煤礦綜合機械化放頂煤開采工藝的實踐應用

楊 帆

（山西西山晉興能源有限責任公司斜溝煤礦，山西 呂梁 033600）

1 礦井概況

斜溝煤礦位于河東煤田北部，礦區占地面積88 km2，設計產能15 Mt/a。23114工作面位于21采區三條上山頂端南側，可采走向長度2 346.79 m，傾斜長度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，質好。煤層一般含2～5層夾矸，多為泥巖、炭質泥巖夾矸，厚度不穩定，局部尖滅，煤層普氏硬度為2～3。對于厚煤層以往采用分層開采的方式，存在高產高效與安全問題。針對斜溝煤礦23114工作面采用放頂煤開采工藝，對厚煤層一次采全高，能減少巷道作業施工量，提升厚煤層開采效率。

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、開切眼、回風聯巷、運煤通道、運煤聯巷及硐室等組成，采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤采煤方法進行回采。工作面采用SL750型采煤機落煤裝煤，SGZ1000/2400型前部刮板運輸機和SGZ1200/2400型后部刮板運輸機運煤，ZF15000/26/40（140個）和ZF21000/28/42（1個）型低位放頂煤支架支護煤頂。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，按兩刀一放的正規循環作業，循環進度、放煤步距均為1.6 m，采用全部垮落法管理采空區頂板。

2.2 采煤工藝分析

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

2.2.1 割煤、裝煤、運煤

（1）割煤

采用端部斜切進刀、雙向割煤的方法，往返一次割煤兩刀，循環進度0.8 m。

端部斜切式進刀法進刀過程：當采煤機割煤至工作面機頭（機尾）時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處尚留有一段下部煤；調換滾筒位置，機頭（機尾）滾筒降下、機尾（機頭）滾筒升起，然后沿輸送機彎曲段返向割入煤壁；將輸送機移直，再調換兩滾筒的上下位置，采煤機重新返回割煤至輸送機機頭（機尾）處；再次調換上下位置，采煤機沿工作面向機尾（機頭）正常割煤，直到工作面另一端時，又重復上述進刀過程。

（2）裝煤、運煤

采煤機割煤時上滾筒割頂煤、下滾筒割底煤，依靠下滾筒旋轉自行裝煤，剩余的煤在推移前部運輸機過程中由鏟煤板自行裝入前部運輸機內。采煤機用滾筒將煤裝入前部運輸機內，頂煤放下進入后部運輸機內，分別經前后運輸機運送到轉載機內，經破碎機破碎后落到膠帶運輸機上，經運輸系統運輸至地面煤倉。

2.2.2 移架

（1）工作面支架移架

中間支架采用本架操作進行移架，頭三尾四過渡支架采用鄰架操作進行移架，追機移架及時支護。采煤機割煤時超前采煤機上滾筒3個架提前收回液壓支架護幫板和伸縮梁，采煤機割煤后滯后采煤機上滾筒3個架移架，移架后及時伸出伸縮梁、打出護幫板。

4.1.3 合作學習法能夠帶動學生參與課堂的積極性和創新能力。教學中學生的積極性和創新能力都比傳統的教學方法高，學生能夠自主地參與到課堂中來，自主地發現問題，自主選擇教學方法，提高解決問題的能力，同時課堂中不被教師或課本的知識所禁錮，敢于質疑問題甚至可以提出新的觀點，因此，合作學習法能夠充分調動學生自主學習的能力。

（2）機頭端頭支架移架

機頭端頭支架選用ZFT26000/30/44型端頭液壓支架，采煤機割通機頭并退至距機頭50 m外停機，順序移過前部運輸機機頭、過渡支架、機頭段后部運輸機、端頭支架、轉載機，移端頭支架時先移下幫側端頭支架，后移上幫側端頭支架。移架后上幫端頭支架與1#架側護板間距不得超過100 mm。

2.2.3 推移前部運輸機

滯后采煤機下滾筒30 m開始推移前部運輸機，推移過程中保證運輸機呈一條直線，溜槽在水平方向的彎曲度≤3°，彎曲段長度不小于25 m。該段保持多個推移千斤頂同時工作，不得出現斷聯接器、啞鈴銷或溜槽出現錯口的現象，移過的運輸機必須達到平、直、穩的要求。

