煤礦綜合機(jī)械化放頂煤開(kāi)采工藝的實(shí)踐應(yīng)用

楊 帆

（山西西山晉興能源有限責(zé)任公司斜溝煤礦，山西 呂梁 033600）

1 礦井概況

斜溝煤礦位于河?xùn)|煤田北部，礦區(qū)占地面積88 km2，設(shè)計(jì)產(chǎn)能15 Mt/a。23114工作面位于21采區(qū)三條上山頂端南側(cè)，可采走向長(zhǎng)度2 346.79 m，傾斜長(zhǎng)度244.27 m，煤層厚度14～15.60 m，煤層平均厚度14.65 m。煤層情況：黑色，塊狀、條帶狀、粉狀均有，半亮型-亮型，質(zhì)好。煤層一般含2～5層夾矸，多為泥巖、炭質(zhì)泥巖夾矸，厚度不穩(wěn)定，局部尖滅，煤層普氏硬度為2～3。對(duì)于厚煤層以往采用分層開(kāi)采的方式，存在高產(chǎn)高效與安全問(wèn)題。針對(duì)斜溝煤礦23114工作面采用放頂煤開(kāi)采工藝，對(duì)厚煤層一次采全高，能減少巷道作業(yè)施工量，提升厚煤層開(kāi)采效率。

2 綜采放頂煤采煤方法及工藝研究

2.1 工作面巷道布置

23114工作面巷道由材料巷、皮帶巷、中切割、開(kāi)切眼、回風(fēng)聯(lián)巷、運(yùn)煤通道、運(yùn)煤聯(lián)巷及硐室等組成，采用單一走向長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化低位放頂煤采煤方法進(jìn)行回采。工作面采用SL750型采煤機(jī)落煤裝煤，SGZ1000/2400型前部刮板運(yùn)輸機(jī)和SGZ1200/2400型后部刮板運(yùn)輸機(jī)運(yùn)煤，ZF15000/26/40（140個(gè)）和ZF21000/28/42（1個(gè)）型低位放頂煤支架支護(hù)煤頂。工作面煤層平均厚度14.56 m，工作面采高為3.8 m，放煤高度10.76 m，采放比約為1:2.83，按兩刀一放的正規(guī)循環(huán)作業(yè)，循環(huán)進(jìn)度、放煤步距均為1.6 m，采用全部垮落法管理采空區(qū)頂板。

2.2 采煤工藝分析

工藝過(guò)程如下：采用兩刀一放工藝流程，即第一刀割煤（裝煤）→運(yùn)煤→移架→移前部運(yùn)輸機(jī)→移后部運(yùn)輸機(jī)→拉移皮帶巷超前支架及端頭支架→移轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)→處理采空區(qū)→第二刀割煤（裝煤）→運(yùn)煤→移架→放頂煤→移前部運(yùn)輸機(jī)→移后部運(yùn)輸機(jī)→拉移皮帶巷超前支架及端頭支架→移轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)→處理采空區(qū)。

2.2.1 割煤、裝煤、運(yùn)煤

（1）割煤

采用端部斜切進(jìn)刀、雙向割煤的方法，往返一次割煤兩刀，循環(huán)進(jìn)度0.8 m。

端部斜切式進(jìn)刀法進(jìn)刀過(guò)程：當(dāng)采煤機(jī)割煤至工作面機(jī)頭（機(jī)尾）時(shí)，其后的輸送機(jī)槽已移近煤壁，采煤機(jī)機(jī)身處尚留有一段下部煤；調(diào)換滾筒位置，機(jī)頭（機(jī)尾）滾筒降下、機(jī)尾（機(jī)頭）滾筒升起，然后沿輸送機(jī)彎曲段返向割入煤壁；將輸送機(jī)移直，再調(diào)換兩滾筒的上下位置，采煤機(jī)重新返回割煤至輸送機(jī)機(jī)頭（機(jī)尾）處；再次調(diào)換上下位置，采煤機(jī)沿工作面向機(jī)尾（機(jī)頭）正常割煤，直到工作面另一端時(shí)，又重復(fù)上述進(jìn)刀過(guò)程。

