对于大倾角煤层，由于地质构造和赋存条件较为复杂，使得开采技术发展水平远低于缓倾斜煤层，在实际开采过程中存在许多技术难题[1-4]。液压支架稳定性控制就是大倾角煤层开采所面临的主要技术难题。煤层倾角增大、顶板破碎滑移以及回采工艺的不合理等因素加大了支架防倒、防滑的控制难度。因此需针对大倾角煤层开采制定安全高效的工作面设备稳定控制措施[5-6]。
近年来，国内外学者围绕大倾角煤层工作面液压支架稳定性建立了单个支架及支架组之间的失稳力学模型[7-8]，分析了大倾角支架-围岩关系以及在特殊时期(顶板来压及过断层)支架受力状况[9-10]，设计并实施了诸多工程控制举措[11-14]。综上可知，现有研究成果对大倾角工作面回采支架稳定性起到一定理论指导作用，但是对于复杂工程地质条件如破碎顶板和软煤条件下大倾角煤层旋转及俯伪斜开采时，支架-围岩关系及矿压控制理念与技术都需要进一步分析与实践，以达到工作面安全高效回采的目的。
潘二矿12124综采工作面开采4煤，煤层倾角26°～35°，煤层厚度平均3.8 m，煤体极软，普氏系数f为0.1～0.3;工作面面长144 m，推进长度884 m;煤层底板为砂质泥岩，顶板为砂泥岩互层，工作面属于典型大倾角“三软”厚煤层。受断层构造影响，12124工作面分走向、旋转和俯伪斜开采3个阶段，为一次采全高，采用ZZ7200/22/45支撑掩护式支架。
因此，为实现该工作面安全高效开采，笔者采用理论分析和现场实测，研究了大倾角工作面支架与顶板摩擦因数变化对支架稳定性的影响规律，分析了旋采段、俯伪斜段支架-围岩关系及液压支架和刮板输送机防倒、防滑控制方法并进行工程试验。
1 支架-围岩关系分析
通过总结12124综采工作面走向段矿压显现特征，大倾角工作面顶板对回采支架的倾向挤压作用如图1所示。受煤层倾角增大的影响，沿工作面倾向顶板运移对支架作用也存在显著差异，即从上而下支架与顶板的接触存在部分接触、全部接触甚至挤压接触。分析表明，大倾角工作面顶板冒落及沿层面滑移对支架施加侧向挤压作用，是支架失稳的主要诱因，而不同区域瞬时侧向应力的方向和强度也有所不同，从而导致支架失稳机率增加。加之受顶板破碎影响，倾向上部围岩破断后迅速下滑，顶板悬空面积增大，“支架-围岩”整体承载力学关系被破坏。支架上方悬露顶板运动空间越大，对支架造成的冲击作用就会增强。
图1 支架倾向挤压结构
Fig.1 Structure of support inclined extrusion
2 大倾角液压支架稳定性分析
为便于研究，把支架从相互约束中隔离出来单独分析，重力作用下空间受力关系如图2所示。
图2 自重作用下支架受力特征
Fig.2 Characteristics of hydraulic support under self-gravity
液压支架的稳定性受控于煤层走向和倾向共同作用。重力在三维空间分解为沿煤层法线分力G2，促使支架稳定;而沿倾向分力G1，则会增大支架倾倒和下滑趋势。
由图2中的几何关系可知，沿煤层法线分力G2为
G2=Gcos αcos β
(1)
沿倾向分力G1平行于支架顶梁且与G2相互垂直。因此，G1计算式
(2)
式中,G为支架自重,kN;α为煤层倾角,(°);β为俯采角,(°)。
2.1 初撑状态下支架受力分析
忽略邻架及支架推移千斤顶对支架的影响，建立了单个支架在初撑状态下的受力模型(图3)。
图3 初撑状态下支架受力模型
Fig.3 Mechanical model of hydraulic support in support initial brace state
液压支架在初撑力R，支架初撑力反作用力q和支架自重G共同作用下处于平衡状态，此时有
(3)
式中,f1=μR，f2=μ(R-G2);h为支架高度,m;B为支架底座宽度,m;μ为支架与煤岩体的摩擦因数;R为支撑力,kN;q为支架初撑力反力,kN。
把式(1)和式(2)代入式(3)推导可得初撑状态下液压支架保持稳定的临界煤层倾角为
(4)
