綜采放頂煤工作面常見問題及處理方法

姬 東，汪萬里，崔 風，白振華

(陜西陜煤韓城礦業有限公司下峪口煤礦，陜西 韓城 715405)

0 引言

煤礦采煤工藝的機械化是當今煤礦開采的主流發展趨勢，綜采放頂煤開采作為一項綜合性的采煤技術，已經得到很好地利用，特別是在一些厚煤層的適宜條件下[1-3]。下峪口煤礦應用綜采放頂煤技術起步較晚，但發展迅速，通過幾個綜放工作面的成功回采已取得一定經驗。但是受開采地質條件復雜、煤層賦存條件差等因素的影響，工作面在回采過程中經常出現煤壁片幫、漏頂、支架歪斜、倒架、瓦斯濃度大等一系列問題，嚴重影響工作面的正?；夭珊桶踩a。通過長時間對常見問題的深入分析，制定了相應的安全技術措施及處理辦法，確保了工作面的順利回采。為此，針對極其復雜地質和煤與瓦斯突出礦井中綜采放頂煤過程遇到的常見問題進行分析并對處理辦法作以歸納梳理。

1 下峪口煤礦放頂煤開采概況

1.1 工作面概況

下峪口煤礦3號煤層厚3.0～6.0 m，平均厚度為4.7 m左右，煤層結構簡單，上部為粉末狀或黃土狀，透氣性差，下部為碎塊狀或粉末狀，煤層中局部含有一層0.1～0.2 m的泥巖夾矸，煤層變異系數γ=0.97。其中3號煤進風順槽沿煤層頂板掘進，巷道采用錨網索梁進行支護，斷面凈寬4 600 mm，凈高3 000 mm。進風順槽用于進風、行人及煤炭運輸?；仫L順槽沿煤層頂板掘進，巷道采用錨網索梁進行支護，矩形斷面凈寬4 200 mm，凈高3 000 mm，回風順槽用于回風、行人、物料運輸。工作面頂板采用ZF4000/14/28型液壓支架和ZFG4800/19/30型端頭液壓支架支護，支架最大支撐高度2.8 m，最小支撐高度1.4 m。工作面長度一般布置在150 m，采高2.0 m，頂煤厚度2.7 m，采放比為1∶1.35，回采率93%。采用傾斜長壁后退式俯斜開采，綜合機械化放頂煤采煤，每割一刀煤，放一次頂煤，實行“一采一放”作業方式，全部垮落法管理頂板。目前已經成功的采面有23304工作面、21326采面、21312采面、21316采面等多個采面，為礦井放頂煤開采積累了豐富的現場經驗。

1.2 放頂煤的工藝流程

綜放工作面采用端部斜切進刀單向割煤，落煤采用雙滾筒采煤機雙向割煤，前滾筒割上部煤，后滾筒割下部煤，落煤通過前部刮板輸送機運出，余煤在推溜過程中由鏟煤板鏟入工作面前部刮板輸送機，頂煤在礦山壓力的作用下，沿支架切頂線破碎冒落，并通過支架尾梁放煤口自溜自裝放入后部刮板運輸機。端頭維護→機電檢修→煤層注水→收護幫板、割煤→前探支護、打開護幫板→推前部輸送機→收伸縮梁、移架(不拉后部輸送機)→放頂煤→拉后部輸送機，完成上述采放全部工序為一個放頂采煤工藝循環。

1.3 放頂煤的工藝特點

放頂煤開采是下峪口煤礦推廣使用的一種新采煤方法，適于5～20 m厚的煤層一次全高開采。這種新采煤方法只在下部煤層中布置采煤工作面，上部的煤從支架上的放煤口放出。放頂煤開采一次性將煤采出，替代了原來厚煤層需分層多次開采，實現了一次性采出中厚煤層的目的。放頂煤開采具有許多顯著優點，同時在經濟效益上有著巨大的優勢，使采煤方法產生了根本性的變革。但是，放頂煤開采新技術對工作面采場圍巖的破壞范圍大，回采率低，瓦斯涌出量加大，針對地質條件復雜的區域容易出現自然發火嚴重、煤塵超標等技術和安全問題。針對煤層賦存條件，實施上述相應的技術，一般可在原頂煤放出率的基礎上，再提高5%～10%，經濟效益可觀。

