大倾角综放开采综合技术研究与应用

2017-06-19杨世杰王东方范振东

采矿与岩层控制工程学报 2017年3期

关键词：冒顶综放煤体

杨世杰，王东方，范振东

(华亭煤业集团有限责任公司，甘肃华亭 744100)

大倾角综放开采综合技术研究与应用

杨世杰，王东方，范振东

(华亭煤业集团有限责任公司，甘肃华亭 744100)

研究应用开切眼导孔施工、反S型竖曲线布置开切眼、滑车滑道下放液压支架、分段放煤移架、片帮冒顶处理、防倒防滑、顶板控制、液氮防灭火等急倾斜特厚易燃煤层倾斜分层大倾角综放开采综合技术，提高了工作面生产能力和资源采出率，实现了安全高效开采。

大倾角；综放开采；急倾斜特厚煤层；倾斜分层

Application and Study of Large Inclined Angle Fully Top Coal Mining Technology

中国华能集团华亭煤业公司东峡煤矿，设计生产能力1.50Mt/a，低瓦斯矿井。煤层平均厚度19.6m，倾角为55～74°，自然发火期3～6个月，最短发火期37d，属急倾斜特厚易燃煤层，采用水平分段综放开采。为了提高工作面产能和资源采出率，自2011年12月至2015年5月，在本矿急倾斜特厚易燃煤层中进行了倾斜分层走向长壁综放开采试验研究，历时3年多，在开采研究过程中，经历了工作面片帮、冒顶、液压支架倾斜、倒架、咬架、自然发火、瓦斯超限等多种困难和问题，通过与科研单位及院校合作进行技术攻关，研发和配套了适合大倾角综放开采的技术装备，优化了开采工艺，解决了各种技术难题，取得了良好效果。

1 倾斜分层走向长壁大倾角综放开采关键技术

1.1 工作面设计布置

采用倾斜分层走向长壁大倾角综放开采，取代原有的水平分段综放开采。共分2层，上分层37220-1工作面分层厚度9.9m，其中采高2.5m，放顶煤高度7.4m，采放比为1∶2.92，工作面倾斜长度60m，可采走向长度1009m，2011年12月综采设备开始安装，2013年10月回采结束；下分层37220-2工作面分层厚度9.7m，倾斜长度102m，工作面下段采用圆弧过度，其中靠近下端头的10.5m为水平段，中下部21m为圆弧过度段，上部70.5m为倾斜段，工作面布置如图1所示。

图1 工作面布置

1.2 开切眼施工技术

开切眼设计高度2.6m，宽度7.5m，矩形断面，面积19.5m2，锚网索支护。该处煤层倾角55°，无法采用综掘施工，炮掘出煤、排水也十分困难，安全性差。研究采用LM-120型反井钻机导孔施工技术，从开切眼上口沿开切眼方向向下打钻，形成直径200mm的导向钻孔，再安装大钻头，利用钻机从下向上扩孔，形成直径1.2m的钻孔；沿钻孔方向从上向下扩掘开切眼，边掘进边支护，一次成巷；掘进煤及涌水均从钻孔流至运输巷，既保障了施工安全，又大幅度提高了掘进速度，仅用18d时间安全掘进贯通。

1.3 液压支架安装技术

开切眼沿剖面方向采用S型布置，即开切眼上、下两端与两巷采用圆弧段连接，中部倾角变大，达到58°以上。设计采用绞车和专用滑道、滑车下放设备：在开切眼中安设滑道，制作专用滑车，用于支架下放；滑道由2条间距1.2m的轨道制作而成，铺设如图2、图3所示；滑车由长度1500mm、宽度600mm的钢板和直径30mm的圆钢制成，如图4所示。

图2 滑道制作

图3 滑道铺设

图4 滑车制作设计

开切眼上口的巷道煤壁中布置绞车硐室，平行安装2台JH-30绞车，运输巷距离开切眼55m处靠顶板侧安装1台JM-14型绞车，用于开切眼下放支架时稳架和拉架；在开切眼上口将支架固定在特制的滑车上，让支架前梁朝向煤壁，横向沿滑道下滑至安装位置，然后停止滑车，稳架绞车松绳，支架自动从滑车下滑至开切眼，完成卸架工作；然后升起支架立柱，支护顶板，完成支架的下放和安装，解决了支架纵向下放存在的卸架、转向等难题，消除了倒架问题。

1.4 工作面设备配置

配套1台MG250/600-QWD型采煤机，70架液压支架，其中基本架46架，圆弧过渡段支架19架，过渡支架3架，端头支架2架；最小控顶距4240mm，最大控顶距4840mm。主要设备配置如表1所示。

