芦岭矿Ⅲ811工作面综放开采工艺与矿压显现规律深度剖析

芦岭矿Ⅲ811工作面综放开采工艺与矿压显现规律深度剖析一、引言1.1研究背景与意义煤炭作为我国重要的基础能源，在一次能源生产和消费结构中长期占据主导地位。尽管近年来新能源发展迅速，但煤炭在能源供应中的基础性作用短期内仍难以被替代。随着经济的快速发展，对煤炭的需求持续增长，这对煤炭开采技术提出了更高的要求。芦岭矿作为我国煤炭行业的重要生产基地，在煤炭供应中扮演着关键角色。然而，随着开采深度的增加和开采条件的日益复杂，芦岭矿面临着一系列严峻的挑战。在当前的开采现状下，芦岭矿的煤层赋存条件呈现出多样化的特点，部分区域煤层厚度较大，属于厚煤层范畴。如何安全、高效地开采这些厚煤层，成为了芦岭矿亟待解决的关键问题。综放开采作为一种高效的厚煤层开采方法，在我国煤炭行业得到了广泛的应用和推广。该技术实现了厚煤层一次采全高开采，具有诸多显著的优势。从经济效益角度来看，综放开采的巷道掘进率低，减少了巷道开拓的成本和时间；能耗低，降低了能源消耗和生产成本；成本低，通过减少设备投入和人员数量，进一步降低了开采成本；效率高，能够大幅提高煤炭产量，满足市场对煤炭的需求。从环境效益角度来看，综放开采属于低碳开采技术，减少了煤炭开采对环境的影响，符合可持续发展的要求。对于芦岭矿Ⅲ811工作面而言，深入研究综放开采工艺及矿压显现规律具有极其重要的现实意义和学术价值。在现实意义方面，通过优化综放开采工艺，可以提高煤炭资源的回收率，减少资源浪费，为芦岭矿的可持续发展提供保障。合理的开采工艺还能提高生产效率，降低生产成本，增强企业的市场竞争力。深入了解矿压显现规律，有助于采取有效的矿压控制措施，保障采煤工作面的安全稳定，减少事故的发生，保护矿工的生命安全和国家财产。在学术价值方面，芦岭矿Ⅲ811工作面的研究可以丰富和完善综放开采理论和矿压显现理论。通过对该工作面的实地观测和数据分析，可以深入揭示综放开采过程中矿压显现的内在机制和影响因素，为相关理论的发展提供实证支持。这不仅对芦岭矿的开采实践具有指导意义，也能为其他类似条件下的煤矿开采提供参考和借鉴，推动整个煤炭行业的技术进步和发展。1.2国内外研究现状综放开采工艺的研究在国内外都受到了广泛关注。国外在综放开采技术的早期发展中，德国、英国等煤炭工业发达国家进行了大量的探索和实践。德国在厚煤层开采中，采用了综放开采技术，并在设备研发和工艺优化方面取得了一定成果，其研发的综放开采设备具有较高的可靠性和自动化程度，能够适应复杂的地质条件。英国则注重开采工艺的创新，通过优化放煤方式和开采顺序，提高了煤炭资源的回收率。我国对综放开采工艺的研究始于20世纪80年代，经过多年的发展，取得了丰硕的成果。在放煤方式上，从初期的高位放煤、中位放煤工艺，发展到目前普遍采用的低位放煤工艺。低位放煤工艺具有煤炭回收率高、含矸率低等优点，能够有效提高综放开采的经济效益。在装备升级上，综放开采装备趋于重型化、大型化，支架架型也从早期的四柱式发展到今天的四柱式与两柱式并存。重型化、大型化的装备能够提高开采效率，适应大规模煤炭开采的需求。对于煤层厚度大于20米的急倾斜厚煤层，我国开发了水平分段综放开采技术，有效解决了急倾斜厚煤层开采的难题。在矿压显现规律的研究方面，国内外学者也进行了大量的工作。国外学者通过现场实测、相似模拟和数值模拟等方法，对综放开采过程中的矿压显现规律进行了深入研究。美国学者通过现场监测，分析了采场顶板的变形和破坏特征，提出了顶板控制的有效方法。俄罗斯学者则利用相似模拟技术，研究了不同开采条件下矿压显现的规律，为矿压控制提供了理论依据。我国学者在矿压显现规律的研究上也取得了显著成果。通过现场实测，对不同煤层条件下的矿压显现特征进行了详细分析，掌握了顶板来压步距、来压强度等参数的变化规律。宋振骐院士提出了“砌体梁”理论，揭示了采场顶板的结构特征和运动规律，为矿压控制提供了重要的理论基础。钱鸣高院士的“关键层”理论，明确了关键层在岩层移动和矿压显现中的关键作用，为矿压控制提供了新的思路。尽管国内外在综放开采工艺和矿压显现规律方面取得了众多成果，但仍存在一些不足之处。在综放开采工艺方面，对于复杂地质条件下的开采工艺适应性研究还不够深入，如在煤层厚度变化大、地质构造复杂的区域，如何进一步优化开采工艺，提高煤炭资源回收率和开采效率，仍有待进一步探索。在矿压显现规律研究方面，虽然已经取得了一些理论成果，但在实际应用中，由于地质条件的复杂性和多样性，矿压预测的准确性和可靠性仍有待提高。此外，对于综放开采过程中的瓦斯、水害等灾害与矿压的相互作用关系，研究还不够系统和深入。针对当前研究的不足，本文以芦岭矿Ⅲ811工作面为研究对象，通过现场实测、理论分析和数值模拟等方法，深入研究综放开采工艺及矿压显现规律，旨在优化开采工艺，提高煤炭资源回收率和开采效率，同时准确掌握矿压显现规律，为采场支护和安全开采提供科学依据。1.3研究内容与方法1.3.1研究内容本文以芦岭矿Ⅲ811工作面为研究对象，深入研究综放开采工艺及矿压显现规律，主要研究内容包括以下几个方面：芦岭矿Ⅲ811工作面综放开采工艺优化：对Ⅲ811工作面的地质条件进行详细分析，包括煤层厚度、倾角、硬度、顶底板岩性等，掌握其赋存特征。分析现有综放开采工艺存在的问题，如放煤方式、开采顺序、设备选型与配套等方面的不足。通过理论分析、现场调研和案例对比，提出适合Ⅲ811工作面地质条件的综放开采工艺优化方案，包括优化放煤方式，确定合理的放煤步距、放煤顺序和放煤时间；优化开采顺序，减少开采过程中的干扰和安全隐患；合理选型和配套设备，提高设备的可靠性和生产效率。对优化后的综放开采工艺进行现场试验和效果评估，验证其可行性和优越性。芦岭矿Ⅲ811工作面矿压显现规律研究：在Ⅲ811工作面布置矿压监测系统，实时监测支架工作阻力、顶板下沉量、煤壁片帮深度等矿压参数。通过对监测数据的分析，研究顶板初次来压、周期来压的步距和强度，掌握顶板来压的规律和特征。分析煤壁片帮的原因和影响因素，如煤体性质、开采工艺、矿压作用等，建立煤壁片帮的预测模型，为煤壁片帮的防治提供依据。研究支架与围岩的相互作用关系，分析支架的适应性和支护效果，提出支架选型和支护参数优化的建议。芦岭矿Ⅲ811工作面煤壁片帮防治技术研究：基于煤壁片帮的原因和影响因素分析，研究煤壁片帮的防治技术，如煤层注水、煤壁加固、优化开采工艺等。通过实验室试验和现场应用，研究煤层注水对煤体物理力学性质的影响，确定合理的注水参数，如注水压力、注水量、注水时间等，提高煤体的稳定性。研究煤壁加固材料和加固方法，如采用锚杆、锚索、注浆等方式对煤壁进行加固，增强煤壁的承载能力。结合优化后的综放开采工艺，减少煤壁片帮的发生，提高工作面的安全性和生产效率。对防治技术的应用效果进行评估，总结经验，为类似条件下的煤壁片帮防治提供参考。1.3.2研究方法为了实现上述研究内容，本文将采用以下研究方法：文献研究法：广泛查阅国内外关于综放开采工艺、矿压显现规律和煤壁片帮防治的相关文献资料，了解该领域的研究现状和发展趋势，总结前人的研究成果和经验，为本文的研究提供理论基础和参考依据。现场监测法：在芦岭矿Ⅲ811工作面现场布置各种监测设备，对支架工作阻力、顶板下沉量、煤壁片帮深度等矿压参数进行实时监测，获取第一手数据。通过对现场监测数据的分析，直观地了解工作面的矿压显现规律和煤壁片帮情况，为理论分析和数值模拟提供实际数据支持。数值模拟法：利用FLAC3D、UDEC等数值模拟软件，建立Ⅲ811工作面的地质模型和开采模型，模拟综放开采过程中顶板的变形、破坏和移动规律，以及煤壁的受力和变形情况。通过数值模拟，可以预测不同开采工艺和支护参数下的矿压显现和煤壁片帮情况，为工艺优化和防治技术研究提供理论指导。物理试验法：在实验室进行相关物理试验，如煤体物理力学性质试验、煤层注水试验、煤壁加固材料试验等。通过物理试验，研究煤体的力学特性、煤层注水对煤体性质的影响以及煤壁加固材料的性能，为现场应用提供科学依据。