∏型钢放顶煤（共7篇）
∏型钢放顶煤 篇1
放顶煤开采技术是厚煤层采煤技术的发展方向,同分层开采相比,具有显著的技术经济优势。但放顶煤技术的推广受到很多因素的制约。π型钢梁放顶煤开采技术在倾斜煤层已获得成功[1],但在急倾斜煤层中尚未尝试。在研究中稷煤矿急倾斜厚煤层开采方案时,反复论证,大胆创新,最后决定采用π型钢梁放顶煤一次采全高技术实行开采试验。
1 工作面概况
左三工作面位于-200m水平,上限标高-195m,下限标高-230m,走向长372m,倾斜长47m,煤层倾角45°～53°,煤厚4.6～7.0m,平均厚度5.8m,煤层结构简单。除顶层有一层硬煤,煤体较松软,属稳定煤层。直接顶为0.6m厚粘土岩,老顶为8.5m厚中细砂岩,煤层自燃发火期3～6个月,瓦斯含量3m3/t,煤层无突出危险性,煤尘具有爆炸危险性。
2 采煤工艺和技术参数
采煤工作面支护形式采用两梁六柱对棚支护,主副梁均为三柱,支架选用长2.4m的π型钢梁配合DZ22-30/100型单体液压支柱,支架垂直煤壁回采线排列布置,组间距为0.7m(中-中),最大控顶距为3.6m,最小控顶距为2.4m,采高1.9m,采放比为1∶2,采用多轮次顺序放煤,循环放煤步距为1m。回采工艺:风镐落煤→找顶、铺联网→背顶→移主梁→卧底支柱→自溜出煤→移副梁(放顶)→剪网放煤→补网堵放煤口→清理工作面、漫底[2]。
3 开采试验中采取的主要安全技术措施
3.1 采用伪俯斜开采
根据矿井急倾斜煤层倾斜分层开采和倾斜煤层采用组织钢梁放顶煤开采的经验,确定采用伪俯斜开采。在试验中,通过不断调整伪俯采角度,进行放煤技术效果分析,最后确定工作面伪俯角选择22°～32°较为适宜,最有利于安全管理[3]。
3.2 顶底板管理方面措施
由于煤层倾角大,即便采用伪俯斜开采,工作面倾角仍达40°～46°,作用在支架上压力相对较小,支架稳定性较差,容易倾倒。因此,加强顶底板管理尤为重要。分三班对同单体支柱压力进行监测,对压力达不到50KN的支柱进行二次补压。如仍达不到要求的支柱采取接顶、穿木鞋、增设抗柱及顺山抬棚等有效加强支护措施。支架全部采用一梁三柱支护,采高控制在1.9m以下,所有支柱必须紧跟煤层底板,且矸子柱窝不少于100mm。移梁放顶前对老塘侧支柱进行二次加压增强抗推倒能力。放煤前在放煤口增设一架顺山木棚加强支护。工作面所有支柱拴防倒绳,卸载坏柱及时更换。工作面底板留有不少于300mm厚的余煤护底,且每个栅档内采用塘材制品漫底,防止支柱失脚,工作面抽底。加强工程规格质量,支柱垂直顶底板支护,迎山有劲。对顶空处必须用老料和塘材接顶至实碴,防止冒顶垮棚。
3.3 提高回采率措施
左三煤层顶层有一层厚0.8m左右的硬煤,在移梁时不能及时冒落,且冒落时呈大块状,易堵塞上面软煤,给老塘放顶煤带来一定困难。在开采初期,由于硬煤影响,煤炭回收率仅70%,大量硬煤丢失在老塘,不仅造成资源浪费,而且对防火极为不利。为此,沿走向每隔80～100m从机巷沿煤层顶板按正倾斜方向施工一条马道贯透上风巷,并在上风巷对顶煤实施高压注水。不仅释放了煤体内应力,较好地使煤体预裂破碎,而且湿润了煤体,减少了放煤时煤尘。另外,放煤时对大块矸石和大块煤采用风镐进行破碎。实践证明,这种方法效果良好,回采率达到90%以上。
3.4 自然起火防治措施
根据急倾斜煤层开采上履岩层的运动规律,工作面老塘上部空间积聚各种气体,老塘内遗煤容易自然起火。为此,在工作面上风巷顶板侧上方沿走向每隔80m施工一个钻窝,打一组顶板走向钻孔对老塘上部进行采后注浆。同时在上风巷埋地管灌浆。另外,还在工作面上隅角安装一台CO监测探头进行全天候监测,定期取样化验。
4 技术经济效查分析
4.1 技术优势明显
(1)一次性采全高减少了两个工作面回采巷道的掘进量,降低了万吨掘进率,缩短了回采时间,解决了生产接替紧张的矛盾。
(2)由于上下风巷沿煤层底板掘进,巷道支护压力小,大大减少巷道维修量,保证通风行人运输断面。
(3)工作面使用π型组合钢梁,支架整体性好,有利于顶板管理,减少了顶板事故的发生。
(4)采用单体支柱支护跟底回采,减少了支柱钻底量和顶板下沉量,有利于回柱,便于提高回采进度,有利于防火。
4.2 经济效益显著
π型组合钢梁一次性放顶煤与分层开采技术经济比较,见表1。
从表1数据比较即可看出放顶煤一次采全高效果明显,另外运输设备费用、巷道维护费均比分层开采节约2/3。
5 结束语
(1)急倾斜煤层在采取一定措施后可采用放顶煤工艺一次采全高,技术优势明显,经济效益可观,安全保障可靠。
(2)急倾斜煤层放顶煤工艺由于伪俯角偏大,放煤时老塘矸石下冲严重,造成顶煤放不尽,降低了回采率,且放出矸石容易飞窜,增加了安全管理的难度。
(3)放顶煤工艺有利于顶板管理,彻底解决了支柱跟底的分层插底问题,工作面压力显现较分层开采有所降低。
(4)在老区不适合上机械化类似条件的急倾斜煤层,可推广应用该开采技术。
摘要：π型钢梁放顶煤开采技术在倾斜煤层已获得成功,但在急倾斜煤层中的运用尚未见报道。本文论述了π型钢梁放顶煤开采技术在急倾斜煤层中的实验过程与具体措施。通过实验表明,急倾斜煤层在采取一定措施后可采用放顶煤工艺一次采全高,技术优势明显,经济效益可观,安全保障可靠。
关键词：π型钢梁,煤矿开采,工作面
参考文献
[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:L中国矿业大学出版社,1999.
