采空区下特厚煤层综放开采技术实践

尚雁文，于洋

（1.同煤国电同忻煤矿有限公司，山西大同 037001；2.同煤集团忻州窑矿，山西大同 037021）

采空区下特厚煤层综放开采技术实践

尚雁文1，于洋2

（1.同煤国电同忻煤矿有限公司，山西大同 037001；2.同煤集团忻州窑矿，山西大同 037021）

通过对同忻矿石炭系3-5号层8107综放工作面地质条件的分析，确定了合理的开采工艺，解决了采空区积水防治、上覆采空区CO气体下泄、防灭火等问题，使工作面回收率达94%，实现了高产高效。

特厚煤层；综放开采；采空区积水；CO气体下泄；防灭火

同忻矿现开采石炭系3号-5号煤层，该煤层位于侏罗系煤层之下，为一特厚煤层，采用综采放顶煤开采。3号-5号煤层属易自燃煤层，自然发火期3～6个月。上覆侏罗系煤层群存在多层采空区，采空区积水、瓦斯、煤炭自燃等灾害，增加了石炭系煤层防治水、火、瓦斯的难度。

1 工作面情况

1.1 地质概况

同忻矿石炭系3号-5号煤层8107工作面平均走向长度1 709 m，倾向长度200 m，煤层厚度12.79～19.55 m，平均厚度15.32 m。煤层中以半亮型煤为主，半暗型煤次之，弱玻璃到玻璃光泽，块状，参差状或阶梯状断口，内生裂隙发育，夹有镜煤条和薄层暗煤，较破碎，易塌落，为复杂结构，煤层含夹石6层左右。工作面基本顶为粉、细砂岩、中砂岩、含砾粗砂岩，直接顶为粗砂岩，直接底为炭质泥岩。

1.2 巷道布置

8107工作面为一进二回三巷布置，其中2107巷、5107巷沿3号-5号煤层底板布置，8107顶抽巷沿3号-5号煤层顶板稳定岩层布置。三条巷道均为矩形断面，使用锚、网、索联合支护。2107巷为运输、进风巷，巷道净宽5 300 mm，净高3 600 mm；5107巷为运料、回风巷，巷道净宽5 300 mm，净高3 700 mm；8107顶抽巷净宽3 600 mm,净高2 700 mm，与5107巷内错20 m布置，为工作面专用抽瓦斯巷。8107工作面巷道布置示意图，见图1。

2 开采工艺

根据3号-5号煤层赋存条件、顶板岩性及顶煤冒放性等因素，工作面采用走向长壁后退式低位放顶煤开采工艺。经计算，液压支架选用ZF15000/ 27.5/42型中支架，ZF13000/27.5/42型过渡架、中支架支架支撑高度为2.75～4.2m，工作阻力15 000 kN，支护强度1.46 MPa。与中部支架相适应，选择ZFG13000/27.5/42H型低位放顶煤过渡支架和ZTZ20000/30/42型端头支架。采煤机选用Eickhoff SL-500型，最大采高5.24 m，截深800 mm，功率1 715 kW，产煤能力2 700 t/h；前、后刮板输送机选用JTAFC1050型，功率均为2x1 050 kW，前刮板输送机运煤能力2 500 t/h，中部槽宽1 000 mm，后刮板输送机运煤能力3 000 t/h，中部槽宽1 250 mm；转载机选用JBSL600型，功率600 kW，运煤能力3 500 t/h；破碎机选用JCRSH400型，功率400 kW，破碎能力4 250 t/h；皮带机选用DSJ1400/3x500型，功率3x500 kW，运煤能力3 500 t/h；乳化液泵选用BRW400/31.5型，功率250 kW，公称压力31.5 MPa。

放煤步距,放顶煤方式采用一刀一放多轮顺序放煤，循环进度、放煤步距均为0.8 m。

采放比,工作面采用一次采全高放顶煤开采，机采高度为3.9 m，放煤厚度为11.42 m，采放比1∶2.9。

放顶煤方法,采用多轮顺序放煤。采煤机割完煤移过支架后，滞后移支架5～8架开始放煤，第一个人从2号支架开始，按照2号、3号、4号……顺序放第一层煤（每层放2 m左右厚），第二个人与第一个人相距5个支架同样按照2号、3号、4号……顺序放第二层煤（每层放2 m左右厚），第3人和第4人到第5人也按照前两人的方法顺序放煤，之后再折返进行放煤，重复多次，直到把顶煤放完，见矸关窗。多轮顺序放煤方法适用于煤层厚度大于10 m的工作面，可保证煤流均匀，减少运输系统过载而停机，开机率高；各层顶煤有时间间隔，上部顶煤有充分的受压破碎时间，易自然垮落，放煤效果好，回收率高；分层顺序放煤，可避免或大大地减少顶板矸石混入煤流[1]，提高煤质，避免了大块矸石堵塞运输系统而造成机电事故。

