滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究.doc

滇东山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究报告

滇东高原山区“三软”综采工作面
矿压显现规律与控制技术研究报告
目 录

滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究工作报告…1
滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究技术报告…3
滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究应用报告 …18
滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律与控制技术研究效益分析 …21

滇东高原山区“三软”综采工作面
矿压显现规律与控制技术研究
工 作 报 告

吉克煤矿是淄矿集团在云南曲靖恩洪矿区控股建设的对现代化矿井，设计生产能力为45万t/a。矿井于2006年7月开工建设，2011年元月9日建成移交生产管理。可采煤层为M7、M9、M11、M15、M16、M21、M21、M22煤层，矿井采用长壁后退式综合机械化一次采全高的采煤方法。
11101工作面为吉克煤矿首采工作面，开采龙潭组M11煤层，煤层以条带状为主，也含均一状、线理状结构，裂隙局部发育，沉积稳定，厚度1.42~2.10m，平均厚度为1.76m。工作面内煤层结构复杂，在煤层下部含一层0.03～0.10m厚的棕灰色中粗晶高岭石粘土岩（泥岩）夹矸。宏观煤岩类型以半亮型为主，夹半暗型煤，显微煤岩类型以微镜煤为主。根据钻孔资料及工作面巷道揭露分析，11101工作面范围内煤层沉积稳定，全部可采。煤层顶板裂隙发育，节理多，为复合顶板。煤层直接顶为泥岩，老顶以细砂岩为主，直接底以泥岩和粉砂岩为主，老底以泥岩为主，煤层顶底板岩性如表1所示。
表1 煤层顶底板岩性
顶底板
名 称
岩石名称
抗压强度（MPa）
平均厚度（m）
岩 性 特 征
老 顶
细粒砂岩
8.7
3.29
灰色，中层状粉砂岩，细砂岩及菱铁岩薄层、水平及缓波状层理，含炭质层纹。
直接顶
泥 岩
5.1
7.43
黑色，薄-中成状粉砂岩夹泥质粉砂岩，菱铁岩薄层，板状及水平层理，含植物化石，底0.20m为炭质泥岩。
直接底
泥岩和粉砂岩
6.3
4.55
灰色，中成状粉砂岩及细粉砂岩，波状及水平层理夹薄层菱铁岩。
老 底
泥 岩
5.6
3.77
灰色，薄-中成状粉砂质泥中夹粉砂岩，水平层理、含植物碎片，碎屑化石，底部0.15m为炭质泥岩。
在云南高原山区，煤矿采煤工艺和装备相对落后，多以炮采工艺为主。吉克煤矿为山东淄博矿业集团控股企业，是云南省骨干矿井；地处滇东高原山区，属于侵蚀低中山地貌，地形切割强烈，海拔2175～1792m，相对高差383m，地势东、西两侧高，中部低，南高北低，主要山脉为北北东走向，山间深谷与山脉基本平行。首采11101工作面装备了ZY4000/13/26型掩护式液压支架、MG2×100/456-WD型无链电牵引采煤机和SGZ-764/630型刮板运输机，为了掌握滇东高原山区“三软” 综采综采工作面矿压显现规律，保证工作面的正常生产，开展矿压观测，系统分析11101工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、支架对顶板的适应性和控制效果，以及超前支承压力影响范围和分布特点是云南高原山区尚属首次，是十分必要的。这不仅能为11101首采工作面安全生产提供技术指导，同时还为吉克矿井乃至云南省其他综采工作面提供技术保障。
滇东高原山区“三软”综采工作面
矿压显现规律与控制技术研究
技 术 报 告

