大傾角厚煤層綜放開采關鍵技術研究

米文斌

（晉能控股煤業集團峪溝煤業有限公司，山西 朔州 036000）

目前，煤炭資源在我國能源中占據著非常重要的地位。由于對煤炭的不斷開采，老礦井煤礦資源正在不斷枯竭，甚至部分煤礦已經關閉。部分煤礦為了延長開采時間，采用減少產能的方式進行開采。為能獲得更多的煤炭資源，現開始對地質條件差以及具有較大開采難度的傾斜煤層進行開采，甚至對傾斜角在35°～55°的煤層進行開采。大傾角煤層工況條件相對復雜，具有較大的開采難度，這導致開采效率相對低下，同時也在不斷引發安全事故，因此需要對大傾角厚煤層綜放開采技術進行研究，以解決此類型煤層的開采難問題。

1 大傾角綜放工作面巷道設計與設備布置

1.1 煤層地質條件概述

以晉能控股煤業集團某煤礦傾斜角厚煤層為研究對象，其角度在18°～43°之間，煤層之間的間距為66.19 m。煤層通常選用聯合分布分層的形式進行開采，對于2 號煤層而言，其煤層厚度在2.1～4.59 m之間，平均厚度達到3.6 m；對于5 號煤層而言，其厚度在8.4～16.8 m 之間，相應的平均厚度達到13 m。針對此，在對該煤層進行開采時，選用一次采高綜采放頂煤工藝。

1.2 工作面巷道設計

工作面切眼通常按照煤層傾角的方向進行設置，一般將切眼長度設定為159 m。對于回風巷道與運輸巷道而言，可以將其按照煤層走向設置，一般可以將回風巷道設定在上部，而將運輸巷道設置在下部，其高度差設定在60～80 m 的范圍內。通常將切眼設置為偽切眼，這樣可以更好地緩解切眼傾角。對于頂板而言，可以選用全錨網的形式進行支護，其規格為Φ22 mm×3 300 mm，進行間排距1.0 m、1.0 m 的基本支護；而錨索張拉力設定為200 kN，其規格為Φ22 mm×8 300 mm，進行間排距1.8 m、2.0 m 的補強支護，以及錨索張拉力為250 kN，采用Φ22 mm×2 400 mm 的巷幫支護錨桿，進行間排距0.8 m、1.0 m 的高強度螺紋鋼支護，錨固力為180 kN。工作面回采巷道的斷面及支護情況如表1 所示。

表1 工作面回采巷道斷面及支護

1.3 工作面設備布置

通常在切眼處設置刮板輸送機、液壓支架、采煤機三種裝置。一般情況下，刮板輸送機呈現為下運的狀態。而對于運輸巷道而言，主要設置膠帶機、裝載機、破碎機及巷道超前支架四種裝置。在超前支架前設置20 m 的單體加鉸接梁支護，而在裝載機前端設置150 m 的布置電纜以及相應的電纜列車懸吊與拖移裝置，通常該系統能夠和膠帶輸送機保持平行，并將其設置在單軌吊梁上面。供液系統可以選用遠程供液的形式，并在膠帶機頭位置設置自動配液與反沖洗供液裝置，在運輸巷道位置設置回液管路[1]。

2 大傾角厚煤層綜放工作面采煤關鍵工藝技術

2.1 工作面采放循環工藝

在工作面位置選用全頂鋪網的形式，采用單向下行的方式進行割煤，并且以放尾煤為主要采煤工藝。通過分析煤墻軟硬情況，以一采一放或兩采一放的采煤形式進行循環。

其工作面生產循環工藝：掛網—采煤機端尾斜切進刀—下行割煤—分段追機移架—割通機頭—采煤機調向返刀清理浮煤—機頭向機尾方向依次頂前部刮板輸送機—后尾梁破網放頂煤并拉后溜—掛網—采煤機端尾斜切進刀。

通常可以將工作面割煤高度控制在2.8～3.2 m 的范圍內，而對應的放煤高度可以設定在5.2～14.6 m 的范圍內，對應的采煤步距設定為0.8 m，在工作的過程中每天推進4 刀，每天產煤量可以達到8 000 t。在頂端設置雙層金屬網，其網片型號設置為10 m×1.5 m，而相應的網孔參數為5 cm×5 cm。將員工工作形式設定為“三八制”，也就是兩班從事生產，而另一班進行檢修。一般檢修班設定在8 點，當完成交接班工作后，前半個班將采用后溜放煤工作，而后半個班進行設備的檢修。圖1 為采煤工作循環流程圖。

圖1 工作面采放循環工藝流程

2.2 幾種極端情況的原因分析和處理

2.2.1 刮板輸送機上竄

刮板輸送機出現上竄時，將直接導致卸載困難，從而導致拉煤刮板阻力逐漸變大，嚴重時將直接導致底鏈卡阻以及斷鏈事故。

原因分析：由于液壓支架尾部位置的向上傾斜角變大，支架推移加快，與前端刮板輸送機底座連接耳之間的夾角逐漸增大，這導致推移桿向上的分力大于下滑力，從而導致刮板輸送機出現了上竄的現象；切內眼煤層傾角相對較大，由此引起工作面長度不斷變長，而當支架不能及時調整時，相應的刮板輸送機機頭與轉載機中心之間的位置相距較遠，從而出現了塔接不合理的現象，最終導致刮板輸送機開始上竄。