（2）裝煤、運(yùn)煤

采煤機(jī)割煤時(shí)上滾筒割頂煤、下滾筒割底煤，依靠下滾筒旋轉(zhuǎn)自行裝煤，剩余的煤在推移前部運(yùn)輸機(jī)過(guò)程中由鏟煤板自行裝入前部運(yùn)輸機(jī)內(nèi)。采煤機(jī)用滾筒將煤裝入前部運(yùn)輸機(jī)內(nèi)，頂煤放下進(jìn)入后部運(yùn)輸機(jī)內(nèi)，分別經(jīng)前后運(yùn)輸機(jī)運(yùn)送到轉(zhuǎn)載機(jī)內(nèi)，經(jīng)破碎機(jī)破碎后落到膠帶運(yùn)輸機(jī)上，經(jīng)運(yùn)輸系統(tǒng)運(yùn)輸至地面煤倉(cāng)。

2.2.2 移架

（1）工作面支架移架

中間支架采用本架操作進(jìn)行移架，頭三尾四過(guò)渡支架采用鄰架操作進(jìn)行移架，追機(jī)移架及時(shí)支護(hù)。采煤機(jī)割煤時(shí)超前采煤機(jī)上滾筒3個(gè)架提前收回液壓支架護(hù)幫板和伸縮梁，采煤機(jī)割煤后滯后采煤機(jī)上滾筒3個(gè)架移架，移架后及時(shí)伸出伸縮梁、打出護(hù)幫板。

4.1.3 合作學(xué)習(xí)法能夠帶動(dòng)學(xué)生參與課堂的積極性和創(chuàng)新能力。教學(xué)中學(xué)生的積極性和創(chuàng)新能力都比傳統(tǒng)的教學(xué)方法高，學(xué)生能夠自主地參與到課堂中來(lái)，自主地發(fā)現(xiàn)問(wèn)題，自主選擇教學(xué)方法，提高解決問(wèn)題的能力，同時(shí)課堂中不被教師或課本的知識(shí)所禁錮，敢于質(zhì)疑問(wèn)題甚至可以提出新的觀(guān)點(diǎn)，因此，合作學(xué)習(xí)法能夠充分調(diào)動(dòng)學(xué)生自主學(xué)習(xí)的能力。

（2）機(jī)頭端頭支架移架

機(jī)頭端頭支架選用ZFT26000/30/44型端頭液壓支架，采煤機(jī)割通機(jī)頭并退至距機(jī)頭50 m外停機(jī)，順序移過(guò)前部運(yùn)輸機(jī)機(jī)頭、過(guò)渡支架、機(jī)頭段后部運(yùn)輸機(jī)、端頭支架、轉(zhuǎn)載機(jī)，移端頭支架時(shí)先移下幫側(cè)端頭支架，后移上幫側(cè)端頭支架。移架后上幫端頭支架與1#架側(cè)護(hù)板間距不得超過(guò)100 mm。

2.2.3 推移前部運(yùn)輸機(jī)

滯后采煤機(jī)下滾筒30 m開(kāi)始推移前部運(yùn)輸機(jī)，推移過(guò)程中保證運(yùn)輸機(jī)呈一條直線(xiàn)，溜槽在水平方向的彎曲度≤3°，彎曲段長(zhǎng)度不小于25 m。該段保持多個(gè)推移千斤頂同時(shí)工作，不得出現(xiàn)斷聯(lián)接器、啞鈴銷(xiāo)或溜槽出現(xiàn)錯(cuò)口的現(xiàn)象，移過(guò)的運(yùn)輸機(jī)必須達(dá)到平、直、穩(wěn)的要求。

