松軟厚煤層超長綜放工作面開采關鍵技術研究

劉偉韜

(天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部，北京 100013)

國內(nèi)開采實踐證明，工作面加長后，由于煤層沿傾斜方向采出空間明顯增加，上覆巖層運移空間顯著增大，導致工作面壓力升高，因此工作面長度的增加不僅帶來綜采設備能力的增大，還將帶來一系列的問題，如采場礦壓、煤壁穩(wěn)定性等問題[1]。近年來，國內(nèi)學者針對超長工作面進行了大量的研究工作，繆協(xié)興教授從模擬實驗和現(xiàn)場實測分析發(fā)現(xiàn)，隨著綜放工作面長度的增加，采場覆巖關鍵層的破裂塊度將相應減小，因而采場來壓均勻，便于頂煤破碎和放出，但會發(fā)生主關鍵層來壓現(xiàn)象，必須采取相應措施，將其加以有效控制[2]。曹勝根教授以王莊煤礦4326超長綜放工作面為例，分析了超長綜放工作面礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律，認為超長綜放工作面頂板來壓在工作面方向出現(xiàn)不同步特征，提出主關鍵層來壓的新概念[3-5]。陳宇對400m以上高產(chǎn)高效綜采工作面成套設備配套選型進行了研究[6]。宋立兵基于神東礦區(qū)哈拉溝煤礦12上101-2綜采面實踐分析，對國內(nèi)首個450m 超長綜采面礦壓規(guī)律、支架工作阻力、開采中遇到的問題及措施與開采技術經(jīng)濟效益進行了分析總結[7]。本文基于三元煤業(yè)松軟厚煤層360m超長綜放工作面地質(zhì)賦存條件，對超長綜放工作面開采設備運輸、支護強度、礦壓顯現(xiàn)及煤壁穩(wěn)定性進行了分析。

1 礦井概況

三元煤業(yè)1312工作面開采3號煤層，煤層厚度6.3～8.4m，平均厚度7.18m，煤層埋藏深度250～420m。煤層裂隙發(fā)育，普氏硬度系數(shù)小于1。工作面采用走向長壁綜合機械化放頂煤采煤法進行回采，割煤高度3.0m，放煤高度平均4.18m。煤層頂板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖、各粒級砂巖，頂板的平均普氏硬度系數(shù)為3.69，底板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖、砂巖。工作面東部為1310綜放工作面采空區(qū)，西部為實體煤邊界，北部為運輸及回風大巷，南部為實體煤。為大幅度增加工作面單產(chǎn)能力，提高工作面資源回收率，降低工人勞動強度，在實現(xiàn)工作面設備現(xiàn)代化水平的基礎上，預將1312工作面長度由225m延長至362m。工作面設備型號見表1。

2 厚煤層超長綜放工作面關鍵設備能力分析

超長工作面的布置能夠實現(xiàn)高度集中開采，在提高產(chǎn)量的同時降低成本，提高資源的回收率，但由于超長工作面開采空間和煤炭采出量明顯增加，相比于普通長度工作面，必然會造成采場覆巖的更大破壞與運動，采場上方主關鍵層發(fā)生劇烈運動，工作面礦壓顯現(xiàn)將會呈現(xiàn)新的特征?；夭蓪嵺`表明，超長工作面回采期間，頂板活動更加頻繁，礦壓顯現(xiàn)較為強烈，頂板管理難度加大。同時隨著工作面長度的加長，工作面設備故障率增大，尤其以刮板輸送機較為突出。隨著工作面傾斜長度不同程度的延長，采煤機循環(huán)割煤出煤量會有不同程度的增加，如果刮板輸送機的運輸能力、功率達不到工作面加長后煤量的運輸要求，則極有可能造成輸送機壓死、斷鏈，甚至燒壞電機、損壞減速器[8]。因此工作面支護及設備的輸送能力能否滿足開采要求，成為能否順利實施超長工作面開采的關鍵因素。

表1 工作面設備型號

2.1 刮板輸送機運輸能力分析

1312超長工作面擬采用SGZ960/2×525刮板輸送機，選用Φ38mm×137mm的緊湊鏈，鏈條破斷負荷大于1810kN。下面針對超長綜放工作面后部刮板輸送機的能力及鏈條強度進行了分析校核。