[2]张荣立,何国伟,李铎.采矿工程设计手册[M].北京煤炭工业出版社,2003.
[3]宁谅,宇齐元,段瑜.煤矿回采工作面矿压与顶板管理探讨[J].现代商贸工业,2009(,5):293～294.
∏型钢放顶煤 篇2
益新煤矿245采煤队现开采二水平北一石门A区7号层，采煤方法为π型钢放顶煤。二水平北一石门A区7号层最初设计储量31万吨，煤层厚度6.2米。由开拓施工入风、运输系统及回风、提料系统岩石巷道1300多米，开拓揭煤后由掘进施工煤层底板巷580米。由于益新煤矿地质条件复杂，二水平北一石门A区7号层实际施工探得煤层平均厚度4.0～5.0米、储量14.1万吨;其中，回风道分别通过f3、f4正断层，落差分别为7.5米、4.0米，造成回风道有两处35°自滑段，分别长为35米、23米。由于生产接续紧张没有其它备用工作面，加之开拓已施工1300多米岩石巷道，已无力量对系统进行改造，矿研究决定二水平北一石门A区7号层现有状态由五采区245采煤队进行开采，开采方法为π型钢放顶煤。
二水平北一石门A区7号层煤层顶板为中砂岩，厚度41.0米，灰白色、中硬，底板为粉砂岩，厚度5.0米，绝对瓦斯涌出量为：0.2m3/min。工作面由2007年1月开采至今，顺利通过回风道两处走向35°自滑段，现将245采煤队开采35°下山段的经验做以总结介绍。
1 合理调整工作面开采方向，使工作面俯伪斜通过35°下山段
由于f3、f4正断层伸入工作面深达60米(如图1所示)，如果工作面与f3、f4正断层正交通过，必将造成工作面40～50米范围俯角达30°～35°，给生产及安全管理埋下重大隐患。我们采取调整工作面开采方向的方法，使工作面与f3、f4正断层斜交以减缓工作面下俯开采角度及下俯段长度，将工作面下俯角度控制在20°以内，倾斜下俯段长度控制在30米以内。
2 工作面下俯开采段加强支护。
1)工作面下俯开采段加强软帮支护，原设计正常开采软帮斜戗柱1.6米一根，工作面下俯段软帮斜戗柱加密至0.8米一根，以防止软帮冒落顶板对工作面产生强大的下推力将工作面推垮。
2)回风道35°下山段超前替棚段加打两排倾斜戗柱(如图2所示)，布置在工作面超前10米内巷道四排单体、铰接梁支护的中间两排铰接梁下，用以加强工作面超前支护段的稳定性，防止替棚段上覆煤岩因自重而下移将回风道超前替棚段推垮。
3)下俯开采段采高严格控制在1.8米以内，严禁超高。工作面基本柱、斜戗柱全部做到接班二次注液升压，失效、漏夜单体及时更换，确保工作面的支护强度和单体的支撑力符合设计要求。泵站乳化液泵及液压系统管路做到每班由专人负责检修，确保液压系统工作正常、压力稳定。给柱时要反复充分注液，保证支柱初撑力≥105KN。
4)下俯开采段软帮放煤时，密切观察采空区冒落情况，采空区内煤(岩)冒落高度严格控制在采高的1.5倍以上。密切观察顶板冒落情况，发现悬顶立即进行挑顶作业，使顶板冒落充分。软帮放煤必须做到单头放煤，不准与其它工序平行作业。软帮放煤前必须将硬帮维护好，硬帮挂好整刀金属网，用木大板等物品把硬帮挤住，防止硬帮片帮抽顶。
5)硬帮开帮随放炮随串梁及时护住顶板，π型钢梁成对布置，迈步前进，梁上刹大棍每刀不少于2根，串梁前先将软帮破网处补联好，若硬帮有抽顶、片帮处及时用单体和木大板“一梁两柱”支护好硬帮，刹实顶板。
6)软帮放煤后，将硬帮侧彻底清净，将硬帮拉至硬底后翻中心顶柱进行推移运输机。推移运输机期间，严格按顺序推移。翻中心柱与跟打中心柱距离不得超过15米，严禁一次性将中心柱全部翻掉，翻政协柱前对下俯段所有支柱全部二次注液，保证单体支撑力满足设计要求。
7)在工作面上出口100米外备足不少于50根单体积足够数量的木搭板以作备用。
3 加强工作面质量管理。
二水平北一石门A区7号层工作面开采以来，从采区到连队对工作面工程质量严抓细管，尤其是工作面下俯开采段每班由副队长专门负责检查验收该段的工程质量，采区值班区长在工作面现场指挥生产作业，对生产过程中出现的急险情况及时采取相应针对性的措施，确保工作面安全，实现安全生产。
经过2007年1～10月份的开采实践，安全采出煤炭10余万吨，矿生产系统、机电系统曾先后两次在该工作面召开矿质量达标现场会，工程质量的稳步提高得到集团公司和矿相关领导的认可与肯定。245采煤队自开采二水平北一石门A区7号层至今，消灭了重伤以上安全事故，轻伤事故率仅为1‰。
摘要：本文总结介绍了益新煤矿245采煤队在开采二水平北一石门A区7号层过程中, 在走向大倾角煤层中运用π型钢放顶煤技术进行开采的生产实践, 使π型钢放顶煤技术得到不断发展, 具有较高的安全效益和经济效益。
放顶煤开采方法的技术分析 篇3
我国自上世纪80年代引进该技术, 经过30年的发展, 开采技术趋于成熟。随着技术的发展, 使得放顶煤开采技术在厚煤层开采中得到广泛应用。近10年来, 大功率、大采高、高可靠性的重型综采设备得到了较好的发展, 于是综采放顶煤开采技术应运而生。它具有矿井开拓部署简单、生产能力大、资源回收率高、安全效益好等优点, 因而得到广泛的关注。综放开采工艺已成为厚煤层尤其是特厚煤层开采发展的主要方向之一。但是, 尽管如此, 放顶煤技术仍然存在很多不足, 例如, 回采率较低、煤尘大等, 而回采率低已经使得欧洲很多国家禁止使用放顶煤技术进行开采。本文将对放顶煤技术的适用范围、 优点、目前存在的主要问题及对策进行分析。