1　工作面顶板运动规律
随着工作面不断推进，采场矿山压力的大小和分布处于不断变化的过程中，采场支架上的受力是围岩运动的结果，其受力的性质、大小和发展变化的规律与上覆岩层运动更是不可分割。由于上覆各岩层距采场高度不同，各自的岩性和厚度不同，其充分运动的范围和对采场的影响也不同，为了控制对采场有明显影响的岩层运动，必需从工作面纵向和推进方向两个方面研究采场上覆岩层的运动规律，首先研究工作面顶板须控范围。
1.1 工作面顶板须控范围的确定
11101综采工作面顶板由直接顶和老顶两部分组成。由于11101工作面无伪顶，所以该处的直接顶为位于煤层之上的一层泥岩，具有随支架放顶而垮落的特征，直接顶相当于冒落带内的岩层。老顶指位于直接顶之上、节理裂隙不发育，以微波状层理为主，自然分层比较大，整体性较强的坚硬岩层，煤层采空后能悬露较大的面积，该顶主要由组合岩层组成。
1.直接顶厚度（冒高）的确定
直接顶冒高公式为：
（KA与SA相适应） （1-1）
式中：mz—直接顶厚度，m；
h—采高，1.42～2.1m；
SA—岩梁触矸处沉降值，由实测而定；
KA—岩梁触矸处已冒落岩层的碎胀系数。
把h＝1.42～2.1m，KA＝1.2～1.3（由于直接顶为泥岩，强度较低，因此岩石的碎胀系数较小），SA=（0.35～0.4）h代入式中，求得直接顶（冒高）厚度：
mz＝2.84～6.82m
利用来压前夕支架承载值反推直接顶厚度，来压前夕老顶处于相对稳定运动阶段，支架上的受力可视为由直接顶的重量引起，两者建立平衡关系，则有：
（1-2）
式中：P＇— 来压前夕实测支架承载值，kN/m2；
fZ— 悬顶系数，在老顶来压前夕一般取1；
γZ — 岩层容重，取26kN/m3。
实测各周期来压前夕支架阻力总平均值324.3kN/m2，将该值代入上式得：
＝12.47（m）
由支架老顶来压前夕反推直接顶厚度结果一般偏大，仅作为参考。因此，根据公式1-1我们可以得出直接顶7.43m的泥岩并非全部垮落，而是分层垮落。鉴于11101工作面7.43m的直接顶岩性黑色，薄-中成状粉砂岩夹泥质粉砂岩，菱铁岩薄层，板状及水平层理，含植物化石，底0.20m为炭质泥岩，且单轴矿压强度6.3Mpa，强度极低。因此，预计7.43m的泥岩整体全部切落，即直接顶的厚度为7.43m。
2.老顶厚度
由11101工作面岩层情况可知，老顶的具体厚度可用老顶来压时实测支架阻力值反推工作面老顶的厚度。
（1-3）
（1-4）
式中：P—来压时支架阻力实测平均值，336.14kN/m2；
P＇—来压前支架阻力实测平均值，276.52kN/m2；
KT—压力作用系数，一般情况下KT=1.5；
LE—岩梁来压结束后的悬跨度，近似视为岩梁周期来压步距C=7m；
LK —控顶距，根据顶板情况取经验值为4m。
由上述公式得：
（1-5）