二、芦岭矿Ⅲ811工作面地质条件分析2.1井田概况芦岭煤矿位于安徽省宿州市东南约20余公里处，北距淮北市82公里，井田中心地理坐标为北纬33°35′59″，东经117°06′30″。井田东以F32断层为界，西以补13线和6-7线为界与朱仙庄煤矿相邻，浅部以10煤层露头为界，深部以-800m等高线为界，走向长约8.2km，倾斜宽3.6km，勘探面积达29.5km²，采矿登记面积（包括生活区）为33.877km²，主井坐标为X=3712619.34，Y=39516759.99，Z=25.00。芦岭煤矿交通十分便利，西临津浦铁路，距芦岭火车站9km，矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨，为煤炭的运输提供了便利条件，降低了运输成本，提高了运输效率。井田北有宿（县）—泗（县）省道、南有宿（县）—蚌（蚌埠市）101省道穿过，各有9km矿区公路与之相连，使得人员、物资的运输更加便捷，促进了矿井与外界的交流与合作。井田范围内除采矿形成的塌陷湖外，均为农田，地形平坦，整体呈西高东低的趋势变化，标高在22～25m之间。井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。沱河是一条经人工修整的季节性河流，斜切井田南部，另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通，地表水系较为简单整齐，且多为人工修整的沟渠。这种地形和水系条件对矿井的开采和建设产生了一定的影响，在开采过程中需要考虑防水、排水等问题，以确保矿井的安全生产。芦岭煤矿的煤系地层以二叠系下二叠统山西组及石盒子组为主要含煤段，所含的8、9、10煤层为矿井主采煤层，平均可采总厚度达31.75m。8煤层为特厚煤层，含1-2层夹矸，有软硬分层，平均厚度为9.56m，赋存稳定，其煤层厚度大、稳定性好的特点为综放开采提供了良好的基础条件。9煤层为中厚煤层，平均厚度为3.01m，局部与8煤层合并，煤层绝大多数为鳞片结构。10煤层的厚度及赋存情况也对矿井的开采布局和工艺选择有着重要影响。这些煤层的赋存特征决定了芦岭矿在开采过程中需要采用合适的开采工艺和技术，以确保煤炭资源的高效开采和安全生产。2.2Ⅲ811工作面地质特征2.2.1煤层赋存情况Ⅲ811工作面主采8、9煤层，其中8煤层为特厚煤层，厚度在6.28～13.25m之间，平均厚度达8.5m，煤层结构复杂，含1-2层夹矸，且存在软硬分层。这种复杂的结构使得煤层在开采过程中的力学性质存在差异，增加了开采的难度。例如，夹矸的存在可能导致采煤机割煤时的刀具磨损加剧，影响采煤效率；软硬分层则可能使煤层在受力时的变形和破坏方式不同，进而影响顶板的稳定性。9煤层为中厚煤层，厚度在0～4.25m之间，平均厚度为1.21m，煤层结构相对简单。9煤层上距8煤层平均3m，在工作面内多为8、9煤层合并区。这种合并情况使得煤层的整体厚度增加，为综放开采提供了更有利的条件，但也对开采工艺和设备提出了更高的要求。煤层的倾角平均为25°，属于倾斜煤层。较大的倾角会导致采煤过程中煤壁的稳定性降低，容易发生片帮等事故。同时，在运输和通风方面也需要采取相应的措施，以确保煤炭的顺利运输和工作面的良好通风。从煤层的赋存稳定性来看，8煤层赋存相对稳定，这为综放开采提供了一定的优势。稳定的赋存条件使得开采计划的制定和实施更加容易，能够保证采煤工作的连续性和稳定性。而9煤层赋存不稳定，局部变化较大，这增加了开采过程中的不确定性。在开采9煤层时，需要更加密切地关注煤层的变化情况，及时调整开采工艺和支护参数，以确保开采的安全和高效。煤层赋存情况对开采的影响是多方面的。煤层厚度和结构直接影响采煤方法和设备的选择。对于8煤层这样的特厚煤层，综放开采是一种较为合适的方法，但需要选择合适的支架类型和放煤工艺。煤层的倾角会影响采煤工作面的布置和设备的运行。较大的倾角可能需要采用伪倾斜开采等方法，以减少煤壁片帮和顶板垮落的风险。煤层的稳定性对开采的安全性和效率也有重要影响。不稳定的煤层容易导致顶板事故的发生，影响采煤进度和煤炭质量。2.2.2顶底板条件顶板条件：8煤层的直接顶主要为粉砂岩，多呈块状，局部可见水平层理，厚度一般在2-3m左右。粉砂岩的强度相对较低，在开采过程中容易随采随落。这种特性使得在采煤过程中需要及时对顶板进行支护，以防止顶板垮落导致事故发生。当采煤机割煤后，若不能及时移架支护顶板，粉砂岩直接顶可能会在短时间内垮落，影响采煤工作的正常进行。老顶为中、细粒砂岩，厚度较大，一般在5-8m之间。中、细粒砂岩具有较高的强度和稳定性，能够在一定程度上承受上覆岩层的压力。在开采初期，老顶能够保持相对稳定，但随着采煤工作面的推进，老顶悬露面积逐渐增大，当达到一定程度时，老顶会发生断裂垮落，形成顶板来压现象。这种顶板来压会对采煤工作面的支架产生较大的压力，要求支架具备足够的支撑能力来应对顶板来压的影响。顶板的物理力学性质对开采工艺和矿压显现有着重要影响。粉砂岩直接顶的易垮落特性决定了采煤过程中需要采用及时支护的方式，如采用液压支架进行快速移架支护，以确保顶板的稳定。老顶的断裂垮落会导致顶板来压，其来压步距和强度与老顶的厚度、强度以及采煤工作面的推进速度等因素密切相关。了解顶板的物理力学性质，有助于合理选择支护方式和确定支护参数，以有效控制顶板来压，保障采煤工作面的安全。底板条件：8煤层的直接底板为泥岩，质软，厚度一般在1-2m左右。泥岩的抗压强度低，遇水容易软化，这对采煤工作面的支架稳定性和设备运行产生不利影响。当支架底座作用在泥岩底板上时，由于泥岩的抗压强度低，可能会导致支架底座陷入底板，影响支架的支撑效果。在采煤过程中，若底板有积水，泥岩遇水软化后，会使底板的承载能力进一步降低，增加支架歪斜和设备下沉的风险。底板的物理力学性质也会影响开采工艺的选择。由于泥岩底板的软弱特性，在采煤过程中需要采取相应的措施来保护底板，如在支架底座下铺设垫板，增大支架底座与底板的接触面积，降低支架对底板的压强；对底板进行硬化处理，提高底板的承载能力。在设备选型时，也需要考虑设备对软弱底板的适应性，选择具有较好稳定性和通过性的设备，以确保采煤工作的顺利进行。2.2.3地质构造Ⅲ811工作面内存在多条断层，这些断层的走向、倾向和落差各不相同。部分断层落差较大，对煤层的连续性和完整性造成了严重破坏。例如，F1断层落差达到5m，使得煤层在断层处发生错动，破坏了煤层的正常赋存状态。断层的存在不仅增加了采煤的难度，还可能导致顶板破碎，增加顶板管理的风险。在断层附近，由于岩石的完整性被破坏，顶板容易发生垮落，需要加强支护措施，如增加支架的密度、采用特殊的支护方式等，以确保顶板的稳定。工作面内还存在一些褶皱构造，褶皱的存在使得煤层的倾角和厚度发生变化。在褶皱的轴部，煤层可能会变薄或变厚，倾角也会发生改变。这种变化会对采煤工艺和设备的适应性提出挑战。当煤层厚度变薄时，可能需要调整采煤机的割煤高度；当煤层倾角变化较大时，需要采取相应的措施来保证采煤设备的安全运行，如调整支架的角度、增加防滑装置等。地质构造对工作面回采的影响是多方面的。断层和褶皱会导致煤岩体的完整性遭到破坏，增加顶板垮落、煤壁片帮等事故的发生概率。在断层和褶皱附近，煤岩体的力学性质发生变化，使得开采过程中的矿压显现更加复杂。这些地质构造还会影响采煤设备的正常运行，如采煤机在断层处割煤时可能会出现卡刀、震动等问题，影响采煤效率和设备寿命。因此，在开采过程中，需要充分考虑地质构造的影响，采取有效的措施来应对，以确保采煤工作的安全和高效。2.3瓦斯及水文地质条件2.3.1瓦斯情况芦岭矿Ⅲ811工作面主采8、9煤层，均为煤与瓦斯突出煤层，瓦斯问题较为严峻。经实测，主采煤层8、9煤的最大原始瓦斯压力达到5.0MPa，最大原始瓦斯含量为22m³/t。