2 放頂煤開采常見問題

2.1 煤壁片幫、漏頂現象比較嚴重

放頂煤工作面由于煤層厚度相對較厚，煤機割煤后由于煤質松軟，煤壁容易發生片幫，造成端面距過大，頂煤冒落，導致漏頂現象發生[4-6]。煤壁片幫、漏頂主要是因為煤質松軟易自然垮落、煤機割煤后沒能及時打開護幫板支護煤壁；此外，支架下扎初期頂煤較薄不易托住，拉架時頂煤自然冒落；采高超高，支架接頂不實也會引起煤壁片幫、漏頂。

2.2 支架倒架現象時有發生

采煤工作面發生倒架，主要是由于支架頂底接觸不實，受力不平衡，相鄰支架不能相互制約造成的[7-9]。采高超高易造成局部頂煤片幫，移架時未帶壓貼頂移架容易引起倒架；采煤機割煤過后，未及時拉架支護而引起漏頂倒架；操作后手把未及時回到零位，支架繼續升高、下降、移動，導致支架上下重疊交錯[10-12]。過地質構造區域、斷層、頂板破碎帶時，局部頂底板不平整未及時用圓木接頂，部分支架輕微歪斜，個別的支架未及時調架或不按規定的程序作業，而引起歪斜倒架。煤質松軟，大面積片幫造成大面積漏頂；空頂時開采進度慢，大面積頂板長時間暴露，剎頂不及時而引起漏頂倒架。

2.3 絕對瓦斯涌出量不斷增加

在一般情況下，厚煤層的放頂煤開采沿煤層的底板或煤層某一厚度范圍內的底部布置一個采高為2～3 m的采煤工作面。下峪口煤礦屬于高瓦斯礦井，煤層中瓦斯含量較高，雖然在開采前會在煤層中打鉆對本煤層瓦斯進行抽放，但由于煤層煤質松軟，煤體破碎，煤體中吸附的瓦斯含量較高，本煤層瓦斯抽放效果不足以徹底解決瓦斯問題。因此，在回采過程中煤體破碎后，煤體中的瓦斯釋放后容易引起回風上隅角瓦斯濃度增加，且頂板垮落不充分，易形成懸頂，導致采空區瓦斯積聚，如果不及時采取措施則會造成上隅角瓦斯超1.0%，瓦斯電閉鎖啟動對正產回采造成影響。

2.4 采出率不高和含矸率的增加

一般情況下，設備條件限制引起的綜采放頂煤工作面的煤炭損失大約會占到10%～20%；放煤工藝造成的損失大約會占到損失量的一半以上。工作面的設計參數會受限引起的損失大約會占到20%左右，比如放頂煤放煤步距與采用支架放煤口的尺寸不匹配，會在一定程度上造成一部分頂煤的損失。綜采放頂煤工作面上下兩端頭支架不能夠放煤，在一定程度上也會造成頂煤損失。

3 解決綜采放頂煤問題的相關對策

針對下峪口煤礦斷層多、地質條件復雜、煤層傾角大等諸多因素的影響，經過認真分析、研究，根據實際情況制定出了一系列切實可行的方案。

3.1 煤壁片幫、漏頂的控制措施

3.1.1 防治思路

工作面煤壁發生片幫、漏頂時，要立即停止作業，采取措施處理。當工作面發生大面積片幫引發漏頂現象時，應采用圓木配合板皮剎頂，確保支架接實頂板。為了增加松軟煤體的粘結性，每天零點班采用煤層注水濕潤煤體。放頂煤工作面煤機割煤后應該及時打開護幫板支護煤壁，增加煤壁支護面積。支架下扎初期，可采取人工開幫小循環下扎，能有效控制頂煤。放頂煤工作面回采期間一定要嚴格控制工作面采高，不能超過支架的最大支撐高度。

3.1.2 帶壓移架

超前移架：當發現片幫或頂板破碎嚴重時，不等采煤機割煤，就進行超前移架，再進行其它操作。破碎地段能超前移架的必須超前移架，不能超前移架的，移架緊跟采煤機前滾筒進行，割一架移一架。支架嚴禁超高，采取一定的措施保證支架達到規定初撐力，控制支撐壓力進一步往煤壁前方移動。

帶壓擦頂移架：首先將支架拉移手把打到拉移位置，一、二級護幫板收到垂直位置，然后操作降架手把進行降架，當支架向前移動時，立刻將降架手把恢復“零”位，使支架拉移到位。

