大淑村礦2#煤層摸頂分層回采及安全措施研究

王殿錄，梅甫定，鄭赤登

(1．河北省冀中能源峰峰集團大淑村礦，河北邯鄲 056000;2．中國地質大學(武漢)工程學院，湖北武漢 430074)

0 引言

安全、快速、高效地掘進巷道是煤礦生產的先決條件，也是保證礦井采掘正常銜接的必要條件［1］。峰峰集團大淑村礦2#煤層原巷道掘進主要以一次采全高配合U鋼支護為主，這種掘進方式在高應力地質條件下施工困難，且勞動強度大，巷道施工不久便出現變形收斂嚴重，采煤效率及煤炭的回收率都較低、安全性也差，影響了正常生產，針對這些問題開展開采技術研究已迫在眉睫。

1 工程概況

大淑村礦2#煤層埋深＞560 m，煤層厚度為3．1～6．8 m，平均厚度為5．9 m，傾角為 10°～25°，最小堅固性系數 f為0．33。夾矸厚度0．05 ～0．2 m，煤層的直接頂為2～3 m粉砂巖，3～6 m范圍為老頂，以黑灰石英為主，老頂巖層質地堅硬，為煤層摸頂錨網帶支護提供了可能。

表1 2#煤層瓦斯參數表Table 1 Parameter lists of 2#coal seam gas

2#煤層瓦斯參數見表1。埋深＞560 m的區域為突出危險區域，最大瓦斯初散速度ΔP為12，始突瓦斯含量為 14．45 m3/t。相對涌出量為 31．39 m3/t，絕對涌出量為55．34 m3/min。

該區水文地質條件簡單，正常涌水量0．03 m3/min，最大涌水量0．1 m3/min，對安全生產影響輕微。工作面掘進中有少量頂板淋水，無隱伏導水斷層陷落柱等導水構造。地表水及其它含水層水未影響該區掘進安全，相鄰采空區無積水。

2 摸頂掘進與摸底回采采煤方法工藝研究

2．1 摸頂掘進與摸底回采技術

針對本煤層賦存條件及開采技術條件，研究采用摸頂掘進與摸底回采技術，即二分層一次采全高開采技術，與傳統的二分層開采技術不同，這種開采技術先進行放頂層煤，同時在頂層鋪一層金屬網，然后摸底回采底層煤層，其示意圖如圖1所示。

圖1 摸頂掘進與摸底回采示意圖Fig．1 Schematic diagram of tunneling and mining

開采過程中采用全部垮落法自上而下逐步分層回采即摸頂掘進與摸底回采技術，采用走向長壁后退式輕型綜采放頂煤采煤法進行開采［2］。根據工作面的通風要求、放頂煤液壓支架的穩定性、煤壁的穩定性、合理采放比以及工作面合理操作空間等因素，確定綜放工作面的采高在2．1～3．2 m之間比較合適。

2．2 摸頂掘進與摸底回采技術參數

2．2．1 采煤高度

采煤高度指采煤機的割煤高度，比較理想狀態為放頂煤高度等于底層工作面的采高［3］。在實際生產過程中，根據煤層厚度的不同，緩斜煤層綜放工作面已有的經驗等，煤質中硬以下，節理發育，采放比以1∶1～1∶2．4為宜，即采高為 2．5 ～3．0 m，放煤高度為 2．5 ～7．2 m;煤質中硬以上，節理發育，采放比以 1∶1 ～1∶1．7為宜，即采高為2．5 ～3．0 m，放煤高度為2．5 ～5．1 m。

頂煤能否松碎和順利放出，是摸頂放頂煤采煤法能否實現高產高效關鍵之一。頂煤采煤高度過大，頂煤破碎不充分，放出困難，頂煤高度過小，將形成無規則冒落，混矸嚴重，并且支架前容易形成超前冒頂，增大采煤含矸率。采煤機采高為2．5～3．0 m時，按照頂煤松散系數計算，低位放煤支架的頂層煤厚度應＜8～10 m。2#煤厚為5．9 m，采用二分層一次采全高，確定割煤高度為2．3 m，架后放煤高度3．6 m，采放比為 1∶1．56。

