至工作面下端头上方7090 m处，然后返回进机头；然后第二刀再割至130 m一150 m处，再进机头；第三刀割通整个工作面，顺直工作面。即每进两排机头进一排机尾。调斜后将工作面输送机找直。每多调1排机头，机头可上窜约150200 mm。需要注意的是，为防止在伪斜开采过程中由于弯曲而损坏运输机中部槽，下端头最多比上端头多进34刀时必须走一次“长刀”，找直工作面。 (3)合理超前距离的推导。设工作面煤层倾角为a，运输机重为Gl，它与煤层底板间的摩擦力为f，支架推移力使运输机沿工作面底板向上的分力为Qo 。列平衡方程，得： f+Q=F下滑 （1） F下滑=Gl sina （2）根据静摩擦定律还可列出f=N=Glcosa （3）三式联立，可得Q= Gl （sina-cosa） （4）当工作面下端头超前上端头S（m）时，工作面与下顺槽之间形成夹角（90o）。运输机受力见图16支架推溜连杆的推移力为T）。图 16在图16中得：Q=Tcos （5）联立（4）（5）可得Q=Tcos= Gl （sina-cosa）所以 cos= Gl （sina-cosa）/T在煤壁与下顺槽组成的三角形中有：Cos=S/L于是，S= Gl （sina-cosa）L/T根据计算和工作面回采的实际经验，可以得出工作面在不同倾角下，下顺槽超前上顺槽的距离，来有效地防止输送机的下滑。(4)调整割煤工艺。可采用单向割煤防止输送机下滑：采煤机下行割煤，上行走空刀并推输送机。 (5)推输送机时，严格执行从机头向机尾单向推溜。同时每隔10个支架，在支架底座和输送机溜槽之间打上一棵防滑单体支柱，并拴好安全绳，在推移输送机的同时给支柱供液，防止前部下滑。 (6)在输送机机头大架与皮顺下帮之间打两棵单体支柱(穿铁鞋)，以抑制输送机头下滑。 (7)调整输送机的同时，及时调整下滑歪斜的液压支架。调整时利用支架的侧护板逐架向上调整；对歪斜较严重的支架，可在调架时辅之以单体支柱调整，但必须防止单体崩倒伤人。 (8)在下端头5#架左右到机头范围割煤时适当留底煤，使下端头附近工作面煤层，成为防滑平台，阻止输送机头下滑。 (9)为防止后部输送机下滑，在6#架与56#架之间每隔10架安设一个防滑千斤顶，用锚链将后溜与支架连接起来，利用其拉力防止后部输送机下滑。 2）支架的防滑和防倒 大倾角综放工作面支架的失稳形式主要有下滑倾倒及尾部受扭三种方式，支架稳定性控制的关键是确保失稳临界角大于工作面倾角 ，其稳定控制可从减小煤层倾角与增大失稳临界角两方面进行。(1)支架的安装支架按自下而上的顺序安装，运输平巷第一组支架位于开切眼内，回风平巷多安一组支架，位于回风平巷内，即使支架下滑，也不影响工作面生产。(2)工作面布置工作面伪斜布置，一方面可减小工作面倾角，使其小于支架失稳临界角; 另一方面增加刮板输送机的稳定性，消除其下滑对支架稳定性的影响。工作面超前距离 S可由下式计算 ：S=L/(MD)2-1其中，D为割一刀煤刮板输送机下滑量，M为采煤机截深，L为工作面长度。(3)增大支架的失稳临界角提高支架支护阻力理论分析和实践经验表明，较大的支架支护阻力对保持支架稳定是有益的，因此，要保证泵站有足够的压力，支架安装后，迅速施加较大的初撑力，移架时应采用带压移架的方式，做到少降快拉。保证较大的支架与顶 底板间的摩擦系数煤层底板浮煤清理不彻底顶板破碎底板积水，都会降低，因此，应提高采煤机截割质量，确保顶底板平整，移架前必须清理干净架前浮煤，确保支架底座与底板严密 接 触; 顶 板 破 碎 时，应 做 好 超 前 支护，仰斜推进时注意排水。严格控 制 采 高，适当提高推进速度 控制采高，可有效保持支架的稳定性; 适当提高推进速度，及时支护，既可有效控制冒顶和空顶距的增加，又可减轻支架的压力。