百贯沟回采工艺研究报告

1、.目 录1. 1501综采工作面概况12. 1501面回采工艺存在问题分析42.1 1501面进刀方式42.2 1501面放煤工艺53. 设备下滑及防治措施研究63.1 概述63.2 调整1501面设备下滑防治措施83.2.1 调整向上拉移后部运输机下滑量措施83.2.2 调整向上支架及前部运输机下滑量措施104. 煤壁片帮及防治措施研究144.1 煤壁片帮机理分析144.2 安全措施174.2.1 防止片帮伤人措施174.2.2 注马丽散注意事项185. 1501综采工作面阻力监测及支护质量监测分析与研究195.1 1501综采工作面阻力监测分析195.2 1501综采工作面支护质量监测分析

2、205.3 1501综采工作面支护质量监测225.3.1 监测指标选择235.3.2 支护质量监测质量保证措施235.3.3 加强综放工作面矿压监测236. “三机”技术经济指标优化研究246.1 概述246.2 综放开采主要设备配套选型原则256.2.1 放顶煤综采工作面设备配套256.2.2 总体配套对支架要求276.2.3 总体配套对采煤机要求276.2.4 总体配套对工作面输送机要求287. 主要结论28;II1. 1501综采工作面概况1501综采工作面为百贯沟煤业的首采工作面，其工作面概况见表11所示。表11 1501综采工作面概况煤层名称5#煤水平名称800采区名称一采区工作面名

3、称1501综采（放）工作面地面标高（m）+1317+1261工作面标高（m） +766+920 地面位置位于百贯庄以西540米处，为山地、丘陵。井下位置及四邻采掘情况1501综采工作面为5#煤首采工作面，西北走向布置，工作面东北翼为F2逆断层，西南翼为一采区备采工作面1503工作面，东翼为一采区回风石门，西北翼为F2逆断层，1501工作面东翼距F2逆断层最小距离约40米。回采对地面设施影响工作面回采水平为+920+766水平，与地面标高净距离约341551米，且地面为山地、丘陵，无建筑、公路。预计工作面回采对地面无影响。走向长（m）1008斜长（m）120面积（m2）1222801501综采工

4、作面煤层情况见表12所示、煤层顶底板情况见表13所示、煤岩层综合柱状图见图11所示。1501综采工作面煤样单轴抗压实验数据见表14所示。表12 煤层情况煤层总厚（M）2.813煤层结构煤层倾角（度）0°32°4.91复杂11°该面煤层为5#煤，含炭质泥岩夹矸12层，夹矸平均厚度0.3m，煤层色泽为黑色，条痕为深棕色，油脂光泽，呈参差状断口，节理面充填方解石脉，含黄铁矿。表13 煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（M）岩 性 特 征老 顶细粒砂岩5.90灰白灰色粉、细粒砂岩，砂质胶结，以石英为主、长石风化，斜层理发育。直接顶砂质泥岩3.26深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩

5、为泥质结构，波状层理发育，易垮落。直接底泥岩2.26深灰灰黑色砂质泥岩，裂隙发育含煤屑，夹粉砂岩薄层，遇水膨胀，底鼓。老 底粗粒砂岩12.85灰白灰色粗粒砂岩为主，裂隙发育，钙质胶结，斜层理发育，含煤屑及煤质条带，含黄铁矿。图11 工作面顶底板岩性综合柱状图表14 1501综采工作面煤样单轴抗压实验数据表煤样试件编号试件尺寸/mm试件面积/cm2自然含水试件破坏载荷/kN自然含水试件单轴抗压强度/MPa自然含水平均单轴抗压强度/MPa普氏系数f1501综采工作面851.38×51.81×102.2426.6113.224.974.680.46951.55×51.7

6、4×102.6926.6713.525.071052.19×52.51×102.7427.4010.994.011501综采工作面的煤样粘聚力为1.52MPa，内摩擦角为35.75°。可见，1501综采工作面开采的5#煤为软弱煤层。1501综采工作面沿煤层伪斜方向布置，回风巷平均倾角7.5°，运输巷平均倾角9°，最大倾角17°；开切眼平均倾角11°，工作面倾角032°，仰斜角平均为12.3°。1501综采工作面布置图如图12所示。图121501综采工作面巷道布置图1501综采工作面回采过程中遇到

7、的主要问题如下： 工作面顶煤松软，顶板控制难度大，易片帮、冒顶。 前后部输送机下滑并带动支架及其它设备下滑。 支架对顶板的适应性差，存在倒架、“咬架”等严重现象。 工作面回采仰采角度大，进刀、移架困难。 煤壁片帮，采煤机割煤时容易飘刀，采高难以控制等。2. 1501面回采工艺存在问题分析2.1 1501面进刀方式1501综采工作面生产条件较为复杂，且工作面采用中部斜切进刀的方式，需对工作面的进刀方式进行分析比较。根据已有的试验结果，表21为中部斜切进刀和端部斜切进刀的煤机运行速度对比，表22为中部斜切进刀和端部斜切进刀的综合对比。表21 中部斜切进刀和端部斜切进刀的采煤机运行速度对比进刀方式割