3 上覆侏罗系采空区对石炭系3号-5号煤层开采的影响

为掌握3号-5号煤层开采后顶板运移规律，同忻矿在8100工作面采空区对应地面施工电视钻孔，对采空区三带进行观测。地面电视观测钻孔距离2100运输顺槽32 m，该处煤层厚度约为13 m。通过观测，分析得出垮落带上部边界距煤层顶板65 m，裂隙带顶部距离煤层顶板105 m，高度约40 m。根据分析，石炭系3号-5号煤层开采后垮落带高度105 m左右，与侏罗系之间可以通过裂隙带沟通，双系之间有坚硬厚的岩层，可以形成稳定的平衡拱。石炭系3号-5号煤层开采后，上覆侏罗系采空区积水、CO等有害气体会向石炭系3号-5号煤层运移。3号-5号煤层顶板远移示意图，见图2。因此在3号-5号煤层开采前，必须探明上覆侏罗系采空区积水、煤层自燃情况，以采取有效防范措施。

4 采空区积水防治措施

8107工作面上覆为煤峪口矿侏罗系9号、11号、14号煤层采空区，地表水、砂岩裂隙水、构造裂隙水、火区灌浆水、开采中的喷雾洒水等原因，使得在采空区地势低洼区可能有积水赋存[2]，且因矿坑不再进行排水，使得采空区内的积水范围和积水量不断扩大，对3号-5号煤层的开采带来很大隐患。

为防治上覆采空区水患，在8107工作面开采前，先利用地面瞬变电磁法对全工作面范围进行物探，通过物探勘查，在查明8107工作面上覆为侏罗系采空区积水范围和积水量的基础上，合理布置探放水钻孔位置，通过探放水钻孔将采空区积水排出地表。

瞬变电磁探测使用的仪器是加拿大凤凰公司生产的V8多功能电法仪，接收机两套，接收线框6个。图3为三层采空区中层位最低的14号煤层TEM等视电阻率平面图，其阻值变化较大，电阻率值介于100 Ω·m～700 Ω·m之间，高阻区域（粉色、红色）多为采空区；低阻区域（蓝色）多为采空塌陷裂隙富含矿物质水，测区平面未见明显的低阻采空区积水异常。上部9号、11号煤层测区平面也未见明显的低阻采空区积水异常。

通过物探成果分析，推断9号、11号、14号煤层已被大范围采空，且各层采空区内无明显的积水异常区，须在采空区低洼处施工钻探放水孔进一步验证。在2107巷对应地面施工探放水孔2个，井下分别位于从辅运巷口往里410 m及1 670 m处，确定该区无积水现象。5107巷对应地面施工探放水孔1个，井下位于从辅运巷口往里约1 030 m处，该采空区无积水现象。通过钻探，验证了8107工作面上覆侏罗系采空区无积水。

5 防治上覆采空区CO下泄措施

根据对工作面采空区裂隙带高度分析，工作面放煤后与上覆采空区塌通，形成漏风通道，同时由于工作面采用抽放方法进行瓦斯治理，导致上覆采空区CO等有害气体下泄，严重威胁工作面正常开采。为有效治理上覆采空区CO下泄，故8107工作面采用均压通风系统。采用调节风窗与调节风机联合均压方式，8107工作面均压通风系统示意图，见图4。通过调节风窗和调压风机联合工作，能够有效提高综放工作面风压，使综放面风压与上覆采空区气体压力相平衡，从而达到防止上覆采空区CO下泄的目的。具体实施步骤如下：a.首先在进风巷侧实施专用均压专用措施巷，用于放置风机及铁质风筒，并在巷内施工一道密闭墙，墙体上砌筑三趟铁风筒和一个调节风窗，将三组风机与风筒安装好；b.在进风斜巷和回风绕道内各施工三道均压风门，风门间距能满足现场要求，均压风门间设置闭锁报警装置；c.在回风巷施工三道均压调节，间距能满足现场要求，并设置闭锁报警装置；d.待以上工作完成后，开启局部通风机，利用回风巷均压调节风窗调整回风巷风压和风量，从而达到均压、调风的目的。

8107工作面当2107巷推进127.6 m，5107巷推进129.1 m时，工作面采空区与上覆采空区导通，造成8107工作面CO气体浓度超限，上隅角CO气体浓度最大达106x10-6。监测到CO浓度超限后，及时开启了均压通风系统，经过2个多小时的均压通风，工作面气体便恢复正常，上隅角CO浓度稳定在6x10-6以下，风量为2 100 m3/min，进风压差785 Pa，回风压差863 Pa，保证了通风系统的稳定。

