分層工作面不規(guī)則區(qū)域頂煤回收技術(shù)

摘要：山東省兗州市大統(tǒng)礦業(yè)有限公司楊莊煤礦E3403工作面回采過程中順槽長度增加致使工作面形成不規(guī)則區(qū)域?qū)е旅禾抠Y源回收率低，通過深孔淺孔爆破相結(jié)合的方法有效的對該工作面特殊區(qū)域煤炭資源進行了回收，在保證安全的前提下提高了煤炭回收率。

關(guān)鍵詞 分層工作面面 不規(guī)則區(qū)域 深孔與淺孔 技術(shù)

概述

E3403工作面采用三條巷道（軌道順槽和運輸順槽、切眼）布置，分別為E3403軌道順槽、E3403運輸順槽、E3403切眼，該三條巷道均布置在四分層內(nèi)沿煤層底板掘進。施工完畢后作為E3403工作面進風(fēng)、運料等輔助運輸之用。E3403軌道順槽長度359.0m，運輸順槽長440.1m；切眼長度136.9m。

工作面軌道順槽設(shè)計長度359.0m，停采線外段在實體煤中掘進，采用錨網(wǎng)支護，矩形斷面，巷道凈寬3600mm，凈高2400mm，凈斷面為8.64m2。頂部為左旋無縱筋全螺紋鋼Ф16mm的錨桿，長度為2000mm；幫部為左旋無縱筋全螺紋鋼Ф16mm的錨桿，長度為1500mm，頂部錨桿的間排距為900×900mm，幫部錨桿間距為900mm，誤差均為±100mm，頂、幫部錨固長度均不少于700mm，錨固力60kN；幫部從頂板向下支護三排錨桿，第一排距頂板400mm，第二排距第一排為900mm，第三排距第二排為900mm，均與幫垂直，誤差均為±100mm。錨桿托盤規(guī)格是頂、幫部均為120mm×120mm（誤差不大于10mm），厚度6mm。施工至F84-6斷層后沿底施工，施工到位后拐彎95°53′施工E3403軌道順槽（中段），E3403軌道順槽（中段）施工完畢后拐彎90°施工E3403軌道順槽（里段）。里段沿煤層底板掘進，巷道斷面為梯形斷面，上凈寬為3000mm，下凈寬3846mm，凈高為2400mm，凈斷面為8.22m2；采用架棚支護與幫部打設(shè)錨桿作為永久支護，支護材料為礦用11#工字鋼，鋪設(shè)金屬網(wǎng)，采用木質(zhì)背板，棚距800mm，扎角80°；幫部施工錨桿，布置在相鄰兩棚中間，共兩排，錨桿排距：900mm，采用Φ16mm×1.5m左旋無縱肋螺紋錨桿。

工作面運輸順槽設(shè)計長度440.1m，在停采線里沿煤層底板掘進，巷道斷面為梯形斷面，上凈寬為3000mm，下凈寬3846mm，凈高為2400mm，凈斷面為8.22m2；采用架棚支護與幫部打設(shè)錨桿作為永久支護，支護材料為礦用11#工字鋼，鋪設(shè)金屬網(wǎng)，采用木質(zhì)背板，棚距800mm，扎角80°；回采側(cè)幫部施工錨桿，布置在相鄰兩棚中間，共兩排，錨桿排距：900mm，采用Φ16mm×1.5m左旋無縱肋螺紋錨桿。

E3403工作面為底分層工作面，面內(nèi)開采區(qū)域大部分已回采二分層，上部為E3202、E3201、E3206采空區(qū)，局部為實體煤區(qū)域（E3112面未采區(qū)域），受上部采面開采影響，E3403工作面已開采區(qū)域剩余平均煤厚4.0m，未開采區(qū)域煤厚為8.5m。隨E3403綜放工作面推進，回采至切眼延伸段后，工作面長度增加，隨后工作面長度逐步增加，需在軌道順槽增加液壓支架并延伸前后溜。

采用常規(guī)松動爆破頂煤的方法，將從以下幾個方面影響回收率：溜尾安設(shè)過渡支架后，工作面長度逐步增加，繼續(xù)增加液壓支架困難；溜尾安設(shè)過渡支架后，過渡支架進入工作面后與中間支架及后溜不匹配，架后煤難以放出，且過度支架與臨近中間支架不匹配，頂板管理困難。直接安裝中間支架將造成機尾安裝電機、變速箱極其困難，回采期間移架、放煤極其困難。同時存在煤層厚度不一，開采工藝變化大。

E3403軌道順槽緊挨高鐵壓覆實體煤，礦山壓力顯現(xiàn)不明顯，頂煤無法破碎，全煤厚段頂煤回收率極低。采用常規(guī)松動爆破頂煤方法，破碎頂煤厚度小，不利于頂煤回收。

深孔與淺孔松動爆破技術(shù)

E3112軌道順槽與E3403軌道順槽之間的全煤厚區(qū)域，深孔爆破藥卷很難裝入底部，E3403 綜放工作面繼續(xù)回采期間，E3112軌道順槽下方至溜尾段為全煤厚，頂煤厚度達6.0m。E3112軌道順槽下方煤層厚度約3.5m，E3112軌道順槽與E3206運輸順槽之間存有寬約3m的煤柱。為最大程度的提高頂煤回收率，采取厚煤層區(qū)域（工作面自E3112軌道順槽下方向溜尾方向約1.5m起至溜尾按厚煤層，按頂煤厚度約6.0m打眼）深孔爆破、中厚煤層區(qū)域（切眼延伸段其他位置為中厚煤層區(qū)域，按頂煤厚度約3.5m打眼）淺孔爆破的方式破碎頂煤。