尽管该面经过保护层治理后，煤层最大残余瓦斯含量降至3.5m³/t，最大瓦斯压力降至0.3MPa，但瓦斯对开采的威胁依然不容忽视。Ⅲ811综放工作面采空区瓦斯主要来源于三个方面。一是落煤瓦斯涌出，采煤过程中，煤体被破碎，内部吸附态瓦斯迅速解吸转化为游离态瓦斯，随着煤炭的开采和运输而涌出。二是煤壁瓦斯涌出，在采煤过程中，工作面前方煤壁受采动影响，应力状态发生改变，煤壁内部的瓦斯逐渐解吸并向巷道空间涌出。三是采空区瓦斯涌出，采空区内遗煤持续释放瓦斯，加上顶板垮落导致采空区密闭性变差，瓦斯容易涌入工作面。其中，采空区涌出的瓦斯量占综放面涌出总量的83.06％～93.7％，是瓦斯涌出的主要来源。Ⅲ811工作面由于工序的不同性和U型通风方式，使其瓦斯涌出呈现出独特的特点。煤层瓦斯涌出的相对量不大而绝对涌出量较大，这是因为该工作面煤层厚度较大，瓦斯含量较高，尽管相对瓦斯涌出量可能在一定范围内，但绝对涌出量却不容忽视。工作面局部瓦斯容易发生积聚加剧，在一些通风不良的区域，如采煤机附近、支架间、上隅角等，瓦斯容易积聚，一旦积聚浓度达到爆炸界限，遇到火源就可能引发爆炸事故。矿井瓦斯分布及瓦斯涌出具有不均衡性，受地质构造、煤层赋存条件等因素的影响，瓦斯在煤层中的分布不均匀，导致瓦斯涌出量在不同区域存在较大差异。在断层附近、煤层变薄或变厚区域，瓦斯涌出量可能会突然增大。邻近层的瓦斯涌出量增大，由于8、9煤层邻近层也含有一定量的瓦斯，在开采过程中，受采动影响，邻近层瓦斯会通过裂隙等通道涌入工作面，增加了瓦斯治理的难度。瓦斯的存在对开采的安全性和效率产生了重大威胁。瓦斯爆炸是煤矿安全生产的重大隐患，一旦瓦斯积聚达到爆炸浓度，遇到火源就会引发爆炸，造成人员伤亡和财产损失。煤与瓦斯突出也是一种严重的灾害，在采掘过程中，当工作面前方煤体应力状态发生变化时，可能会导致煤与瓦斯突出，瞬间释放大量瓦斯和煤体，掩埋设备和人员，严重影响生产安全。瓦斯还会影响生产效率，为了防治瓦斯，需要采取一系列措施，如加强通风、瓦斯抽采等，这些措施会增加生产成本，降低生产效率。为了有效防治瓦斯，芦岭矿采取了多种措施。在瓦斯抽采方面，采用了底板穿层钻孔与三级瓦斯预抽技术，通过在底板岩石中施工穿层钻孔，对煤层瓦斯进行预抽。具体包括一级底板穿层钻孔预抽，抽采时间12个月，使瓦斯含量降至4-5m³/t；二级水力冲孔排煤、卸压，间距10m，单孔冲出煤量3-6吨，冲煤率3%以上，瓦斯含量降至3.0-4.5m³/t；三级密集顺层钻孔排煤、卸压、抽采，钻孔间距走向2m、垂向2m，抽采1个月，瓦斯含量降至2.0-3.5m³/t。通过这些措施，实现了高瓦斯强突出煤层的低瓦斯状态生产，有效降低了瓦斯含量，减少了瓦斯对开采的威胁。还采用了机、风巷顺层孔，风巷斜交钻孔，风巷定向高位钻孔及老塘埋管等瓦斯治理技术，形成了复杂煤层一次采放全高瓦斯综合治理技术体系，确保了Ⅲ811综放工作面回采期间，回风流瓦斯浓度保持在0.4%以下，瓦斯治理效果显著。在通风管理方面，合理优化通风系统，增加通风量，确保工作面通风良好，及时排出瓦斯，降低瓦斯浓度。加强瓦斯监测监控，采用先进的瓦斯监测设备，实时监测瓦斯浓度，一旦瓦斯浓度超过规定值，及时采取措施进行处理，保障开采安全。2.3.2水文地质条件芦岭矿Ⅲ811工作面的水文地质条件较为复杂，对开采工作存在一定的影响。在含水层方面，8煤层顶板主要含水层为砂岩含水层，其富水性中等-强。砂岩含水层中的水主要通过顶板裂隙进入工作面，对开采造成威胁。在开采过程中，随着顶板的垮落，砂岩含水层的水可能会突然涌出，淹没工作面，影响生产安全。直接底板为泥岩，虽然泥岩本身富水性弱，但下伏的太原组灰岩含水层富水性强，且与泥岩之间的隔水层厚度较薄。在开采过程中，如果隔水层被破坏，太原组灰岩含水层的水可能会通过泥岩涌入工作面，引发水害事故。隔水层方面，8煤层与下伏太原组灰岩含水层之间的泥岩隔水层厚度一般在10-15m左右。虽然泥岩具有一定的隔水性能，但在采动影响下，其隔水性能可能会降低。当采煤工作面推进时，采动应力会使泥岩隔水层产生裂隙，削弱其隔水能力，增加水害发生的风险。根据以往开采经验和相关地质资料分析，Ⅲ811工作面正常涌水量为30-50m³/h，最大涌水量可达100m³/h。涌水量的变化与开采进度、顶板垮落情况以及含水层的富水性密切相关。在顶板垮落剧烈、含水层富水性强的区域，涌水量可能会突然增大。工作面的充水因素主要包括顶板砂岩含水层水、底板太原组灰岩含水层水以及地表水通过裂隙渗透进入。顶板砂岩含水层水在顶板垮落时，会直接涌入工作面；底板太原组灰岩含水层水则可能通过隔水层的薄弱部位或采动裂隙进入工作面；地表水如果与井下裂隙相通，也会成为充水水源。为了有效防治水害，芦岭矿采取了一系列措施。在开采前，采用瞬变电磁、直流电法等物探手段，对工作面的水文地质条件进行详细探测，查明富水异常区的分布情况。针对探测到的富水异常区，提前进行疏放水工作，通过施工疏放水钻孔，将含水层中的水提前排出，降低水压，减少涌水量。在开采过程中，加强排水系统建设，确保排水设备的正常运行，能够及时排出涌入工作面的水。合理优化开采工艺，控制采动影响范围，减少对隔水层的破坏，降低水害发生的风险。在防治水过程中，需要注意以下事项。要加强对排水设备的维护和管理，定期检查设备的运行情况，确保设备的可靠性。对水文地质条件进行实时监测，及时掌握涌水量、水压等参数的变化，以便及时调整防治水措施。提高作业人员的水害防范意识，加强培训，使其熟悉水害应急预案，在发生水害时能够迅速采取有效的应对措施，保障人员安全。三、芦岭矿Ⅲ811工作面综放开采工艺3.1综放开采工艺概述综放开采是针对厚及特厚煤层开采发展起来的一种采煤工艺，其基本原理是在厚煤层的下部布置一个采高2-3m的工作面，随着工作面的推进，在前方支承压力的作用下，使工作面上部的煤体压裂破碎，并在支架尾部切顶线附近冒落放出。它与其它采煤方法的不同在于除有一个包括破、装、运、支、控全部工序的普通长壁采煤工作面外，同时在支架的后部还有一套破、放、运等的顶煤回收系统，前后两个采出煤炭的工作场所组成了一个完整的放顶煤工作面。顶煤破坏过程一般可分为4个阶段。在顶煤强化阶段，支承压力峰值点之前的应力上升过程中，随着三向应力的增加使顶煤发生损伤，部分原有缺陷发展成新的微细裂隙，但各种裂隙均处于闭合状态。进入裂隙扩展阶段，支承压力峰值点之后至工作面煤壁的应力迅速下降，顶煤中的裂隙开始扩展。随后的破碎松动阶段，在工作面控顶区，顶煤进一步破碎。最后在冒放阶段，支架后顶煤垮落放出。在顶煤的破碎过程中，前两个阶段矿山压力作用是关键，对顶煤的破坏发展起主导作用，而后两个阶段顶煤的破坏、破碎主要靠支架—围岩相互作用。顶煤体在运移过程中的破坏发展是一个渐进的过程，是一个量变到质变的过程。与其他采煤方法相比，综放开采具有诸多显著优势。在复杂地质条件下，它不受煤层稳定性和厚度变化的限制，可实现一次采全厚，大大提高了煤层开采强度。该工艺利用矿压破煤，是一种低能耗的采煤方法。其巷道布置简单，掘进工程量与维护工程量小，可以节省大量掘进和运输工作，缓解采掘接替紧张的矛盾，为提高矿井全员效率创造了条件。综放开采的放煤方式主要有单轮顺序放煤、多轮顺序放煤、单轮间隔放煤和多轮间隔放煤等。单轮顺序放煤是沿工作面全长，从一端到另一端依次逐架放煤，放完一轮为止。这种放煤方式操作简单，易于掌握，但放煤速度较慢，煤炭回收率相对较低，且容易出现脊背煤损失。多轮顺序放煤是在工作面全长范围内，多次依次逐架放煤，每次放出顶煤的一部分，经过多轮放煤将顶煤全部放完。该方式能提高煤炭回收率，但放煤时间长，效率较低，且放煤过程中矸石容易混入，增加了含矸率。单轮间隔放煤是每隔一架或几架放一架的煤，放完一轮后再放剩余支架的煤。这种放煤方式可提高放煤速度，减少脊背煤损失，但操作相对复杂，对放煤工的技术要求较高。