对于大倾角综采工作面，μ一般取0.15～0.45[15]。结合潘二矿地质与工程条件及液压支架架型和参数，初撑状态下支架适应的煤层倾角α1范围如图4所示。
图4 临界倾角与摩擦因数变化关系
Fig.4 Change curve between critical inclination and friction coefficient
由图4可知，随着煤层倾角增大，保持液压支架稳定所需的摩擦因数则越大，而顶板的完整程度影响支架与顶板间的摩擦因数。回采过程中，受矿山压力与岩层移动作用，顶板岩层将会发生变形、破断，完整性进一步降低。而顶板破碎后将引起顶梁与直接顶之间摩擦因数变小，沿煤层倾向的挤压作用更大，液压支架易被推倒。移架过程中，顶梁与接触岩层从滑动摩擦变为滚动摩擦，摩擦因数降低，支架也易失稳。煤层倾角增大，会引起支架与顶板间的冒空范围加大，摩擦因数可能降为0，液压支架下滑倾倒的机率倍增。因此，对破碎顶板控制的关键是确保液压支架顶梁与顶板的摩擦因数位于合理的区间，从而增大顶梁与直接顶间抗倾倒下滑的摩擦力。
2.2 工作状态下支架受力分析
工作状态下，假设支架工作阻力反力集中力在矩形区内移动，当移动到临界位置时极易发生支架倾倒、下滑失稳。此时，支架在顶板侧向应力Fc，支架自重G，支架工作阻力P，支架工作阻力作用下底板反力W共同作用下处于平衡状态。据此，建立图5所示工作状态下液压支架倾倒、下滑力学模型。
图5 支架工作状态倾倒和下滑受力模型
Fig.5 Mechanical model of hydraulic support in sliding and tipping condition with the support working state
2.2.1 支架倾倒分析
根据力矩极限平衡条件，底板反力作用点在O点处，如图5(a)所示，此时有
(5)
式中,f2=μP;Fc为顶板侧向应力,kN;P为支护阻力,kN。
根据工作面具体条件，计算支架侧向应力
(6)
其中,γ为容重,kN/m3，γ=25 kN/m3;H为直接顶厚度，H=5.8 m;Lz为直接顶悬顶长度， Lz=5.1 m。代入式(3)得Fc=557 kN。
将支架和工作面参数以及侧向应力代入式(5)计算得支架不倾倒所需的最小工作阻力为1 248 kN。
2.2.2 支架下滑分析
由图5(b)可知，支架在顶板侧向应力Fc，支架自重G作用下有沿工作面倾向下滑的趋势，在临界下滑状态，有计算式
f1+f2-Fc-G1=0，W-G2-P=0，f1=μW
(7)
将支架和工作面参数以及侧向应力代入式(7)得支架不下滑所需的最小工作阻力为1 156 kN。
综合分析可知，支架在倾向保持稳定所需的最小工作阻力为1 248 kN，为保证工作面支护系统稳定，实施带压移架措施，移架过程中需克服支架与顶底板摩擦力。由图4可知煤层倾角30°时的(大倾角)工作面摩擦因数为0.28，计算得带压移架临界值为0.28×1 248+0.28×(1 248+252)=770 kN。而12124工作面采用ZZ7200/22/45型液压支架，支架最大移架力802 kN。满足支架稳定状态下带压移架条件。
2.3 液压支架稳定性控制方法
2.3.1 破碎顶板控制
通过初撑状态下支架受力分析可知，顶板破碎和冒空程度对支架与顶板之间的摩擦因数起决定作用。针对12124工作面具体情况采取如下方法保证摩擦因数的稳定。
(1)为保证顶板完整性，防治冒空，工作面顶板整体铺设规格为5.0 m×1.0 m的菱形编制孔金属网，如图6(a)所示。
图6 液压支架铺网方法
Fig.6 Paving networks method on the top of hydraulic support
(2)针对旋采段支架不断调斜带来的顶板破碎加剧问题，在应力集中区域(工作面下部)，采用铺设双层金属网控制措施，并保证下部区域支架工作阻力达到额定值。
(3)采用支架顶梁梁头结网的方式防治金属网出现兜网现象，如图6(b)所示。
2.3.2 支架移架控制