8、煤速度(m/min)跑空刀速度(m/min)循环时间/min上行下行上行下行上行下行端部进刀3.2-5.03.4-5.36.47.67462斜切进刀3.63.967.181表22 中部斜切进刀和端部斜切进刀的综合对比端部进刀中部进刀循环割煤时间较短，低于放煤时间，但采访循环时间主要取决于放煤时间循环放煤时间约81min，比端部进刀长，大于一采一放单轮顺序放煤时间空跑极少每循环空跑一趟，对电缆弯折最大，煤机人员作业强度增大可及时移架，有利于端面顶煤控制，适应范围广不能及时移架，空顶时间长，只适应中硬以上的完整顶煤滞后追机放煤，可采放平行作业，及时移架，有利于放煤一段割煤，一段放煤，可采放平行作业

9、从上述对中部斜切进刀和端部斜切进刀两种方式进行对比表明，中部斜切进刀方式不能及时移架，工作面中部空顶时间2040min，对端面顶煤控制和架后顶煤破碎不利。端部斜切进刀方式循环割煤时间较短，可及时移架，有利于端面顶煤维护和架后顶煤破碎放出，可实现采放平行作业，故应选择端部斜切进刀方式。2.2 1501面放煤工艺松软煤层综放采煤工艺，要严格制定合理放煤工艺措施和放煤质量管理，不能超放抽放支架顶梁上部煤岩，放煤既要保障放煤回收率又要保障支架顶梁上部顶煤不片落抽放，保证支架有较高的支撑力，从而提高工作面工程质量。通过相关技术措施和管理措施提高煤炭资源采出率，以达到最佳资源回收效果。合理放煤方式的确定原

10、则，不同的矿井及地质生产条件，放煤方式也不相同。因此，每一种放煤方式都有它的优缺点和特定的适用条件，不能照搬套用，要通过理论分析和现场试验来合理确定，择优选择。所采用的各种放煤方式的优缺点和适用条件见表23所示。确定放煤方式的原则是顶煤采出率高，煤质好，易操作，易高产。但无论采用哪种放煤方式，实际操作中都要由底板放向顶板，否则放煤时，上部矸石便流入放煤口，隔断上部顶煤，造成提前见矸影响煤质和采出率。 表23 各种放煤方式的优缺点及适用条件优点缺点适用条件双轮顺序放煤（1）顶煤分两次放完，给顶煤二次破碎垮落提供时间和空间；（2）相邻支架的放煤活动能促进上部顶煤的跨落；（3）放顶煤厚度较大的综采工

11、作面放煤时，能避免相邻支架窜矸影响，有利于提高煤层和采出来。（1）每个支架两次开关放煤速度慢，时间长。若要缩短放煤时间，需多投入放煤工，效率低；（2）放煤时无可靠的测量手段，只是目测来估计每个放煤口每次的放煤量，实际操作中很难掌握。适用于顶煤厚度大或煤层硬度大的综放工作面单轮顺序折返式放煤（1）放煤速度较快，易高产。遇大块煤时可同时放相邻支架，将大块煤放出；（2）煤炭采出率高，能把第一次未放净的余煤补放干净；（3）放煤方法灵活，便于掌握；（4）能充分利用放煤换位的辅助间隙时间放煤，使设备的满负荷运行，从而发挥设备的效能。（1）每个支架放煤口需打开两次，同单轮放煤相比，放煤速度慢，时间长；（2）

12、一次性放煤见矸，相邻支架放煤时会受到一定的窜矸影响。适用于顶煤厚度和硬度不太大的综放工作面单轮顺序放煤（1）顶煤分两次放完，给顶煤二次破碎跨落提供时间和空间；（2）相邻支架的放煤活动能促进上部顶煤的跨落；（3）放顶煤厚度较大的综采工作面放煤时，能避免相邻支架窜矸影响，有利于提高煤层和采出来。（1）每个支架两次开关放煤速度慢，时间长。若要缩短放煤时间，需多投入放煤工，效率低；（2）放煤时无可靠的测量手段，只是靠月测来估计每个放煤口每次的放煤量，实际操作中很难掌握。适用于顶煤厚度大或煤层硬度大的综放工作面单轮间隔式放煤（1）放煤速度较快，易高产。遇大块煤时可同时放相邻支架，将大块煤放出；（2）煤炭

13、采出率高，能把第一次未放净的余煤补放干净；（3）放煤方法灵活，便于掌握；（4）能充分利用放煤换位的辅助间隙时间放煤，使设备的满负荷运行，从而发挥设备的效能。（1）每个支架放煤口需打开两次，同单轮放煤相比，放煤速度慢，时间长；（2）一次性放煤见矸，相邻支架放煤时会受到一定的窜矸影响。适用于顶煤厚度和硬度不太大的综放工作面单轮顺序放煤操作简单但容易混矸。间隔放煤方式操作简单，煤岩界面扰动少，混矸少，顶煤放出率高。根据顶煤采出情况和煤炭含矸情况，确定采用一采一故单轮间隔放煤。在放煤结束后，放煤工应检查支架支撑压力，使支架达到初撑力。在片帮漏顶处应严格控制放煤量，根据顶板情况少放或不放煤。3. 设备下