護幫降架移架：首先將護幫板，支架前梁伸出，支護住面前煤幫，然后降架，使支架頂梁與前梁處于水平位置時，拉移支架，當出現支架底座移動，頂梁不動時，緩慢操作前梁插板收，使支架拉移到位，升架使支架立柱壓力達到24 MPa時停止升架。

3.1.3 煤體注水

通過每個圓班進行一次煤層注水，煤體濕潤后，割煤時可有效控制煤塵，注水也可增加煤的粘結性和抗壓性，回采期間能有效控制頂煤。布置方式分淺孔和深孔2種。工作面煤層淺孔注水時，注水孔采用三花眼布置，第1排孔距底板1.2 m，垂直煤墻布置，孔深6 m，孔間距6 m；第2排孔距底板1.7 m，仰角45°，孔深6 m，孔間距6 m，工作面長160 m，每次共施工52個注水孔。超前工作面30 m在進、回順槽內深孔注水，注水孔利用順槽正幫的抽放孔進行注水(不再另行打眼)，注水時，靠近正在抽放的抽放孔5 m不進行注水，用黃泥、棉紗等將閑置的抽放孔孔口封閉嚴實。工作面采用MRBZ-200/31.5注水泵(單獨配備2泵1箱)進行注水，采用ZSQJ90/2.4手持式氣動鉆機打眼，釬頭直徑φ43 mm，釬桿采用φ42 mm×1 000 mm的麻花釬桿，注水時，截止閥與封孔器間采用φ10 mm×2 mm×10 mm總成管連接。封孔器直徑φ38 mm，長度1.5 m，封孔器加1.0 m長焊管，確保注水效果。

3.1.4 限制采高

嚴格控制采高在2.0 m±50 mm，嚴禁超高回采。加強工作面工程質量驗收管理工作，必須保證工作面基本支護齊全有效。工作面煤機割煤后應該及時打開護幫板支護煤壁，增加煤壁支護面積，防止片幫。

3.1.5 木垛剎背接頂

當中支架下扎初期，可采取人工開幫小循環下扎，能有效控制頂煤。當工作面發生支架梁端冒頂時，先加固好周圍15 m范圍內的支護，然后由外向里由兩邊向中間，用2.4 m圓木架設“#”字型木垛、鉸接梁配合單體支柱架設抬棚或懸臂梁，由外向里逐架進行處理，懸臂梁架設時，同一地點不得少于2架，架設牢固可靠。

3.2 發生倒架的控制措施

工作面一旦發生倒架現象，支架工要及時調架。如情況比較嚴重時，要制定安全措施，集中力量處理，防止問題進一步擴大。

3.2.1 扶架方法

拉頂梁扶正：在倒架上方調出空間，用單體支護支撐頂梁向上扶正。

邊拉邊扶正：對倒架嚴重，頂板破碎段煤巖壓住頂梁的，原地扶架困難時，可開幫拉架，采取邊拉架邊扶正的辦法扶架。

3.2.2 扶架注意事項

工作面一旦發生大面積倒架時，扶架前一定要維護好頂幫，尤其是支架前方和上方頂板。破碎頂板段要剎嚴、剎頂，必要時人工開幫用金屬網配合圓木、單體鋪設人工假頂。一般按從上到下的順序依次扶正。每扶好一架須背好頂墊好底，將支架升緊接實頂板。

3.3 回采過程中瓦斯防治措施

針對回采落煤過程中煤體中的瓦斯大量釋放后容易引起回風上隅角瓦斯超限的問題，除了采取常規的機尾超前機頭(不少于5 m)擺采方式外，超前退錨桿、錨索，還采用深孔預裂、端頭封堵，預埋抽放管抽瓦斯，施工釋放孔等多種舉措，保證了正?；夭芍械耐咚构芾?。

3.3.1 深孔預裂

預裂孔布置在工作面煤壁向運順的延伸線上，深孔預裂爆破必須在煤壁延伸線上執行，預裂孔孔深6 000 mm，孔間距500 mm，每班施工5個預裂孔，預裂孔與頂板夾角80°，眼底朝老塘側，水平夾角70°～80°；隨著工作面的推進，提前采用退錨器和錨桿剪切器將工作面溜子機頭至切頂線范圍的錨索、錨桿托板盡可能退掉，保證落頂效果。