由11101工作面岩层综合柱状图知，开采的M11煤层顶板3.29m的细粒砂岩，岩性灰色，中层状粉砂岩，细砂岩及菱铁岩薄层、水平及缓波状层理，含炭质层纹，为该工作面的老顶。
1.2 工作面顶板运动规律分析
工作面顶板运动规律主要从工作面支架载荷监测得到，包括直接顶初次垮落、老顶初次来压和老顶周期来压。
一般我们按工作面监测循环计算支架的初撑力（P0）、循环末阻力（Pm）、时间加权平均阻力（Pt）和相应的支护强度。
初撑力（Po）系指移架后的支架初始阻力，它的大小取决于泵站的工作压力，并受管路损失和操作等因素的影响，支架立柱总初撑力可由下式计算：
Po= （1-6）
式中：Qoi——实测初撑时各立柱油缸内的压力，MPa；
D——立柱内径，cm；
Z——每架支架的立柱数。
循环末阻力（Pm）系指循环末支架移架前的工作阻力。在正常情况下，循环末阻力为循环内的最大工作阻力，它是反映矿压显现强弱、评价支架额定工作阻力是否满足支护要求的重要指标，支架立柱循环末总阻力由下式计算：
Pm= （1-7）
式中：
Qmi——实测循环末油缸内工作压力。
由于支架阻力是随时间不断变化的，所以仅以循环末阻力还不足以反映支架的全面受力情况。例如，两个不同循环支架立柱的末阻力可能相近或相等，但在循环内支架立柱的受力差别却可能很大。两个循环支架的受力不能认为是等同的，而用时间加权平均工作阻力（Pt）则可以反映出这一差别。
时间加权平均阻力（pt）系指一个采煤循环内以时间为加权计算的平均工作阻力，即pt=∑Pti/t。可以根据阻力与时间的关系曲线求算pt。其值为曲线下所包围的面积除以受力的时间。为简化计算，将曲线所包围的面积分割成数个曲边梯形，这样，可按下式近似地求得pt值：
pt= （1-8）
式中：ti——时间，min；
Pi——支架阻力（πD2Qi/4*10）,MPa。
一般应尽量在曲线的拐点处取分点，分割点越多，计算值越准确。但一般为简化计算，取5个左右分点即可，曲线变化不大时，分点也可再少些。
支护强度（q）系指支架对顶板的支护阻力与支护面积（F）的比值，单位为MPa。于支撑式支架，立柱与顶板垂直，q值可用P/F求出。对于掩护式支架，则需要再乘以支护效率。
①直接顶初次垮落步距
由于在安装矿压监测系统以前，工作面已经推进了近30m，因此我们不能从支架的曲线图上判断直接顶的初次垮落步距。借助于岩层质量指数法和11101工作面煤岩层柱状图，我们利用下面经验公式来计算直接顶初次跨落步距。
（1-9）
式中：
——分开运动岩层厚度；
——煤层倾角。
因此，直接顶的初次跨落步距为：

当，波动值为；
当，波动值为；
当，波动值为；
当，波动值为；
当，波动值为。
因此，11101工作面直接顶初次跨落步距可取为：
由11101工作面煤层柱状图和工作面的生产记录，初步确定直接顶初次跨落步距在12m左右。
②老顶初次来压步距
由于在系统安装之间，工作面已推采，老顶初次来压已过去。因此，我们根据经验公式估算老顶初次来压步距：
+13.7=1.81.76+13.7=15.9m （1-10）
③老顶周期来压步距
实测8个支架循环末工作阻力（Pm）随推进步距的变化关系见图1～图8所示。其中图1、图2为工作面上部1#、2#支架循环末阻力变化曲线，图3～图6为工作面中部循环末阻力，图7、图8为工作面下部7#、8#支架循环末阻力变化曲线。由于在综采在线监测系统安装时，工作面已推进了近30m，工作面老顶初次来压已经过去。因此，我们只能从观测推进100多米利用支架的循环末阻力得出老顶周期来压步距，然后从理论上推算直接顶初次跨落步距和老顶初次来压步距。

图1 1#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图2 2#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图3 3#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图4 4#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图5 5#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图6 6#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图7 7#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系

图8 8#支架循环末工作阻力(Pm)随推进步距的变化关系
由图2～图9的支架循环末阻力随工作面推进距离的变化曲线，结合现场工作面生产现场实际观测到的宏观矿压显现，对1#～8#支架可以得到11101工作面每个支架周期来压步距列入表2中。
工作面上部1#、2#，中部3#、4#、5#、6#、，下部7#、8#周期来压步距及现场生产记录得知，工作面直接顶的初次垮落一般由工作面上部开始，然后工作面中部、下部顺序垮落。当工作面推进大约16m（生产记录中得到，实际由经验公式计算知老顶初次来压15.9m）左右时，顶板活动趋于激烈，有明显的顶板断裂响声，且伴有煤尘出现，支架压力明显增大，支架安全阀部分开启并出现了煤壁片帮，片帮深度达到0.5m，顶板冒落度加大，这说明此时老顶开始断裂，老顶初次来压，老顶持续来压时间为1～2天，工作面自上而下分段来压。老顶初次来压以后，顶板活动又趋于平稳。然而随着工作面的继续推进，支架压力开始出现周期性变化，来压时的显现与老顶初次来压时情况基本相同，只是来压强度小于老顶初次来压，老顶周期来压平均为7.5m左右。
表2 各观测支架顶板实测来压步距（m）
支架
周期来压步距
1
2
3
4
5
6
7
平均
上部1#
6
7
8
8
9
8
8
7.7
上部2#
7
8
9
8
7
8
8
7.9
中部3#
7
6
8
9
8
8
7
7.6
中部4#
7
9
8
8
8
7
7
7.7
中部5#
6
8
7
6
8
6
6
6.7
中部6#
7
7
8
9
7
8
8
7.7
下部7#
7
9
6
7
6
7
8
7.1
下部8#
7
6
8
10
8
7
6
7.4
平均
7.47