多轮间隔放煤是在单轮间隔放煤的基础上，进行多轮放煤，它结合了多轮顺序放煤和单轮间隔放煤的优点，能较好地提高煤炭回收率和放煤效率，但同样存在操作复杂、含矸率控制难度较大的问题。3.2Ⅲ811工作面综放开采工艺参数3.2.1采煤机参数芦岭矿Ⅲ811工作面选用MG300/700-GWD型交流变频电牵引采煤机，该型号采煤机在复杂地质条件下具有良好的适应性，能够满足Ⅲ811工作面的开采需求。其主要参数如下：截割功率为2×300kW，强大的截割功率使其能够有效应对8煤层的复杂结构，包括夹矸和软硬分层等情况，确保高效割煤。牵引速度范围为0-7.28m/min，可根据煤层的具体情况和开采要求进行灵活调整。在煤层条件较好时，可采用较高的牵引速度，提高采煤效率；而在遇到地质构造复杂或煤层硬度变化较大的区域，则可降低牵引速度，保证采煤机的安全稳定运行。采煤机参数对采煤效率和煤壁稳定性有着显著的影响。从采煤效率方面来看，截割功率越大，采煤机在单位时间内能够割下的煤量就越多。当截割功率足够时，采煤机可以快速地切割煤层，减少割煤时间，从而提高采煤效率。如果截割功率不足，采煤机在割煤过程中可能会出现卡顿、过载等情况，导致割煤速度减慢，影响生产进度。牵引速度也直接关系到采煤效率。合理的牵引速度能够使采煤机在保证割煤质量的前提下，快速地推进工作面，增加煤炭产量。如果牵引速度过快，可能会导致采煤机割煤不充分，煤炭块度不均匀，影响后续的运输和加工；而牵引速度过慢，则会降低采煤效率，增加生产成本。在煤壁稳定性方面，采煤机的截割和牵引过程会对煤壁产生一定的作用力。截割功率过大或牵引速度过快，可能会使煤壁受到过大的冲击和振动，导致煤壁片帮的风险增加。煤壁片帮不仅会影响采煤机的正常运行，还可能对人员和设备的安全造成威胁。在选择采煤机参数时，需要充分考虑煤壁的稳定性。根据煤体的物理力学性质，合理调整截割功率和牵引速度，减少对煤壁的破坏。对于松软的煤壁，应适当降低截割功率和牵引速度，避免煤壁片帮的发生。还可以采取一些辅助措施，如煤壁注水、煤壁加固等，来提高煤壁的稳定性，确保采煤机的安全高效运行。3.2.2液压支架参数Ⅲ811工作面采用ZZ6400/22/45型四柱四连杆支撑掩护式液压支架，这种支架在类似地质条件下的应用中表现出了良好的支护性能。其主要参数为：支护高度范围为2.2-4.5m，能够适应8、9煤层合并区的煤层厚度变化，在煤层厚度较薄时能提供稳定的支护，当煤层厚度增加时也能满足支护高度的要求。工作阻力为6400kN，强大的工作阻力使其能够有效地支撑顶板，抵抗顶板来压时的压力。初撑力为5496kN（P=28MPa），初撑力的大小直接影响支架对顶板的主动支护效果，较高的初撑力可以及时对顶板进行支撑，减少顶板的下沉量，防止顶板离层和垮落。液压支架参数与顶板条件的适应性至关重要。从支护高度来看，Ⅲ811工作面8煤层厚度在6.28-13.25m之间，9煤层厚度在0-4.25m之间，且存在合并区。ZZ6400/22/45型液压支架2.2-4.5m的支护高度范围能够较好地适应这种煤层厚度的变化。在煤层较薄区域，支架可以调整到较低的支护高度，保证支架与顶板的紧密接触，提供有效的支护；在煤层较厚区域，支架能够升高到合适的高度，满足顶板支护的要求。工作阻力方面，8煤层的老顶为中、细粒砂岩，厚度较大，在开采过程中会产生较大的顶板来压。ZZ6400/22/45型液压支架6400kN的工作阻力能够承受老顶断裂垮落时产生的压力，确保顶板的稳定。如果工作阻力不足，在顶板来压时，支架可能会被压垮，导致顶板事故的发生。初撑力对顶板条件也有重要影响。8煤层的直接顶为粉砂岩，多呈块状，局部可见水平层理，厚度一般在2-3m左右，容易随采随落。较高的初撑力可以在采煤机割煤后，迅速对直接顶进行支撑，防止直接顶垮落，为采煤工作提供安全的作业空间。如果初撑力不足，直接顶可能会在支架未及时支撑的情况下垮落，进而影响老顶的稳定性，增加顶板事故的风险。3.2.3刮板输送机参数Ⅲ811工作面选用SGZ764/500型刮板输送机，该型号刮板输送机在综放开采中具有较高的运输能力和可靠性。其主要参数为：运输能力为900t/h，能够满足采煤机快速割煤时的煤炭运输需求，确保煤炭能够及时被运出工作面，避免煤炭堆积影响生产。铺设长度为200m，与Ⅲ811工作面的长度相匹配，保证了煤炭运输的连续性。刮板链速为1.1m/s，合适的链速能够保证煤炭的稳定运输，提高运输效率。刮板输送机参数与采煤机和液压支架的配套性对综放开采的顺利进行起着关键作用。在与采煤机的配套方面，刮板输送机的运输能力必须与采煤机的割煤能力相匹配。MG300/700-GWD型采煤机的割煤能力较强，SGZ764/500型刮板输送机900t/h的运输能力能够及时将采煤机割下的煤炭运走，避免煤炭在工作面堆积，影响采煤机的正常运行。刮板输送机的铺设长度也需要与采煤机的工作范围相适应，确保采煤机割下的煤炭能够顺利地进入刮板输送机进行运输。在与液压支架的配套方面，刮板输送机的结构和尺寸需要与液压支架相匹配，以便于两者之间的协同工作。液压支架在推移过程中，需要刮板输送机能够稳定地承受支架的推力，并且保证刮板输送机的位置和角度不会发生较大变化，以确保煤炭运输的顺畅。刮板输送机的机头、机尾与液压支架的连接部位需要设计合理，保证连接的牢固性和可靠性，防止在开采过程中出现脱节等问题。如果刮板输送机与采煤机和液压支架的配套性不好，可能会导致煤炭运输不畅、设备故障增加等问题，影响综放开采的效率和安全性。3.3Ⅲ811工作面综放开采工艺流程3.3.1割煤工艺Ⅲ811工作面采煤机采用双向割煤、端部斜切进刀的方式，这是综合考虑煤层赋存条件、采煤机性能和生产效率等因素后确定的。双向割煤可以充分发挥采煤机的效能，提高采煤效率。在煤层条件较好时，采煤机可以快速地往返割煤，减少停机时间，增加煤炭产量。端部斜切进刀方式操作相对简单，能够有效减少进刀时间，提高工时利用率。在工作面端部，采煤机通过斜切的方式进入煤壁，避免了直接进刀时对煤壁和设备的冲击，保证了采煤机的平稳运行。具体的割煤顺序为：采煤机自工作面下（上）端头开始割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，同时将底板割平。当采煤机割至工作面端部距煤壁约20-30m时，停止牵引，将前滚筒逐渐降下，后滚筒逐渐升起，使采煤机机身逐渐向煤壁倾斜，进行斜切进刀。在斜切进刀过程中，采煤机将煤壁割成一个斜角，为下一步正常割煤创造条件。斜切进刀完成后，采煤机反向牵引，前滚筒割底煤，后滚筒割顶煤，将斜切部分的煤割掉，然后继续正常割煤，直至工作面另一端头。这种割煤方式对煤壁片帮和顶板管理有着重要影响。在煤壁片帮方面，采煤机的割煤速度和截割方式会对煤壁的稳定性产生影响。如果割煤速度过快，煤壁受到的冲击和振动较大，容易导致煤壁片帮。采煤机的截割深度和截齿的磨损情况也会影响煤壁的稳定性。为了减少煤壁片帮，需要根据煤体的物理力学性质合理调整割煤速度和截割参数。对于松软的煤壁，应适当降低割煤速度，减小截割深度，避免煤壁受到过大的破坏。还可以采取煤壁注水等措施，提高煤体的稳定性，减少煤壁片帮的发生。在顶板管理方面，采煤机割煤后，顶板失去了煤壁的支撑，容易发生垮落。因此，在采煤机割煤后，需要及时进行移架支护，确保顶板的稳定。采用及时移架的方式，在采煤机割煤后，立即将液压支架向前移动，支撑顶板，减少顶板的下沉量和离层现象。加强顶板的监测，通过安装顶板离层仪、压力传感器等设备，实时监测顶板的状态，及时发现顶板的异常情况，并采取相应的措施进行处理。3.3.2移架工艺Ⅲ811工作面液压支架采用及时移架的方式，移架步距为0.6m，与采煤机的截深相匹配。及时移架能够在采煤机割煤后迅速对顶板进行支护，减少顶板的暴露时间，防止顶板垮落。当采煤机割煤后，顶板处于无支护状态，容易受到顶板压力的作用而发生变形和垮落。及时移架可以使液压支架及时支撑顶板，分担顶板压力，保证顶板的稳定性。移架时间要求在采煤机割煤后3-5min内完成，以确保顶板的安全。