1放顶煤技术的适用范围与优越性
放顶煤开采技术对地质条件、煤层赋存条件适应性很强。 从煤层赋存厚度来讲, 厚度在6 ~ 25 m的煤层都可以采用放顶煤开采, 对于更厚的煤层, 应采用分层开采; 从煤层倾角来讲, 放顶煤技术既可以用于近水平、缓倾斜煤层, 还可以应用于急倾斜煤层; 从煤的硬度来讲, 主要适用于硬度系数在0. 6 ~ 2. 0的煤层, 对于硬度系数大于2. 0的煤层, 不能直接使用放顶煤采煤法, 但是在采取一定的松动措施后, 也可以使用放顶煤开采。正是由于放顶煤技术适应性强, 其在我国的应用非常广泛。据不完全统计, 目前我国的放顶煤工作面超过300个。放顶煤技术有以下优点。
1. 1掘进率低
根据我国有关部门的统计, 我国每开采1万t煤, 需要掘进巷道45 ~ 50 m。巷道掘进是煤矿开采中的一个较大的制约因素。采用放顶煤技术, 可以大大减少巷道掘进率, 其掘进率大致在15 ~ 25 m/万t, 仅相当于分层开采的1 /3 ~ 1 /2。
1. 2工作效率高
使用放顶煤开采可以多个工作面同时回采, 从而可以大大提高每月单产量。
1. 3可以与综合机械化开采技术结合起来使用
采用放顶煤开采, 首先要将下部的煤层用其他方法进行回采。可以使用综合机械化开采技术来采下部煤层, 然后再设法放出顶煤。
2放顶煤技术存在的不足
2. 1综放开采的回收率较低
在正常的开采情况下, 采用放顶煤开采技术的采出率只能够达到81% ~ 86% , 煤炭损失的情况不容乐观。在综放工作面的煤炭损失基本上可以分为三个部分: 1放煤工艺造成的煤炭损失大约占到了工作面损失的1 /2及其以上。2在开采的过程中, 设备条件限制引起的损失约占到了1 /4。3综放工作面的设计参数受到限制或者是不合理而引发的损失占到了1 /4。
2. 2容易出现瓦斯事故
图1表示的是综放采场瓦斯涌出在空间的分布图。图中C区是放落煤炭以及采空区遗煤瓦斯涌出地点, 其瓦斯含量较高, B区是断裂煤壁。在风速方面, A区的风速最大, B区其次, C区的风速最小, 而C区的瓦斯含量却是最高的, 因此这里瓦斯含量很容易超限。
对顶板比较稳定, 直接顶板厚度较薄的综放工作面采煤时, 由于顶板长时间悬露而不垮落, 在采空区的上部岩层中有大量的裂隙, 有的甚至存在许多较大的空穴, 这些裂隙或者空穴中可以储存很多瓦斯, 当上部的顶板因初次来压或周期来压而突然间冒落时, 这些瓦斯会迅速地涌入到工作面以及回风巷中, 造成煤与瓦斯突出事故。
2. 3粉尘严重超标
放顶煤开采与其他采煤方法一样, 很难做到主要产尘尘源下风向没有工作人员。工作面增加了放煤工序, 也增加了产尘尘源数量, 虽然放顶煤开采时煤的产尘率降低了, 但空气中总的含尘量比一般的综采工作面要高, 工人呼吸的空气中粉尘含量远远高于国家卫生标准。并且综放工作面的产量高于普通综采工作面, 产尘量相应增加, 瓦斯也明显增加, 为了冲淡瓦斯, 风量风速一般较大, 致使煤尘飞扬, 尤其是高位放煤工作面, 主风流中粉尘激增, 尤其在干燥、难注水煤层的综放工作面, 粉尘含量严重超标。
3放顶煤开采问题的解决措施
3. 1提高回采率
提高工作面采出率的方法: 首先加大对放顶煤理论的研究, 改善和丰富放顶煤的开采方法, 提供放煤工艺的消耗。其次, 改善综放工作面采煤所使用的设备及其开采方案, 以有效地减少工作面两端的损失。
3. 2瓦斯治理
目前, 我国对瓦斯治理的最有效最直接的方法就是抽取瓦斯, 主要的方式为: 在煤矿开采区内的巷道设置三进一回的方法, 把位于隅角的瓦斯排除干净, 清除掉位于支架上面的瓦斯, 把从采空区进入工作面的瓦斯分流稀释, 然后再通过采用远煤壁打眼爆破松动的方法, 把瓦斯慢慢地释放出来。
3. 3煤尘防治
煤尘的防治主要有以下措施: 1采煤机在割煤时, 除采用喷雾降尘外, 还应采用采煤机负压二次降尘技术。2在架间及放煤口设置除尘器降尘。3注水, 洒水前应在水中掺人降尘药剂, 使粉尘易于降落。4煤层预注水来促进降尘。
4结语
随着科技的发展, 许多新型能源层出不穷, 例如页岩气、煤层气、可燃冰、核能等, 这些清洁的新能源已经逐步被人们所接受, 并且在逐渐地走向成熟。但依据我国目前的实际情况, 我国煤炭资源的主体地位在很长的一段时间内都很难改变, 天然气也很难成为我国的主要能源。开发新的采煤技术, 改进现有的采煤技术, 提高煤炭资源的回收率, 是我们亟须解决的问题。 本文通过研究放顶煤目前存在的资源回收率低、瓦斯含量高、 煤层容易自燃及粉尘量较大的问题, 提出了放顶煤开采目前存在的缺陷与不足, 并且针对这些问题, 提出一些意见与建议, 以促进放顶煤开采技术的进一步发展。
参考文献
[1]郝秀明.综采放顶煤工作面粉尘的综合防治[J].科学之友, 2010 (4) .
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[3]张宏.我国煤炭资源可持续发展能力研究[J].煤炭经济研究, 2006 (2) .