留设防滑平台在下端头 范围割煤时适当留底煤，使下端头附近工作面坡度变小，成为防滑平台既阻止输送机下滑，又能保证输送机机头与转载机的合理搭接高度。用好侧护板，减小相邻支架间距使用相邻支架侧护板来限位，及时调整支架间距和方向，防止架间漏矸和支架歪斜支架充分接顶，使支架受力均匀，避免发生空顶露顶冒顶现象，以防支架尾部受扭失稳。支架35架一组成组布置。3）采煤机防滑技术措施 (1)从操作工艺上防止采煤机下滑：当向下割煤时，采煤机不会下滑；当向上割煤时，割煤后应及时推溜、移架，使刮板输送机弯曲段尽量靠近采煤机，一旦采煤机下滑时，也能滑至弯曲段插入煤壁，从而起到防止煤机下滑的作用。 (2)从维修上防止采煤机下滑：必须保证机组液压系统完好。机组的电磁阀应当定期清洗，保证电磁阀灵活可靠。定期更换液压油及过滤芯，保证油质的良好，使采煤机的防滑装置工作可靠。 (3)严格控制煤机割煤速度和截煤深度。另外，支架工与煤机司机要配合好，要求煤机割煤后立即擦顶移架。(4)有效利用采煤机液压制动阀，采煤机电缆分段捆绑固定。3.3.3经验结论 1)将工作面调整为伪仰斜开采可有效防止设备下滑。 2)设备中增加简易防滑设备，如在输送机与支架间打防滑单体支柱，可有效防止前部运输机下滑。 3)通过采煤工艺的调整，由机头向机尾单向推移输送机；由机尾向机头单向割煤，上行吃空刀等，都可以有效控制设备的下滑。 4大倾角厚煤层综放开采颗粒元分析目前, 对综放开采过程中顶煤及覆岩的运动规律、散体顶煤及破碎直接顶的落放过程及落放规律的研究,主要采用现场实测、室内实验和理论分析三种方法.由于受到客观条件的限制及各种复杂因素的影响, 现场实测不易获取系统的内在规律,而且局部的测定结果也很难无争议地推，广到大范围的工程中去。对岩土类材料相似模型的相似率不易得到很好的满足,一直是相似材料模拟实验难以得到更好应用的最大障碍。现有的解析方法由于基本假设太多，往往与工程实际脱节, 或者难于取得可靠有效的计算参数，使得到的结果与工程实际相差很大。室内数值模拟实验可人为地控制和改变实验条件,能考虑单因素或多因素对问题的影响。实验周期短、成本低、可视化效果好, 实验可多次重复进行且能保存实验结果，已成为当前广泛应用的研究方法本文采用现场实测初参数、室内模拟实验与现场生产实践相结合的研究方法,对某矿大倾角厚煤层综放开采过程中,散体顶煤和破碎顶板的落放过程、落放规律以及在不同放煤步距连续推进模式下的煤损特征等进行模拟分析,并对折线型综放面不同放煤顺序的顶煤回收率及支架受力工况等进行优化分析,以期研究成果更好地服务于现场工程实践。4.1工程背景甘肃靖远某矿四煤层为矿井的主采煤层，沉积层位较稳定，煤层倾角为2947o，煤层厚度8.60 24.40m，平均厚度16.43m。煤岩结构为单一条带状和层状结构，四煤层的伪顶为黑色、深灰色泥岩和炭质泥岩，质软，易冒落，厚度为0.301.20m；直接顶为深灰色粉砂岩和细砂岩，厚度为7.8747.50m；老顶为深灰色、灰色细砂岩和粗砂岩，厚度为6.3752.63m。四煤层的底板为灰色、灰黑色粉砂岩，坚硬稳固性好，厚度为2.7013.37m。井田内四煤层为低硫、低磷、低灰分、发热量较高的优质动力用煤。该矿四煤层综放面走向长度为600m，倾斜长度112m，采高2.402.80m，初选支架类型为四柱、低位支架，宽度1.50m，高度1.703.00m，平均放高为13.63m，整个煤层埋深为260320m。综采面下部水平布置，上部沿煤层倾向布置。因此，该综放面兼有水平开采和倾斜开采的特点，综放采场的煤岩应力、变形与破坏规律将具有新的特色。试采煤层倾角约为30o，试采成功后将开采该矿倾角为42o的煤层。4.2计算模型及模拟方案分类4.2.1综放顺序优化模拟方案采用PFC2D计算程序，对大倾角厚煤层沿煤层倾向不同综放顺序进行优化分析，构建如图1所示的计算模型。