3.3.2 端頭封堵

回采期間，工作面老塘瓦斯涌出量大及兩順槽端頭頂板不垮落或垮落不充分，且懸頂深度達3 m(10 m2)以上時，在工作面兩端頭機頭支架與老塘側頂板冒落不實時，用尼龍袋裝浮煤壘墻(每袋裝2/3左右)，由下向上依次壘起直至頂板進行封堵，并用黃泥將縫隙充填嚴實。每生產班回采前，進行封堵一次。

3.3.3 預埋抽放管抽瓦斯

每次封堵前，將安裝在副幫伸入采空區的第1節φ400 mm的抽放管掐開，運至回順距工作面100 m以外寬敞處待回收。然后在抽放管頭接上短接，將抽放管延至采空區。

3.3.4 施工釋放孔

制定釋放孔的施工標準，即在距底板1 m的高度垂直煤壁開孔，孔深為2.5 m，孔間距為1.5 m。釋放孔按措施執行到位后，煤體中的瓦斯經過8 h的釋放，有效緩解了回采過程中回風順槽上隅角瓦斯超限的問題以及瓦斯電閉鎖對回采工作造成的影響。

3.4 提高采出率、降低含矸率

根據經驗選擇一個合理的放煤步距，頂煤回收率能提高10%～15%，含矸率降低20%～30%，且放煤步距與頂煤冒落步距協調一致，頂煤回收率才能達到最高。提高工作面的采出率、降低含矸率可以從以下幾個方面入手。

3.4.1 支架的選型

正確掌握好液壓支架放煤口位置與頂煤采出率的關系非常重要。放頂煤液壓支架放煤口位置分高、中、低位3種，高、中位放頂煤液壓支架，由于放煤口位置高，低于放煤口底部邊緣的煤放不出來，頂煤回收率低。經過實踐證明，低位放頂煤液壓支架是頂煤采出率最高的架型，其特點是放煤口位置低，放煤能連續進行，放煤口大、不易堵塞，放煤效果好，支架的尾梁可擺動，插板可切大塊度煤。

3.4.2 放煤步距

放煤步距是影響放煤效果的重要參數，約60%以上的煤由支架放煤口放出。如果放煤步距太大，在采空區側留有三角煤放不出來，造成大量丟煤；放煤步距太小，靠近采空區方向的矸石到達放煤口時，頂部的煤來不及到達放煤口，按見矸關門的原則，這部分煤將被關在放煤口以外而丟失，如不關放煤口，大量采空區矸石會涌入工作面。

3.4.3 放煤頻率

工作面采取低位放頂煤，由專人依次分別放單號、雙號支架頂煤。其中一人操作單數支架(5、7、9、…)放煤，另一人操作雙數支架(4、6、8、…)放煤，直至見矸(端頭支架不放頂煤)，工作面兩端頭過渡支架支護段嚴禁放頂煤。放煤時要控制好放煤速度，全工作面同時打開的放煤口最多不得超過2個，以防壓死運輸機，放煤時見矸立即封口，嚴禁放出矸石。保證大塊矸石(直徑≥250 mm)不上溜，確保煤質符合要求。

3.4.4 放頂煤開采厚度

按照礦井支架選型，工作面采高控制在2.0 m，頂煤厚度2.7 m，采放比為1∶1.35。煤質中硬時最大頂煤厚度不超過6.0 m為宜。當采煤機截割高度2 m時，采放比為1∶1.35左右為宜。

3.4.5 放煤工藝

放煤工藝與煤層厚度、放煤步距、支架放煤口高度有密切關系。煤層厚度大、支架放煤口高度小、放煤步距也小時，無論是單輪或雙輪放煤，其放煤流動不暢，在采空區造成大量丟煤。因此，在采放比、放煤步距、支架選型等合理的條件下，正確選擇放煤工藝，可大大提高頂煤回收率。

4 結語

針對地質條件復雜、煤層傾角大等諸多因素對回采過程中的影響，闡述了如何處理綜采放頂煤工作面頂板結構與支架圍巖關系，以及如何提高煤炭回收率、加快推進速度、提高煤炭產量等，以此達到提高煤礦開采效率的目的。目前綜采放頂煤方法依舊存在很多問題需要共同去探索和解決，為了保持有十足的后勁和良好的發展勢頭，后期可以采用引進超前的擋矸支架、留頂煤安裝等一系列舉措，進一步發展礦井的綜采放頂煤技術，同時為地質條件相似的煤與瓦斯突出生產礦井今后的放頂煤開采積累和提供一些參考和幫助。