2.1.1 前部刮板輸送機能力核算

1)功率校核。煤和刮板鏈在直接溜槽中運行的滑動摩擦阻力：

F1=ωqLgcosβ，F(xiàn)2=ω1q1gcosβ

沿傾斜運行時，煤和刮板鏈的重力沿傾斜方向的分力：

F2=(q+q1)Lgsinβ

因此，載重段直接段運行的總阻力，包括煤和刮板鏈的運行阻力，計算式為：

Fzh=qLg(ωcosβ+sinβ)+2q1Lg(ω1cosβ+sinβ)

載空直線段刮板鏈運行阻力：

Fk=2×q1Lg(ω1cosβ+sinβ)=78216.65N

牽引力：

F=k1k2(Fzh+Fk)

式中，k1為刮板鏈繞鏈輪的阻力附加系數(shù)，取1.1～1.3；k2為中部槽彎曲的運行阻力附加系數(shù)，取1.1～1.3。

所需電機功率：

通過理論計算分析可知，工作面選用的功率為2×525kW的刮板輸送機基本滿足工作面回采要求，但電機功率富裕系數(shù)較小，如果工作面瞬間割煤量或片幫深度較大，容易造成刮板輸送機壓死的現(xiàn)象。

2)刮板鏈強度的校核。刮板鏈的強度按以下公式計算：

m=iλF/1.2Fmax

式中，m為安全系數(shù)；i為刮板鏈的條數(shù)，取2；λ為雙鏈受載荷時的不均勻系數(shù)，取0.9；F為破壞刮板鏈的拉力，取1810kN；Fmax為刮板鏈的最大張力，取483.876kN。

計算分析可知，安全系數(shù)為5.61，刮板輸送機要求安全系數(shù)大于3.5，因此分析可知，刮板輸送機鏈條的強度滿足開采要求。但由于理論與實際材料存在一定的差距，且根據(jù)超長工作面開采經(jīng)驗，工作面底板不平整或浮煤堆積時，造成刮板輸送機垂直彎曲度、水平彎曲度超限的情況下，或者過載拉煤或在片幫嚴重工作面超載運行下，突然停機后沒有清空溜槽上的煤，強行啟動刮板輸送機時，會使刮板鏈的運行主力或承受的初張力增大，容易發(fā)生斷鏈事故[9]。因此，建議超長工作面回采期間可選用強度更高的Φ42mm×146mm型鏈條。

目前，國內(nèi)刮板輸送機系列品種多種多樣，近幾年國內(nèi)外刮板輸送機已經(jīng)應用于400～450m長中厚煤層工作面開采。因此，目前國內(nèi)外刮板輸送機完全可以滿足超長綜放工作面運輸?shù)囊蟆?/p>

2.1.2 后部刮板輸送機能力核算

對1312工作面單位時間放煤量進行計算，工作面平均放煤能力為：

Qf=60HfBmγCf(1+Cg)Vf

=60×4.18×0.8×1×1.45×0.8×

(1+0.1)×2=640t/h

式中，Qf為工作面平均放頂煤能力，t/h；Hf為頂煤厚度，取4.18m；m為放煤步距與采煤機截深之比，一采一放時取m=1；Cg為放出頂煤的含矸率，取10%；Vf為沿工作面平均放煤速度，取2m/min。

當日進尺為3.2m時，滿足工作面最大放煤流量要求的后部刮板輸送機能力：

Q≥KfKyQf=1.3×0.9×640=748.8t/h

式中，Kf為放煤流量不均勻系數(shù)，考慮到頂煤較軟，瞬間煤流量大，取1.3；Ky為考慮運輸方向及傾角系數(shù)，工作面平均傾角8°，取0.9。

工作面后部選用SGZ960/2×525型刮板輸送機，輸送能力為1800t/h，因此，能夠滿足工作面后部放煤運力需求。

2.2 采煤機能力分析

采煤機單位時間落煤量計算公式如下：

式中，Qm為采煤機平均落煤能力，t/h；Qr為工作面平均日產(chǎn)量，按8000t/d計算；B為采煤機截深，取0.8m；H為平均采高，取3m；γ為實體煤容重，取1.45t/m3；C為工作面采煤機割煤回采率，取95%；L為工作面長度，按362m計算；Lf為工作面放煤長度，取352m；Lm為采煤機兩滾筒中心距，取15m；Td為采煤機返向時間，取5min；Hf為綜放工作面平均頂煤厚度，取7.18m；Cf為頂煤回收率，取80%；K為采煤機平均開機率，取0.5；T1為綜放工作面日生產(chǎn)時間，取1440min；i為采煤機割煤速度VC與空刀牽引速度VK之比，i=VC/VK，取i=0.5。