图17中标识的A，B与C分别表示为三个放煤口，放煤口长度均为1.5m，编号15分别表示各个位置的放煤支架。图17 不同综放顺序计算模型6种放煤顺序模拟方案如下.方案1( ABC)：首先放A，接着放B，最后放C；方案2( ACB)：首先放A，接着放C，最后放B；方案3( CAB)：首先放C，接着放A，最后放B；方案4( BAC)：首先放B，接着放A，最后放C；方案5( BCA)：首先放B，接着放C，最后放A；方案6( CBA)：首先放C，接着放B，最后放A。4.2.2放煤步距模拟优化方案以某矿的综放面为工程背景，构建煤厚13.2m( 4煤) ，5m破碎直接顶与3m顶板岩梁的计算模型(如图18所示) 。顶煤块体大小为0300mm，按高斯随机分布考虑，为减少机时、加快计算收敛速度，舍掉少量的过大或过小的块体。图18 低位支架放顶煤计算模型模拟分析过程：首先，进行单孔低位放顶煤散体顶煤落放过程、落放形态及落放规律的数值模拟分析，采放比1：4.7(采2.8m，放13.2m) ；然后，对连续推进放煤支架过程中，0.6，1.2与1.8m三种放煤步距下，散体顶煤动态跨落放出的煤损形态与顶煤回收率进行模拟分析，优化得出合理的放煤步距。三种放煤步距的模拟方案如下。方案1: 采一放一(放煤步距0.6m)；方案2: 采二放一(放煤步距1.2m)；方案3: 采三放一(放煤步距1.8m)。根据现场取样和岩石力学实验结果，并考虑到岩石的尺度效应，模拟计算采用的岩体力学参数见表4。表4 岩体力学参数表岩石名称容重/（kgm-3）法向刚度/(Nm-1 )切向刚度/(Nm-1)粘结力/N摩擦因数矸石25004.01084.010800.40煤层14002.01082.010800.404.3计算结果分析4.3.1综放顺序优化分析1）顶煤回收率分析对不同综放顺序计算模型的顶煤回收率进行量化研究，计算结果如图19所示。由不同综放顺序与顶煤回收率关系曲线可见，6种模拟方案，方案6(CBA) 顶煤回收率最高，方案1(ABC) 顶煤回收率最低.以顶煤回收率的大小为基准，进行折线型综采面布置，综放顺序优化的结果为 BA方案。图19 不同综放顺序与顶煤回收率关系曲线图2）支架受力工况分析对折线型综放面布置，不同的综放顺序，支架所受荷载的大小及支架受力分布状况是不同的。6种综放顺序各部位支架受力状况的模拟结果如图20所示。由计算结果知：综放顺序分别为(CBA) 和(BCA) 时，各支架所受荷载平均值较小，两端头支架的受力较小，中间支架受力分布比较均匀；综放顺序为(ABC) 时，端头支架所受荷载较大，且支架受力分布最不均匀。因此，在现场工程实践中，整体上选用了自上而下CBA的综放顺序，而在倾斜综放面的各个区段如B和C段内，采用了自下而上的放煤顺序，取得了较好的经济技术效益。图20 不同综放顺序的支架受力曲线图4.3.2放煤步距优化分析1）单孔低位放顶煤落放过程分析由图21所示，低位支架单口放煤时，放煤口中心线两侧的放落体不对称，偏向采空区侧，尤其是接近放煤口附近的放落体，出现落放中心线偏转现象，即放出体形态向采空区侧偏转，该现象在速度场流线图中表现得较为明显( 如图6所示)。图21 低位支架单口放顶煤后煤矸落放状态图此外，由图22可见, 在低位放煤口附近的一定范围内，放落体颗粒的运动受支架尾梁和放出口倾斜的影响较大。在同一水平层位的颗粒点移动轨迹表明，靠近采空区侧颗粒的的影响范围和移动距离明显大于实体煤壁侧。图22 低位支架单口放顶煤后煤矸落放速度矢量场图2）顶煤动态落放过程中的煤损特征分析在连续推进支架模式下，放煤步距分别为0.6，1.2和1.8m时，顶煤动态跨落、放出及煤损形态与煤矸落放位移矢量场分别如图23和图24所示。图23 不同放煤步距顶煤与矸石落放、煤损形态图由图23可见，以放煤口连续放出见矸即关门的原则，在支架连续推进、不同放煤步距、动态放煤过程中，对顶煤和矸石的跨落、放出及煤损的规律进行研究。