綜合機械化放頂煤開采技術(shù)應(yīng)用

馬 飛，段向豐

（山西晉煤集團 陽城晉圣固隆煤業(yè)有限公司，山西 陽城 048100）

1 概述

高產(chǎn)高效及安全問題是煤炭企業(yè)面臨的主要問題，尤其是厚煤層的開采問題更為突出。以往對于厚煤層的開采多是通過分層方式完成，把煤層結(jié)構(gòu)分割成不同的中厚煤層，然后由上至下或是由下至上完成開采作業(yè)。對厚煤層進行開采的過程中，采用此種方法所需成本較高，開采效率相對低，開采作業(yè)的周期較長，巷道工程量也會隨之增加，易發(fā)生煤自燃等災(zāi)害。隨著科學(xué)技術(shù)的不斷發(fā)展，在對厚煤層開采過程中，逐漸應(yīng)用了放頂煤開采工藝，對厚煤層一次采全高，有效減少巷道作業(yè)施工量，提升厚煤層開采效率，降低開采設(shè)備資金投入，提升煤炭企業(yè)經(jīng)濟效益。

2 工作面概況

Ⅲ1304工作面位于Ⅲ一盤區(qū)軌道進風(fēng)巷Ⅱ段218.7～387.3 m段巷道北側(cè)，其東、西兩側(cè)分別為Ⅲ1303工作面 （未掘進）和Ⅲ1305工作面 （未掘進），北鄰礦界，南鄰Ⅲ一盤區(qū)軌道進風(fēng)巷Ⅱ段巷道。停采線位置為于陡底溝北側(cè)保護煤柱線。工作面標(biāo)高范圍為+713.8 m～+664.6 m，所采煤層為3#煤。Ⅲ1304工作面的走向長度值為980 m，傾向長度值為150 m，所開采煤層的傾角值是3°～8°，煤層的平均傾角值是4°，煤層變異系數(shù)為4.38%，可采指數(shù)為1.0。結(jié)構(gòu)簡單，煤層存在節(jié)理發(fā)育，也存在層理發(fā)育，煤層普氏硬度（f）在0.4～1.32之間，煤層視密度為1.4，煤層厚度為4.13 m，煤層基本頂以砂質(zhì)泥巖為主，平均厚度19.84 m，普氏硬度系數(shù)為3.5，砂紙泥巖，黑灰色、中層狀。煤層的直接頂結(jié)構(gòu)是粉狀砂巖和砂紙泥巖，巖層的厚度值在4 m左右，普氏硬度系數(shù)為3.7，黑灰色，致密，具粉砂質(zhì)結(jié)構(gòu)。有少量裂隙，含植物化石。直接底為砂質(zhì)泥巖，平均厚度3.6 m，普氏硬度系數(shù)為2.8，深灰-灰黑色，致密、均一、含植物化石?；镜诪榧?xì)粒砂巖為主，平均厚度6.5 m，普氏硬度系數(shù)為5.8，深灰色，夾大量泥質(zhì)包體。

3 綜采放頂煤采煤方法

3.1 工作面布置方式

Ⅲ1304膠帶進風(fēng)順槽位于Ⅲ一盤區(qū)軌道進風(fēng)巷Ⅱ段的219 m位置北側(cè)方向，設(shè)計有供電和水、進風(fēng)、運煤巷道；Ⅲ1304軌道回風(fēng)順槽位于Ⅲ一盤區(qū)專用回風(fēng)巷Ⅱ段317.8 m處北側(cè)，為軌道運輸及回風(fēng)巷道；Ⅲ1304切眼屬于回采巷道。三巷沿3#煤層底板留頂煤掘進，工作面巷道斷面特征見表1。

表1 巷道技術(shù)特征

3.2 采煤工藝

（1） 割煤

Ⅲ1304工作面所采用的采煤機械型號為MG250/600-WD型，該種采煤機械的滾筒設(shè)計為雙滾筒結(jié)構(gòu)，滾筒的截深值為0.6 m，采煤機的采高值為2.5 m，采煤過程中采取雙向割煤作業(yè)方法，也就是將采煤機來回運行設(shè)計為兩個循環(huán)。采煤機進刀過程中使用的斜切割進刀方式。其中機頭位置的進刀方式如下：

a、機組割透機頭端頭煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處的煤臺階，然后沿溜子彎曲段，機組逐漸斜切進入煤壁，當(dāng)機組兩個滾筒截深全部達到0.6 m，順次拉架，推移前部溜。

