界溝煤礦“三軟”煤層綜放開采研究

摘要：“三軟”煤層綜放開采時，圍巖變形量大，在生產過程中，設備易出現上竄下滑，端面煤巖易出現片幫、冒頂現象。針對回采過程中出現的技術難題，從回采巷道布置與支護方式、回采工藝、煤巖活動規律、設備穩定性控制等方面進行分析研究，確保了“三軟”煤層綜放開采的高效生產。

關鍵詞：“三軟”煤層；綜放開采；巷道布置；回采工藝

中圖分類號：TD823 文獻標識碼：A 文章編號：1009-2374（2012）28-0116-03

1 工作面概況

7222工作面為界溝礦井東翼采區72煤第一個回采面。其上方為7221工作面及第四系防水煤柱，其下方為7223設計工作面。左為采區上方保護煤柱，右為井田邊界與采區邊界界溝斷層和界溝斷層防水煤柱。煤層厚度3.5～7.0m，平均厚4.2m，傾角為4°～20°，平均10°。走向長1174～1245m，平均1209.5m；傾向長171.8～180.3m，平均176m。7222工作面采面標高在-415～-345m之間。工作面地面標高+26.8m；直接頂板為泥巖，厚度4～8m；直接底為泥巖，厚度1.0m。該工作面為單斜構造，163°～219°∠4°～20°，局部存在褶曲，小斷層構造發育。根據三維勘探和上、下順揭露有13條斷層，將不同程度地影響工作面回采。

2 巷道布置及支護方案

工作面上順為回風順槽，巷道采用錨桿錨索聯合支護（矩形斷面），頂部錨桿布置6根φ22×2200mm的全螺紋鋼錨桿，加鐵托盤，配合12#長度為4100mm的槽鋼梁，槽鋼梁上方覆蓋一層菱形金屬網支護頂板，正常斷面錨桿間排距為700×700mm；利用6根ф17.8×6400mm的錨索錨入直接頂，錨索間排距700mm。左幫采用規格φ22×2200mm的全螺紋剛錨桿配合180×105×8mm的金屬托盤支護。上覆3300×180×3mm的鋼帶加塑鋼網支護幫部；當頂板偽頂發育、遇斷層時并巖性較差，采用工字鋼棚配合以上支護方式支護巷道。巷道凈寬4m，凈高3.65m，凈斷面積

14.6m2。

工作面下為運輸順槽，巷道采用錨桿錨索聯合支護（矩形斷面），頂部錨桿布置6根φ22×2200mm的全螺紋鋼錨桿，加鐵托盤，配合12#長度為4000mm和長度為1200mm兩種槽鋼梁交替搭接使用，槽鋼梁上方覆蓋一層菱形金屬網支護頂板，正常斷面錨桿間排距為700×700mm；利用5根φ17.8×6400mm的錨索錨入直接頂，錨索間排距700mm。左幫采用規格ф22×2200mm的全螺紋鋼錨桿配合180×105×8mm的金屬托盤支護。上覆3300×180×3mm的鋼帶加塑鋼網支護幫部；當頂板偽頂發育、遇斷層時并巖性較差，采用工字鋼棚配合以上支護方式支護巷道。巷道凈寬4.6m，凈高3.65m，凈斷面積16.79m2。

3 回采工藝

采用走向長壁后退式采煤法，沿底板回采，全部垮落法處理采空區。

3.1 采煤工藝及順序

工作面采用MG400/980型電牽引采煤機割煤，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤裝余煤→SGZ-1000/1050型工作面可彎曲刮板運輸機運煤→ZY10000-26/55型液壓支架支護頂板。工作面完成割煤、移架、推移運輸機、拉轉載機、端頭回柱放頂（拉移端頭支架）為一個循環。當工作面頂板破碎、片幫超

過規定時，采區帶壓擦頂移架或移超前架。

3.2 進刀方式

正常情況下，采煤機以適宜速度向上（下）割煤，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，并根據工作面坡度變化及時調整滾筒位置防止丟煤，找平工作面。頂板破碎時，為了控制頂板垮落時嚴重下滑，增加支架的壓力，提高支架的穩定性，進刀方式改為中部斜切進刀，分段下行割煤，上行返空刀（清理浮煤）。

