大采高工作面開采技術研究＊

李子豪

(神華烏海能源利民煤焦有限責任公司，內蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市，016064)

近幾年，國內5.0～7.2m厚煤層多采用大采高開采，取得了良好的經濟與社會效益。特別是神華集團在大采高開采方面走在了行業(yè)前列，建立了大采高綜采技術管理體系，積極引領綜采設備國產化改造和替代工作，促進了我國高端綜采裝備完全依賴進口局面的改變。神華烏海能源有限公司利民煤焦公司位于內蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市鄂托克旗境內，行政區(qū)劃隸屬鄂托克旗棋盤井鎮(zhèn)，于2005年8月由神華集團收購私人企業(yè)整合建立，現已發(fā)展為一家集煤、焦、化、電為一體的循環(huán)經濟型企業(yè)，所屬礦井16＃煤層首采工作面采用一次采全高大采高綜采工藝，為本地區(qū)類似煤層首個大采高工作面，設計生產能力300萬t／a，該工作面試驗成功可對烏海能源公司和地區(qū)厚煤層安全高效開采提供良好的示范作用。

1 概況

井田范圍內主要含煤地層為石炭系上統太原組(C2t)和二疊系下統山西組 (P1s)。含煤地層總厚度84～178m，平均厚度126m，含煤7～16層，一般6～8層，煤層總厚度平均為17.9m，含煤系數為14.31%。16＃煤層位于石炭系上統太原組上部，煤層厚度2.11～11.60m，平均6.04m，煤層厚度變異系數為26%，結構復雜，一般含3～4層夾矸，為全區(qū)可采的較穩(wěn)定煤層。煤層單向抗壓強度平均為8.65MPa，硬度較小。煤層傾角3°～12°。直接頂為砂質泥巖，一般厚度0.65m，老頂為粗粒砂巖或細粒砂巖，以半堅硬巖石為主，頂板巖石的穩(wěn)固性中等～較好。

首采1603工作面埋深274～307m，位于Ⅰ010903和Ⅰ010904工作面采空區(qū)下部，層間距60m以上。工作面采用走向長壁一次采全高后退式開采工藝，全部跨落法管理頂板。工作面兩巷均沿煤層頂板掘進，運輸巷用于運煤兼進風，巷道斷面矩形，尺寸為5.6m×4m (寬×高)，回風巷用于運料兼回風，巷道斷面為矩形，尺寸為4.5m×3.5m (寬×高)。工作面傾向長度245m，走向長度1085m。工作面采高設計為6.0m，循環(huán)進尺800mm，端部斜切進刀，單向割煤。

工作面主要設備均選用國產高可靠性、大功率設備，保證工作面設備開機率、有利于配件的采購和管理。表1為首采工作面主要設備選型結果。

表1 工作面主要設備選型

2 切眼支護

1603工作面切眼中間段設計斷面寬度9m、高度4m；切眼上下開口段各5m，設計斷面寬度10m、高度4m。切眼采用分次截割、二次成巷的方式施工，先以斷面尺寸5m×4m (寬×高)向前掘進，貫通后再進行擴幫后成巷。為了保證巷道支護的可靠性，有效控制切眼圍巖，根據煤層頂板巖性、賦存和穩(wěn)定情況對切眼支護進行了合理設計，并進行了支護效果數值模擬和分析，成巷后對圍巖變形進行觀測和優(yōu)化。

2.1 支護參數

頂板支護采用錨桿、錨索支護，選用W型鋼帶配合鋼筋網護頂。頂錨桿選用?20mm×2400mm高強度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，配套使用半球形墊圈和快速安裝的高強螺帽。錨索采用?17.8mm鋼絞線，切眼中間段支護選用長度為6300mm錨索，切眼上下開口段各5m及切眼與上下兩巷交叉點因控頂面積較大選用長度為9300 mm錨索，設計錨固力不小于15t、預緊力不小于100kN。

兩幫支護采用?16mm×1800mm玻璃鋼錨桿配合木托盤、塑鋼網和高強螺帽支護，間排距1050mm×900mm。切眼頂板支護參數見表2。

2.2 支護效果數值模擬

建立數值模型，對設計支護狀態(tài)下切眼圍巖位移、破壞狀況、應力分布、支護范圍情況進行模擬分析。模擬結果顯示巷道圍巖在設計支護方案下變形不明顯，兩幫、頂部的拉伸破壞均不明顯，巷道圍巖頂板在3.0m范圍內產生了應力降低區(qū)，兩幫在1.0m范圍內產生了明顯的應力降低區(qū)，在巷道四角出現了一定的應力集中現象，以剪應力為主。在設計支護方案下，圍巖變形量不大，滿足支護需要。