2 工作面支架合理支护强度的确定
①按直接顶初次垮落时所需的的支护强度计算
为防止直接顶第一次垮落时造成切顶事故所必须的承载能力为：
（1-11）
式中:
—直接顶厚度，m；
—直接顶第一次垮落步距，m
Lk—控顶距，根据工作面支架支护情况和顶板情况取经验值为3m；
根据上述研究，将有关数值代入上式可计算出：
=38.63KN/m2=0.38 MPa
②按老顶初次来压时所需支护强度计算
防止老顶岩梁来压时造成切顶垮落事故所必须的承载能力可按下列公式进行计算：
（1-12）
（1-13）
（1-14）
式中：——老顶厚度，m；
——老顶岩梁初次断裂步距，m；
、——老顶和直接顶容重，取为2.6×103Kg/m3；
——直接顶悬顶系数；
——控顶区内支护反力合力作用位置与控顶距的比值，此处取为0.67。
根据上述研究，将有关数值代入上式，可计算出：
2.1
=7.43×2.6×10×2.1=405.6KN/m2
=405.6+3.29×2.6×10×15.9/4/3=518.9KN/m2=0.52Mpa
③按工作面正常推进阶段所需的支护强度计算
支架对顶板的工作状态有两种形式，一种是“给定变形”，一种是“限定变形”。所谓“给定变形”，指的是老顶的最大下沉量（老定无阻碍最终沉降量）比较小，支架有足够的下缩空间保证顶板的最大下沉而不被压死，这时支架主要承担直接顶的重量，对老顶采取让压措施，也就是说老顶的荷载由于支架的下缩而被释放了，“限定变形”则与此相反，支架需要控制顶板的下沉量，不然的话，支架会因顶板下沉量过大而被压死，为了限制顶板下沉量不超过允许值，则支架除承担直接顶的重量外，还需要承担限制顶板下沉而额外增加的力，额外增加的力的大小视控制量的大小而定。本工作面采用“给定变形”控制顶板即可满足支护要求，此时，所需的支护强度只需考虑承担直接顶的重量。
（1-15）
（1-16）
式中：——控顶区内支护反力合力作用位置，此处取为3m。
根据上述研究，将有关数值代入上式，可计算出：
=1.38
10.72×2.6×10×1.38=384.6 KN/m2=0.385Mpa
工作面合理支护强度是工作面回采过程中不同阶段所需支护强度的最大值，根据上述计算，11101工作面合理支护强度P应大于0.52MPa，考虑1.2倍的安全系数，11101工作面合理支护强度P应为0.624MPa。基本支架型号为ZY4000-13/26额定支护强度为0.69～0.74MPa，理论计算得到的支护强度P为额定支护强度的84.3％，由此可见ZY4000-13/26支架支护强度满足本工作面顶板支护要求。
3　巷道矿压显现特征
3.1 巷道围岩变形分析
巷道围岩变形按照设计规定的观测密度和要求，进行了连续系统的观测，对工作面推进位置离回风顺槽和运输顺巷80m和130m观测断面绘制了累积移近量与工作面推进距离关系曲线图，见图9～图12。