對于3號煤層，1312綜放工作面長度362m、Qr=8000t/d、綜采日開機率0.5、采用端部斜切進刀單向割煤時，代入值，則：Qm=350.2t/h。1312工作面選用MG300/730-WD2型采煤機，落煤能力為1400t/h，因此能夠滿足1312工作面回采要求。

2.3 支護強度分析

以原綜放工作面實測數(shù)據(jù)為依據(jù)，結合相似礦井類比分析，對三元煤業(yè)超長綜放工作面支護強度進行分析。

2.3.1 基于原礦壓數(shù)據(jù)下支護強度的確定

當工作面長度為210m時，其工作面傾向方向支架工作阻力如圖1所示。分析圖1可知，當工作面傾向長度為210m時，工作面傾向除局部區(qū)域始終處于高工作阻力狀態(tài)，支架工作阻力達到6000kN以上外，工作面支架絕大部分處于額定工作阻力4800kN之下。ZF4800/17/33型支架基本能夠滿足支護要求，但富裕量較少。為了保證支架對超長綜放工作面頂板的控制作用，選擇支架支護強度應大于0.76MPa。

圖1 工作面傾向方向支架工作阻力分布

2.3.2 基于模擬分析下支護強度的確定

為進一步確定超長綜放支架合理支護強度，采用FLAC3D數(shù)值模擬方法模擬0.2～1.1MPa十種不同支護強度下頂煤1～5m不同層位處的最大下沉量進行計算，不同支護強度條件下支架上方頂煤距煤壁1m、2m、3m、4m和5m位置處的下沉位移曲線如圖2所示。分析圖2結果得出支護強度與不同層位頂煤最大下沉位移關系，如圖3所示。

圖2 控頂區(qū)頂板下沉量曲線

圖3 支護強度與頂煤最大下沉位移關系曲線

分析圖3可知，頂煤最大下沉量隨著支架支護強度的增大而減小，當支架支護強度大于1.0MPa時，頂煤的下沉量已處于較低水平，支架支護強度的進一步增加對頂煤位移的控制作用減弱。

2.3.3 超長綜放工作面支護強度類比分析

通過調(diào)研國內(nèi)不同地區(qū)超長綜放工作面支護現(xiàn)狀可知，由于地質(zhì)條件和開采條件不盡相同，目前國內(nèi)超長綜放工作面支架支護強度大小不一，統(tǒng)計結果見表2。

綜上分析，為保障超長綜放工作面的安全高效回采，確定三元煤業(yè)1312工作面支架合理支護強度應不低于1.0MPa。

表2 不同地區(qū)超長綜放工作面支架選型表

3 厚煤層超長綜放工作面礦壓顯現(xiàn)特征

為了研究1312超長綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，通過分析頂板初次來壓、周期來壓步距、動載系數(shù)、來壓強度等參數(shù)，得出三元煤業(yè)3#煤層條件下超長綜放工作面礦壓顯現(xiàn)特征，指導工作面安全生產(chǎn)。由于1312工作面為刀把型工作面，為了對比不同工作面寬度對礦壓顯現(xiàn)的影響，分別對工作面第一切眼(164.5m)、第三切眼(290.5m)和第四切眼(362m)工作面回采礦壓規(guī)律進行分析。

3.1 礦壓設備布置

1312工作面礦壓監(jiān)測采用尤洛卡公司生產(chǎn)的KJ216礦山壓力監(jiān)測系統(tǒng)。工作面第一、第二切眼總共布置9臺支架壓力記錄儀，分別安裝在9個支架上：4#、11#、20#、30#、39#、48#、56#、68#、78#。進入第三切眼后，88#支架增加一臺壓力分站。進入第四切眼后，分別在131#、140#、150#、159#、169#、179#、188#、195#支架加裝了8臺分站，分別監(jiān)測支架在開采過程中的左右立柱壓力。