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放顶煤开采常见问题与研究 篇4
关键词：放顶煤开采,采出率,瓦斯涌出量,自燃,综放支架
0 引言
放顶煤开采技术是厚煤层采煤开采过程中的一次技术性革命, 放顶煤开采技术可实现底层落煤与顶层放煤同时进行或工序间隔时间短, 其采高是分层开采的2倍~5倍, 适用于5 m~20 m厚煤层的开采, 能实现一次性全高开采。因此, 在条件适宜的工作面, 具有高产、高效、低耗、低成本、巷道布置及生产系统简单、相对安全和经济效益显著等突出的优点, 近年来在实践中广泛应用并取得了极大的成功。但是, 在放顶煤开采中也存在许多安全与技术问题, 如瓦斯涌出量增大、工作面煤尘浓度超标、自燃危险性增加、顶板管理难度增大等, 比分层开采时显得愈益突出。因此, 加强对这些安全技术问题的研究, 不仅有助于提高矿井安全生产, 还可使放顶煤开采技术不断完善和推广。
1 放顶煤及其开采的特点
1.1 放顶煤的特点
放顶煤的特点有:a) 一次采高增大, 由于一次采高的增大, 开采所需的直接顶厚度要远大于普通采高, 若垮落的直接顶不能充满采空区, 在老顶比较坚硬的条件下, 采空区易形成很大的空洞, 从而导致瓦斯积聚, 当老顶来压时对支架造成冲积, 同时岩石垮落与支架发生摩擦易起火花;b) 上覆岩层的活动范围大, 与分层的顶分层开采相比, 放顶煤开采一次采全厚所引起的上覆岩层的垮落、移动及破碎范围要大一些;c) 破碎顶煤的存在, 放顶煤支架上部存在一层破碎顶煤, 它是传递上部岩层载荷的中介, 也是支架控制的对象。由于其刚度小, 而且破碎顶煤是在支架后方放出, 所以, 顶煤的破碎程度及放出情况影响支架荷载和支架与围岩之间的相互关系。例如:放顶煤支架前柱工作阻力大于后柱, 工作面支架支承压力分布宽, 超前工作面距离较大, 与分层开采相比工作面来压强度变化不明显。
1.2 放顶煤开采的基本特点
放顶煤采煤就是在厚煤层中, 沿煤层或分段底部布置一个采高2 m~3 m的长壁工作面, 用综合机械化采煤工艺时行回采, 利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架后方或上方放出, 并予以回收的一种采煤方法。与分层综采相比有以下优势:a) 可进行平行开采, 在平行工作面上进行多点同时采煤, 极大地提高了采煤效率, 能实现高效高产;b) 能有效减少能耗, 减小材料损耗从而降低成本;c) 巷道掘进量少, 能有效提高巷道掘进效率, 使掘进更加连续, 生产更加集中;d) 放顶煤开采技术适应性强, 能够很好地适应缓斜厚煤层中煤层厚度不均匀变化较大、落差、破碎顶板等相对复杂煤层的开采;e) 在急倾斜厚煤层的水平段开采时, 放顶煤开采能够实现高效安全的机械化开采。因此, 放顶煤开采技术以其在厚煤层开采中的优势, 得到了广泛应用, 但是, 采用放顶煤开采技术也存在一定的问题。
2 放顶煤开采技术的主要问题
2.1 采出率相对较低
针对厚煤层的开采, 国家对工作面的采出率和采区的产出率有很严格的规定。在实际开采过程中, 由于煤层厚度变化比较大, 而且由于煤层中断层的存在, 分层开采的采出率根本达不到要求。使用放顶煤开采技术虽然克服了这些影响因素, 但是采出率仍然不是很高, 仅能达到81%~86%, 煤炭损失率比较大。综放工作面煤炭损失包括:放煤工艺造成的损失、设备条件限制造成的损失及设计参数问题造成的损失。
2.2 自燃
采用综放开采技术开采厚煤层时, 易发生自燃现象, 其主要影响因素有:a) 综放开采回采率低, 导致丢煤比较多, 为自燃埋下了隐患;b) 综放开采相对于分层开采, 加剧了工作面顶板的活动程度和范围, 顶板冒落高度更大, 采空区不能及时冒落严密, 使采空区有一定的通透性;c) 综放开采整体掘进速度比较慢, 采空区氧化自燃带不能很快进入到窒息带, 而且综放开采采空区空间大, 空气流动慢, 为采空区氧化自燃提供了蓄热的条件。
2.3 瓦斯涌出量的问题
在工作面推进速度相同的条件下, 综放面产量是分层机采面产量的1倍~4倍。因此, 在开采瓦斯含量相同的煤层时, 综放面的绝对瓦斯涌出量将成倍增加。但是, 与分层开采的第一分层相比, 综放面的相对瓦斯涌出量会明显减少。其原因:在第一分层开采时, 底部煤层中的瓦斯由于卸压而大量涌入第一分层采空区, 而放顶煤开采是煤层全厚整体推进, 不存在这种状况, 因而单位瓦斯涌出量是减少的。而且综放面一次采全厚使瓦斯涌出相对比较均匀[1]。
此外, 综放开采过程中, 工作面上方冒落带和裂隙带的高度相对于分层开采要高很多, 增大了对邻近层的影响范围, 加大了邻近层瓦斯的卸压和排放程度。因此, 在邻近层赋存条件相同的条件下, 综放面上邻近层的绝对瓦斯涌出量比普通机采面大。
由于综放面支架上方存在数倍于采高的冒落放煤区, 因此采面上下隅角处容易积聚大量瓦斯, 这部分瓦斯将通过放煤口和支架上方的裂隙向工作面涌出, 从而在支架上方和放煤口附近形成了瓦斯局部积聚, 为矿井安全生产带来隐患。
2.4 支架和配套设备的问题
在放顶煤开采过程中, 工作面的过渡和端头支架的问题是一大很难克服的技术难题。在实际生产中, 工作面端头很难找到一种合适的支架和理想的放煤方法, 这不仅影响采出率, 而且影响采煤进度, 丢煤严重, 加大了火灾隐患, 使工作面工作的环境复杂化。使放顶煤开采全套设备无法得到有效发挥, 影响高效安全生产。
3 解决措施
3.1 提高采出率的措施
提高综放回采率应全面考虑影响回采率的因素, 根据实际开采情况, 来选择合适的措施, 其主要途径有:a) 优化采区设计与巷道布置, 尽量减少采区煤柱, 采区设计尽可能向大采长、大走向方向发展, 合理留设煤柱尺寸, 认真研究不留瓦斯尾巷的瓦斯抽排系统;b) 选择合理的综放架型;c) 加强工作面两端头支护, 减少工作面端头损失;d) 减少工作面初采与终采损失;e) 加强工作面煤层注水, 使煤体软化, 使顶煤及时冒落, 提高放煤效果;f) 选择合理的综放工艺, 同时加强放煤工艺管理, 减少采放工艺损失。
3.2 放顶煤开采自燃的防治措施
在实际防治过程中, 应考虑可行性和可操作性来选择合理的防治措施。常用的方法有:根据煤层自燃期合理推进工作面进度, 工作面建立防灭火系统和火灾监测系统, 在开采过程中及时对采空区进行预防性灌浆或注惰性气体等预防性措施, 防止自燃。要合理选择停采位置, 避开漏风区。工作面收尾时, 要及时回撤支架, 并构筑永久防火墙。
3.3 瓦斯灾害防治措施