为了控制支架下滑和挤架，设计采用了具有双侧双活侧护板、底调梁、调架油缸等装置、工作阻力5000kN的轻型液压支架。设计配套了能够调节和适应工作面及两道宽度变化的V型端头支架，支架顶梁上装有可伸缩顶梁，顶梁上安装可伸长的侧护梁和侧护板，支架高度为2.2～3.5m，支护宽度为3.039～4.56m，支架宽度和高度均可调节，提高了端头支架的适用性，也很好地解决了上端头支架与过渡支架之间三角区的支护问题。

表1 大倾角综放工作面主要设备配置

1.5 采煤方法及回采工艺

(1)顶板控制方法：全部垮落法处理顶板。

(2)作业方式：三八制作业，两班生产，一班检修。

(3)采高：基本支架段采高2.5m，圆弧过渡段采高2.7m，放顶煤高度6.7～6.9m。

(4)循环进尺：截深0.6m，每天完成2个循环，推进2.4m。

(5)进刀方式：上端头向上斜切进刀,下行割煤，上行清煤，从下向上分段移架。割煤时追机伸出前探梁，打开护帮板。进刀速度控制在0～1m/min，割煤速度控制在0～3m/min之间。移架时，将工作面分为上、中、下3段，即下段为1号过渡架～22号支架，中段为23～45号支架，上段为46～68号支架，先推移前部刮板输送机，收回支架上侧的侧护板，打开支架下侧护板和底调梁，使支架与前部刮板输送机始终处于垂直或前梁略朝上状态，拉架、支护，防止支架下窜，再打开上侧的侧护板，拉移后部刮板输送机。各分段均自下而上推溜、移架、拉溜。1个循环拉移1次端头架和端尾架。

(6)放煤方法：2采1放，放煤步距1.2m。根据急倾斜煤层顶煤冒落规律，在工作面上段采用自上而下单轮间隔放煤方式，中段采用自下而上单轮间隔放煤方式，下段采用多轮顺序往返放煤方式。放煤时，要按照工作面压力、围岩稳定性、设备使用状态合理放煤。工作面中、上段不得放空，防止悬顶面积过大、支架失稳和顶板垮断造成架前冒顶、支架失稳；放煤后必须及时升紧支架。如有冒顶现象，冒顶区上下5m范围内不宜放顶煤。

1.6 初采初放技术

初采初放时，顶煤、顶板不及时垮落，容易造成冒顶和倒架，是大倾角综采的第一个关键环节。必须严格控制采高在2.5m以内，泵站压力必须达到31.5MPa，保证支架足够的初撑力；割煤后及时伸出支架前探梁和护帮板，减少空顶时间；移架时采用带压擦顶移架，减少顶板下沉量。初采初放时不放顶煤，工作面快速推进。若支架出现倒架趋势，拉移支架时使用单体支柱扶正支架。若出现架前片帮、冒顶，应采取挂网、煤帮超前锚固、减小进刀深度、小步距移架等措施进行处理。

1.7 工作面上部三角区支护技术

大倾角工作面回风巷端尾架与基本架之间存在一个三角空顶区，宽度在1.2m以上。研制了ZT20000/22/35型左右分体式专用端尾支架，设计有侧护梁和侧护板，控顶宽度在3.039～4.56m之间可以任意调节，不仅解决了三角区的支护问题，还能适应工作面长度的变化，当工作面长度变化量达到1架支架的宽度时，调节端尾支架支护宽度，进行加架或减架，保证工作面不空顶、不挤架。

1.8 防倒防滑技术

工作面下部设计为圆弧过段，并布置端头支架，保证了工作面下部支架不倾斜，对中上部支架起到稳架作用。每架支架顶梁采用双侧双活侧护板，底座配有底调梁和防滑、防倒千斤顶，前梁设计有调架缸，均可调整支架；前后部刮板输送机连接在支架上；工作面下口超前上口5～10m、伪斜3～5°开采；严格控制采高；分段自下而上带压擦顶移架。支架倾斜时，采用单体支柱配合调架装置进行调架；支架倒架咬架时，在工作面回风巷安装2台JH-30绞车，配合导向轮，向上牵拉支架顶梁和尾梁，用于从上向下逐个调架。调架前，在工作面上端头煤帮上固定8根730型链条，利用绞车扶正并向前拉移支架，每2架支架利用2根730型链条拉住，防止下滑；再牵拉下部倾倒的支架，依次完成全部调架工作。

1.9 片帮冒顶及底板垮落处理技术

对相邻两架支架前探梁之间的缝隙较大处，沿走向绑扎长度2m的圆木，防止架间漏煤；煤壁片帮后前探梁伸不到煤帮时，在架前空顶和架顶无煤的支架上部放置荆芭、圆木，防止了架前漏煤；注马丽散固化顶煤及煤帮；采用锚网索支护煤帮，防止片帮范围扩大；对垮落较高的冒顶区，采用喷射混凝土支护。支护后小步距割煤、从上向下移架。若出现倒架、咬架时，每扶正1架支架，拉移1架支架，防止频繁倒架造成更严重的片帮冒顶。