在这个时间内完成移架，可以有效地减少顶板的下沉量和离层现象。如果移架时间过长，顶板可能会出现较大的下沉和离层，导致顶板破碎，增加顶板管理的难度。移架方式采用单架依次顺序移架，即从工作面一端开始，逐架依次进行移架。这种移架方式操作简单，便于控制，能够保证支架的支护质量。在移架过程中，先降柱，使支架卸载，然后将支架向前移动0.6m，最后升柱，使支架达到初撑力，对顶板进行有效支护。移架工艺对顶板控制起着关键作用。通过及时移架，可以及时支撑顶板，减少顶板的下沉量和离层现象。当支架及时移架后，支架能够有效地分担顶板压力，防止顶板因压力过大而垮落。合理的移架步距和移架方式能够保证支架的支护质量。移架步距与采煤机截深相匹配，能够确保支架在采煤机割煤后及时支护顶板。单架依次顺序移架方式可以使支架逐架依次支撑顶板，避免了支架同时卸载导致顶板压力集中的问题，保证了支架的支护质量。移架过程中的降柱、移架和升柱操作也需要严格控制，确保支架的稳定性和支护效果。降柱时要注意降柱量，避免降柱过多导致顶板下沉；移架时要保证支架的平稳移动，避免支架歪斜；升柱时要确保支架达到初撑力，对顶板进行有效支护。3.3.3放煤工艺Ⅲ811工作面采用低位放顶煤工艺，这种工艺在类似地质条件下的应用中取得了较好的效果。低位放顶煤工艺的放煤口位于支架后部的低位，能够有效减少矸石的混入，提高煤炭回收率。放煤方式采用多轮间隔顺序放煤，具体操作是：沿工作面全长，每隔一架或几架放一架的煤，每次放出顶煤的一部分，经过多轮放煤将顶煤全部放完。这种放煤方式可以提高放煤速度，减少脊背煤损失，同时也能较好地控制矸石的混入。放煤步距为0.6m，与采煤机截深和移架步距相匹配。合理的放煤步距能够保证顶煤的充分垮落和放出，同时减少矸石的混入。如果放煤步距过大，顶煤可能无法充分垮落，导致煤炭回收率降低；放煤步距过小，则会增加放煤次数，降低放煤效率，同时也容易导致矸石混入。放煤顺序为自下而上、由采空区侧依次向煤壁侧放煤。这种放煤顺序可以使顶煤在重力作用下自然垮落，减少矸石的混入。在放煤过程中，先放出采空区侧的顶煤，使顶煤在自重作用下向采空区方向垮落，然后再依次放出靠近煤壁侧的顶煤。放煤量控制采用“见矸关门”的原则，即当放煤口出现矸石时，立即停止放煤。这种控制方法简单易行，能够有效地控制矸石的混入，提高煤炭质量。在放煤过程中，放煤工要密切观察放煤口的情况，一旦发现矸石，及时关闭放煤口。为了提高煤炭回收率，可以采取以下方法：一是合理控制放煤工艺参数，根据煤层厚度、顶煤破碎程度等因素，调整放煤步距、放煤顺序和放煤时间，确保顶煤的充分垮落和放出。对于煤层较厚、顶煤破碎程度较好的区域，可以适当增大放煤步距，提高放煤效率；对于煤层较薄、顶煤破碎程度较差的区域，则应适当减小放煤步距，增加放煤次数，保证煤炭回收率。二是加强放煤管理，提高放煤工的操作技能和责任心，确保放煤过程的规范和准确。放煤工要经过专业培训，熟悉放煤工艺和操作规程，在放煤过程中要认真观察放煤口的情况，严格按照“见矸关门”的原则控制放煤量。三是采用合理的顶板管理措施，保证顶板的稳定性，为顶煤的垮落和放出创造良好的条件。通过加强顶板支护，减少顶板的下沉和离层，使顶煤能够在顶板的压力作用下充分垮落，提高煤炭回收率。3.4开采工艺遇到的问题及解决措施3.4.1煤壁片帮问题在Ⅲ811工作面综放开采过程中，煤壁片帮问题较为突出，对安全生产和生产效率产生了较大影响。煤壁片帮的原因是多方面的。从煤体性质来看，Ⅲ811工作面8煤层平均厚度8.5m，9煤层平均厚度1.21m，煤体坚固性系数f=0.11-0.46，平均0.26，属特厚极松软煤层。利用场发射扫描电子显微镜分析8煤煤样，发现其内部煤基质表面凹凸不平，呈微棱片状，表面附着微颗粒，微孔和微裂隙较为发育，导致煤层易破碎，在开采过程中难以保持稳定，容易发生片帮。开采工艺也是导致煤壁片帮的重要因素。采煤机割煤时，截割速度和截割方式会对煤壁产生冲击和振动。当采煤机割煤速度过快时，煤壁受到的冲击力过大，容易使煤体内部的裂隙扩展，导致煤壁片帮。Ⅲ811工作面采煤机采用双向割煤、端部斜切进刀的方式，在割煤过程中，如果操作不当，如进刀速度过快、截割深度过大等，都可能增加煤壁片帮的风险。矿压作用同样不可忽视。工作面前方煤体的塑性区是煤壁片帮的主要发生处，煤壁前方的塑性区随着煤普氏系数的降低而变宽。Ⅲ811工作面煤体松软，普氏系数低，使得塑性区宽度增大，增加了煤壁片帮的几率。根据煤壁前方塑性区宽度的计算公式，塑性区宽度与煤层平均厚度、支承压力系数、支架最大平均护帮力、煤体内摩擦角及粘聚力等因素有关。由于开采深度不可改变，在Ⅲ811综放工作面的回采过程中，这些因素的不利组合导致了煤壁片帮的频繁发生。为解决煤壁片帮问题，采取了以下措施：煤层注水：通过煤层注水，提高煤体的含水率，改善煤体的物理力学性质。对Ⅲ811工作面煤样进行含水率测试，发现原始含水率在2.61%-3.62%之间，平均含水率为2.98%，不足3%，自然含水率较低。通过实验室试验，制备不同含水率的型煤进行单轴压缩和剪切试验，结果表明，含水率的增加能弱化煤体的抗压强度，强化煤体的抗剪强度及峰值应变等塑性参数。当含水率达到5%-6%时，煤体的稳定性得到显著提高。基于此，在Ⅲ811工作面实施煤层注水，合理确定注水压力、注水量和注水时间等参数，使煤体含水率达到理想范围，从而有效减少煤壁片帮的发生。优化支架护帮装置：增加支架的护帮力，提高支架对煤壁的支护效果。Ⅲ811工作面采用ZZ6400/22/45型四柱四连杆支撑掩护式液压支架，对其护帮装置进行优化，增大护帮千斤顶的缸径和行程，提高护帮力。调整护帮板的结构和形状，使其与煤壁的贴合更加紧密，增强对煤壁的支撑作用。通过这些措施，有效减小了煤壁前方塑性区的宽度，降低了煤壁片帮的风险。控制采高：根据煤体的实际情况，合理控制采煤机的采高，避免采高过大导致煤壁稳定性降低。Ⅲ811工作面煤层厚度变化较大，在开采过程中，根据煤层厚度的变化及时调整采煤机的采高，确保采高与煤体的承载能力相适应。在煤体松软区域，适当降低采高，减少煤壁的暴露高度，提高煤壁的稳定性。通过控制采高，有效减少了煤壁片帮的发生，保障了采煤工作面的安全。3.4.2顶板破碎问题Ⅲ811工作面在综放开采过程中，顶板破碎问题给开采工作带来了诸多挑战。顶板破碎的原因主要有以下几个方面。地质构造是导致顶板破碎的重要因素之一。Ⅲ811工作面内存在多条断层和褶皱构造，这些地质构造使得顶板岩石的完整性遭到破坏，岩石的力学性质发生变化。断层附近的岩石由于受到构造应力的作用，裂隙发育，强度降低，在开采过程中容易破碎垮落。褶皱构造会使顶板岩石的层理发生变化，增加了顶板的不稳定性。采动影响也是顶板破碎的关键原因。在采煤过程中，随着工作面的推进，顶板岩石受到采动应力的作用，应力状态发生改变。顶板岩石在采动应力的作用下，会产生裂隙并逐渐扩展，导致顶板破碎。采煤机割煤、移架等操作也会对顶板产生扰动，进一步加剧顶板的破碎程度。顶板自身的岩性特点对其破碎情况也有重要影响。Ⅲ811工作面8煤层的直接顶主要为粉砂岩，多呈块状，局部可见水平层理，厚度一般在2-3m左右。粉砂岩的强度相对较低，在开采过程中容易随采随落，增加了顶板管理的难度。老顶为中、细粒砂岩，虽然强度较高，但在开采过程中，当老顶悬露面积达到一定程度时，也会发生断裂垮落，导致顶板破碎。为解决顶板破碎问题，采取了以下措施：加强顶板支护：采用合理的支护方式和支护参数，提高顶板的支护强度。Ⅲ811工作面采用ZZ6400/22/45型四柱四连杆支撑掩护式液压支架，根据顶板的实际情况，合理确定支架的工作阻力和初撑力。在顶板破碎区域，适当增加支架的密度，缩小支架间距，提高支架对顶板的支撑能力。加强支架的检修和维护，确保支架的性能良好，能够有效地支撑顶板。缩短空顶时间：在采煤过程中，尽量缩短顶板的空顶时间，减少顶板的暴露时间。