14、滑及防治措施研究3.1 概述仰采条件下，工作面设备易发生下滑。保持单个支架稳定的计算模型图如图31所示。图31 单个支架稳定的力学模型由上图可知，保持单个支架稳定的初撑力N应满足下式：式中：N 支架初撑力；G 支架及与支架相连的设备（包括前后刮板输送机、采煤机等）重力； 仰斜角；1 支架与顶板的摩擦因子；2 支架底座与底板的摩擦因子。根据上述分析，应使得支架有较大的初撑力。1501面作业规程中规定支架初撑力24MPa，泵站额定压力为31.5MPa。可见，1501面所要求的支架初撑力较小。图32和图33分别为1501面2014年9月4日早班和2014年9月5日早班的支架工作阻力监测曲线图。从图3

15、2和图33中可以看出，2014年9月4日早班，在1501面的20条测线上，有8条测线的工作阻力小于31.5MPa，占比为40%。2014年9月5日早班，在1501面的20条测线上，有11条测线的工作阻力小于31.5MPa，占比为55%。图32 1501面2014年9月4日早班的支架工作阻力监测曲线图图33 1501面2014年9月5日早班的支架工作阻力监测曲线图初撑力对于预防采煤工作面的压垮型、推垮型及漏冒型顶板事故具有重要意义，应从预防顶板压垮型事故和推垮型事故出发，进行支架初撑力的计算。预防采煤工作面的压垮型、推垮型及漏冒型顶板事故的初撑力计算公式为：式中：La 支架宽度； 顶煤及直接顶的

16、平均容重；h 顶煤及直接顶的厚度；Lz 直接顶岩梁的长度，Lz=Ld+Lh+Lzx，Ld 为端面距，Lh为顶梁和前梁长度之和，Lzx为支架后悬顶长度；Lz 直接顶岩梁的长度，Lz =Ld+Lh； l0 支架立柱至支架后端的距离； 下位岩层的厚度，一般不大于2.53m；f 顶板岩层中下位岩层与上方岩层的摩擦因子。对于1501面的初撑力的计算应根据上述4个公式进行计算，取计算结果的最大值作为1501面的设计初撑力。3.2 调整1501面设备下滑防治措施由于1501面设备下滑严重，制定了工作面支架及前、后部输送机防倒、防滑的防治技术措施。3.2.1 调整向上拉移后部运输机下滑量措施(1)材料准备，2

17、4个30×108连接连接环，24挂9环或11环连接链。(2)后部运输机要拉空运输机上的浮煤，并停电闭锁，设专人看管，施工期间禁止开启后部运输机。(3)使用支架后部运输机拉移千斤顶，每间隔68架改拉移千斤顶连接链，连接至下节后部运输机溜槽拉移槽内，连接要可靠牢固。(4)人员进入架后施工，必须有现场干部及安全员现场指挥及监督，并设有专人监护。(5)人员进入架后前，必须关闭施工处上下2架（即至少5架）的进液截止阀，并且施工处上下15m内严禁操作支架，支架手把全部归零，使用手把护栏闭锁手把。(6)人员进入架后施工前，对架后及架间顶板严格检查，顶板破碎或金属网破损的采取措施，保证顶板安全，经现

18、场指挥人员及安全员检查验收合格后方可进入。(7)架间及架后积煤积矸影响人员进入时，要由外向里清理积煤积矸，整理架间管路，吊挂整齐，保证人员进出畅通。(8)后部运输机停电闭锁后，人员方可进入支架后方工作，先敲落不稳定煤岩，留有安全退路，并设用专人在架间看护。(9)人员施工要站位合适，站在安全位置，避免支架尾梁出现波动使施工人员受到伤害。(10)人员进入后溜清出的煤矸要及时外运，不得堵住出口，必须保证退路安全畅通。(11)工作面坡度超过15°时，施工地点上下5m内，必须设置严密牢固的遮挡，保证人员安全。(12)选择改拉后部运输机支架时，应选择支架的架间隙不应过大，防止漏煤伤人。若平行作业

19、，应制定相应挡矸措施。(13)施工时由下向上依次进行，防止后部运输机上方有块煤滑落。(14)在施工时禁止施工上方调整操作支架。(15)改连完成后，有专人指挥，确认人员安全离开支架后部，方下达后部运输机送点指令。开启后部运输机。(16)开启后部运输机，再次拉空后部运输机上落煤。(17)后部运输机拉空落煤后，停止运转，后部运输机开关打到反转状态。(18)有专人指挥，开启后部运输机，并依次由下向上拉移改连后部拉移千斤顶。(19)拉移千斤顶时，要防止拉移千斤顶液压管路无破皮损失或挤压，若有损失或挤压应及时更换或排除。(20)拉移时千斤顶换向手柄始终应在供液工作位置。(21)调整以后，在拉移后部输送机时

20、，应由下向上一次拉移到位。禁止分段拉移。(22)一次拉移上升量大约为400600mm，拉移上升完成后，应以上述工序严格操作，把改连千斤顶连接到对应位置。3.2.2 调整向上支架及前部运输机下滑量措施(1)材料准备，安装前部输送机防滑千斤顶，需要安装材料2024根“MA”标准的高压进液管101800mm，5T U型吊环4048个，支架前部输送机防滑连接耳套1012副，1012挂15环或17环30×108连接链，1012个连接链环，4048个U型卡10，2024个10高压软管弯头。(2)防滑千斤顶安装时，应间隔810架支架间距。(3)前部防滑千斤顶换向阀，安装在支架备用片阀上。(4)安装