图9 回风顺槽80m点巷道变形与工作面推进曲线图

图10 运输顺槽80m点巷道变形与工作面推进曲线图

图11 回风顺槽130m点巷道变形与工作面推进曲线图

图12 运输顺槽130m点巷道变形与工作面推进曲线图
从图10～图13可以看出，回风顺槽和运输顺槽顶底板和两帮变形量存在明显的不同。回风顺槽两帮变形量小于顶底板变形量，顶底板变形量最大为165cm，而两帮最大值为30cm。运输顺槽两帮变形量明显小于顶底板变形量，顶底板变形量最大为170cm，而两帮最大值为50cm。从各测站曲线中可以看出巷道变形量无论是顶底板还是巷道两帮变形量主要是在采动影响范围中产生，在30m以内变形速度明显加快，而在10m左右移近速度达到最大值。即工作面回采过程中的超前影响范围大致在80m范围内，顶板变形显著增大的距离位于工作面前方25m范围内，但在10m左右出现急剧增大。这说明煤层开采一般影响到煤壁前方80m，25m范围内采动影响加剧。
3.2 超前支护单体液压支柱荷载变化分析
随着工作面推进，巷道前方应力逐渐集中，特别是老顶断裂时达到最大，而巷道前方的单体液压支柱载荷变化也说明了这一点，图14～图19分别为回风顺槽超前支护单体支柱载荷随距工作面距离变化的曲线图。从图中基本可以看出，几个测站的载荷变化情况基本类似。超前支护单体液压支柱从1#测站曲线中可以得出，从距工作面31m支柱载荷开始变化，从距工作面21m开始支柱载荷明显上升。

图13 1#单体支柱荷载变化曲线图

图14 2#单体支柱荷载变化曲线图

图15 3#单体支柱荷载变化曲线图

图16 4#单体支柱荷载变化曲线图

图17 5#单体支柱荷载变化曲线图

图18 6#单体支柱荷载变化曲线图
3.3 超前支承压力范围的确定
通过对超前巷道围岩变形及支柱荷载观测数据分析，顺槽的载荷观测结果与变形观测基本一致，说明二者的观测结果是可靠的。综合两种结果的情况，将超前支承压力分布影响范围分区情况列入表3中。根据表中的数据，工作面超前明显影响范围应在35m内，剧烈区为20m，则超前支护距离应大于20m。
表3 超前支承压力影响范围分区
分区
范围/m
最大值/m
剧烈区
19m左右
20
明显区
37
37
影响区
60左右
60

滇东高原山区“三软”综采工作面
矿压显现规律与控制技术研究
应 用 报 告

为了掌握滇东高原山区“三软”综采工作面矿压显现规律，根据矿山压力的基本理论、控制方法和实测技术，需观测老顶初次来压加上3～4个周期来压，分别是工作面矿压观测和巷道矿压观测。11101工作面矿压观测主要工作：
（1）监测工作面支架受力状态，研究老顶运动范围，直接顶、老顶跨落步距、支护工作状况，为合理确定顶板控制设计方案、支架的适应性提供科学依据；
（2）研究工作面超前支承压力的影响范围，为合理确定顺槽超前支护范围提供科学依据。
1.支架荷载观测
工作面支架载荷监测设备采用综采支架压力计算机监测系统。该系统是用于煤矿综采支架工作阻力监测的计算机在线测量系统，它将计算机监测技术、数据通讯技术和传感器技术融为一体，实现了复杂环境条件下对综采支架的工作状态自动监测和分析。
（1）系统组成：①计算机及数据处理软件；②系统接收主机；③井下通讯分站（数据采集器）；④井下压力监测分机；⑤本安型供电电源。
（2）系统功能：①实时监测综采支架的瞬时工作阻力。现场实时显示、井上计算机显示（直方图、数据显示）；②监测分站支架初撑力、最大工作阻力显示；③监测数据远距离通讯；④通讯分站显示各测点的数据；⑤井下系统硬件故障诊断和显示；⑥计算机软件实现了数据接收、原始曲线和数据查询、动态直方图显示，循环工作阻力自动识别和曲线报表综合处理，并具有曲线打印输出功能。
11101工作面共安装8台KJ216-F型综采支架压力监测分机，对综采支架当前工作阻力、当前循环初撑力、最大工作阻力进行连续监测。8台压力检测分机分别布置在 5#、15#、25#、35#、45#、55#、65#、75#支架上。每个监测分机上的压力检测通道为2个，分别安装在支架立柱的高压腔，以监测它们的压力变化情况。仪器的安装要在支架安装的同时或在开采前进行。
矿压显现规律研究要求，每段观测工作面推进100m距离期间内，进行连续观测并分析处理数据，同时每天要记录工作面的推进度以及主要的煤壁片帮、顶板冒落、支架倾斜、顶梁仰俯等宏观矿压显现。
在工作面开始回采前，按照方案设计要求在工作面支架上安装好综采支架压力计算机监测系统，对综采支架初撑力、工作阻力进行连续监测。
2.回采巷道观测方案
（1）超前支护载荷观测
观测采用矿用数字压力计对超前支护单体液压支柱工作阻力进行监测。在回风顺槽中距工作面开切眼87m、137m处分左右两侧分别支设两棵单体液压支柱，并安装压力计，在运输顺槽中距工作面开切眼118m、168m处分左右两侧分别支设两棵单体液压支柱，并安装压力计。
所安装的单体液压支柱数字压力计每隔5分钟自动记录一次当时的压力数值，并进行自动存储。数据搜集采用人工采集的方式进行。原则上每天利用数据采集器采集一次数据，但仪器可以自动记忆5天以内的存储数据，可以2～3天采集一次。
超前压力观测从安装观测设备到工作面推进100m为止。观测的同时，要求记录巷道与工作面顶底板、两帮压力与破坏的宏观显现，以及工作面的推进情况。
（2）巷道围岩变形观测
采用顶板动态报警记录仪进行，利用十字布点法在11101运输顺槽和回风顺槽距工作面切眼80m、130m处各设一个观测站，每个观测站设1个观测断面，每个观测断面分别设一组顶底板移近量观测基点和一组两帮移近量观测基点。
超前支护范围内每天采集一次，超前支护距离以外每三天观测一次。观测的数据要及时记录整理在表格上，观测数据的同时，要求记录巷道与工作面顶底板、两帮压力与破坏的宏观显现，以及工作面的推进情况。
11101综采工作面矿压观测设计方案见图19。