3.2 礦壓規(guī)律分析

工作面回采各階段(一、三、四切眼)礦壓規(guī)律見表3。根據(jù)表3可知，當工作面長度為164.5m時，周期來壓步距平均為14.2m，液壓支架最大工作阻力為9738kN，平均循環(huán)末阻力為8849kN。當工作面長度增加到290.5m時，周期來壓步距明顯縮短，降至8.8m，最大工作阻力和平均循環(huán)末阻力升至10424kN和9322kN。當工作面長度增加到362m時，平均周期來壓步距略有下降，降至8.2m，最大工作阻力升至11037kN，平均循環(huán)末阻力升至9416kN。

表3 各切眼礦壓規(guī)律表

由以上分析可以看出，工作面長度由164.5m增加至290.5m時，周期來壓步距和支架工作阻力變化較大，當工作面長度繼續(xù)增大時，雖然周期來壓步距近一步降低，支架工作阻力略有升高，但幅度較小。這一現(xiàn)象表明，隨著工作面長度的增大，頂板巖層活躍度呈升高趨勢，礦壓顯現(xiàn)強度增強，但強度增幅逐漸減弱，當工作面長度增大到一定程度后，礦壓顯現(xiàn)強度趨于平穩(wěn)并維持在較高水平。

4 松軟厚煤層超長綜放工作面煤壁穩(wěn)定性

4.1 原綜放工作面煤壁片幫現(xiàn)狀

工作面煤壁的穩(wěn)定性受煤層硬度、煤層裂隙發(fā)育程度、礦壓顯現(xiàn)程度、工作面推進速度的影響，三元煤業(yè)1312超長工作面所采3號煤層為裂隙較發(fā)育的松軟煤層，原200m工作面回采期間，煤壁呈現(xiàn)總體片幫。片幫較嚴重的區(qū)域多集中在工作面中部及端尾采空區(qū)附近，片幫深度主要集中在0.3～0.6m，占到統(tǒng)計數(shù)據(jù)的54.24%，大于0.6m的區(qū)域占到9.73%，片幫最大深度達到1.0m。

現(xiàn)場統(tǒng)計可知，隨著推進度的增大，煤壁片幫現(xiàn)象明顯減弱，如9月17日在推進度為1.8m的情況下，工作面煤壁片幫深度大于0.6m的比重占到統(tǒng)計數(shù)據(jù)的27.02%，而當9月22日推進度達到2.7m時，煤壁片幫深度大于0.6m的區(qū)域僅為8.62%，連續(xù)按此速度推進時，煤壁片幫未再出現(xiàn)大于0.6m的區(qū)域；從工作面傾向長度來看，支架工作阻力愈小，其煤壁的片幫深度愈大，如9月18日工作面90～100m區(qū)域內(nèi)支架工作阻力僅為2000kN左右時，煤壁片幫深度達到0.85m；9月20日工作面157～162m區(qū)域內(nèi)支架工作阻力僅為2000kN左右時，煤壁最大片幫深度達到1.0m。

4.2 超長綜放工作面煤壁穩(wěn)定性控制

為清楚掌握超長綜放工作面開采期間煤壁片幫情況，針對工作面推進至見方來壓期間，煤壁的片幫深度進行了統(tǒng)計分析，超長綜放工作面中部煤壁片幫深度如圖4所示。以運算時步替代推進速度，分析圖4可知，隨著工作面推進速度的減緩，工作面中部煤壁片幫深度逐漸增大；在推進速度較慢時，超長綜放工作面煤壁最大片幫深度達到0.71m。由此可見，為保障松軟煤層超長綜放工作面煤壁的穩(wěn)定性，回采過程中除需保障足夠的支護強度外，還需采取以下措施。