综放面瓦斯防治的整体思路是加大风量、抽排瓦斯和强化局部积聚瓦斯处理。其中, 最直接最有效的方法就是抽排瓦斯, 在矿井巷道设置三进一回的方法, 把位于隅角和支架上面的瓦斯抽排干净, 使采空区进入工作面的瓦斯分流进而得到稀释, 然后可在远煤壁打眼爆破, 让瓦斯缓慢释放[2]。
3.4 综放支架与配套设备
综放支架的选择, 必须保证对工作面顶板实现有效控制, 还应与矿井地质条件、其它配套设备、采煤工艺相适应, 同时还要满足并安全高效生产。目前, 放顶煤液压支架的发展趋势为:a) 大采高放顶煤液压支架, 最大高度3.8 m~4.5 m以上的两柱式放顶煤支架和四柱式放顶煤支架;b) 强力放顶煤液压支架, 特别是10 000 k N~15 000 k N的大工作阻力支架, 能适应各种硬煤和特厚煤层综放开采的要求;c) 分体组合式直线型轻型放顶煤液压支架, 其适应性非常强, 适用于中小煤矿和边角煤的回收。
4 结语
在国内, 虽然综放开采技术在厚煤层开采方面体现出了极大的优势, 并得到了广泛的应用。但是, 综放开采技术还存在很多难以解决的问题, 因此, 还需要加强综放开采技术的研究, 不断解决生产中遇到的各种问题, 不断完善综放开采技术, 促进厚煤层开采的高效、高产。
参考文献
[1]高兴栋.南屯煤矿深部仰斜松软煤层综放开采的瓦斯涌出规律与防治技术研究[D].青岛:山东科技大学, 2004.
综采放顶煤技术研究与应用 篇5
综采放顶煤技术在中国是在上世纪90年代逐渐发展和成熟起来的, 并以其显著的技术和经济优势在中国得到了迅速推广和应用, 目前该技术已成为中国现代化高产高效矿井的核心技术之一。放顶煤工作面采用每割一刀煤放一次顶煤的作业形式。滞后移架3 m~5 m放顶煤, 放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法。放煤顺序由运输机头部 (尾部) 向尾部 (头部) 进行, 放煤工序与割煤工序平行作业, 放煤时放煤工根据后溜的煤量适当控制放煤量, 以免压死后溜。
1 综采放顶煤技术特点
与厚煤层倾斜分层开采相比, 综放开采的优越性主要表现在以下几个方面:
有利于合理集中生产。综放开采的一次采出煤层厚度增加, 并且可以实行采、放平行作业, 增加了煤层的开采强度, 简化了生产环节并大大降低了巷道掘进及维护工作量, 实现了矿井的高度集中化生产。对煤层及地质条件有较强的适应性。由于综放开采顶煤的放出厚度是可以变化的, 因此使用煤层厚度变化较大的煤层条件, 从而避免了因煤层厚度变化分层工作面难以布置的困难。此外, 综放开采对小的地质构造也具有较好的适应性。具有显著的经济效益。与倾斜分层开采相比, 巷道掘进量减少了50%, 设备占用费、材料消耗费、安装拆迁费及工资等费用显著减少, 可使吨煤成本降低10元~30元[1]。
放顶煤采煤法的主要缺点是采出率较低 (比分层开采低10%左右) , 工作面粉尘大, 自然发火、瓦斯积聚隐患较大等, 应严格采取措施并在应用中注意应用条件。
2 综采放顶煤技术使用条件
放顶煤开采工艺技术虽然有明显的经济效益, 但由于放顶煤是利用矿山压力破煤, 因而对煤层的可放性及其赋存条件具有一定的要求, 其适用条件可概括为以下几点:
煤层厚度一般认为5 m~12 m为佳。顶煤硬度系数一般要求小于3, 否则需采取预破碎措施。煤层倾角宜小于15°。煤层结构每一夹石层厚度不大于0.5m, 其硬度系数小于3, 顶煤中夹石层厚度的比例也不宜超过10%~15%。直接顶应具有随顶煤下落的特性, 其冒落的高度不宜小于煤层厚度的1.0倍~1.2倍, 基本顶悬露面积不宜过大。地质破坏较为严重、构造复杂、断层较多和使用分层长壁综采较困难的地段、上下山煤柱等, 宜采用放顶煤开采。自然发火、瓦斯及水文地质条件。对于自然发火期短、瓦斯量大及水文地质条件复杂的煤层, 应调查清楚并采取相应措施后才能使用放顶煤开采。
综放采场矿压显现基本特征如下:顶煤刚度是影响采场矿压显现的关键因素。老顶对采场矿压显现的影响降低。高位直接顶对采场矿压显现的影响较大。支架工作阻力对采场矿压显现有显著影响。
3 综放开采覆岩破坏和地表沉陷规律
目前对综放开采的上覆岩层和地表沉陷的规律的探究比较少, 这主要是由于目前综放开采的应用条件决定的。由于厚煤层综放开采一次性开采厚度大, 推进速度快, 造成的覆岩破坏和地表沉陷与普通综采和炮采相比, 必然更加剧烈, 当地表存在对沉陷比较敏感的目标 (比如重要建筑物、铁路、水体等) 时, 那么用综放开采显然不能适应地表沉陷控制的要求, 需要用别的开采方法。但反过来试想一下, 如果能通过某种方法和措施有效地控制和治理上覆岩层移动和地表的沉陷, 使得地表沉陷指标符合特定的要求, 那么综放开采的适用条件将更广泛。综放开采不是将会在更大的范围内取得更大的技术和经济效益。要达到这一目标, 必然要对综放开采上覆岩层和地表移动规律有清醒的认识, 然后再相应地提出具有针对性的控制方法和治理措施[2]。
综放开采上覆岩层移动和地表沉陷剧烈, 地表最大下沉速度约为普通分层开采的4倍~5倍, 环境破坏尤为严重, “三下”综放开采沉陷治理技术复杂, 难以控制。综放开采工艺造成的采空区边界附近的煤炭损失限制了覆岩的充分垮落和岩层移动的发展, 造成拐点向采空区内侧偏移更大, 同时, 初采和末采工艺的差异造成了停采线一侧的拐点偏距大于开切眼一侧, 使两侧的地表移动规律完全不同。综放开采时覆岩移动变形剧烈, 危险变形期持续时间长, 充分采动区地表的残余变形现象更加明显。
采厚是控制超前影响角和最大下层速度滞后角的主要因素之一。采厚越大, 覆岩破坏越剧烈, 岩层移动传播的范围和速度越大, 超前影响角越小, 最大下层速度滞后角越大。
4 结语
由于厚煤层综放开采覆岩破坏和地表沉陷的以上特点, 使得各矿区已掌握的传统中厚煤层一次采全高和分层开采的覆岩破坏高度和地表沉陷规律, 及有关预测参数不能满足综放开采的生产需要和安全保证。因此, 系统的开展厚煤层综放开采覆岩破坏与地表沉陷规律、控制和治理技术研究, 具有重要的理论意义和使用价值, 推广应用前景广阔, 经济与社会效益巨大。
摘要：论述了综放开采与厚煤层倾斜分层开采相比而言具有的优越性及其使用条件和采场矿压显现的规律, 总结了几点关于综放开采覆岩破坏和地表沉陷规律。
关键词：开采,优越性,研究
参考文献
[1]钱鸣高, 许家林.煤炭工业发展面临几个问题的讨论[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (2) :1-6.