b、推移前部溜子機頭，依次拉排頭架，拉后部溜子機頭，拉轉(zhuǎn)載機。

c、對調(diào)上、下滾筒，返刀割三角煤，機組割透煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處煤臺階，然后返空刀，順次拉架。

d、推移前部溜機頭，依次拉排頭架，拉后部溜機頭，拉轉(zhuǎn)載機，至此，在進刀工序完成以后正常進行割煤作業(yè)。

機尾位置的進刀方式如下：

a、機組割透機尾端頭煤壁后，對調(diào)上、下滾筒，割掉該處的煤臺階，然后沿溜子彎曲段，機組逐漸斜切進入煤壁，當(dāng)機組兩個滾筒截深全部達到0.6 m，順次拉架，推移前部溜。

b、推移前部溜機尾，依次拉排尾架，拉后部溜機尾。

c、對調(diào)上、下滾筒，返刀割三角煤，機組割透煤壁后，對調(diào)上、下滾筒割掉該處煤臺階，然后返空刀，順次拉架。

d、對于前部的溜機尾采用推移方式，依次完成機尾架的拉排作業(yè)，對于后部的溜機尾采用拉移方式，至此進刀完畢之后，正常割煤。

機組進刀總長度不小于30 m。

（2） 拉架

本工作面使用ZF6000-17/33中間架92架，排頭、尾架6架ZPG7200/18.5/33.5型支架。割煤后，距離機組的上滾筒結(jié)構(gòu)大約4架左右開始拉架作業(yè)，具體操作采用手動操作，要求要快速的完成作業(yè)，拉架的步距值設(shè)定為0.6 m。若是出現(xiàn)頂板破碎問題，則應(yīng)當(dāng)采取割一架拉一架的方式，禁止發(fā)生空頂割煤作業(yè)問題。在進行拉架作業(yè)時，支架的下方位置或者支架之間嚴(yán)禁站人。拉架困難或采高較低處，可采取加柱拉架方式進行。

在支架拉移作業(yè)完成以后，要確保支架成一條直線，而且位置偏差應(yīng)當(dāng)控制在50 mm范圍之內(nèi)，不同支架之間的距離也要均勻，距離偏差應(yīng)當(dāng)控制在100 mm之內(nèi)。支架的頂梁結(jié)構(gòu)和巷道頂板結(jié)構(gòu)應(yīng)當(dāng)平行，最大的仰角不應(yīng)超過7°，要確保支架的外斜度控制在5°之內(nèi)，不同相鄰支架之間不可以出現(xiàn)較為明顯的錯差，確保支架不擠不咬，支架的間隙控制在200 mm之內(nèi)。若是之間的間隙值超過了200 mm，則應(yīng)當(dāng)將側(cè)護板支出。若是情況必要應(yīng)當(dāng)在支架之間的較寬位置架設(shè)板梁結(jié)構(gòu)，而且需要在板梁結(jié)構(gòu)之下設(shè)置2根單體柱結(jié)構(gòu)，打好的單體柱用鐵絲拴緊，鐵絲一端拴于單體柱手把，另一端拴于支架上合適位置。

（3） 推前溜

滯后機組5～10架即可推前溜，在進行追機推溜過程中應(yīng)當(dāng)依次進行，步距設(shè)置為0.6 m。在溜子推出以后，應(yīng)當(dāng)確保溜子在同一直線之上。要是推溜存在較大的困難，則不可以強行進行推溜作業(yè)，要了解具體的原因。要是溜子存在不直的問題，則要求機組司機要進行沖刀操作，之后才能夠進行推溜作業(yè)。若是出現(xiàn)溜子竄前竄后問題，必須磨三角。若頂板條件允許，可采用摘框架頂溜靠架的方法處理。推溜時，不可以發(fā)生急轉(zhuǎn)彎，這樣能夠有效的避免錯槽問題、齒條扛壞或別壞行走箱等事故。

（4） 放頂煤

在完成拉架之后，便能夠開展放頂煤作業(yè)。在進行放頂煤作業(yè)之前應(yīng)當(dāng)首先將后部溜子調(diào)整好，確保后部溜子所屬狀態(tài)對放煤作業(yè)更為有利，嚴(yán)禁頂煤未放盡就把后溜拉到支架尾梁下方或提前打出尾梁插板。為防止因拉架落煤而導(dǎo)致后溜電機散熱困難，直接造成燒壞電機事故，規(guī)定機頭、尾各3架不放頂煤。因此在回采前，必須在機頭、尾各3架上方鋪金屬網(wǎng)。