圖4 工作面中部煤壁片幫深度變化

4.2.1 提高支架初撐力

支架初撐力的主要作用是發(fā)揮支架對工作面頂板的主動支護，控制頂板的早期離層和下沉量，降低來壓期間頂板對支架的沖擊載荷，繼而達到維護煤壁穩(wěn)定性的目的。初撐力較低時，支架上方頂板會出現(xiàn)明顯下沉，并將壓力傳遞至前方煤壁，導致煤壁穩(wěn)定性較差。而雙回路環(huán)形供液從一定程度上可以保障支架初撐力。通過分析1312工作面第三切眼初采期間工作面礦壓數(shù)據(jù)，對支架初撐力進行統(tǒng)計，結果見表4。

ZF10000/20/32D液壓支架額定初撐力為7758kN，第三切眼出采期間支架平均初撐力為5346kN，占額定初撐力的68.9%，各支架初撐力大于設計初撐力80%的比例平均為20.8%。分析其原因，主要為泵站壓力不足、水質(zhì)較差、支架工操作不當?shù)仍?，因此，可通過優(yōu)化乳化液水質(zhì)、提高泵站壓力、清洗供液管路、進行崗位安全培訓等措施，提高支架初撐力。

表4 各支架平均初撐力

4.2.2 適當加快工作面推進速度

加快推進速度可以將壓力甩在工作面后方，始終保持采場附近圍巖處在未充分卸壓狀態(tài)，保證圍巖具有較好的完整性，進而保證工作面安全回采。工作面進入第三切眼后，由于采煤機故障頻發(fā)，支架初撐力不足降低了對頂板的控制能力，導致大范圍煤壁片幫壓死輸送機，使得工作面推進速度維持在每天2刀煤左右，工作面推進速度過慢，導致采空區(qū)頂板斷裂時產(chǎn)生的載荷傳遞至工作面，造成支架壓力升高，煤壁片幫，端面冒頂，造成惡性循環(huán)。加快工作面推進速度首先要保證支架的工作狀態(tài)，提升其對頂板的控制作用，并加強設備維護檢修力度，防止因設備原因導致的停機等壓現(xiàn)象的發(fā)生。

4.2.3 注漿加固提高煤壁自承載能力

在工作面前方煤壁及頂板破碎或遇地質(zhì)構造帶時，采取注漿加固方式，增強煤壁的自承載能力，提高煤壁及頂板的整體穩(wěn)定性，降低片幫冒頂風險。

4.3 現(xiàn)場應用效果分析

工作面回采第一、二切眼過程中，煤壁穩(wěn)定性較好，僅在初采75～83m過斷層期，工作面靠近回風巷端頭處發(fā)生片幫，其余時間未發(fā)生大范圍片幫冒頂現(xiàn)象。當工作面進入第三切眼后，周期來壓時工作面中部出現(xiàn)明顯的來壓片幫，現(xiàn)場及時采取了加強支架檢修保證支架工作狀態(tài)、加快工作面推進速度、煤壁注漿加固、補打錨索等技術措施，有效的保證了超長工作面回采期間煤壁的穩(wěn)定性。

5 結 論

1)目前開采技術及裝備水平可以滿足松軟厚煤層超長綜放工作面支護及運輸?shù)囊?，三元煤業(yè)超長綜放工作面刮板輸送機應選用Φ42mm×146mm高強度鏈條，其電機功率應大于952.9kW，支架支護強度不低于1.0MPa。

2)工作面長度由164.5m增加至290.5m時，周期來壓步距和支架工作阻力變化較大，當工作面長度繼續(xù)增大時，雖然周期來壓步距近一步降低，支架工作阻力略有升高，但幅度較小。這一現(xiàn)象表明，隨著工作面長度的增大，頂板巖層活躍度呈升高趨勢，礦壓顯現(xiàn)強度增強，但強度增幅逐漸減弱，當工作面長度增大到一定程度后，礦壓顯現(xiàn)強度趨于平穩(wěn)并維持在較高水平。

3)為改善工作面端面頂板及煤壁的穩(wěn)定性，在保障足夠支護強度的基礎上，需采用雙回路供液系統(tǒng)保障足夠的支架初撐力，同時應適當加快工作面推進速度，并在煤壁和頂板破碎區(qū)域采用注漿加固技術?，F(xiàn)場應用取得了較好效果，超長工作面煤壁片幫問題得到有效控制。