2.2.4 放頂煤

放頂煤按“兩刀一放”的正規循環進行作業。

放煤步驟：（1）放煤時，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輸機，根據煤量調節插板收縮量。（2）進一步通過尾梁上下擺動、插板來回伸縮放出頂煤，根據煤量大小控制尾梁上下擺動速度及角度。（3）來回擺尾梁時，先收回插板。放煤完畢，應先上擺升起尾梁，恢復到原位，再將插板伸出，操作手柄打到“零”位。（4）放煤過程中發現有大塊矸石可能掉入后部運輸機時應及時伸出插板擋住矸石。

工作面平均坡度為8.1°，易出現后部運輸機上下竄溜的現象，安全措施：（1）嚴格控制好機頭超前機尾的距離，確保超前距離在5～6 m范圍內；（2）移架時觀察支架狀態及時擺架、調架；（3）要求每次拉移后部運輸機必須從機頭往機尾方向順序拉移；當后部運輸機接煤寬度大于1.3 m時，要求每次拉移后部運輸機必須從機尾往機頭順序拉移。

3 工作面頂板管理及支護設計

3.1 工作面礦壓參數

根據23114工作面頂板特征，工作面頂板采用液壓支架支護，兩巷超前段采用超前液壓支架支護，采空區采用全部垮落法管理頂板。根據相鄰23112工作面礦壓觀測數據，預測23114工作面的礦壓參數：直接頂初次垮落步距為10 m；初次來壓時來壓步距為30 m，支護強度0.45 MPa，來壓顯現程度為明顯；周期來壓時加權平均支護強度為0.35 MPa，來壓顯現程度為明顯；平時加權平均支護強度為0.32 MPa；底板容許比壓為28.2 MPa；巷道超前影響范圍為10 m。工作面支護設計情況如圖1。

圖1 23114工作面支護設計示意圖

3.2 支架選型及工作面最大、最小控頂距計算

根據采煤機、運輸機與液壓支架的配套關系圖，23114工作面端面距確定為460 mm。經計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）循環放頂。結合頂板巖性及采放煤高度，采用全部垮落法進行循環放頂。

（2）局部放頂?；夭蛇^程中應根據兩巷頂幫壓力情況采取合理的退錨方式。若兩巷采空區懸頂超過2×5 m2或垮落高度不充分時，在保證安全情況下采取強制放頂的方法。

3.4 兩端頭及兩巷超前維護

3.4.1 兩端頭維護

機尾端頭支護：采用ZFG15000/26/40H液壓支架與戴帽單體液壓支柱聯合支護。切頂線：副巷機尾切頂柱必須支設在機尾最后一個支架后擺梁末端，正巷切頂線為端頭支架頂梁末端。機頭端頭支護：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行支護，移動步距均為800 mm。

3.4.2 兩巷超前支護

（1）皮帶巷超前支護。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行超前支護頂板，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合支護。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。采用ZYDC27600/30/44型超前支架聯合支護，移架前靠近工作面的超前支架頂梁末端必須與機尾煤壁對齊，每架移動步距為800 mm，移架前應清理架前障礙物及頂板掛、卡金屬網，及時調整支架位置，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，提前在硐室內布置兩排戴帽單體液壓支柱進行支護，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，硐室內則采用“井”字形木垛進行加強支護，木垛與頂板采用木楔子背緊背實，兩木垛中心距不得超過2.0 m。

3.5 礦壓觀測分析

對23114工作面巷道進行支架阻力觀測、單體液壓支柱阻力觀測、頂板離層儀觀測以及支護質量動態監測。監測結果表明：巷道頂板圍巖變形量較小，巷道頂板下沉量控制在200 mm以內，巷道兩幫移近量控制在400 mm，巷道圍巖穩定性較好。23114工作面開采期間整體周期來壓步距穩定，來壓時頂板壓力顯現明顯，其中，中部壓力較大，所選用的液壓支架能夠有效滿足工作面支護需求。

4 實踐應用效果分析

23114厚煤層工作面采用放頂煤開采工藝進行開采，效果理想，主要技術經濟指標如下：采高/放高，2.5 m/1.63 m；循環進度，0.6 m；循環產量，440.1 t；日循環個數，9個；月進度，140.1 t；日產量，3 957.7 t；月產量，112 601.3 t；綜合回采率，90%。在23114工作面施工當中，開采設備選型合理，工藝流程編排合理，頂板管理及支護設計恰當。23114厚煤層工作面放頂煤開采工藝實踐的成功，可以為同類型厚煤層工作面的開采提供實踐案例參考。