2.2.4 放頂煤

放頂煤按“兩刀一放”的正規(guī)循環(huán)進(jìn)行作業(yè)。

放煤步驟：（1）放煤時(shí)，放煤量必須掌握均勻。放煤工緩慢收回插板，將插板收回1/3～1/2，讓頂煤緩慢均勻流入后部運(yùn)輸機(jī)，根據(jù)煤量調(diào)節(jié)插板收縮量。（2）進(jìn)一步通過(guò)尾梁上下擺動(dòng)、插板來(lái)回伸縮放出頂煤，根據(jù)煤量大小控制尾梁上下擺動(dòng)速度及角度。（3）來(lái)回?cái)[尾梁時(shí)，先收回插板。放煤完畢，應(yīng)先上擺升起尾梁，恢復(fù)到原位，再將插板伸出，操作手柄打到“零”位。（4）放煤過(guò)程中發(fā)現(xiàn)有大塊矸石可能掉入后部運(yùn)輸機(jī)時(shí)應(yīng)及時(shí)伸出插板擋住矸石。

工作面平均坡度為8.1°，易出現(xiàn)后部運(yùn)輸機(jī)上下竄溜的現(xiàn)象，安全措施：（1）嚴(yán)格控制好機(jī)頭超前機(jī)尾的距離，確保超前距離在5～6 m范圍內(nèi)；（2）移架時(shí)觀(guān)察支架狀態(tài)及時(shí)擺架、調(diào)架；（3）要求每次拉移后部運(yùn)輸機(jī)必須從機(jī)頭往機(jī)尾方向順序拉移；當(dāng)后部運(yùn)輸機(jī)接煤寬度大于1.3 m時(shí)，要求每次拉移后部運(yùn)輸機(jī)必須從機(jī)尾往機(jī)頭順序拉移。

3 工作面頂板管理及支護(hù)設(shè)計(jì)

3.1 工作面礦壓參數(shù)

根據(jù)23114工作面頂板特征，工作面頂板采用液壓支架支護(hù)，兩巷超前段采用超前液壓支架支護(hù)，采空區(qū)采用全部垮落法管理頂板。根據(jù)相鄰23112工作面礦壓觀(guān)測(cè)數(shù)據(jù)，預(yù)測(cè)23114工作面的礦壓參數(shù)：直接頂初次垮落步距為10 m；初次來(lái)壓時(shí)來(lái)壓步距為30 m，支護(hù)強(qiáng)度0.45 MPa，來(lái)壓顯現(xiàn)程度為明顯；周期來(lái)壓時(shí)加權(quán)平均支護(hù)強(qiáng)度為0.35 MPa，來(lái)壓顯現(xiàn)程度為明顯；平時(shí)加權(quán)平均支護(hù)強(qiáng)度為0.32 MPa；底板容許比壓為28.2 MPa；巷道超前影響范圍為10 m。工作面支護(hù)設(shè)計(jì)情況如圖1。

圖1 23114工作面支護(hù)設(shè)計(jì)示意圖

3.2 支架選型及工作面最大、最小控頂距計(jì)算

根據(jù)采煤機(jī)、運(yùn)輸機(jī)與液壓支架的配套關(guān)系圖，23114工作面端面距確定為460 mm。經(jīng)計(jì)算工作面最大控頂距為6855 mm，最小控頂距為6055 mm。

3.3 頂板管理方法

工作面乳化液泵站采用特浦朗克合成支架液（HFA10-4），使用自動(dòng)配比裝置，保證支架液濃度不得低于5%，壓力不低于30 MPa，支架初撐力不得低于泵站壓力的80%（24 MPa）。

（1）循環(huán)放頂。結(jié)合頂板巖性及采放煤高度，采用全部垮落法進(jìn)行循環(huán)放頂。

（2）局部放頂。回采過(guò)程中應(yīng)根據(jù)兩巷頂幫壓力情況采取合理的退錨方式。若兩巷采空區(qū)懸頂超過(guò)2×5 m2或垮落高度不充分時(shí)，在保證安全情況下采取強(qiáng)制放頂?shù)姆椒ā?/p>