21、时应先安装防滑连接部分，后连接管路。(5)连接管路时，应停止相应支架供液截止阀，泄压后方可拆下片阀阀堵，再安装管路。(6)安装完成后，用检测在防滑千斤顶微受力状态，千斤顶活塞行程，以200400mm为标准，若无行程，应用连接环连接，以缩短拉紧连环长度，直至符合上述要求。(7)推移机头时，要清理13号架前的浮煤，否则机头段飘起，过煤空间减少，影响后部输送机的运输。(8)在使用前部防滑千斤顶时应三人配合，由下向上，先使防滑千斤顶受力，换向手把始终在供液状态。后一人按规定推移前部输送机，第三人在前部输送机推移到相应位置时，支架推移手把回零位。带有前部防滑千斤顶的支架推移不回零位，始终保持供液状态。(

22、9)当推移连杆连与前部输送机连接角度有明显上摆角度后，先回防滑千斤顶，后回推移千斤顶，保留35架防滑千斤顶，并相应保留35架支架推移千斤顶受力。(10)采煤机应靠近上部进刀，由上向下割煤，防止采煤机在上行割煤时的上行阻力，引起前部输送机下滑。(11)支架在移架时，初煤壁片帮严重，需超前拉架外，支架应随采煤机配合移架，在煤壁松软时禁止滞后移架，始终带压移架。(12)在移架操作之前要做好细致的准备工作。(13)移架前必须将底板上的浮煤、浮矸清理干净，以保证刮板输送机和支架的顺利前移及支架底座平整接底。(14)在移架时，需两支架工相互配合，边移架边向上调整支架底座及顶梁。(15)要使支架顶梁、底座与

23、顶、底板接触平整，力求受力分布均匀，保证支架稳定可靠。(16)要使支架顶梁紧贴顶板，移架后保证有足够的初撑力。(17)架间空隙要靠严，侧护板要保持正常工作状态，防止顶板漏矸或采空区矸石窜入支架空间。(18)每次移架步距，应尽达到采煤机一刀截深量，支架移过后应排成一条直线。防止支架多次拉架造成顶板冒落。(19)支架要定向前移，不上下歪斜，不前倾后仰。(20)支架工在操作中应做到准备工作要做到细、匀、净，移架操作要做到快、够、正，支架的工作状况要平、紧、严。(21)当移架后护帮板打开，在不影响采煤机后滚筒通过的情况下，应及时打开护板板，支护煤壁。(22)处理支架错茬、咬架时，人员要站在上个支架的顶

24、梁下方，把下部支架稍降离顶板，使用长把工具或长锨等工具进行找顶、清理 。(23)采煤机司机在割煤时，应注意观测顶底板情况，控制合理采高，软弱煤层采高应控制在2.32.5m，严禁超高，欠高。(24)地板要随工作面倾斜角度，保证地板平整，不留底煤，如煤层底煤厚度变化较大时，割煤应以地板平直为主。如地板煤厚变化交大距离较长时，可破岩，下卧，随直地板，减少底煤损失。(25)煤壁要割直，采煤机牵引速度要均匀；落煤要尽量装净。(26)执行规定、规程、制度要严格，操作动作要准确，检查要仔细，时间要抓紧，要勤于检查维护，保养要精心。(27)当工作面顶板条件差时，采煤机要随移架速度割煤。(28)当顶板较软弱时，

25、采煤机割顶应留有200300mm厚度爆裂顶煤，支架切顶移架，防止采煤机割顶时，较大震动与挤压破坏顶板。(29)采煤机割煤时，片帮严重，应及时打开护帮板，支护片落顶板。(30)片帮距离较大时，超护帮板支护距离时，应做顶板维护措施，方可开机割煤。(31)随时注意采煤机的工作状况，发现有飘刀或啃底趋势，应及时调整摇臂高度或底托架调斜油缸，经常检查滚筒截齿状况，及时更换磨损的截齿，丢失的截齿也要及时补上。(32)匀速牵引，均衡出煤，不过载运转，不强行牵引。(33)采煤机司机和支架工要紧密配合操作及时支护，提高支护质量。前滚筒刻煤后，跟机及时伸出前伸缩梁护住项煤，及时跟机移架，顶煤破碎时拉完超前支架再割

26、煤。拉架后升紧支架保证支架具有较高的初撑力和工作阻力降低煤帮支撑压力，提高煤壁稳定性。(34)在片帮漏顶处人工接顶维护支架压力应控制在1012MPa。(35)工作面倾角超过15°时，对采煤机必须采取可靠的防滑措施利用液压制动器进行防滑。利用挡销或挡棍在采煤机有下滑趋势的一侧设好挡卡。将采煤机的上下滚筒落至底板。正常情况下尽量将采煤机停在平缓地点。(36)把工作面调成下部超前，上部落后的伪倾斜，工作面实行伪倾斜推进，当工作面推进一刀后，就相应产生一定上移量，从而克服输送机和支架的下滑。伪倾斜较为合理的角度，一般取2°6°。及工作面下部端头超前上部1015m，以伪倾斜

27、自然上移量，克服工作面设备下滑量。当工作面倾角过大时通过计算，下端头超前上部20m。当前后输送机与转载机能较好的搭接时，可适度调整。(37)根据工作面现在的伪斜角度，可调整下部进刀步距为800mm，上部进刀步距为400mm。(38)如工作面下部支架有挤架，咬架，顶梁搓茬较大时，可适当加大上部进刀步距，为400600mm。(39)当工作面支架支护工程质量较好时，可调采34刀，进一通刀。如工作面支架工程质量较差时，可减少到13刀，进一通刀。(40)当工作面倾角过大时，还应在两端头支架安装放倒，防滑，底调千斤顶。(41)输送机在使用过程中，由于本身自重就有下滑的趋势，再加上煤炭向下坡运输和采煤机切割