6 防灭火措施

因放顶煤工作面煤层厚度大，采空区遗煤多，巷道断面大，8107工作面配风量较大，为2 319 m3/min，故遗留在采空区的浮煤极易氧化自燃，必须采取综合防灭火措施防止煤炭自燃。

6.1 采空区注氮

当氮气注入采空区后，在不改变采空区内部气体压力场分布的情况下，氮气的充入降低了采空区内部氧气的浓度，从而达到惰化采空区并抑制采空区自然发火的目的[3]。

8107工作面采用预埋双管注氮工艺。具体方法是：在8107工作面的进风侧沿进风顺槽埋设1趟注氮管路。当埋入采空区20 m后开始注氮，同时又埋入第二趟注氮管路。当第二趟注氮的管口埋入采空区20 m时向采空区注氮，同时埋设第3趟注氮管路，当第一趟管路埋入采空区60 m时停止注氮。如此循环，直至工作面采完为止。注氮管口的错距定为20 m。

6.2 减少采空区漏风量防灭火

a.减少工作面供风量和压差防止自然发火。在满足瓦斯排放的最小风量的条件下，确定了工作面最佳风量。

b.堵漏防灭火。在漏风压差固定的条件下，采空区的漏风量与其渗透系数成正比。在工作面进回风侧进行封堵，减少工作面漏风通道，增大工作面气密性，进而减小工作面采空区松散煤岩的渗透系数。在进、回风侧沿工作面推进方向上错位布设粉煤灰墙，墙体的具体尺寸视采空区垮落程度；在具体布设时，进风侧在距离工作面煤壁3～5 m的采空区布设粉煤灰墙，其后每隔一天布设一道墙，根据工作面每天推进度而言，具体距离为8～12 m；回风侧和进风侧每两天交替各布设一堵粉煤灰墙。

6.3 加快工作面推进速度防灭火

推进速度加快，使得遗煤在氧化升温带的时间缩短，采空区遗煤还没有充分氧化就进入了窒息区，氧气浓度下降，氧化强度逐渐减弱直至停止。

采用束管对工作面温度、CH4浓度和CO浓度的进行了连续监测，进而得到采取该综合防灭火措施的实施效果。

7 开采效果

7.1 取得的效果

8107工作面开采历时8.2个月，共计推进1 424 m，平均日推进5.8 m，日循环数0.73个。基本顶初次来压步距107.5 m，周期来压66次，周期来压步距平均19.9 m。工作面共生产原煤875.8万t，月均产煤106.8万t，回收率达94%。

7.2 存在的问题

a.顶煤完整性较差，顶板较酥软，液压支架初撑力有时不能达到要求，当采空区大面积垮落时，易将支架摧前，导致前伸梁千斤、护帮千斤、支架后摆梁千斤损坏。

b.工作面来压前后，煤壁片帮大，机道顶煤局部破碎，易出现支架前顶煤冒落现象。须超前移架，及时将支架升紧、升平。

c.因开采强度大，临空巷压力大，巷道底鼓、帮鼓及顶板下沉严重，超前支护范围内巷道变形严重。

8 结束语

通过8107放顶煤工作面开采实践，逐步解决了工作面上覆采空区积水防治、CO等有害气体下泄防治、防灭火等技术难题，初步掌握了采空区下特厚煤层一次采全高放顶煤开采技术，为同类条件工作面开采提供了可借鉴经验。

[1]孟宪臣，王永祥.煤矿开采方法[M].徐州：中国矿业大学出版社，2007.

[2]王培盛，阎志义，聂秀英.大同矿区采空区积水的预测与防治[J].煤矿安全，2003，34（7）：26-28.

[3]孟凡龙.大同塔山矿石炭系特厚煤层综采放顶煤工作面防火技术实践[J].煤矿安全，2008，39（7）：44-47.

Fully-mechanized Mining in Ultra-thick Seam under Goaf

SHANG Yanwen1，YU Yang2
(1.Tongxin Mine,Datong Coal Mine Group,Datong 037001,China; 2.Xinzhouyao Mine,Datong Coal Mine Group,Datong 037021,China)

The analysis on the geological condition of 8107 fully-mechanized mining face among No. 3-No.5 carboniferous seam determined the rational mining technology to solve problems,including:water control in goaf,CO discharge in overlying goaf,and fire control,which increased the recovery rate to 94% and realized efficient production in Tongxin Mine.

ultra-thick seam;fully-mechanized mining;goaf water;CO discharge;fire control and prevention

TD823.8

A

1672-5050（2015）02-0024-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.02.009

（编辑：刘新光）

2015-01-21

尚雁文(1973-)，男，山西大同人，大学本科，工程师，从事煤矿开采技术工作。