3.4 兩端頭及兩巷超前維護(hù)

3.4.1 兩端頭維護(hù)

機(jī)尾端頭支護(hù)：采用ZFG15000/26/40H液壓支架與戴帽單體液壓支柱聯(lián)合支護(hù)。切頂線(xiàn)：副巷機(jī)尾切頂柱必須支設(shè)在機(jī)尾最后一個(gè)支架后擺梁末端，正巷切頂線(xiàn)為端頭支架頂梁末端。機(jī)頭端頭支護(hù)：采用ZFG15000/26/40H液壓支架與ZFT26000/30/44中置式兩架一組液壓支架進(jìn)行支護(hù)，移動(dòng)步距均為800 mm。

3.4.2 兩巷超前支護(hù)

（1）皮帶巷超前支護(hù)。皮帶巷下幫：凈煤柱小于20 m段，ZT8800/20/40型超前支架配合單體液壓支柱進(jìn)行超前支護(hù)頂板，移架步距800 mm。皮帶巷上幫：ZT8800/20/40型超前支架配合單體液壓支柱聯(lián)合支護(hù)。超前支架移架步距800 mm；單體支柱布置超前支架前后空頂段，間距1.2 m。

（2）材料巷超前支護(hù)。采用ZYDC27600/30/44型超前支架聯(lián)合支護(hù)，移架前靠近工作面的超前支架頂梁末端必須與機(jī)尾煤壁對(duì)齊，每架移動(dòng)步距為800 mm，移架前應(yīng)清理架前障礙物及頂板掛、卡金屬網(wǎng)，及時(shí)調(diào)整支架位置，使支架處于巷道中間位置。

（3）各硐室?；夭晒ぷ髅婷罕诰嚯x硐室50 m時(shí)，提前在硐室內(nèi)布置兩排戴帽單體液壓支柱進(jìn)行支護(hù)，間距為1.2 m，排距為1.2 m，三花型布置。若頂板壓力大，頂板破碎有滾幫時(shí)，硐室內(nèi)則采用“井”字形木垛進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，木垛與頂板采用木楔子背緊背實(shí)，兩木垛中心距不得超過(guò)2.0 m。

3.5 礦壓觀(guān)測(cè)分析

對(duì)23114工作面巷道進(jìn)行支架阻力觀(guān)測(cè)、單體液壓支柱阻力觀(guān)測(cè)、頂板離層儀觀(guān)測(cè)以及支護(hù)質(zhì)量動(dòng)態(tài)監(jiān)測(cè)。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：巷道頂板圍巖變形量較小，巷道頂板下沉量控制在200 mm以?xún)?nèi)，巷道兩幫移近量控制在400 mm，巷道圍巖穩(wěn)定性較好。23114工作面開(kāi)采期間整體周期來(lái)壓步距穩(wěn)定，來(lái)壓時(shí)頂板壓力顯現(xiàn)明顯，其中，中部壓力較大，所選用的液壓支架能夠有效滿(mǎn)足工作面支護(hù)需求。

4 實(shí)踐應(yīng)用效果分析

23114厚煤層工作面采用放頂煤開(kāi)采工藝進(jìn)行開(kāi)采，效果理想，主要技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)如下：采高/放高，2.5 m/1.63 m；循環(huán)進(jìn)度，0.6 m；循環(huán)產(chǎn)量，440.1 t；日循環(huán)個(gè)數(shù)，9個(gè)；月進(jìn)度，140.1 t；日產(chǎn)量，3 957.7 t；月產(chǎn)量，112 601.3 t；綜合回采率，90%。在23114工作面施工當(dāng)中，開(kāi)采設(shè)備選型合理，工藝流程編排合理，頂板管理及支護(hù)設(shè)計(jì)恰當(dāng)。23114厚煤層工作面放頂煤開(kāi)采工藝實(shí)踐的成功，可以為同類(lèi)型厚煤層工作面的開(kāi)采提供實(shí)踐案例參考。