28、阻力及采煤机牵引运行的综合作用，将会使输送机在推移过程中产生很小的向下滑移。在前后输送机机机头处，安装锚固措施。分别打设两棵单体液压支柱，顶住机头部，打设时要时柱底要顶住煤帮，柱顶要顶住机头机架前沿，用木刹板垫柱顶和柱底，增加对煤帮和机架的比压和防滑，并用连锁绳吊挂在可靠顶板上。(41)打设支柱时应远距离供液，防止支柱顶开伤人。上述措施应根据现场工作人员的技能和经验严格组织施工操作，施工人员合理分配组织，责任到人，统一指挥，严格考核见表31所示。工作面调整应先由后至前，顺序调整，首先上调后部输送机安装并上调前部输送机伪倾斜推进。表31 工序质量控制标准工序名称质量控制标准割煤割煤方式：双向割煤

29、，端部自开缺口斜切进刀40米，截深0.8米；采高：2.4m±100mm；煤壁：煤壁直，无伞檐；顶底板：顶底板平直，不丢煤，掉顶高度<300mm。移架支架：支架直，成一条直线，偏差<±50mm，支架正，与底板垂直，歪斜度<±5º；顶梁：顶梁平，最大仰俯角<7º，相邻支架错差不超过主顶梁侧护板的2/3；支架间距：支架匀，中心距为1.5m±100mm；支撑力：初撑力>24MPa，梁端距<340mm；移架步距：0.8m/次。移前、后输送机输送机：输送机直，偏差<±50mm，弯曲段>30

30、m，弯曲角度<10º；输送机平，上下弯曲角度<3º；与装载机搭接：低链不拉回头煤，销轮中心线与装载机中板高为600-750mm；推（拉）顺序：单向顺序推（拉）移。放煤放煤步距： 0.8m，调面时采取一刀一放，拉移后部输送机按调面进尺拉移后部输送机；放煤方式：双向顺序放煤，第一轮放出大约顶煤的一半即可，第二轮放到见矸急剧增加时关放煤口（成见网关放煤口）；放煤与移架间距不少于20个支架，两轮间距不小于5个支架，由底板放向顶板。4. 煤壁片帮及防治措施研究1501综采工作面的煤层普氏系数为f = 0.46，粘聚力C = 1.52MPa，内摩擦角= 35.75°

31、;，为软弱煤层。在仰采的条件下，1501综采工作面煤壁片帮较严重。4.1 煤壁片帮机理分析仰采引起煤壁片帮深度加大。与水平工作面相比，仰斜工作面前方支承压力峰值点位置向煤体内部移动，使煤壁稳定性变差。数值模拟表明，煤壁向煤体内的屈服区深度为：仰斜开采>走向开采>俯斜开采。仰斜开采时，由于煤层重心向采空区方向偏移，上部煤层受重力影响而不易稳定，易于引起片帮。通过对大采高仰采工作面煤壁片帮统计观测，发现多为小范围片帮，整个断面片帮很少，这种小范围的片帮主要原因是：煤壁在自重和顶板压力作用下，主要表现出拉裂破坏与剪切破坏两种破坏形式。煤壁拉裂破坏： 煤壁上部 煤壁中部图41 煤壁拉裂破坏

32、形式如图41所示，煤层倾角为的仰采工作面的煤壁拉裂破坏常发生在脆性硬煤中，该类煤壁的容许变形量小，其片帮破坏主要原因是在顶板压力作用下，煤壁内产生了横向拉应力，而横向拉应力不能通过煤体的变形释放或者缓解，因此当其大于煤体的抗拉强度时，煤壁被拉裂破坏，并常伴有破裂声。破坏准则为：式中：K 应力修正系数； 煤壁所受顶板压力；H 煤壁高度。煤壁剪切破坏：对于软煤层而言，在煤体自重及顶板压力作用下，煤壁内也会产生横向拉应力，但是软煤层的横向及蠕动变形会释放或缓解由于压缩而产生的横向拉应力，最终由于煤壁内的剪应力大于煤体抗剪强度而发生剪切滑动破坏。实际的剪切滑动面大部分为曲面，由于煤壁高度和片帮高度不大

33、，将单位长度内仰采煤壁简化为平面力学模型，如下图42所示。图42 煤壁剪切破坏力学分析按照摩尔库仑强度理论，破坏准则可表述为沿着剪切面的抗剪力D减去该面上的滑动力S，若该值小于0，则煤壁发生剪切破坏，破坏准则判定安全余量G表示为：式中：C 煤体黏聚力； S 剪切面破坏高度； 剪切面与煤壁的夹角；N 剪切面上的法向力； 煤体内摩擦角。由上图可知，N、S是由顶板压力和破坏体自重2部分组成，煤壁所受顶板压P为：式中：q 顶板载荷集度。滑动体自重W为：式中：煤体容重。由摩尔库仑理论得到：，。带入得煤壁剪切破坏准则为：上述煤壁片帮机理分析表明，煤壁发生剪切破坏，除与煤体的顶板压力、抗剪强度、煤体性质有关