2．2．2 放煤步距

放頂煤開采過程中要求盡可能多地回收頂煤，同時減少混矸率。如果放煤步距過大，則上方垮落的矸體會先于頂煤落入運輸機，如果放煤步距過小，則矸體會先于頂煤進入后部運輸機，兩種情況均會導致沿走向的三角煤損失，同時也會增大含矸率。

圖2 放頂煤口間距L與放煤效果的關系Fig．2 Relationship between distance L and drawing effectiveness(a)．L ＞2b;(b)．L=2b;(c)．L ＜2b。

設定L為放煤步距，2b為放煤寬度，放煤高度不變，放煤步距影響放煤效果，見圖2所示:當L＞2b，第二個放煤口放煤時，不會因第一放煤口已放過煤而發生煤矸混雜現象，但脊背煤損失較大，如圖中陰影部分。當L＜2b時，放出漏斗之上的矸石將有一部分混入放出煤中，即圖中由矸石組成的雙線陰影部分要進入相鄰放煤口之上的放出橢球體，但脊背煤損失會明顯降低。不同放煤步距與煤炭回收率和含矸率之間的關系見表2，由表可知，放煤步距與煤炭回收率存在正比例關系，與含矸率存在反比例關系，因此，需合理確定放煤步距，即可以提高煤炭回收率又降低含矸率。綜合考慮本煤層放煤步距為1．0～1．5 m。

表2 不同放煤步距的放煤效果Table 2 Drawing effectiveness of different drawing interval

2．2．3 巷道支護

巷道掘進采用錨桿+錨索+W鋼帶+雙抗塑料網聯合支護，如圖3所示，頂部鋪設5．0 m×1．0 m塑料網，使用4 200 mm×250 mm×2．8 mm鋼帶，帶距為1．0 m，錨桿采用高強螺紋鋼筋，長 2．0 m、直徑22 mm，尾結構全部為M22滾壓而成的螺栓，錨索直徑為17．8 mm，長度5 m，錨索護板采用300 mm×300 mm×16 mm鋼板。

圖3 巷道斷面示意圖Fig．3 Schematic diagram of road section

2．2．4 開采工藝

煤壁采用MGY150/375—W型雙滾筒采煤機割煤，架后采用支架尾梁擺動配合插板伸縮放頂煤。采煤機兩端頭斜切式進刀，雙向割煤，往返兩刀，兩刀放一次頂煤。采煤機滾筒配合前部輸送機鏟煤板，放頂煤利用尾梁擺動和插板伸縮配合節煤器直接裝煤。煤壁使用前部輸送機SGZ630/320型刮板輸送機運煤，放頂煤使用后部輸送機SGZ630/320型刮板輸送機運煤。

2．3 效果分析

2．3．1 技術效果對比

原摸底掘進使用U鋼支護，該支護形式屬于被動支護形式，無法根本解決頂幫流煤造成空頂、空幫等現象，在高地應力作用下，支架變形嚴重，支護效果差，造成重復性施工，嚴重影響人員安全，給工作面回采及采區接替造成極大影響。

摸頂板掘進采用錨網帶支護，該支護形式屬于主動支護形式，根據巷道監測點觀測，巷道頂板最大下沉量不超過30 mm，滿足支護強度及設計要求，保證人員安全，避免重復性施工，滿足快速掘進要求，有力保證工作面回采及采區接替。兩者技術比較詳見表3，可見摸頂掘進及支護形式明顯優于摸底掘進及U鋼支護。

摸底掘進每個生產班2個正規循環，日平均進度8．2 m。摸頂掘進一個班可保證3個循環，日平均掘進度為10．1 m，掘進速度對比見表4。

表3 技術比較表Table3 Comparison table of technology

表4 掘進速度對比Table 4 Comparison of drive speed

2．3．2 經濟效益對比

以2#煤層172204工作面為例，巷道全長2 420 m，若使用U鋼支護，需使用U鋼3 025架，塘材28根，雙抗塑料網材料，共需606．7萬元;若使用錨網帶支護，需使用鋼帶2 420條，錨索23 335根，錨桿22 298根，雙抗塑料網35 574 m2，樹脂錨固劑135 171個，索具23 335個，錨網帶支護費用經計算為369．7萬元。后者較前者節約237萬元。

172204工作面采用摸頂掘進與摸底回采配套技術，僅5 d便完成全巷道整修，總共需28萬元。若采用原掘進方式，此巷道二次整修材料費用就達到54萬元，且需10 d左右的時間才能維護完成。