根据工作状态下液压支架受力分析，设计并实施了带压擦顶追机移架，移架过程中做到“少降快拉”，及时支护外露顶板，减少顶板破碎，防止破碎顶板滑移冲倒支架。
3 旋采段工作面矿压控制
3.1 旋采段矿压控制分析
为避开瓦斯富集区、满足俯伪斜段面长要求，工作面需通过调斜支架进行旋转开采(图7)。
图7 旋转俯伪斜工作面空间位置
Fig.7 Panel layout of rotating bow pseudo-inclined working face
根据工作面地质与工程条件，选择虚中心旋采方法，旋采距离及采煤机每割一刀煤的支架调斜量采用下式计算。
式中,L1为旋采距离,m;L2为每割一刀煤支架调斜量,m;X为调斜比例;φ为支架旋转角度，φ=18°;Lm为工作面面长,m;d为支架长度,m。
为保证旋采段采煤机与输送机不滑移，通过现场实践，确定调斜量为支架侧护板行程一半左右，调斜比例选择1∶3，代入参数计算得到旋采距离22.608 m，采煤机割一刀煤支架调斜量为0.056 m。
3.2 旋采段“三机”失稳控制技术
为满足支架1∶3的调斜比例，保证 “三机”稳定，采取“三机”联合控制技术。
3.2.1 支架管理
(1)支架按自上而下的顺序擦顶移架，并调整侧护板行程(从输送机机头起第30架支架为分界点，30架以上每5架有一架满行程，30架以下每10架有一架满行程)，控制调斜量为0.056 m，逐步实现支架调向。调斜循环完成后，确保工作面“三平两直”。
(2)为防治机头架倾倒，机头3架顶梁和6架四连杆处设置防倒千斤顶，作为全部支架的锚固点，如图8所示。
图8 工作面防倒千斤顶布置
Fig.8 Installation of anti-slip jack in the working face
3.2.2 “三机”联合管理
旋采前采煤机机头上窜2 m，为输送机预留下滑空间。旋采过程中输送机按照自下向上的抵车顺序，每15架支架分组采取单体支柱辅助单向上行抵车，抵车时推移方向略垂直输送机或有微小向上趋势。采煤机采用自上而下割煤方式，期间调整支架状态，直至调正、找直。旋采中为保证采煤机、输送机及支架整体抗滑能力，每10架一组设置防滑千斤顶，如图9所示。
图9 工作面防滑千斤顶布置
Fig.9 Installation of anti-skid jack in the working face
3.3 旋采段支架稳定性控制效果分析
工作面安装KJ345-F2矿用本安型压力监测分站，统计分析了工作面20号、40号、60号和80号液压支架的压力表读数，获得了实施铺网带压擦顶追机移架及“三机”稳定控制技术后的支架受力特征，如图10所示。分析表明，回采过程中初撑力、工作阻力分布均匀，前后柱初撑力主要分布在1 600～2 500 kN，基本呈“正态分布”。来压期间循环末阻力平均6 072 kN，非来压期间平均4 572 kN，平均动载系数为1.33，工作阻力有效利用率52%～93%。回采过程中无压架和挤架引起支架工作阻力异常现象，支架支护状态良好。
图10 旋采段支架工作阻力曲线
Fig.10 Working resistance curve of the rotary mining section supports
4 俯伪斜段工作面矿压控制
4.1 俯伪斜段矿压控制分析
通过采用铺网带压擦顶追机移架方法，有效控制了液压支架的稳定性，当工作面进入俯伪斜段回采时，如何控制刮板输送机下滑是“三机”稳定性控制的关键一环。受工作面布置影响，俯伪斜开采段刮板输送机有沿工作面走向下滑的趋势，导致支架底座产生斜向下拉力，拉力与液压支架自重在煤层倾斜方向分力的扭矩使液压支架重心偏离底座中心，易发生倾倒。为确定合理输送机下滑量，建立如图11所示的俯伪斜段角量关系图，据此有
cos θ=cos βcos φ
(10)
其中,θ为工作面运输巷与煤层走向的夹角,(°)。根据工作面布置参数，求得θ=22.3°。
图11 俯伪斜段角量关系