表2 切眼頂板支護參數

2.3 周期來壓相似模擬

以1603工作面為工程背景，進行了工作面周期來壓相似模擬。選用1600mm×1200mm×140 mm的平面相似材料試驗支架鋪裝模型。依據相似定律，該試驗模型幾何相似常數150，容重相似常數為1.61，時間相似常數為12.25，應力及強度相似常數為242。根據試驗現象和上覆巖層破壞冒落分析，本次模擬試驗老頂共來壓7次，其中老頂初次來壓步距為210mm，對應實際距離為32m，周期來壓6次，來壓步距分別為70mm、130mm、70mm、120mm、110mm和140mm，平均來壓步距為106.7mm，對應實際距離為16m。

根據相似模擬結果，認為1603工作面初次來壓步距小，加之頂板強度一般為中硬以下，不存在堅硬頂板，預測來壓強度適中，最大來壓動載系數1.5左右，推采初期可不采取頂板弱化措施。工作面開采期間，礦壓觀測結果與相似模擬結果相符，推采至30m左右時，工作面中部初次來壓，來壓期間支架安全閥開啟率較低，工作面液壓支架可滿足支護需要。

2.4 切眼圍巖變形觀測

為了適時掌握圍巖變化情況，從工作面切眼擴刷完成到支架安裝完畢3個月時間內，對圍巖破壞情況進行了觀察，對頂板離層量、頂底板移近量、兩幫移近量、錨桿受力情況進行了監(jiān)測。觀測結果顯示整個切眼頂板累計離層量最大的地點為距離上口150m處，最大值為8mm，錨桿受力變化最大的地點為靠近下口30m處，最大增量為9.8MPa；頂底板和兩幫移近量都小于20mm。

觀測結果分析表明圍巖變形量在允許范圍內。按照設計的錨桿、錨索支護方式進行切眼圍巖控制是極為有效的。

從下口起30m范圍內因受斷層影響頂板較為破碎，其他地段圍巖較為穩(wěn)定。為了確保對圍巖的有效控制，對下口起30m范圍內采取了單體液壓支柱加強支護。

3 支架安裝

受礦井輔助運輸系統限制，支架無法整體下井安裝，設計采用支架解體下井安裝方案。根據運輸條件，將支架拆解為底座、立柱、頂梁、掩護梁等分裝4輛車，按裝車順序下井。在工作面回風巷近切眼附近設置支架組裝平臺，利用支架組裝平臺對支架組裝，并裝至支架運輸車上，用絞車將支架拖至切眼安裝位置。

1603工作面采用縱向運輸方案，即支架縱向運輸，直接以安裝角度進行運輸，至安裝位置由起吊裝置對支架進行卸車。這種運輸方式支架無需旋轉調向，可以減小切眼寬度，也節(jié)省了安裝時間，但要求切眼內頂板支護質量高，安裝耗時短，一般要求支架安裝耗時不應超過1.5個月，安裝期間應密切關注頂板圍巖情況和下沉量變化，一旦下沉量超過設定值應補強支護或改換安裝方式。

在1603工作面安裝期間，盡管運輸路線長，運輸量較大，但經過合理優(yōu)化安裝工藝、有序組織安裝工作，按時完成了安裝任務。

4 片幫冒頂防治

大采高工作面煤壁片幫和端面冒頂是兩個相互影響的過程，煤壁發(fā)生片幫，使支架與煤壁間的無支護空間加大，從而誘發(fā)端面冒頂，而端面冒頂也增加了煤壁無水平約束高度，反過來又加劇了煤壁片幫，造成惡性循環(huán)。

工作面推進至30m時，由于頂板局部破碎，加之工作面初次來壓，工作面中部發(fā)生較嚴重的片幫冒頂現象，片幫最大深度超過0.5m，42?！?7＃支架處約3m高度的頂板冒落，造成工作面停產處理。

造成工作面片幫冒頂主要原因:本工作面為首采工作面，初采來壓強度相對較大，工作面初采期間未對頂板進行爆破切頂處理，推進至30m時頂板壓力升高，工作面初次來壓，直接頂大面積斷裂；發(fā)生冒頂區(qū)域支架初撐力水平不合格，不能對頂板有效支護；未能超前拉移支架，及時支護頂板，造成頂板活動空間加大。

現場采取以下防治片幫、冒頂措施:

(1)加大工作面檢修力度，保證液壓支架完好，杜絕液壓系統跑、冒、滴、漏現象，避免壓力損失。

(2)保證支架初撐力，及時有效地控制頂板下沉，將電液控制設置為自動補液狀態(tài)，以避免工作面出現初撐力不足的情況，設置工作面巡視員，加強工作面巡視，發(fā)現工作阻力不足的支架進行人工補液。

(3)減少頂板的懸露范圍和時間，采用追機帶壓移架，及時伸出護幫板，保證支架一次移到位，避免反復支撐造成頂板破碎。為了充分發(fā)揮護幫板的護幫作用，割煤時由專人超前采煤機前滾筒1～2個支架收回護幫板，待前滾筒過后伸出護頂，移架時收回護幫板，移架后伸出護幫，在時間上和空間上形成對煤幫和頂板的不間斷支護。