2 矿压及煤岩运移规律

2.1 支架工作阻力监测

在工作面支架上布置测点，监测支架工作阻力及其变化规律，掌握工作面开采过程中的围岩变形、破坏、运动(移)特征以及工作面矿山压力显现规律，分析工作面“支架—围岩”关系，探讨工作面支护装备适应性。

(1)非来压期间，大部分支架后柱工作阻力小于前柱工作阻力，来压期间支架后柱和前柱工作阻力相差不大。下分层37220-2工作面下部3号支架和不同区域支架侧护板载荷特征监测曲线如图5、图6所示。

图5 工作面下部3号支架前后立柱载荷特征

图6 工作面不同区域支架侧护板载荷特征

(2)工作面周期来压明显，平均步距20m，持续2～3d。

(3)上分层工作面下部区域压力大，中上部压力较小，上部支架载荷约为下部支架的61%，中部支架载荷约为下部支架的56%。

(4)下分层工作面中部区域压力大，两端压力较小。下部支架载荷约为中部支架的47%，上部支架载荷约为中部支架的86%。

(5)工作面中部支架侧向力最大，上部支架次之，下部最小。工作面中上部区域支架易下滑，有倾倒倾向性，支架间易出现咬架、挤架现象；下部测区支架稳定性较好，不易下滑和倾倒。

2.2 顶煤变形及运移规律

(1)37220-1工作面前方煤体的始动点距煤壁33m左右，37220-2工作面前方煤体的始动点距煤壁25m左右。

(2)工作面前方煤体在移动的初始阶段，上下层位的煤体移动速率基本保持一致，比较均匀；随着工作面的推进，煤体的移动速率逐步增大，上部层位的移动速率一般大于下部层位的移动速率。但在煤体的整个移动过程中，其速率没有突变。

(3)从煤体开始移动到煤体冒落，上部层位煤体的移动量大，下部层位的移动量小。

(4)在倾斜方向，上段煤体的移动量大，下段煤体的移动量小。

3 通风瓦斯及防灭火研究

3.1 通风方式选择

矿井相对瓦斯涌出量为2.96m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.31m3/min，为低瓦斯矿井；工作面瓦斯涌出量小，采用U型通风，设计风量581m3/min。

3.2 瓦斯防治

工作面采用上行通风，防止下隅角瓦斯积聚；采用上隅角气室抽放和采空区埋管抽放技术解决瓦斯问题。工作面回风巷布置高位钻孔，可提高瓦斯抽放效果。

3.3 防灭火技术

主要采用下隅角注氮防灭火技术、喷洒阻化剂(≥50%氯化镁溶液)、上下隅角码设黄土墙、高温区注水、注液氮、束管监测等综合措施。采用液氮防灭火技术，能够起到很好的冷却降温、窒熄火源的作用。

3.4 有害气体运移研究

工作面先采用下行通风，后采用上行通风；采空区埋设束管监测装置，工作面布设CH4，CO、温度传感器，监测气体成分，综合分析气体运移规律。

(1)采用上行通风时，工作面风流和采空区有害气体都从下向上运移；采用下行通风时，采空区气体运移相对复杂，冷却风带有害气体随风流从上向下移动，氧化带有害气体受采空区遗煤氧化升温形成自然风压，造成有害气体从下向上运移。

(2)上行通风时，下隅角不会出现瓦斯超限，上隅角瓦斯浓度增大，不采取抽放措施会出现瓦斯超限；采空区发火的危险性大。下行通风可降低上隅角瓦斯浓度，有利于防止自然发火，但下隅角瓦斯涌出量大，抽放效果差。

(3)上行通风时，采用下隅角埋管注氮、上隅角和采空区埋管抽放瓦斯、加强安全监测和人工检测、束管监测、光纤测温等综合措施，可解决工作面瓦斯防治和防灭火问题。

4 经济效益和社会效益

采用倾斜分层大倾角综放开采取代原有的水平分段开采，工作面长度由水平分段布置的19m增加到102m，大幅度降低万吨煤掘进率，减少了三角煤损失，提高工作面单产和工效。37220-1工作面生产原煤5.344×105t，37220-2工作面生产原煤9.481×105t。平均月产量由3.03×104t提高到7.4×104t，吨煤成本由244.94元降低到170.95元，工作面采出率由85.0%提高到88.6%，回采工效由13.04t/工提高到44.5t/工，工作面生产能力由3.6×105t/a提高到8.8×105t/a，实现了安全高效生产。