图19 11101工作面矿压观测方案

滇东高原山区“三软”综采工作面
矿压显现规律与控制技术研究
效 益 分 析

1.技术效益分析
11101工作面自2010年6月投产以来，根据矿井的地质构造情况合理的确定了支护方式及参数，采用以上观测手段得出的了如下结论：
（1）工作面直接顶由7.43m的泥岩组成；老顶由3.29m的细粒砂岩组成。
（2）工作面直接顶初次垮落步距12m左右；老顶老顶初次来压步距15.9m左右；老顶周期来压平均为7.47m左右。
（3）工作面合理支护强度11101工作面合理支护强度P应大于0.52MPa，考虑1.2倍的安全系数，11101工作面合理支护强度P应为0.624MPa。基本支架型号为ZY4000-13/26额定支护强度为0.69～0.74MPa，理论计算得到的支护强度P为额定支护强度的84.3％，由此可见ZY4000-13/26支架支护强度满足本工作面顶板支护要求。
（4）根据顶板7个周期来压的统计，工作面不同部位顶板来压前的相对稳定运动步距和来压时的显著运动步距有显著的差异，工作面上部支架工作阻力、动载系数较大，其次是工作面中部，然后是工作面下部。
（5）中部和上部支架的初撑力发挥程度较好，利用率较高，而下部支架的初撑力发挥程度一般，支架总体利用率一般。
（6）在工作面回采期间工作面循环末阻力值偏大，支架利用状况良好，压力显现比较明显，这说明支架的末阻力发挥程度较好，利用率较高，支架-围岩关系良好。
（7）工作面支承压力超前影响范围剧烈区20m左右，明显区37m左右，影响区60m左右，超前支护应为20m。
结合11101工作面的现场生产实际，通过对11101工作面的矿压观测数据资料分析证明：工作面使用的ZY4000/13/26型掩护式液压支架是安全可靠的，工作面两顺槽的支护方式和参数是可行的。
截止2011年6月底，11101工作面推采了445m，安全安全回采原煤13.8万t，为矿井创造产值3940万元。从吉克矿井11101工作面已推采445m的情况来看，选择的锚网索支护参数是合理的，在M9煤层工作面掘进时的支护参数仍需要进一步研究优化。
2.社会效益分析
自云南新吉克矿业有限公司吉克煤矿首采11101综采工作面投产以来，接受了云南省上百家煤矿企业的参观学习，为云南省阿令德煤矿等近十家煤炭企业推广应用综采工艺提供了技术保障和科学依据。
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