Fig.11 Relationship of angle in bow pseudo-inclined section
为确保输送机正常运行，采煤机每循环进尺800 mm，工作面输送机沿煤层伪倾斜方向下滑量x=800×sin 22.3°=304 mm。
4.2 俯伪斜段“三机”失稳控制技术
4.2.1 输送机管理
(1)设计沿煤层走向运输巷巷帮标线法，测量输送机机头链轮中心线与该直线的垂距，计算割每刀煤输送机实际下滑量。若下滑量大于304 mm，机头多进，抵消过多的下滑量;若小于304 mm，机尾多进，弥补不足下滑量。现场实践表明，机尾超前机头的超前距控制在3～6 m时，可满足平均每割一刀煤，运输机下滑304 mm。
(2)针对工作面俯采角度较大，采取增大煤机卧底量方法，实现输送机与俯采角一致，防止推溜输送机过程中导向杆和输送机连接处的悬空。
4.2.2 “三机”联合管理
为防止支架空载发生倒架、危及邻架稳定性，俯伪斜段采高不超过3.8 m。当液压支架发生轻微倾斜下滑时，在满足液压支架架间间隙为70～100 mm(满行程170 mm)条件下，可使用侧护板调整。当机尾超前机头的距离过大时，通过每10架设置防滑千斤顶控制输送机下滑(图9)。为保持采煤机、输送机与俯采角一致，采用每10～15架支架为一组利用单体支柱辅助单向上行抵车。
4.3 俯伪斜段支架稳定性控制效果分析
俯伪斜段矿压观测表明，回采过程中初撑力和工作阻力分布均匀，前后柱初撑力主要分布在1 900～3 000 kN，基本呈“正态分布”(图12)。来压期间循环末阻力平均6 249 kN，非来压期间平均4 830 kN，平均动载系数为1.30，工作阻力有效利用率61%～96%。回采过程中无压架和挤架引起支架工作阻力异常现象，支架支护状态良好。
图12 俯伪斜段支架工作阻力曲线
Fig.12 Working resistance curves of the bow pseudo-inclined section supports
5 结 论
(1)根据大倾角煤层综采矿压特征及液压支架在初撑和工作状态下受力分析，煤层倾角与顶梁和直接顶间的摩擦因数成非线性关系。
(2)基于支架-围岩关系分析，揭示了软煤、破碎顶板条件下大倾角煤层工作面液压支架失稳机制，获得了带压移架临界值，提出铺网带压擦顶追机移架方法。
(3)根据工作面布置特点，选择1∶3调斜比例进行旋采，推导获得了俯伪斜段刮板输送机应控制的下滑量，并在工作面旋转段和俯伪斜段采用设置防倒和防滑千斤顶的方法，实现了“三机”联合防倒滑。
(4)现场矿压观测表明，上述方法和技术的实施取得了良好效果，有效控制了“三机”和围岩稳定性，安全开采条件得到改善，工时利用率有效提高。
参考文献(References):
[1] 伍永平.大倾角煤层开采“R-S-F”系统动力学控制基础研究[D].西安:西安科技大学，2003.
[2] 宋维德.大倾角大采高重型支架倒架预防及处理技术[J].煤矿开采，2008，13(3):35-36.
SONG Weide.Technology of falling prevention and disposal of heavy support with high mining height and large angle[J].Coal Mining Technology,2008,13(3):35-36.
[3] 段子晔，马世忠.大倾角大采高综采防倒防滑技术探讨[J].矿山压力与顶板管理，2002，19(4):62-64.
DUAN Ziye,MA Shizhong.Discussion on technology of antidumping and anti-slipping for fully-mechanized mining with large inclined angle and mining height[J].Ground Pressure and Strata Control,2002,19(4):62-64.
