綜放工作面不規則區域頂煤回收技術研究

賈秀春 馬 明 閆春來

（山東省兗州市大統礦業有限公司，山東 兗州 273100）

1 概述

E3403 工作面為底分層工作面，面內開采區域大部分已回采了二分層，上部為E3202、E3201、E3206 采空區，局部為實體煤區域（E3112 面未采區域）。受上部采面開采影響，E3403 工作面已開采區域剩余平均煤厚4.0 m，未開采區域煤厚為8.5 m。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。

采用常規工作面安裝（機尾安裝過渡支架）及松動爆破頂煤的方法，將從以下幾個方面影響回收率：溜尾安設過渡支架后，工作面長度逐步增加，繼續增加液壓支架困難；溜尾安設過渡支架后，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，且過渡支架與鄰近中間支架不匹配，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、放煤困難。同時，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，礦山壓力顯現不明顯，頂煤無法破碎，全煤厚段頂煤回收率低。采用常規松動爆破頂煤方法，破碎頂煤厚度小，不利于頂煤回收。

2 煤體回收創新技術研究

2.1 工作面簡介

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。該三條巷道均沿煤層底板掘進，施工完畢后作為E3403 工作面進風、運料等輔助運輸之用。E3403 軌道順槽長度359.0 m，運輸順槽長440.1 m，切眼長度136.9 m。

E3403 軌道順槽設計長度359.0 m，停采線外段在實體煤中掘進，采用錨網支護，矩形斷面，巷道凈寬3600 mm,凈高2400 mm，凈斷面為8.64 m2。頂部為左旋無縱筋全螺紋鋼Ф16 mm 的錨桿，長度為2000 mm；幫部為左旋無縱筋全螺紋鋼Ф16 mm 的錨桿，長度為1500 mm。頂部錨桿的間排距為900 mm×900 mm，幫部錨桿間距為900 mm，誤差均為±100 mm。頂、幫部錨固長度均不少于700 mm，錨固力60 kN。幫部從頂板向下支護三排錨桿，第一排距頂板400 mm，第二排距第一排為900 mm，第三排距第二排為900 mm，均與幫垂直，誤差均為±100 mm。頂、幫部錨桿托盤均為120 mm×120 mm，厚度6 mm。

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3000 mm，下凈寬3846 mm，凈高為2400 mm，凈斷面為8.22 m2。采用架棚支護與幫部打設錨桿作為永久支護，支護材料為礦用11#工字鋼，鋪設金屬網，采用木質背板，棚距800 mm，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900 mm，采用Φ16 mm×1.5 m 左旋無縱肋螺紋錨桿。

E3403 運輸順槽設計長度440.1 m，在停采線里沿煤層底板掘進，巷道斷面為梯形，上凈寬3000 mm，下凈寬3846 mm，凈高2400 mm，凈斷面8.22 m2。采用架棚支護與幫部打設錨桿作為永久支護，支護材料為礦用11#工字鋼，鋪設金屬網，采用木質背板，棚距800 mm，扎角80°；回采側幫部施工錨桿，布置在相鄰兩棚中間，共兩排，錨桿排距900 mm，采用Φ16 mm×1.5 m左旋無縱肋螺紋錨桿。

2.2 提高煤炭回收率研究

2.2.1 機尾安裝中間支架

為避免安設過渡支架對后溜及鄰近中間支架的影響，有利于架后放煤，溜尾段使用鋼梁配合單體液壓支柱支護頂板，確保頂板安全。

2.2.2 更換大電機

將后部刮板輸送機機頭小電機（90 kW）改造成大電機（160 kW）配合液力耦合器連接機頭。對后部刮板輸送機機尾、機頭進行改造，將后部刮板輸送機機尾的電機、變速箱拆除，將機尾更換為簡易機尾，減少后溜運行阻力，保證機尾區域支架正常放煤。更換機尾后，增加機尾2架支架的煤炭回收。

2.2.3 深孔與淺孔松動爆破技術

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

（1）炮眼布置位置。切眼延伸段內炮眼在每兩架支架架間布置，間距為1.25 m，排距1.26 m，炮眼布置誤差±0.1 m，打眼位置在前部刮板輸送機電纜槽前方對應處兩支架之間位置（距離煤壁0.8～1.2 m 位置）。工作面自E3112 軌道順槽下方向溜尾方向約1.5 m 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0.8～1.2 m位置。結合工作面切眼長度及安裝支架數量，每班松動爆破范圍需根據推進速度確定。如兩支架間頂部煤體破碎、支架間隙較小或其他因素影響打設炮眼時，炮眼距煤壁距離、角度及深度等參數進行適當調整。若現場爆破效果較差，頂煤破碎不完全，需調整炮眼與煤壁的距離及爆破排距，每推進約1.0 m 松動爆破一次。

（2）爆破參數。深孔每孔裝9～10 卷煤礦許用二級水膠炸藥(含3 個雷管)，淺孔每孔裝3～4 卷煤礦許用二級水膠炸藥(含1 個雷管)。炸藥直徑27 mm，長約400 mm，藥卷重量300 g。采用正向裝藥將腳線用軟管引至孔外進行串聯（孔內串聯），6 根雷管腳線在PVC 管（或聚乙烯管）內串聯后，自軟管內穿過至炮眼外。淺孔裝藥結構及聯線方式：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穿過至炮眼外進行串聯。使用內徑30 mm、壁厚1 mm 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40～120 s）封滿封實。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/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/孔，每3～4 卷炸藥包含一個電雷管。在E3403 軌道順槽超前外50 m 范圍內將炸藥裝入PVC 管（或聚乙烯管）內。使用專用礦用發爆器起爆。工作面爆破時，一次起爆不超過80 發雷管。厚層（頂煤厚度約6.0 m）、中厚層（頂煤厚度約3.5 m）不可與薄層區域（頂煤厚度約1.5 m）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。裝藥期間，除調架等與裝藥密切相關的工作外，20 m 范圍內嚴禁從事其他工作。在裝藥區域兩側距裝藥地點不小于3 m 處拉線警戒。為最大程度地提高回收率，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造自由面；再在距煤壁0.8～1.6 m 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2.0～3.0 m，角度55°～70°；深孔爆破時炮眼深度5.0～5.5 m，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。

3 效果分析

（1）采取機尾安裝中間支架和深孔淺孔爆破的方法有效地對該工作面特殊區域煤炭資源進行了有效回收，保證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，特殊區域全煤厚段（頂煤大于4.0 m 區域）約2 萬t 煤體全部回收，經濟效益明顯。