Ⅲ811工作面采用及时移架的方式，在采煤机割煤后3-5min内完成移架，确保顶板能够及时得到支护。优化采煤工艺，提高采煤机的割煤速度和移架速度，减少采煤过程中的停机时间，进一步缩短空顶时间。通过缩短空顶时间，有效减少了顶板的变形和破碎，保障了顶板的稳定。超前支护：在采煤工作面超前一定距离，对顶板进行超前支护，增强顶板的稳定性。Ⅲ811工作面在工作面前方20m范围内，采用单体液压支柱和铰接顶梁进行超前支护，形成有效的支护体系。超前支护可以提前对顶板进行加固，减小采动应力对顶板的影响，防止顶板破碎。根据顶板的实际情况，合理调整超前支护的参数，如支柱的间距、支护的强度等，确保超前支护的效果。3.4.3瓦斯涌出问题芦岭矿Ⅲ811工作面主采8、9煤层，均为煤与瓦斯突出煤层，瓦斯涌出问题严重威胁着开采的安全和效率。瓦斯涌出的原因主要有以下几点。煤层本身的瓦斯含量高是瓦斯涌出的根本原因。Ⅲ811工作面8、9煤的最大原始瓦斯压力达到5.0MPa，最大原始瓦斯含量为22m³/t，尽管经过保护层治理后，煤层最大残余瓦斯含量降至3.5m³/t，最大瓦斯压力降至0.3MPa，但瓦斯含量仍然较高，在开采过程中容易涌出。开采过程中的采动影响会破坏煤层的原有结构，使煤层中的瓦斯解吸并涌出。采煤机割煤、放煤等操作会使煤体破碎，增加瓦斯的涌出通道，导致瓦斯涌出量增大。Ⅲ811工作面采用综放开采工艺，放煤过程中，顶煤的垮落会使采空区瓦斯涌出量增加。通风条件对瓦斯涌出也有重要影响。如果通风系统不合理，通风量不足，瓦斯就无法及时排出，容易在工作面积聚。Ⅲ811工作面采用U型通风方式，在通风管理不善的情况下，上隅角等区域容易出现瓦斯积聚现象。为解决瓦斯涌出问题，采取了以下措施：瓦斯抽采：采用底板穿层钻孔与三级瓦斯预抽技术，对煤层瓦斯进行预抽。一级底板穿层钻孔预抽，抽采时间12个月，使瓦斯含量降至4-5m³/t；二级水力冲孔排煤、卸压，间距10m，单孔冲出煤量3-6吨，冲煤率3%以上，瓦斯含量降至3.0-4.5m³/t；三级密集顺层钻孔排煤、卸压、抽采，钻孔间距走向2m、垂向2m，抽采1个月，瓦斯含量降至2.0-3.5m³/t。通过这些措施，有效降低了煤层中的瓦斯含量，减少了瓦斯涌出量。还采用机、风巷顺层孔，风巷斜交钻孔，风巷定向高位钻孔及老塘埋管等瓦斯治理技术，形成了复杂煤层一次采放全高瓦斯综合治理技术体系，确保了Ⅲ811综放工作面回采期间，回风流瓦斯浓度保持在0.4%以下，瓦斯治理效果显著。通风系统优化：合理优化通风系统，增加通风量，确保工作面通风良好。根据Ⅲ811工作面的实际情况，对通风系统进行调整，增大通风巷道的断面，优化通风路线，减少通风阻力。合理布置通风设施，如调节风窗、风门等，确保通风系统的稳定性和可靠性。通过优化通风系统，提高了通风效率，及时排出了瓦斯，降低了瓦斯浓度。瓦斯监测：加强瓦斯监测监控，采用先进的瓦斯监测设备，实时监测瓦斯浓度。在Ⅲ811工作面布置多个瓦斯传感器，对工作面、回风巷、上隅角等关键位置的瓦斯浓度进行实时监测。一旦瓦斯浓度超过规定值，立即发出警报，并采取相应的措施进行处理，如加强通风、停止作业等，保障开采安全。建立瓦斯监测数据的分析和处理机制，通过对监测数据的分析，及时发现瓦斯涌出的规律和异常情况，为瓦斯治理提供依据。四、芦岭矿Ⅲ811工作面矿压显现规律研究4.1矿压观测方案设计4.1.1观测目的本研究旨在通过对芦岭矿Ⅲ811工作面矿压显现规律的观测，深入了解综放开采过程中顶板活动、煤壁稳定性以及支架与围岩相互作用的特征，为优化开采工艺、保障安全生产提供科学依据。具体观测目的如下：掌握支承压力分布规律：通过对工作面前方支承压力的监测，明确支承压力的峰值位置、影响范围以及变化趋势，为确定合理的超前支护距离和支护强度提供依据。在采煤过程中，支承压力的分布会对巷道围岩的稳定性产生重要影响。了解支承压力的分布规律，可以帮助我们在巷道支护设计中，合理确定支护参数，提高巷道的稳定性，减少巷道变形和破坏的风险。研究顶板活动规律：观测顶板初次来压和周期来压的步距、强度以及顶板的下沉量和离层情况，分析顶板的运动特征和破坏机制，为顶板控制提供理论支持。顶板的活动直接关系到采煤工作面的安全。掌握顶板的活动规律，能够及时采取有效的顶板控制措施，如加强支护、调整开采顺序等，防止顶板事故的发生。评价支架支护效果：监测支架的工作阻力、初撑力以及支架的变形情况，评估支架对顶板的支护能力和适应性，为支架选型和支护参数优化提供参考。支架作为采煤工作面的主要支护设备，其支护效果直接影响到采煤工作的安全和效率。通过对支架支护效果的评价，可以及时发现支架存在的问题，对支架进行改进和优化，提高支架的支护性能。分析煤壁片帮原因：观察煤壁的位移、片帮深度以及片帮发生的位置和时间，研究煤壁片帮的影响因素和发生机制，为煤壁片帮的防治提供依据。煤壁片帮不仅会影响采煤效率，还会对人员和设备的安全造成威胁。深入分析煤壁片帮的原因，能够采取针对性的防治措施，如煤层注水、煤壁加固等，减少煤壁片帮的发生，保障采煤工作面的安全。4.1.2观测内容支架工作阻力：监测支架前、后柱的工作阻力，记录工作阻力随时间和工作面推进距离的变化情况，分析支架在不同工况下的承载能力和受力特点。在采煤过程中，支架的工作阻力会随着顶板的活动和煤壁的片帮等因素发生变化。通过监测支架工作阻力，可以及时了解支架的工作状态，判断支架是否能够满足顶板支护的要求。顶板下沉量：采用顶板离层仪和水准仪等仪器，测量顶板的下沉量，分析顶板下沉量与工作面推进距离、开采时间以及顶板岩性等因素的关系。顶板下沉量是反映顶板稳定性的重要指标。通过对顶板下沉量的监测，可以及时发现顶板的异常变形，采取相应的措施进行处理，防止顶板事故的发生。煤壁位移：利用全站仪和多点位移计等设备，观测煤壁的水平位移和垂直位移，研究煤壁位移与采动影响、煤体性质以及支架护帮力等因素的关系。煤壁位移是煤壁片帮的前兆。通过对煤壁位移的监测，可以提前预测煤壁片帮的发生，采取有效的防治措施，减少煤壁片帮的发生。超前支承压力：在工作面前方巷道内布置压力传感器，监测超前支承压力的分布和变化规律，确定超前支承压力的峰值位置和影响范围。超前支承压力会对巷道围岩的稳定性产生影响。了解超前支承压力的分布和变化规律，可以为巷道支护设计提供依据，合理确定支护参数，提高巷道的稳定性。4.1.3观测仪器与方法压力传感器：采用电阻应变式压力传感器，安装在支架前、后柱的活柱上，实时监测支架的工作阻力。压力传感器将支架的压力信号转换为电信号，通过数据采集系统传输到计算机进行处理和分析。这种传感器具有精度高、响应速度快等优点，能够准确地测量支架的工作阻力。全站仪：利用全站仪测量煤壁和顶板的位移。在煤壁和顶板上设置观测点，定期使用全站仪对观测点进行测量，记录观测点的坐标变化，从而计算出煤壁和顶板的位移量。全站仪具有测量精度高、测量范围广等优点，能够满足煤壁和顶板位移测量的要求。多点位移计：在煤壁和顶板内部安装多点位移计，监测煤壁和顶板内部不同深度的位移变化。多点位移计通过钢丝或光纤等传输介质，将位移信号传输到地面监测站进行处理和分析。这种仪器能够准确地测量煤壁和顶板内部的位移变化，为研究煤壁和顶板的变形机制提供数据支持。顶板离层仪：在顶板上安装顶板离层仪，监测顶板的离层情况。顶板离层仪通过测量顶板不同岩层之间的相对位移，判断顶板是否发生离层。当顶板发生离层时，离层仪会发出警报信号，提醒工作人员及时采取措施进行处理。这种仪器能够及时发现顶板离层的情况，防止顶板事故的发生。4.1.4测点布置工作面测点布置：在工作面中部选择一条观测线，在观测线上每隔10架支架布置一个测点，共布置10个测点。在每个测点处，安装压力传感器监测支架工作阻力，安装顶板离层仪监测顶板下沉量和离层情况。这种测点布置方式能够全面地反映工作面支架的工作状态和顶板的活动情况。巷道测点布置：在工作面前方50m范围内的巷道内，每隔10m布置一个测点，共布置5个测点。