172204工作面采用摸頂掘進，平均留底煤厚度為0．4 m，煤炭回收率達到86%，煤炭回收量為7．66萬t。摸底U鋼掘進，煤炭回收量僅為4．16萬t，按噸煤價格400元計算，摸頂掘進比摸底掘進多回收煤炭3．5萬t，產生經濟效益1 400余萬元。

總之，摸頂掘進與摸底回采配套技術安全可靠，經濟效益顯著。

3 安全防護措施

在掘進過程中需要采取一些安全技術措施來預防事故發生，主要包括巷道臨時支護、采煤過程中瓦斯治理及頂板事故的預防［4，5］。

3．1 巷內臨時加強支護

臨時加強支護在工作面前方受采動影響較明顯處開始安設，在工作面后方采動影響停息處進行拆除，拆下的支柱再進行重新安設，循環利用，其布置方式見圖4所示:

圖4 回采工作面前后方臨時加強支護布置方式Fig．4 Support layout method of temporary reinforced support L1．工作面前方加強段;L2．工作面后方加強段。

為了保證臨時加強支護取得良好的護巷效果，安設臨時加強支護的地段應有足夠的長度，這個長度主要根據圍巖性質及回采工作面前后方受采動影響的程度而定，其值選取可參考表5。

表5 巷內臨時加強支護基本參數Table 5 Basic parameters of temporary reinforced support

3．2 瓦斯治理

通過觀測可知，工作面瓦斯濃度從進風側至回風側逐漸增大，其中，進風側到采面中部范圍內瓦斯濃度變化不大，中部到回風瓦斯濃度增加較快，尤其是靠近回風側30 m范圍內瓦斯濃度較高，瓦斯濃度變化規律詳見圖5。

針對工作面瓦斯濃度變化規律，采取的主要措施有:增大局部風量防止上隅角瓦斯超限;從回風巷頂板向上隅角打孔抽放;對煤層進行注水。

圖5 工作面瓦斯濃度分布與煤壁距離Fig．5 Gas concentration distribution of working face and coal wall distance

3．3 頂板事故及預防

生產過程中經常會出現一些頂板事故，主要包括壓垮型冒頂事故、采場及頂板兩端局部冒頂壓垮型事故，防止這類冒頂事故的主要原則是提高支柱的初撐力及增加支架的穩定性，具體措施如下:

(1)采場支架的支撐力應能平衡最不利情況下垮落帶直接頂及老頂巖層的重量;

(2)采場支架的初撐力應能保證直接頂與老頂之間不離層，采場支架的可縮量應能滿足垮落或裂隙帶老頂最大的下沉量的要求;

(3)超前工作面20 m范圍內的兩端巷道，因受工作面前方支承壓力的作用，受壓較大，為防壓壞支架應加強支護，在超前采煤工作面10 m內用雙中心柱，超前10～20 m用單中心柱。

4 結論

針對2#煤層賦存條件及開采技術條件，研究提出了摸頂掘進與摸底回采技術，確定了合理的采煤高度、放煤步距、巷道支護方式，并與原摸底掘進技術進行了對比，實踐表明摸頂掘進技術不僅提高了工作效率、煤炭的回收率，而且還能夠實現工作面的順利接替，可見摸頂掘進配套回采技術適合本煤層的生產。同時針對可能發生的事故采取了一些安全防護措施，主要包括巷道內臨時支護、瓦斯的治理及頂板事故的預防，有效保證了安全生產。

［1］ 徐鵬飛，黃社濤，解海，等．快速掘進技術在沿空綜掘巷道中的應［J］. 中州煤炭，2011(3):60－62．

［2］ 肖平川．綜采工作面跨石門開采在土城礦的應用［J］.煤炭科學技術，2009，37(2):17 －21.

［3］ 劉鵬，趙友軍.難采煤層的采煤機技術現狀及發展趨勢［J］.煤礦機電，2011(1):48－50．

［4］ 李春茂，黃慶國.巷道臨時支護結構分析［J］.山東煤炭科技，2009(4):117－118.

［5］ 趙順法，張海云，等.采煤工作面瓦斯綜合治理技術探討［J］.水力采煤與管道運輸，2009(6):77－78．