調整方法：在對工作面采斜進行調整時，往往可以選用多割機尾與少割機頭的方法，以及可以從機尾向機頭方向實施頂溜。在進行調整時，往往依據溜槽塔接選擇溜槽數量。當完成調整時，可以適當拆除增加的溜槽，并且依據需要設置液壓支架的數量，這樣可保證斷尾頂板得到更好地支護。上竄支架調整示意圖如圖2 所示。

圖2 上竄支架調整示意圖

2.2.2 刮板輸送機下滑

當刮板輸送機出現下滑時，將導致刮板輸送機機頭與轉載機之間的距離變得更近，往往導致與轉載機的溜槽下幫過于接近，從而不利于卸載。此外，還可能導致轉載機向下靠，使得超前架將與運輸巷下煤幫過于接近，從而不利于超前架的移動。

2.2.3 支架擠架

原因分析：切眼中間位置出現了液壓支架一側的支護間隙，其伸縮量為零，支架頂梁位置出現了擠架、不能移動的現象。此外，假如切眼坡度變成下凹弧線，那么將會導致底座間隙大、頂梁間隙變小，這是造成支架擠架的間接原因。

調整方法：第一，遇下凹弧線時，低凹位置處往往可選用吊溜墊木料的形式，并可從低凹位置的兩端進行調整，與此同時，可以將液壓支架側伸縮量保持在150～200 mm 的范圍內，以使刮板送機與支架設定在直線位置；第二，對于后凹弧線而言，通常可以選用采斜的形式從機尾位置向上調整機架，這樣可以更好地調整中間推進量，從而更好地將刮板輸送機與支架設定在一條直線上；第三，在管理方面，對采煤機司機進行工作量考核，對于構造相對困難的工況，必須選擇整刀推進，從而有效降低循環用刀量。凹形工作面支架調整示意如圖3 所示。

圖3 凹形工作面支架調整示意圖

2.2.4 支架傾斜甚至倒架

當支架的傾斜角度在42°或以上，且初撐力不達標時，可以斷定支架將會發生倒架事故。當出現支架傾斜時，會直接導致工作面推進困難，使設備發生變形，最終出現安全事故問題。

原因分析：若采高超過設定值，那么支架不能結頂，從而導致支架出現傾斜的現象；當頂煤漏冒時，會導致支架結頂不穩定，從而引起支架出現傾斜的現象；若底板出現松軟現象，則可能導致支架底座觸底不穩定，最終因初撐力不達標而出現傾斜；在進行切眼時，底板局部遇到構造現象，導致低煤不能保留，從而導致支架不穩定。

支架傾斜調整措施：可以采用分段人工造假頂的形式設置鋪網、上木料等，與此同時還需要設置長錨索吊頂；設置油缸、大鏈、防倒防滑吊裝耳等，同時設置人工向前走架，當完成走架后，可以繼續設置防倒防滑裝置，進而實現固定支架效果，最終防止支架下滑現象的出現。

倒架調整措施：對于工作面可以選用分斷二次擴切眼的形式進行調整，而相應的支護方式選用錨桿、錨索以及相應的雙層金屬網支護；可以摘下支架推移與刮板送機之間的連接銷，進行人工頂溜，逐一進行扶架拉架。通常在進行拉架的過程中，必須保證逐漸增加支架的初撐力，這樣可以有效地避免發生支架傾倒的現象[2]。

2.2.5 采煤機下滑

當采煤機出現下滑時，往往會導致電纜拉脫以及行走部齒軌輪扳齒等事故。

原因分析：制動器膜材片出現磨損，使得制動力不足，最終導致采煤機出現下滑的現象；由于切眼坡度逐漸變大，采煤機上行方向的驅動力無法滿足需要，導致液壓制動配合不理想，從而導致采煤機出現下滑；當變頻器處于不工作的狀態時，因工作人員操作液壓抱閘存在問題，從而導致采煤機出現下滑。

采取措施：對采煤機液壓制動系統進行定期檢查，當發現輕微的制動問題時，必須查明原因，并且更換損壞的元件；當采煤機處于坡度較大煤層且上行困難時，通常可以選用人工擴切眼的形式進行調整；采煤機工作人員應該嚴格按照對應的工作流程開展工作，從而有效防止因失誤導致采煤機下滑問題的出現。

3 結語

將大傾角煤層綜采技術應用到實踐中，能夠有效解決刮板輸送機上竄下滑，液壓支架擠架、傾斜，采煤機下滑等問題，同時可大大降低安全事故發生率，因此，可以對該技術進行大量推廣應用。但目前大傾角煤層綜采技術依然不能完全適應工程需要，因此依舊需要工程人員結合工程實際探索出與之相適應的綜采技術，以更好地優化工程進程以及降低安全事故率。