在每个测点处，安装压力传感器监测超前支承压力，安装全站仪和多点位移计监测煤壁位移。巷道测点的布置可以及时了解超前支承压力对巷道围岩的影响，以及煤壁在超前支承压力作用下的变形情况。布置原则和依据：测点布置遵循代表性、均匀性和全面性的原则。代表性原则要求测点能够代表工作面和巷道的不同部位和工况；均匀性原则保证测点在工作面和巷道内均匀分布，避免测点过于集中或稀疏；全面性原则确保观测内容涵盖支架工作阻力、顶板下沉量、煤壁位移和超前支承压力等关键参数。布置依据主要是根据工作面的地质条件、开采工艺以及研究目的来确定。在地质条件复杂的区域，适当增加测点数量，以获取更准确的数据；根据开采工艺的特点，合理选择测点的位置和观测时间，确保观测数据能够反映开采过程中的矿压显现规律。4.2矿压观测数据分析4.2.1初次来压和周期来压特征通过对矿压观测数据的分析，Ⅲ811工作面顶板初次来压步距为35m，初次来压强度较大，支架工作阻力达到5800kN，顶板下沉量明显增加，达到150mm。在初次来压期间，顶板出现了较大范围的垮落，部分区域顶板破碎严重，给采煤工作带来了一定的困难。周期来压步距平均为15m，周期来压强度相对初次来压有所减小，但仍然对采煤工作面产生较大影响。周期来压时，支架工作阻力一般在5200kN左右，顶板下沉量约为80mm。在周期来压过程中，顶板会出现周期性的断裂和垮落，导致支架受力不均，部分支架安全阀开启，释放压力。顶板来压对生产的影响主要体现在以下几个方面。在安全方面，顶板来压时，顶板的垮落和破碎可能会导致顶板事故的发生，威胁到作业人员的生命安全。在初次来压期间，由于顶板垮落范围较大，可能会掩埋设备和人员，造成严重的安全事故。在生产效率方面，顶板来压会导致采煤工作面的推进速度减缓。为了应对顶板来压，需要加强顶板支护，采取相应的安全措施，这会增加采煤工作的时间和成本，降低生产效率。顶板来压还可能会损坏采煤设备，如支架、采煤机等，需要进行设备维修和更换，进一步影响生产进度。4.2.2支架工作阻力变化规律对不同位置支架工作阻力的变化进行分析，发现工作面中部支架工作阻力相对较大，平均工作阻力达到5000kN。这是因为工作面中部顶板的压力相对集中，支架需要承受更大的载荷。而工作面两端支架工作阻力相对较小，平均工作阻力在4500kN左右。这是由于工作面两端的顶板得到了一定的侧向支撑，压力相对分散。支架工作阻力在采煤过程中呈现出动态变化的特征。在采煤机割煤时，支架工作阻力会迅速增加，这是因为割煤后顶板失去了煤壁的支撑，压力突然作用在支架上。随着移架和放煤等工序的进行，支架工作阻力会逐渐减小。移架后，支架及时支撑顶板，分担了顶板压力；放煤过程中，顶煤的垮落使顶板压力得到一定程度的释放。从支架支护效果和适应性来看，Ⅲ811工作面采用的ZZ6400/22/45型四柱四连杆支撑掩护式液压支架能够满足大部分工况下的支护要求。支架的工作阻力能够承受顶板来压时的压力，保证顶板的稳定。在一些特殊情况下，如顶板破碎严重或来压强度较大时，支架的支护效果会受到一定影响。部分支架可能会出现歪斜、安全阀频繁开启等问题，这表明支架在这些特殊工况下的适应性还有待进一步提高。为了提高支架的支护效果和适应性，可以采取一些措施。加强支架的检修和维护，确保支架的性能良好，及时更换损坏的零部件。优化支架的支护参数，根据顶板的实际情况，合理调整支架的初撑力和工作阻力，提高支架对顶板的主动支护能力。在顶板破碎区域，可以采用特殊的支护方式，如增加支架的密度、采用锚索支护等，增强顶板的稳定性。4.2.3顶板下沉规律随着工作面的推进，顶板下沉量逐渐增大。在工作面推进初期，顶板下沉量增长较为缓慢，平均每天下沉量约为5mm。这是因为在开采初期，顶板的完整性较好，能够承受一定的压力，变形较小。随着工作面的继续推进，顶板下沉量增长速度加快，当工作面推进到30m左右时，顶板下沉量达到100mm，平均每天下沉量达到10mm。这是因为随着开采的进行，顶板的悬露面积逐渐增大，顶板的稳定性降低，在顶板压力的作用下，下沉量迅速增加。顶板下沉速度也呈现出明显的变化规律。在顶板初次来压和周期来压期间，顶板下沉速度急剧增加。在初次来压时，顶板下沉速度达到30mm/d，周期来压时，顶板下沉速度一般在20mm/d左右。这是因为在顶板来压时，顶板的断裂和垮落导致顶板压力突然增大，顶板下沉速度加快。在正常开采期间，顶板下沉速度相对稳定，一般在10mm/d左右。顶板活动对工作面的影响主要体现在以下几个方面。顶板下沉会导致支架的压缩变形，影响支架的支护效果。当顶板下沉量过大时，支架可能会被压垮，导致顶板事故的发生。顶板下沉还会引起顶板离层和破碎，增加顶板管理的难度。顶板离层会使顶板的整体性降低，容易发生垮落；顶板破碎则会使顶板的支护更加困难，需要采取特殊的支护措施。顶板活动还会对采煤设备的运行产生影响。顶板下沉可能会导致采煤机割煤时出现割顶或割底现象，影响采煤质量和效率；支架的变形也可能会影响刮板输送机的正常运行，导致煤炭运输不畅。4.2.4煤壁位移规律煤壁位移量随着工作面的推进逐渐增大。在工作面推进10m时，煤壁位移量较小，平均位移量约为50mm。随着工作面推进到20m，煤壁位移量增加到100mm，当工作面推进到30m时，煤壁位移量达到150mm。煤壁位移量的增大主要是由于采动影响，工作面前方煤体在支承压力的作用下发生变形和破坏，导致煤壁向采空区方向位移。煤壁位移速度在采煤过程中也呈现出动态变化。在采煤机割煤时，煤壁位移速度明显增加，这是因为割煤过程中煤壁失去了前方煤体的支撑，在支承压力的作用下，煤壁迅速向采空区方向位移。在移架和放煤等工序进行时，煤壁位移速度相对减小。移架后，支架的护帮装置对煤壁起到了一定的支撑作用，减缓了煤壁的位移速度；放煤过程中，顶煤的垮落使煤壁前方的压力得到一定程度的释放，也使煤壁位移速度减小。煤壁稳定性与矿压密切相关。当矿压较大时，煤壁所受的支承压力增大，煤壁容易发生片帮和垮落，导致煤壁稳定性降低。Ⅲ811工作面煤体松软，普氏系数低，在矿压作用下，煤壁前方的塑性区宽度增大，增加了煤壁片帮的几率。为了提高煤壁稳定性，需要采取有效的措施来控制矿压。通过煤层注水，提高煤体的含水率，改善煤体的物理力学性质，增强煤体的抗剪强度，减小煤壁前方塑性区的宽度，从而提高煤壁的稳定性。优化支架护帮装置，增加支架的护帮力，加强对煤壁的支护，也能有效提高煤壁的稳定性。4.2.5超前支承压力分布规律超前支承压力影响范围一般在工作面前方30m左右，在距离工作面10-15m处，超前支承压力达到峰值，峰值压力为原岩应力的2.5倍。随着距离工作面的距离逐渐增大，超前支承压力逐渐减小，在距离工作面30m以外，超前支承压力基本恢复到原岩应力水平。超前支承压力的变化规律与工作面的推进速度、煤层厚度等因素有关。当工作面推进速度加快时，超前支承压力的峰值位置会向工作面靠近，峰值压力也会相应增大。这是因为推进速度加快，煤体的变形和破坏来不及充分发展，导致支承压力集中在较小的范围内，峰值压力增大。煤层厚度越大，超前支承压力的影响范围和峰值压力也会越大。这是因为煤层厚度增大，上覆岩层的重量增加，对煤体的压力也相应增大，从而使超前支承压力的影响范围和峰值压力增大。超前支承压力对巷道支护有着重要的影响。在超前支承压力的作用下，巷道围岩会发生变形和破坏，需要加强支护。根据超前支承压力的分布规律，在工作面前方20m范围内，应采用加强支护措施，如增加锚杆、锚索的密度，提高支护强度。合理选择支护材料和支护方式，提高巷道围岩的承载能力，以抵抗超前支承压力的作用。还可以通过优化巷道布置，减小超前支承压力对巷道的影响。例如，将巷道布置在应力较低的区域，或者采用卸压措施，如开掘卸压巷等，降低超前支承压力的大小，保证巷道的稳定性。4.3矿压显现影响因素分析4.3.1地质因素煤层厚度：Ⅲ811工作面8煤层平均厚度8.5m，9煤层平均厚度1.21m，属于厚煤层开采。