1）炮眼布置位置：切眼延伸段內(nèi)炮眼在每兩架支架架間布置，間距為1.25m，排距1.26m，炮眼布置誤差±0.1m，打眼位置在前部刮板輸送機電纜槽前方對應(yīng)處兩支架之間位置（距離煤壁0.8-1.2m位置）。工作面自E3112軌道順槽下方向溜尾方向約1.5m起至溜尾段，按厚煤層進行深孔爆破破碎頂煤。眼孔起始位置距離煤壁0.8-1.2m位置。結(jié)合工作面切眼長度及安裝支架數(shù)量，每班松動爆破范圍需根據(jù)推進速度確定。如兩支架間頂部煤體破碎、支架間隙較小或其它因素影響打設(shè)炮眼時，炮眼距煤壁距離、角度及深度等參數(shù)進行適當(dāng)調(diào)整。若現(xiàn)場爆破效果較差，頂煤破碎不完全，需調(diào)整炮眼與煤壁的距離及爆破排距，每推進約1.0m松動爆破一次。

2）爆破參數(shù)：深孔每孔裝藥量：每孔裝9-10卷煤礦許用二級水膠炸藥（含3個雷管）；淺孔每孔裝藥量：每孔裝3-4卷煤礦許用二級水膠炸藥（含1個雷管）。工作面薄煤層（頂煤厚度約1.5m）松動爆破頂板時，可使用二級水膠炸藥。炸藥直徑φ27mm/卷，長度約400mm/卷，藥卷重量300g/卷。采用正向裝藥將腳線用軟管引至孔外進行串聯(lián)（孔內(nèi)串聯(lián)）；6根雷管腳線在PVC管（或聚乙烯管）內(nèi)串聯(lián)后，自軟管內(nèi)穿過至炮眼外；腳線串聯(lián)時需使用絕緣膠布纏緊。淺孔裝藥結(jié)構(gòu)及聯(lián)線方式：采用正向裝藥；為避免裝藥期間腳線受損，可將雷管腳線自軟管內(nèi)穿過至炮眼外進行串聯(lián)。使用內(nèi)徑30mm、壁厚為1mm的PVC管（或聚乙烯管）包裹水膠炸藥，PVC管（或聚乙烯管）未裝藥段全用炮泥封堵。炮眼要用黃土炮泥或水泥藥卷（使用前需用水浸泡40s-2min）封滿封實，防止發(fā)生抽炮。深孔雷管及起爆方式使用煤礦許用毫秒延期同段電雷管3發(fā)/孔，每3卷炸藥包含一個電雷管（最后3-4卷包含一個電雷管）。淺孔雷管及起爆方式使用煤礦許用毫秒延期同段電雷管3發(fā)/孔，每3-4卷炸藥包含一個電雷管。在E3403軌道順槽超前外50m范圍內(nèi)將炸藥裝入PVC管（或聚乙烯管）內(nèi)。使用專用礦用發(fā)爆器起爆。工作面爆破時，一次起爆不超過80發(fā)雷管。厚煤層（頂煤厚度約6.0m）、中厚煤層（頂煤厚度約3.5m）不可與薄煤層區(qū)域（頂煤厚度約1.5m）一起連線爆破。因雷管腳線長度不足，需人工延伸雷管腳線。為避免腳線受損，需利用16#扎絲或磁鐵配合金屬，將施工線穿過軟管，再利用施工線牽引將腳線自軟管內(nèi)穿過，并將其與雷管腳線連接。

炮眼角度垂直頂板向老塘方向傾斜約20°打設(shè)。裝藥期間，除調(diào)架等與裝藥密切相關(guān)的工作外，20m范圍內(nèi)嚴禁從事其它工作。在裝藥區(qū)域兩側(cè)距裝藥地點不小于3m處拉線警戒。為最大程度的提高回收率，回采前在切眼延伸段支架立柱前方位置先淺孔大角度爆破創(chuàng)造自由面；再在距煤壁0.8-1.6m位置打眼進行深孔爆破，將切眼延伸段煤層與后方煤層斷開。淺孔大角度爆破時，炮眼深度2.0-3.0m，角度55°-70°。深孔爆破時炮眼深度5.0-5.5m，角度70°-85°。為避免爆破影響切眼延伸段平移支架，可提前將炮眼打好，待切眼延伸段安裝支架后再進行爆破。淺孔使用PVC管（或聚乙烯管）時，因長度不同需使用鋼鋸等鋸開管路。藥卷裝入PVC管（或聚乙烯管）完成后，在專職爆破工指揮下由不少于兩人抬運。

效果分析

1） 采取深孔淺孔爆破的方法有效的對該工作面特殊區(qū)域煤炭資源進行了有效回收，保證了安全的前提下提高了煤炭資源回收率。

2） 采用以上多種方式后，使得特殊區(qū)域全煤厚段（頂煤大于4.0m區(qū)域）約2萬噸煤體全部回收，經(jīng)濟效益明顯。