34、外，仰斜开采时煤层倾角对煤壁片帮影响较大，由上式可知，随着煤层倾角的增大，B减小，当煤层倾角超过某一特定值时，B<0，可见煤层倾角大幅增加了煤壁剪切破坏的危险性。通过数值模拟仰采角度和采高对煤壁片帮的影响，结果表明随着煤层仰采角度增大，煤壁发生剪切破坏进而导致片帮概率增大，在一定地质条件下，煤层倾角超过10°时片帮变得十分严重；在仰采角度一定的条件下，随着采高增加，片帮深度增加，但合理采高有一临界值，超过临界采高时，煤壁内部的破坏深度会随着采高的增加而急剧增大。对于1501综采工作面，为降低煤壁片帮的范围，采取了适当降低采高的措施，采高由正常的2.5m降低到2.3m。4.2 安

35、全措施4.2.1 防止片帮伤人措施(1)严格坚持敲帮问顶制度，找顶时必须由专人监护，安排一名有经验的工人，站在有掩护的安全地点，在确保退路安全畅通的情况下，用规格28mm的六角中空钢制作的长2.02.5m的钢钎找掉危岩活矸或煤块。 (2)在煤壁打设点柱配合木料腰帮，顶帮铺网及超前移架进行支护。(3)除工作必需外，严禁在机道内逗留，人员要在架间行走。(4)支架工，煤机司机严禁在电缆槽上操作。(5)严格控制采高在2.4±0.1m。(6)片落下来的大块煤必须及时破碎，防止损坏设备及伤人。(7)在煤壁施工或在架前清理卫生时，如施工点上方倾角较大、煤壁片帮严重时，要在施工点上方10m范围设置好

36、挡卡，即在煤壁打设一棵柱子，使用金属网连接在柱子和支架前立柱上，底部空隙处使用木垛料或皮带挡严，防止有片帮的煤（矸）或上方的煤（矸）滑落伤人。 工作面倾角超过25°时，防止从前部输送机上窜出煤（矸）的安全措施，可采取以下方法：(1)煤机上安装挡板。(2)在支架前立柱上沿倾向铺设金属网（3.5×0.8m2菱形金属网）并固定牢固，人员一律在架间行走、观察和操作，防止煤(矸)窜出伤人。(3)在前部输送机电缆槽上竖着安设皮带进行遮挡，外侧使用背帮挡住皮带，皮带上下面使用铁丝在支架顶梁及电缆槽上连接固定。(4)在前部输送机不运转时，在倾角较大处使用金属网设置好挡卡，在煤壁打设一棵单体

37、液压支柱，中间使用金属网与支架前立柱连接，底部空隙处使用木垛料或皮带挡严。4.2.2 注马丽散注意事项在煤质特别松软片帮特别严重时，采取打超前锚杆或注马丽散的方法，超前锚杆自前梁下倾斜向上安设角度1520°，采用长度为3.0m的玻璃钢锚杆，间距0.30.5m，距顶0.1m，超前锚杆可以对顶煤进行超前支护控制。(1)加强工作面煤厚探测工作，减少煤厚损失，多年来，各矿均加强了工作面煤厚探测工作，以指导现场正确开采。根据煤厚变化，及时调整采高，煤厚变厚时，加大采高，煤厚变蹿时，降低采高，为提高采出率提供了有力的技术支持相保障。(2)打眼前坚持敲帮问顶制度，找顶时必须由专人监护，安排一名有经

38、验的工人，站在有掩护的安全地点，在确保退路安全畅通的情况下，用规格28mm的六角中空钢制作的长2.02.5m的钢钎把危岩活矸或煤块找尽后，保证安全后才能进行作业。(3)必须停止前部输送机、采煤机运转并实施闭锁。打眼时注意顶帮，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理，撤出人员。 (4)如施工点上方倾角较大、煤壁片帮严重时，要在施工点上方10m范围设置好挡卡，即在煤壁打设一棵柱子，使用金属网连接在柱子和支架前立柱上，底部空隙处使用木垛料或皮带挡严，防止有片帮的煤（矸）或上方的煤（矸）滑落伤人。 (5)打探眼前要做到“三紧”、“两不要”，即：袖口、领口、衣角紧，不要戴布、线手套、不要把围巾露在外面

39、。(6)打探眼要至少两人操作，一人在钻机一侧领钎定眼，一人在另一侧紧握钻机手把。(7)使用风葫芦打眼时要检查好风管的连接和完好情况。195. 1501综采工作面阻力监测及支护质量监测分析与研究5.1 1501综采工作面阻力监测分析1501综采工作面采用SYS60圆图记录仪进行了工作面阻力监测，每班固定时间更换一次记录纸。根据矿方提供的矿压监测数据，在1501面正常推进阶段，矿压显现程度较小。图51和图52分别为1501面2014年8月31日早班和2014年9月1日早班的支架工作阻力监测曲线图。图51 1501面2014年8月31日早班支架工作阻力监测曲线图图52 1501面2014年9月1日早