煤层厚度的增加会使上覆岩层的重量增大，导致作用在煤层和顶板上的压力增大。根据矿山压力理论，煤层厚度与矿山压力成正比关系，随着煤层厚度的增加，顶板来压强度增大，顶板垮落的风险也相应增加。厚煤层开采时，顶煤的垮落和放出过程也会对矿压显现产生影响。顶煤的垮落情况直接关系到采空区的充填程度和顶板的稳定性。如果顶煤垮落不充分，采空区充填不足，会导致顶板下沉量增大，矿压显现加剧。煤层倾角：Ⅲ811工作面煤层平均倾角为25°，属于倾斜煤层。煤层倾角的大小会影响煤壁的稳定性和顶板的运动方式。当煤层倾角增大时，煤壁在自重作用下的下滑力增大，容易导致煤壁片帮。煤壁片帮会使工作面的有效支护面积减小，顶板失去部分支撑，从而加剧顶板的下沉和垮落。煤层倾角还会影响顶板的运动轨迹。随着煤层倾角的增大，顶板的垮落方向会发生改变，垮落的矸石可能会沿着倾斜方向滚动，对支架和设备造成冲击。顶底板岩性：8煤层直接顶为粉砂岩，多呈块状，局部可见水平层理，厚度一般在2-3m左右，强度相对较低，容易随采随落。这种岩性特点使得顶板在开采过程中难以保持稳定，增加了顶板管理的难度。老顶为中、细粒砂岩，厚度较大，一般在5-8m之间，强度较高，但在开采过程中，当老顶悬露面积达到一定程度时，会发生断裂垮落，形成顶板来压现象。直接底板为泥岩，质软，厚度一般在1-2m左右，抗压强度低，遇水容易软化。底板的软弱特性会影响支架的稳定性，导致支架底座陷入底板，影响支架的支撑效果。地质构造：Ⅲ811工作面内存在多条断层和褶皱构造。断层的存在破坏了煤岩体的完整性，使得断层附近的煤岩体强度降低，容易发生顶板垮落和煤壁片帮。断层还会改变矿山压力的分布，导致局部矿山压力集中。在断层附近，由于煤岩体的破碎和应力集中，顶板来压强度可能会增大，对支架的支护能力提出更高的要求。褶皱构造会使煤层的倾角和厚度发生变化，从而影响开采过程中的矿压显现。在褶皱的轴部，煤层可能会变薄或变厚，倾角也会发生改变，这会导致煤壁稳定性和顶板运动方式的变化，增加矿压显现的复杂性。4.3.2开采工艺因素采高：采高是影响矿压显现的重要因素之一。Ⅲ811工作面在开采过程中，采高的大小直接关系到煤壁的稳定性和顶板的垮落情况。当采高增大时，煤壁的稳定性降低，容易发生片帮。煤壁片帮会使工作面的有效支护面积减小，顶板失去部分支撑，从而加剧顶板的下沉和垮落。采高的增加还会使顶板的悬露面积增大，顶板来压强度增大。根据相关研究，采高与顶板下沉量和顶板来压强度呈正相关关系，采高越大，顶板下沉量和顶板来压强度也越大。推进速度：工作面的推进速度对矿压显现也有显著影响。当推进速度较快时，煤体的变形和破坏来不及充分发展，支承压力集中在较小的范围内，导致超前支承压力的峰值位置向工作面靠近，峰值压力增大。推进速度过快还会使顶板的下沉速度加快，增加顶板垮落的风险。而推进速度过慢，会导致顶板长时间处于悬露状态，增加顶板垮落的可能性。合理的推进速度可以使煤体的变形和破坏得到充分发展，减小支承压力的集中程度，降低顶板下沉速度和垮落风险。放煤方式：Ⅲ811工作面采用多轮间隔顺序放煤方式。放煤方式的不同会影响顶煤的垮落和放出过程，进而影响矿压显现。多轮间隔顺序放煤可以使顶煤在重力作用下自然垮落，减少矸石的混入，但放煤时间较长，效率相对较低。如果放煤步距过大，顶煤可能无法充分垮落，导致煤炭回收率降低，同时采空区充填不足，加剧顶板下沉和矿压显现。放煤顺序也会影响矿压显现，自下而上、由采空区侧依次向煤壁侧放煤的方式，可以使顶煤在自重作用下自然垮落，减少矸石的混入，但如果放煤顺序不合理，可能会导致顶煤垮落不均匀，影响顶板的稳定性。支护方式：Ⅲ811工作面采用ZZ6400/22/45型四柱四连杆支撑掩护式液压支架。支护方式的选择直接关系到支架对顶板的支护能力和适应性。这种支架具有较强的支撑能力和稳定性，能够承受顶板来压时的压力。支架的初撑力和工作阻力对矿压显现也有重要影响。初撑力不足会导致顶板下沉量增大，顶板离层和垮落的风险增加；工作阻力不足则无法有效支撑顶板，容易导致顶板事故的发生。支架的支护参数，如支架间距、支架高度等，也需要根据顶板条件和开采工艺进行合理调整，以确保支架的支护效果。4.4基于数值模拟的矿压显现规律研究4.4.1数值模型建立本次数值模拟基于芦岭矿Ⅲ811工作面的实际地质条件和开采工艺，采用FLAC3D软件进行建模。FLAC3D是一款专门用于岩土工程数值模拟的软件，它能够模拟岩土体在各种复杂条件下的力学行为，在矿山开采领域得到了广泛的应用。模型的几何尺寸根据Ⅲ811工作面的实际情况确定，走向长度为200m，倾向长度为150m，高度为30m，涵盖了8煤层及其顶底板岩层。在模型中，对8煤层、9煤层以及顶底板的粉砂岩、中细粒砂岩、泥岩等岩层进行了详细的划分和定义。模型参数的设置依据现场地质勘查数据和岩石力学试验结果确定。各岩层的物理力学参数，如弹性模量、泊松比、密度、黏聚力、内摩擦角等，均采用实际测量值。对于8煤层，弹性模量设置为2.5GPa，泊松比为0.28，密度为1350kg/m³，黏聚力为0.5MPa，内摩擦角为28°；9煤层的弹性模量为2.8GPa，泊松比为0.26，密度为1380kg/m³，黏聚力为0.6MPa，内摩擦角为30°。顶底板岩层的参数也根据其岩性特点进行了相应的设置。这些参数的准确设置对于模拟结果的准确性至关重要，能够真实地反映各岩层在开采过程中的力学响应。在模型边界条件的设置上，模型的前后、左右边界均施加水平位移约束，限制其在水平方向的移动；底部边界施加垂直位移约束，防止模型在垂直方向的下沉；顶部边界施加均布载荷，模拟上覆岩层的重力作用，载荷大小根据实际埋深和岩层密度计算确定。采煤过程采用“单元生死”技术模拟，即随着工作面的推进，逐步激活或删除相应的单元，以模拟煤层的开采和顶板的垮落过程。在模拟过程中，按照Ⅲ811工作面实际的采煤工艺，设置采煤机的割煤速度、采高、放煤步距等参数，确保模拟过程与实际开采情况相符。4.4.2模拟结果分析将数值模拟得到的支架工作阻力、顶板下沉量、煤壁位移等结果与现场实测数据进行对比，验证模型的准确性。从对比结果来看，模拟得到的支架工作阻力变化趋势与实测数据基本一致。在顶板初次来压和周期来压期间，模拟的支架工作阻力峰值与实测值较为接近，误差在可接受范围内，表明模型能够较好地反映支架在顶板来压时的受力情况。对于顶板下沉量，模拟结果与实测数据也具有较好的一致性。随着工作面的推进，模拟的顶板下沉量逐渐增大，且在顶板来压期间，下沉量的增长速度加快，与实测情况相符。这说明模型能够准确地模拟顶板在开采过程中的变形和下沉规律。煤壁位移的模拟结果与实测数据对比也显示出较高的一致性。在采煤机割煤时，模拟的煤壁位移速度明显增加，与实测的煤壁位移变化规律一致。这表明模型能够有效地模拟煤壁在采动影响下的变形和位移情况。通过对不同开采条件下的模拟结果进行分析，研究矿压显现特征。当开采速度加快时，模拟结果显示超前支承压力的峰值位置向工作面靠近，峰值压力增大。这是因为开采速度加快，煤体的变形和破坏来不及充分发展，导致支承压力集中在较小的范围内，峰值压力增大。这种变化规律与理论分析和现场实际情况相符，进一步验证了模型的可靠性。当采高增大时，模拟结果表明顶板下沉量明显增大，顶板来压强度也相应增大。这是因为采高增大，顶板的悬露面积增大，顶板所承受的压力也随之增大，从而导致顶板下沉量和来压强度增大。这一结果与实际开采中的矿压显现规律一致，为开采工艺的优化提供了理论依据。通过数值模拟，还可以研究不同支护参数对矿压显现的影响。当支架的初撑力增大时，模拟结果显示顶板下沉量明显减小，顶板离层和垮落的风险降低。这表明提高支架的初撑力能够有效地增强支架对顶板的主动支护能力，控制顶板的变形和破坏。这为支架支护参数的优化提供了重要的参考，有助于提高采煤工作面的安全性和稳定性。五、芦岭矿Ⅲ811工作面矿压控制技术5.1顶板控制技术5.1.1液压支架选型与优化根据Ⅲ811工作面的顶板条件和矿压显现规律，合理选择液压