厚煤层放顶煤采煤法探析 篇6
中国煤炭资源丰富, 煤炭开采以厚煤层为主, 传统方法是将厚煤层分层多次开采, 放顶煤开采实现了厚煤层一次性采出。因此, 放顶煤开采新技术在经济效益上有很大的优势。特别是随着综合机械化放顶煤开采技术的发展, 这种采煤方法在国内得到了广泛的应用。
1 放顶煤采煤法的基本特点和类型
1.1 基本特点
放顶煤采煤法就是在厚煤层中, 沿煤层或分段底部布置一个采高2 m~3 m的长壁工作面, 用综合机械化采煤工艺进行回采, 利用矿山压力的作用或辅助以人工松动方法使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架后方或上方放出, 并予以回收的一种采煤方法。
1.2 放顶煤采煤法的类型
放顶煤采煤法的类型主要有:一次采全厚放顶煤开采、预采顶分层网下放顶煤开采和倾斜分层放顶煤开采。其中一次采全厚放顶煤开采适用于厚度在6 m~12 m煤层开采。掘进量小、设备小、系统简单和生产集中, 但是煤质软时, 两巷维护相对困难。预采顶分层网下放顶煤开采适用于12 m以上煤层开采, 直接顶坚硬瓦斯大的煤层, 放煤的含矸量少, 但是矿山压力减弱, 不利顶煤的破碎。倾斜分层放顶煤开采适用于15 m以上缓斜煤层, 当煤层厚度超过15 m~20 m以上时, 可将煤层自顶板至底板分成8 m~12 m的分段, 然后自上而下依次进行放顶煤开采[1]。
2 放顶煤开采的支护设备
2.1 单输送机高位放顶煤支架
其特点:a) 支架结构简单, 割煤与放煤由一部输送机运出, 端头维护空间小, 工作面整体布置与普通长壁相同, 便于维护;b) 支架较短, 结构紧凑, 稳定性和封闭性好;c) 掩护梁放煤口尺寸较大, 顶煤放出效果好, 但放煤口位置高, 采出率低、丢煤多、煤尘大及支架通风断面较小;d) 顶梁短和放煤口位置距煤壁较近, 对煤层冒放性的要求较高;e) 放煤槽在放煤状态时与底座成35°夹角, 难以达到40°;f) 采放用同一部输送机, 不能平行作业, 影响产量。
2.2 双输送机中位放顶煤支架
其特点:a) 稳定性和封闭性好, 抗偏载和抗扭能力大, 不易损坏;b) 放煤口离煤壁远, 利于工作面前方顶煤的维护;c) 采煤和放煤使用两部输送机, 采放可平行作业;d) 放煤口位置较高, 采出率低、丢煤多和煤尘大;e) 后输送机放在支架底座上, 后部空间有限, 造成大块煤通过困难, 移架阻力大;f) 掩护梁不能摆动, 二次破煤能力差[2,3]。
2.3 双输送机低位放顶煤支架
其特点:a) 连续的放煤口使放煤效果好, 采出率高;b) 顶梁长和放煤口距煤壁远, 经顶梁反复支撑, 顶煤破碎效果好, 利于放煤;c) 后输送机沿底板布置, 移架轻快, 浮煤容易排出, 尾梁插板可破碎大块煤, 放煤口不易堵塞;d) 煤尘小;e) 支架的稳定性差。
2.4 轻型放顶煤液压支架
其特点:a) 支架结构简单、紧凑、轻便易拆装运输;b) 支架空间较大, 利于清理浮煤和拆装检修后部输送机;c) 支架稳定性好造价低;d) 单饺接轻型放顶煤液压支架, 有很好的封闭能力, 能较好地解决“三软”煤层和较薄厚煤层综放开采端面易冒落的问题。
3 放顶煤工作面矿压显现特点及顶煤破碎机理
3.1 岩层活动及矿压显现特点
放顶煤开采时, 由于煤层一次采出厚度的增大, 直接顶的垮落高度成倍增加, 可达煤层采出厚度的2倍~2.5倍, 其中1倍~1.2倍范围内的直接顶为不规则垮落带, 而在上位直接顶中则形成某个临时性“小结构”, 其活动对采场造成明显影响。
综放采场上方仍可形成稳定的砌体梁式基本顶结构, 但是其形成的位置远离采场。上位直接顶中可形成“半拱”式小结构, 并与其上的“砌体梁”结构相结合, 共同构成综放开采覆岩结构的基本形式[4]。
由于松软顶煤的参与, 综放支架阻力通常不大于分开采的支架阻力。综放基本顶初次来压与分层开采相比步距增大, 一般可达50 m以上;周期来压步距相对减少, 约为其初次来压步距的三分之一。
3.2 顶煤破碎机理
顶煤破碎机理:a) 综放开采时, 实现顶煤的有效破碎和顺利放出是核心问题, 顶煤的有效破碎是顶煤顺利放出的前提, 也是支架选型和确定放顶煤工艺的依据;b) 煤的普氏系数越小, 越利于顶煤放出;煤的普氏系数f<3的煤层更适合放顶煤开采;c) 顶煤的破碎是支承压力、顶板运动及支架反复支撑共同作用的结果;d) 支架对顶煤反复支撑的次数N与顶梁的长度L及采煤机截深B有关, 可表示为:N=L/B;e) 根据顶煤的变形和破坏发展规律, 沿工作面推进方向前将煤划分为四个破坏区, 分别为:完整区、破坏发展区、裂隙发育区和垮落破碎区。