40、班支架工作阻力监测曲线图从图51和图52可以看出，2014年8月31日早班，在1501面的20条测线上，有13条测线的工作阻力小于31.5MPa，占比为65%。2014年9月1日早班，在1501面的20条测线上，有10条测线的工作阻力小于31.5MPa，占比为50%。可见，在正常推进阶段，支架的支撑效率较低。图53和图54分别为1501面2014年9月4日早班和2014年9月5日早班的支架工作阻力监测曲线图。图53 1501面2014年9月4日早班支架工作阻力监测曲线图图54 1501面2014年9月5日早班支架工作阻力监测曲线图从图53和图54可以看出，2014年9月1日早班处于正常推进阶段

41、，支架平均工作阻力为30MPa，2014年9月4日早班和9月5日早班处于来压阶段，支架平均工作阻力分别为35MPa 和37MPa，与2014年9月1日早班相比，2014年9月4日和9月5日早班的支架动载系数分别为1.17和1.25。在2014年9月5日早班，9条测线上安全阀开启，占比为45%。5.2 1501综采工作面支护质量监测分析图55为1501面在2014年9月8日早班的阻力监测数据。图55 1501面2014年9月8日早班阻力监测数据不难看出，从图中发现支护存在以下问题：(1)上述观测数据初撑力部分大大超出理论值，需检查监测仪表准确性或是记录测量数据的准确性。(2)在煤层厚度较小，采放

42、比接近于1：1，顶板压力较大的情况下，该支架在低支护状态下，有效支护前方顶板的性能较差。(3)工作面上部75100#测线处支架煤壁出现片帮漏顶，支架超抽放支架顶梁上部顶煤。(4)95100#测线顶煤破碎支架，工作面上端头机尾处支护质量较差，巷道与上部端头支架支护存在较大错距，100#测线支护不接顶板。(5)75100#测线在压力较大的情况下，若要放煤，对三角区的支护影响较大，应控制减少放煤量。(6)当工作面倾角较大时，过渡支架不能起到防止前后部输送机上窜下滑的作用。(7)75100#测线工作阻力只分析数据变化，顶板下沉大，影响工作面生产。(8)在上端头处改善支架支护重心，使得支架垂直于顶底板，

43、确保工作面三角区的顶板支护，以便于端头支架采取积极的放煤措施，减少端头支架前部压力，提高煤炭采出率。(9)由于上部支架出现顶煤抽放，支架上方的顶板压力都作用在煤壁前方，使工作面出现片帮漏顶现象，此时应停止后部放煤，工作面加快推进速度。(10)监测指标更具体，指导现场更具针对性。常规观测一般以反映基本顶运动规律为重要目的，而监测在此基础上突出了对直接顶控制的重要性，以初撑力、端面距等为关键指标，对改善工作面顶板控制、降低冒顶事故，更有实际意义。(11)监测解决现场问题更具时效性。常规观测一般侧重于某一阶段的矿压规律的分析、总结，主要作用是为今后的设计提供依据，而对当前问题的解决缺乏时效性。支护质

44、量监测的重点则是着眼于当前，明确揭示并及时解决顶板控制的实际问题，其作用是直接为现场服务。(12)质量监测通过现场跟踪、动态分析、及时评价，对工作面顶板事故变事后被动处理为超前主动预防，对工程质量起到动态监督和质量控制的作用。此外，直读式压力表的应用，使监测工作效率大大提高，监测控制面范围扩大。由于压力表能够直观反映监测的主要指标(初撑力、工作阻力)，使支架工定量操作以及群众性的监督检查成为现实。(13)监测以液压支架韧撑力为中心环节，旨在对直接顶的早期有效控制，但不能就此忽略对基本顶的控制问题。(14)支架安全阀调整压力过大，工作阻力达6200kN的放顶煤液压支架容易出现底座箱开裂、掩护梁损

45、坏现象，严重影响了安全生产。(15)监测数据初撑力较小，工作阻力较大，该处支架有较大的工作阻力，在不放煤的情况下。能承受较大的顶板压力冲击。仅以支护阻力为判据，缺乏随时间变化增阻性。由支架运转曲线可知，循环最大支护阻力反映了项板来压强度，同时又受到循环时间的影响，循环时间变长时，即使项板压力不大，也可能出现较大的阻力，这就为来压的判别造成困难。(16)预测预报工作必须立足于本矿区的实际，以大量的矿压观测数据为依据，结合以往相邻工作面矿压显现规律，才能较难确地做出本工作面来压的判断。(17)监测数据不只是对支撑压力的监测，更应该对相对测点的顶底板情况和支架工作状态做出详细记录。5.3 1501综

46、采工作面支护质量监测综采工作面要严格实施的支护质量监测，监测工作面液压支架与围岩作用关系，加强了采面的顶板控制，规矿压观及时指导现场科学控制和动态控制顶板，观测数据要实事求是。提高矿压观测数据的应用价值。5.3.1 监测指标选择 关键指标：针对直接顶的控制问题，特别是对端面顶板的控制，选取了支架初撑力和端面距作为监测的关键指标，并使之作为监测指标体系的中心环节。 支架与液压系统工况指标：主要包括支架在采面顶板控制中的几何状态(有无歪架、例架、前倾、后仰及顶梁错茬等现象)、泵站压力、液压系统有无泄漏等。以此类指标保证支架支撑能力得以合理发挥。 监测以液压支架韧撑力为中心环节，旨在对直接顶的早期有