具體的放煤工藝為：利用單輪進行間隔放煤作業(yè)，同時兩個作業(yè)人員操作，兩個作業(yè)人員的操作距離要超過5個支架距離，按照順序完成放煤作業(yè)，確保每架放煤都應(yīng)當(dāng)均勻進行，若是放煤作業(yè)過程中出現(xiàn)矸石，則應(yīng)當(dāng)即刻將尾梁升出，并且要打出插板，然后停止放煤作業(yè)。在放煤作業(yè)時要應(yīng)用架間后溜放煤噴霧，從而確保放煤作業(yè)過程中粉塵的濃度值能夠得以有效控制。

末采放頂煤：工作面推至距停采線15 m時停止放頂煤。

（5） 清煤

在開展清煤作業(yè)時，要保證滯后于推溜10架左右的距離，距離采煤機械的距離值應(yīng)當(dāng)超過15 m，要求清煤作業(yè)人員應(yīng)當(dāng)面向刮板輸送設(shè)備的機尾位置，并且隨時的關(guān)注溜子以及煤幫的情況，避免出現(xiàn)安全事故。

清煤質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)：清煤工要將工作面浮煤、碳塊清到溜子里，嚴(yán)禁清到采空區(qū)，矸清入老塘，清煤后2 m2范圍內(nèi)浮煤厚度不超過30 mm。

（6） 拉后溜

拉后溜必須滯后放頂煤5架左右進行。若是后溜由于斷鏈出現(xiàn)滯后問題，而被甩至老塘情況下，應(yīng)及時停止割煤，將后溜與支架底座間的煤清凈，聯(lián)好后溜，然后把后溜拉到支架尾梁下方，才允許割煤、拉架，拉后溜步距為0.6 m。

4 支護設(shè)計

4.1 工作面礦壓參數(shù)

按照固隆煤礦以及與之相鄰的四候煤礦同煤層礦壓觀測數(shù)據(jù)，預(yù)測出Ⅲ1304工作面的礦壓參數(shù)，如表2所示。

表2 同煤層礦壓觀測選擇及本工作面礦壓參數(shù)預(yù)計

4.2 支護強度計算

根據(jù)初步設(shè)計采用經(jīng)驗估算法對支架工作阻力進行計算，公式如下：

式中：P為支架支護強度，MPa；M為回采工作面采高，取2.5 m；γ為頂板巖石的容重，取2.70 t/m3。

P=（6～8）×2.5×2.7×9.8/1000=0.40～0.53 （MPa）

即所選液壓支架支護強度應(yīng)不低于0.53 MPa。

4.3 支護強度確定

綜采工作面選取的液壓支架額定工作阻力應(yīng)符合以下條件。

式中：F為液壓支架的額定工作阻力，kN；P為工作面的合理支護強度，MPa；S為液壓支架的支護面積（最大控頂距×支架寬度），m2。

（1） ZFG7200/18.5/33.5型過渡支架

S=最大控頂距×支架寬度=5.24 m×1.6 m=8.384 m2

F1為ZFG7200/18.5/33.5型支架工作阻力，取7200 kN。

則：F=0.53×8.384×103=4443.52 kNF=44443.52 kN＜F1=7200 kN

因此，本工作面選用ZFG7200/18.5/33.5型過渡支架滿足使用要求。

（2） ZF6000/17/33型中間支架

S=最大控頂距×支架寬度=5.54 m×1.59 m=8.8086 m2

F1為ZF6000/17/33型支架工作阻力，取6000 kN。

則：F=0.53×8.8086×103=4668.6 kN

因此本工作面選用ZF6000/17/33型中間支架滿足使用要求。

5 主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)

Ⅲ1304工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)見表3。

表3 工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)

6 結(jié)語

放煤前，必須首先調(diào)整工作面的后部溜子，使后部溜處于有利于放頂煤的位置。放頂煤時，要適當(dāng)控制放煤量，防止壓溜。如放煤時，大塊煤炭堵塞放煤口，要反復(fù)升降支架尾梁和插板處理。當(dāng)見矸石無煤時，立即關(guān)閉窗口，并把尾梁升起后，插板打出。若發(fā)現(xiàn)支架尾梁或插板插入后溜時，必須立即停機處理。如頂煤堅硬放煤困難時，應(yīng)反復(fù)升降支架尾梁。放煤工作正常時，支架尾梁的升降高度以保證支架能掩護住后部溜為準(zhǔn)，且放煤口插板距后部溜高度不小于500 mm。