4 放顶煤采煤工艺
4.1 放顶煤综采工艺流程
其主要工艺流程为:采煤机割煤、移架及时支护、推移前部输送机、拉后部输送机、打开放煤口放顶煤。
4.2 初采和末采放煤工艺参数的确定
放顶煤初采, 目前在大多数综放工作面, 推出开切眼后及时放煤, 根据采煤工作面顶板的结构和顶煤的性质, 为减小初次放顶煤步距, 提高初采回采率, 常采用深孔爆破技术和切顶巷技术。
在应用放顶煤开采技术初期, 通常在工作面结束前20 m左右铺双层金属网停止放煤, 或使沿底板布置的工作面向上爬至顶板时结束, 这样造成了大量煤炭损失。为此, 近年来在综放开采的实践中普遍缩小了不放煤的范围, 一般可提前10 m左右停止放顶煤并铺顶网。
4.3 放煤步距确定
放煤步距是指沿工作面推进方向前后两次放煤的间距。放煤过程中不能保证既不混矸又不丢煤, 只是控制采出率和混矸率在一定范围内。一般来说:a) 在低位放煤条件下, 煤厚在8 m以下, 一般采用一刀一放的方式, 放煤步距为0.5 m~0.8 m, 软煤取值小, 硬煤取值大;煤厚大于8 m的, 可采用小截深的两刀一放, 放煤步距为1 m~1.2 m;b) 高位和中位放煤条件下, 放煤步距与放煤品纵向水平投影的长度相等, 一般采用两刀一放的方式, 放煤步距为1.2 m~1.6 m, 个别放煤口纵向水平投影长度过大, 而循环作业又允许的条件下, 可采用三刀一放的方式, 但放煤步距也不要大于1.8 m。
4.4 放煤方式的确定
放煤方式不仅对工作面煤炭采出率、含矸率影响较大, 同时还会影响到总的放煤速度, 正规循环的完成以及工作面能否高产。放煤方式按放煤轮次的不同可分为单轮放煤和多轮放煤;按放煤顺序不同可分为顺序放煤和间隔放煤。
4.4.1 单轮顺序放煤
单轮顺序放煤是一种常见的放煤方式, 从端头处1号支架开始放煤, 一直到放煤口见矸, 顶煤放完后关闭放煤口, 直到最后支架放完煤为一轮。此法操作简单, 放煤速度较快, 但容易混矸且放出率低, 一般适用于10 m以下的中硬煤层。
4.4.2 多轮顺序放煤
多轮顺序放煤是将放顶煤工作面分成2段~3段, 每个分段内同时开启相邻两个放煤口, 每次放出1/3~1/2的顶煤, 按顺序循环放煤, 将该段的顶煤全部放完, 然后再进行下一段的放煤, 或者各段同时进行。此法可减少煤中混矸, 提高顶煤回采率, 但放煤速度较慢, 每次放出顶煤量不好控制。
4.4.3 单轮间隔放煤
单轮间隔放煤是指间隔一架或若干架打开一个放煤口, 见矸关闭。此法含矸率低, 放煤速度快, 采出率高, 易于实现高产高效。特别是对中硬以上的顶煤放煤效果显著。在实际放煤过程中, 根据可操作性, 目前多采用双轮顺序和单轮间隔的放煤方式, 同时在工作面范围内实行分段作业。
4.5 放采比的确定
通常放顶煤开采设计以前, 煤层厚度已基本确定, 此时放采比主要取决于低层采高的确定。对于冒落性差的坚硬煤层, 底层采高一般为3 m~3.5 m, 充分发挥底层采出率高的优势来提高采出率;对于冒落性好的中硬以下煤层, 底层采高应选2.5 m~2.8 m, 有利于控制架前漏顶, 发挥放顶煤能耗小、成本低的作用。在实践中一般合理的放采比为1~2。
4.6 端头放煤
随着工作面输送机和支架的不断改进, 使端头设备布置也不断更新。解决端头放煤的主要途径有:a) 加大巷道断面尺寸, 机头机尾置于巷道中, 取消过渡支架;b) 使用短机头和短机尾工作面输送机或侧卸式工作面输送机;c) 采用带有高位放煤口的端头支架, 实现端头及两巷放顶煤。
5 结语
综合机械化放顶煤开采技术以其适应性强、产量高和成本低的优势, 得到了广泛的应用。但是, 对采场围岩的破坏范围大, 回采率低, 瓦斯涌出量大, 煤尘超标问题等, 制约着此项技术的发展。同时也给放顶煤开采技术指明了研究的方向。
参考文献
[1]何满潮, 孙晓明, 景海河.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002.
[2]牛鹏飞, 邢险峰, 杨永康, 等.云泉9号煤回风大巷锚网支护设计研究[J].山西煤炭, 2013, 33 (7) :40-44.
[3]武剑.特大断面综采工作面开切眼掘进一次成巷工艺[J].山西煤炭, 2012, 32 (3) :71-73.