47、效控制，但不能就此忽略对基本顶的控制问题。5.3.2 支护质量监测质量保证措施 人员的落实。监测要求面面、班班进行，仅靠一个部门（如矿压组）难以实现。现场监测由跟班安监员或质量验收员完成为宜，矿压组负责监测人员的业务培训，井对监测资料进行综合分析处理。 监测仪器的质量保证。首先是把好购置(或制造)过程的质量关；其次是加强仪器的现场使用管恩把责任落实到工区，纳入工作面设备维修管理的考核内容。表的使用质量，实行定期检测维修。 监测的真实性勺实效性的保证。所谓真实性是要求监测资料如实地反映现场情况；所谓实效性，是要求监测不仅发现问题，而且要真正解决问题并且制定相应的考核办法和奖罚措施。5.3.3 加

48、强综放工作面矿压监测选择监测指标的基本思路是：根据支架在支架与围岩关系中的作用，既要全面考虑又要分清层次，突出重点，保证可操作性。在实践中从以下4个方面建立了监测指标体系。 关键指标：针对直接顶的控制问题，特别是对端面顶板的控制，选取了支架初撑力和端面距作为监测的关键指标，并使之作为监测指标体系的中心环节。 支架与液压系统工况指标：主要包括支架在采面顶板控制中的几何状态(有无歪架、例架、前倾、后仰及顶梁错茬等现象)、泵站压力、液压系统有无泄漏等。以此类指标保证支架支撑能力得以合理发挥。 支护效果指标：主要包括煤壁片帮、端面顶板垮落、机道上方顶板台阶下沉等。以此指标反映顶扳动态及支护效果。 端头

49、及超前支护指标：单体液压支柱力相钻底量。指标测取现场监测贯穿于工作面初采至撤面全过程，每面、每班有专人负责测取指标，具体要求是： 支架初撑力监测紧跟移架、升架及时读数(通过压力表)并记录。超前单体支柱初撑力，用便携式检测仪测取。 端面距、端面顶板垮落、煤壁片帮、支架几何状态等，用测尺量取。 液压系统工况作为随机问题，全面检查。6. “三机”技术经济指标优化研究6.1 概述百贯沟煤业生产能力为0.6Mt/a，1501综采工作面的综采设备见表61所示。表61 1501综采工作面综采设备一览表设备名称设备型号数量电牵引双滚筒采煤机MG300/700QWD1部刮板输送机SGZ764/6302部中间液压

50、支架ZF6200/17/3294架端头液压支架ZFG6500/20/366架可见，1501综采工作面的综采设备选型过大，与矿井生产能力不相匹配；由于设备自重较大，适应地质条件变化能力较差，上调设备较为困难。应对1501综采工作面的“三机”选型进行优化，降低材料成本和电耗，提高设备效率和经济效益。6.2 综放开采主要设备配套选型原则综放开采主要设备配套选型原则如下： 放顶煤综采设备配套与选型是一个系统工程问题，受多种因素影响和制约，因此放顶煤综采设备配套与选型就是最佳优化组合的问题。为保证配套与选型取得最佳组合的技术经济效果，实现放顶煤综采总体设计目标，设备配套应符合如下几项原则放顶煤综采设备配

51、套与选型，应依据放顶煤综采总体设计中的年设计生产能力作为设备配套与选型的第一原则。并应把近期的设计能力与中长期目标有机地结合起来。 研究放顶煤综采工作面的地质条件，包括煤层赋存条件，围岩情况，煤的层、节理发育状况，煤层厚度，邻近采区矿压及水文地质、瓦斯含量等情况，为放顶煤综采设备配套与选型提供可靠依据。工作面煤层倾角陡、煤层厚、采高大是这次“三机”配套的难点。要求配套必须以大倾角特厚煤层为基本点，支架必须要防倒防滑采煤机必须制动可靠，牵引力大刮板输送机既要自身防滑又能限制煤歼的自溜。 主要设备配套的技术性能必须满足确定的生产能力要求，技术性能为配套的第二原则，各主要设备间的空间位置关系与配套联

52、结尺寸科学合理为配套的第三原则。6.2.1 放顶煤综采工作面设备配套放顶煤综采工作面重点设备包括放顶煤液压支架、采煤机和工作面前、后刮板输送机。这些设备的相互连接尺寸与空间位置配套关系技术性能的协调性与适应性和各设备之间的生产能力配套是放顶煤综采设备配套的重点问题，其中液压支架是核心问题。 各配套设备间的能力配套同一系统中各配套设备间都存在一定的生产能力关系，认真搞好配套设备间的能力配套是很重要的环节。在重点设备配套中，像输送机能力与采煤机采煤能力和放煤能力间的配套关系对低位放顶煤双输送机开采中的前输送能力与采煤机生产能力的配套。后输送机运输能力与支架放煤能力的配套及转载机与前、后输送机的运输能力配套等等。 技术性能的配套主要解决各种配套设备主要技术性能的合理匹配，达到既相互协调适应又符合总体设计要求。特别要注意各种配套设备技术指标中的电源电压、液压系统压力等应在设备配套时能尽量统一，以减少送往工作面的水管及电缆等管线品种、规格，便于布置、使用、维修和管理。 设备相互联结尺寸与空间位置关系的配套，包括：前输送机与支架相互联结尺寸。如推移机构与输送机连接销轴、销孔大小，联结头的制备。后输送机与支架后拉移千斤顶联结尺寸与位置关系。前、后输送机与