3.3 移架方式

由于在支架上方頂煤運移速度大，頂煤的變形量大，形成松動膨脹層，給控制頂煤穩定、防止支架間漏頂增加了難度，并且支架的每次循環前移都將加劇一定范圍頂煤的破碎，促使頂煤向松散體發展，極易造成漏頂，所以在移架上采取帶壓擦頂移架，盡可能保持頂煤的完整性，減少頂煤的過度破碎。移架時，控制頂梁下降量小于200mm，支架初撐力不得低于24MPa。

3.4 放煤工藝

采用一采一放雙輪間隔等量放煤，兩個放煤工相距5架，第一個人放奇數架，每次放出頂煤的1/2，另一個人放偶數架，每次放出頂煤的1/2，循環兩次，放完頂煤。放頂煤時，不得一次將尾梁收回最大角度，且放煤過程中要互相配合，盡量不讓或少讓頂煤流出刮板輸送機之外。當有大塊煤卡在放煤

口時，則反復動作尾梁，使大塊煤破碎；當發現矸石時，及時將伸縮板伸出，防止矸石混入煤中，嚴格執行“見矸關窗”的原則。靠近端部的放頂煤

工要根據后部輸送機上的煤量適當控制放煤量。

4 回采過程中遇到的難題及解決辦法

4.1 漏頂、片幫處理措施

工作面回采前期出現了頂板大面積漏頂、片幫。針對漏頂問題，采取工作面做超前支護，再推進的方案；針對片幫問題，采取注馬麗散局部加固，滯后一段時間后短臂注水，加強煤體板結，降低煤塵等。

4.2 支架穩定性控制措施

在拉架過程中，會出現支架下滑，咬架間隙不均勻，支架支撐力不均勻，后部刮板輸送機整體下滑、飄起，前部刮板輸送機扎不下去等問題。針對設備下滑問題，采取端頭架與下端頭煤幫之間用不少于4根單體做戧柱防止支架下滑，戧柱初撐力要保證6～8MPa；端頭架與上部支架之間用鏈條連接牢固；利用支架安裝的防倒、防滑裝置或側護板千斤頂、調底座等在移架過程中進行調整，防止支架下滑。處理咬架、倒架、失穩、前后錯落、蹬空或壓死等情況時，由班（隊）長統一指揮，禁止架下來往行人，調架時，支柱或千斤頂必須生根合理牢固，供液及移架采取遠方操作。支架移完后，要用側護板協調好架間距，待升起支架后及時打緊伸縮梁挑起尾梁、伸出插板，并將操作手把回到零位。

4.3 兩巷端頭支護與替棚措施

如果因工作面增長原因需要采取端頭支護時，支護地段采用單體配合交接頂梁支護；當運輸機機頭或機尾伸出支架超過0.5m時，必須在其下方架設4.2m長的“π”型鋼棚支護頂板，“π”型鋼棚必須成對使用，一梁三柱，交替邁步前移，端頭支護第一棚與支架間距不大于0.3m。巷道超高時，應在支架上方用木料接實頂板。

4.4 降塵措施

兩巷、皮帶機道及其他巷道每隔50m安設一個三通閥門，兩巷距工作面30m內安設凈化水幕各一組并安裝三通防塵噴霧。工作面煤機有完好的內外噴霧，內噴霧壓力不小于2MPa，外噴霧壓力不小于1.5MPa。煤機出水口裝有壓力表，工作面回采期間必須配有清水泵，并與煤機實現聯動。工作面每架架前有移架噴霧，移架噴霧實現自動化。

5 結語

回采期間，順槽巷道圍巖變形呈現明顯的階段性，與U型鋼棚支護相比，采用錨網索支護，巷道底鼓量明顯減少，收到了良好的圍巖控制效果；工作面采用中部斜切進刀，從下而上帶壓擦頂移架，嚴格控制頂梁下降量，降低了端頭頂板的破碎，保證了頂煤的完整性，并結合注馬麗散、做超前等技術措施，有效地控制端面圍巖的穩定性；采用下行割煤、上行返空刀清理浮煤的割煤方式，通過工作面調偽斜布置、增設防倒防滑裝置等，提高了工作面設備的穩定性；通過在工作面支架上增設覆壓撲塵器，煤層注水，布置雙層防護網等安全防護措施，有效地改善了工作面工人作業環境。

作者簡介：王朋（1983-），男，安徽宿州人，淮北市濉溪縣五溝鎮界溝煤礦技術科采礦助理工程師，研究方向：煤礦生產技術；吳濤（1984-），男，安徽淮南人，淮北市濉溪縣五溝鎮界溝煤礦技術科采礦助理工程師，研究方向：煤礦生產技術。

（責任編輯：周 瓊）