放顶煤工作面端头顶板控制分析 篇7
综采放顶煤工作端头位置不仅空顶面积较大且处于采场支撑压力的交汇叠加点, 加之机电设备众多、靠近切顶线、交叉作业等干扰因素, 使得端头的支护作业难度极大[1]。根据相关统计调查显示, 综放工作面顶板事故中近30%均是由于端头支护不足或不当所致, 因此针对综放工作面端头的顶板稳定性展开分析, 探究行之有效的支护技术对于保障井下生产高效、安全开展意义重大[2]。
1 工程概述
综放工作面5101为斜沟矿首采工作面, 位于北一采区中, 平均采深450 m, 工作面南接北一回风下山, 西邻5102未采工作面, 东侧与北侧均为未回采区, 工作面四周皆为实体煤。整个5101工作面走向长度为500 m, 倾斜长度为220 m, 煤层倾角介于2°~10°之间, 煤厚平均为5.5 m, 回采煤层为9#煤, 煤层赋存条件良好, 不存在夹矸现象, 但工作面顶板破碎性强, 支护难度较大。
2 放顶煤工作面端头顶板稳定性分析
选用UDEC数值模拟软件, 依据斜沟矿实际地质条件, 构建数值模型对不放顶煤宽度、端头支护、巷道支护三个影响端头稳定性的要素展开分析。模型长宽为180 m×50 m, 埋深450 m, 上边界载荷依照采深400 m计算, 模型底边界垂直固定、左右边界水平固定。
2.1 不放顶煤宽度与端头的稳定性
图1为不同顶煤宽度情况下综放面端头顶板下沉量统计图, 可知当端头基本顶下沉时不仅会受到巷帮煤体、巷道支护、冒落矸石的支撑还会受到邻近岩体的水平力作用, 这会使基本顶的回转下沉受到一定阻挡效果, 从而对基本顶回转角大小及顶板变形程度造成影响。随着不放顶煤宽度自0 m增长至6 m, 综放端头的顶板下沉量从940 mm~1 800 mm缩减至720 mm~1 420 mm, 而不放顶煤宽度从4.5 m增至6 m时, 综放端头的顶板下沉量仅从740 mm~1 460 mm缩减至720 mm~1 420 mm。这表明不放顶煤宽度的增加有助于增强基本顶稳定性, 但增至一定程度后其对端头顶板稳定性的提升效果会大幅下降, 不放顶煤留舍宽度以4.5 m较为适宜。
2.2 端头支护强度与端头的稳定性
一般而言, 综放面推过后, 端头未放顶煤会随即冒落, 并伴随直接顶与基本顶的离层跨落。随后基本顶在上覆岩层载荷的影响下逐渐弯曲下沉并最终失稳跨落, 进而引发端头顶板的急速下沉, 导致对端头支护体系所承受载荷的急增。图2为5101综放面不同端头支护强度下的顶板来压情况。
采用UDEC数值模拟软件, 分别设置综放面端头支护强度为0.104 MPa、0.130 MPa、0.156 MPa、0.173 MPa、0.195 MPa、0.260 MPa、0.860 MPa, 并观测顶板下沉变形状况。由上图分析可知, 通过增强综放面端头支护强度, 可以对巷道顶板的下沉量进行有效控制, 随着支护强度自0.104 MPa增加到0.173 MPa, 端头顶板下沉量由910 mm~1 700 mm缩减至701 mm~1 450 mm, 端头顶板下沉获得良好控制。与此同时, 支护强度在到达0.173 MPa后, 随着强度进一步增加, 端头顶板下沉控制效果增幅变小, 只有大幅度增强支护强度, 使其达到0.860 MPa后, 顶板下沉量才进一步大幅缩减至521mm~1 270 mm。依据综放面端头出口高度设计规定最低不得低于1.7 m的要求, 兼顾施工工艺可行性与施工成本, 支护强度达到0.173 MPa即可满足生产需求与安全需求, 是适宜的支护强度。
2.3 巷道锚杆支护与端头的稳定性
数值模拟方案设置如下表1所示。
图3为不同锚杆支护方案同综放面端部下沉量关系图。由图分析可知随着锚杆支护强度不断增加, 端头顶板下沉量逐渐降低, 顶板稳定性增强。其中支护强度为a1时, 巷道变形程度最大, 顶板下沉将近1 500mm, 当支护强度增加至b2时, 顶板下沉量缩减至1 310mm, 端头巷道变形得到有效控制。此后, 随着支护强度继续增加, 其端头顶板下沉控制效果大幅降低, 由此可知实际作业时适宜的锚杆支护强度为顶板锚杆0.25MPa, 巷帮锚杆0.22 MPa。
此外, 支护中锚索的主要作用为将下部不稳定煤岩层同上部稳定煤岩层紧固在一起, 防止发生离层冒落现象, 提升稳定性。依据数值模拟结果可知, 在巷道锚杆支护强度相同的情况下, 每间隔1.6 m布设一个支护锚索, 预紧力设置为120 k N, 端头顶板的下沉量相比未布设锚索要小110 mm左右, 可知锚索的布设对于提升综放面端头顶板稳定性有积极效果。
3 工程实践
3.1 支护参数的设计
依据上文数值模拟分析结果, 确定5101综放面端头巷道支护布设方案, 示意图如图4所示。
3.2 变形监测与数据分析
a) 巷道表面位移观测。自上下巷道距离工作面煤壁5 m处起, 每间隔5 m布设一个观测站, 连续布设8个。在每个观测站的巷道顶底板与两帮各布设一个测点, 对巷道表面位移进行观测;b) 顶板下沉观测。自上下巷道距离煤壁15 m处起, 每间隔15 m布设一个观测站, 连续布设4个。观测站巷道顶板中央钻探直径28mm的钻孔, 并放入顶板离层指示仪, 观测顶板下沉。观测后所得数据汇总如图5~图6所示。
分析可知, 测点相距工作面较远时, 顶板稳定性良好, 工作面不断推进, 顶板变形逐渐增大, 当距离工作面8 m时, 顶板变形迅速增加, 测站进入采动剧烈影响范围, 四周煤体出现塑性变形, 随着进一步靠近工作面顶板逐渐出现下沉变形, 最大下沉量220 mm左右, 且未发生明显的离层现象, 表明支护起到了良好的控制效果, 充分保障了回采作业的安全性。
4 结语
厚煤层综放回采作为中国当前煤炭资源开采的主要工艺手段之一, 一直是国家经济高速发展的必要保障。针对综放工作面端头支护难的问题, 运用数值模拟等计算机手段, 展开针对性探究, 探索适宜不同地质条件的支护方法, 对于实现煤炭高效、安全回采作用显著, 必将成为未来煤炭产业长久可持续发展的必要保障。
摘要：结合具体工程条件, 运用数值模拟手段从多个角度分析影响综放面端头顶板支护稳定性的影响要素, 提出合理的支护方案, 结合工程实践论证了新方案的可行性, 希望能够为其它矿井相似问题的解决提供一定的借鉴与参考。
关键词：放顶煤,工作面端头,顶板稳定性,工程实践
参考文献
[1]金桃, 张科学, 秦征远, 等.综放工作面端头顶板稳定性分析及控制[J].煤炭技术, 2015 (11) :29-32.