结果表明，在支架连续推进过程，不同的放煤步距在采空区造成的煤炭损失表现为节律性变化，煤损形态呈倾向采空区侧的不规则条带状由图24可见，在支架连续推进、不同放煤步距、动态放煤过程中，顶煤和矸石的跨落，即放出体形态向采空区侧偏转。此外，由计算结果知，在见矸关门的时刻，放煤步距为1.2m时，放落体质点的运动速度最大，表明该情况下的煤体受阻较小、最易放出。图24 不同放煤步距顶煤与矸石落放速度矢量场图1）不同放煤步距顶煤回收率分析对不同放煤步距、支架连续推进放煤过程中的煤损进行量化研究。本文定义顶煤放出量占推进范围顶煤总量的百分比为顶煤相对回收率。由顶煤回收率统计表(见表5) 可知，仅从数值大小来看，采一放一(放煤步距0.6m) 放煤模式的顶煤回收率最高，采三放一(放煤步距1.8m) 放煤模式的顶煤回收率最低。放煤步距为0.6m的顶煤绝对回收率，分别比放煤步距为1.2m与1.8m时相应提高2.2%与9.0%；相对回收率相应提高2.9%与10.9%.综上所述，对大倾角、厚煤层综放开采，采用中挡步距放煤模式(放煤步距1.2m) ，能够减少频繁移架的次数、节约工时，且煤体受阻较小、容易放出，综合经济技术效果较好。表5 不同放煤模式顶煤回收率计算结果表放煤步距/m顶煤绝对回收率/%顶煤相对回收率/%0.664.485.81.262.282.91.855.474.94.4结论1）以顶煤回收率最优和支架受力状况最佳两个指标，对大倾角厚煤层沿煤层倾向的综放顺序进行优化分析，整体上选用了自上而下CBA的综放顺序，而在倾斜综放面的各个区段如B和C段内采用了自下而上的放煤顺序，取得了较好的经济技术效益。2）低位支架单口放煤时，放煤口中心线两侧的放落体不对称，偏向采空区侧；在支架连续推进过程中，放煤步距分别为0.6，1.2和1.8m时，在采空区造成的煤损形态呈节律性变化，本文中放煤步距为1.2m时，放落体质点的运动速度最大，煤体受阻较小、最易放出。3）以顶煤回收率较佳，综合考虑其他因素，得出在大倾角、厚煤层综放开采过程中，采用中挡放煤步距放煤模式(放煤步距为1.2m) ，能减少频繁移架的次数，节约工时，经济技术效果较好。5安全保障技术的研究 通过综合分析研究认为，大倾角厚煤层具有倾角较大、采空区垮落煤矸下滑、水平段积煤多、采空区上段漏风带宽度和漏风强度较小等特征，研究优化出了“一通三防”的综合防冶技术。简化了通风系统，降低了工作面两端风压差，缩小了采空区冷却带和氧化带的宽度，减少了上隅角瓦斯的涌出量，同时抑制了粉尘飞扬。工作面中下段采用架间、架顶网管式注浆，起到了降温、隔离残留煤和预温下区段煤体的作用，也达到了防火、降低放煤粉尘的目的。优化注氮方式，确定了合理的注氮量，使采空区氮化带迅速转化为窒息带，确保了安全高效生产。6结语实践证明，大倾角综采低位放顶煤开采工艺，在经济上有着巨大的优势， 通过在范各庄煤矿的实际应用，经过实践探索可知：只要条件适宜，在加强技 术和生产管理上消除不安全因素；通过各项措施的实施，生产能够实现稳产 高产。大倾角综采低位放顶煤开采具有：安全、高产 高效、掘进率低、搬家次数少、吨煤成本低等优点。因此为大倾角、厚煤层综采低位放顶煤工艺 的生产与管理，在范各庄煤矿特殊地质条件下开采厚及特厚煤层，探索出一条新途径。参考文献：1 钱鸣高，缪协兴，许家林，等.岩层控制的关键层理论M.徐州：中国矿业大学出版社，20032 钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制M.北京：煤炭工业出 版社，1991 3 杜计平.采矿学M徐州：中国矿业大学出版社，20094 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