[4] 黄志增，任艳芳，张会军.大倾角松软特厚煤层综放开采关键技术研究[J].煤炭学报，2010，35(11):1878-1882.
HUANG Zhizeng,REN Yanfang,ZHANG Huijun.Study on key technology of fully mechanized top coal caving in extra-thick soft coal seam with great dip angle[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1878-1882.
[5] 李迎富，华心祝，蔡瑞春.沿空留巷关键块的稳定性力学分析及工程应用[J].采矿与安全工程学报，2012，29(5):358-364.
LI Yingfu,HUA Xinzhu,CAI Ruichun.Mechanics analysis on the stability of key block in the gob-side entry retaining and engineering application[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2012,29(5):358-364.
[6] 陈勇，柏建彪，王襄禹，等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用[J].煤炭学报，2012，37(6):903-910.
CHEN Yong,BO Jianbiao,WANG Xiangyu,et al.Support technology research and application inside roadway of gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,2012,37(6):903-910.
[7] 伍永平，贠东风.大倾角综采支架稳定性控制[J].矿山压力与顶板管理，1999，16(3/4):82-85.
WU Yongping,YUN Dongfeng.The stability control of support at top caving face with steep seam[J].Ground Pressure and Strata Control,1999,16(3/4):82-85.
[8] 袁永，屠世浩，窦凤金，等.大倾角综放面支架失稳机理及控制[J].采矿与安全工程学报，2008，25(4):430-434.
YUAN Yong,TU Shihao,DOU Fengjin,et al.The mechanism and control of the mechanism and control of the stents in the large tilt Angle of the stents[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2008,25(4):430-434.
[9] 黄建功，楼建国.大倾角煤层走向长壁采面支架与围岩系统分析[J].矿山压力与顶板管理，2003，20(4):72-74.
HUANG Jiangong,LOU Jianguo.Support and surrounding rock system analysis of long wall mining face along strike in steeply dipping seam[J].Ground Pressure and Strata Control,2003,20(4):72-74.
[10] 张东升，吴鑫，张炜，等.大倾角工作面特殊开采时期支架稳定性分析[J].采矿与安全工程学报，2013，30(3):331-336.
ZHANG Dongsheng,WU Xin,ZHANG Wei,et al.Stability analysis on support in large inclined coalface during special mining period[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2013,30(3):331-336.
[11] 章之燕.大倾角综放液压支架稳定性动态分析和防倒防滑措施[J].煤炭学报，2007，32(7):430-434.
ZHANG Zhiyan.Dynamic analysis on stability of hydraulic powered support in deep inclined fully mechanized wall and prevention slips measures[J].Journal of China Coal Society,2007,32(7):430-434.
[12] 林忠明，陈忠辉，谢俊文，等.大倾角综放开采液压支架稳定性分析与控制措施[J].煤炭学报，2004，29(3):264-268.
LIN Zhongming,CHEN Zhonghui,XIE Junwen,et al.Stability analysis and control measures of powered supports in greater inclined full-mechanized coal seam[J].Journal of China Coal Society,2004,29(3):264-268.
[13] 周明昌，陈光强.大倾角综采工作面输送机和支架整体防滑[J].煤矿开采，1999，36(3):55-56.
ZHOU Mingchang,CHEN Guangqiang.Conveyor and overall anti-sliding support of fully-mechanized mining face in steeply dipping seam[J].Coal Mining Technology,1999,36(3):55-56.
[14] 吴锋锋，刘长友，李建伟.“三软”大倾角厚煤层工作面组合液压支架稳定性分析[J].采矿与安全工程学报，2014，31(5):721-732.
WU Fengfeng,LIU Changyou,LI Jianwei.Combination hydraulic support stability of working face in large inclined and “three-soft” thick seam[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2014,31(5):721-732.
[15] 马文顶，刘长友，邹永华，等.大倾角仰采工作面顶板控制的实验研究[J].矿山压力与顶板管理，1996，13(4):18-21.
MA Wending,LIU Changyou,ZOU Yonghua,et al.Experimental study of roof control at highly inclined up-dip long wall face[J].Ground Pressure and Strata Control,1996,13(4):18-21.