(4)當工作面來壓，煤壁片幫嚴重時采用手動操作護幫板，保證一級護幫板緊貼頂板或煤壁，二、三級護幫板緊貼煤壁。

(5)針對頂板已經破碎垮塌的架段，在邊緣頂板完整區(qū)補打錨索，防止破碎區(qū)域繼續(xù)擴大，用以提升頂板的穩(wěn)定性，推遲直接頂的垮塌時間，為工作面處理頂板事故提供時間。

(6)嚴禁在來壓期間停產或大面積檢修，工作面停產大修時，要盡量在煤層較薄、采高較低、頂板條件較好的地段進行，并用單體支柱加強支護。

(7)加強工作面礦壓監(jiān)測，分析直接頂、老頂的周期來壓特征，掌握頂板來壓規(guī)律，便于來壓之前做好相關準備。

經處理后，工作面片幫冒頂得到有效控制，通過加強管理，工作面未再發(fā)生較嚴重的片幫冒頂問題。

5 刮板輸送機上竄處理

工作面切眼布置時，運輸巷超前回風巷5m，偽斜工作面長度為245m，工作面推進期間由于煤層傾向角度變化，造成移架步距不一，引起工作面刮板輸送機彎曲，導致上下巷進尺距離不統一，工作面推進至130m左右時，刮板輸送機出現上竄現象，影響正常生產。

5.1 刮板輸送機上竄原因

統計了2014年2月6日至2月25日運輸巷和回風巷推進距離，可知運輸巷超前回風巷的距離呈現減小的趨勢，最后減小為超前1m。

由于運輸巷超前回風巷的距離縮小，工作面?zhèn)涡遍L度在減小。而工作面刮板輸送機長度不會改變，這樣隨著從機頭向機尾推移刮板輸送機 (由下向上)，刮板輸送機就會出現向上竄現象，使得回風巷端頭架距離煤幫距離逐漸縮小，最終導致機尾頂到回風巷煤幫。同時，由于在布置開切眼時，工作面角度變化大，隨著推采，工作面傾向角度逐漸緩和，也造成了工作面實際長度減小。

由于工作面靠近機頭部分12?！?2＃架處于低位，這個地段工作面水和煤堆積多，清理不及時使得當水抽走以后留下了很厚的浮煤，給推移刮板輸送機帶來了一定的阻力，引起刮板輸送機中間部分進尺明顯落后于機頭機尾，一方面影響拉架行程，使工作面取直狀態(tài)改變，另一方面浮煤清理完畢后，由于自下向上移架，中上部支架與刮板輸送機更易向回風巷 (即上巷)偏移。

5.2 處理措施

(1)采取 “調斜”方法。針對刮板輸送機上竄，引起機尾抵至回風巷煤幫，采取從機尾部分開始分段依次割煤→移架→推移刮板輸送機循環(huán)模式，由于現在機頭超前機尾1m，要使工作面能正常向前推進，理論上機頭要超前機尾5m。經計算并根據工作面實際情況，即要進行機頭超前割煤5刀，機頭超前進尺4m，最終實現機頭超前機尾5 m，實現工作面的調斜，使刮板輸送機能正常向前推進，但是此時進刀方式改為了中部斜切進刀。

(2)拆機尾溜槽。刮板輸送機上竄頂到上巷煤幫，此時若刮板輸送機無法再向前推進，可以拆卸一節(jié)機尾溜槽，機尾部分依次向機頭方向移動。這樣就騰出一個溜槽的空間，但是機尾端頭架無法再以刮板輸送機為支點向前拉移，此時可以采用鏈條將機尾端頭架連接于超前架底座，利用超前架為支點拉移端頭架。其它工序和未拆溜槽時類似。同時，移架和推移刮板輸送機要保證平直，每班及時清理架前浮煤。

6 結語

(1)經過支護效果數值模擬、礦壓觀測結果分析表明，采用錨桿、錨索支護方式進行大斷面切眼支護，能夠有效控制巷道圍巖變形，在圍巖破碎地段或受地質構造影響相對嚴重的區(qū)域應采取支柱加強支護等措施。

(2)根據相似模擬實驗，認為1603工作面初次來壓步距32m，來壓強度適中，工作面液壓支架可滿足支護需要，推采初期可不采取頂板弱化措施。

(3)支架采用解體下井、井下組裝的安裝方案，與本礦井輔助運輸系統相適應，根據切眼頂板情況，合理選擇切眼內運輸方式，支架縱向運輸，減小了切眼尺寸，顯著節(jié)省了工作面安裝時間。

(4)通過加強設備檢修、保證支架初撐力、跟機移架、保證外運系統運轉正常等措施，有效控制了工作面片幫冒頂。

(5)分析了大采高工作面刮板輸送機上竄原因，通過循環(huán)割短刀的形式對工作面長度進行調整，拆卸機尾溜槽騰出推溜空間，保證了工作面正常推進。

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