综合机械化放顶煤开采技术应用

马 飞，段向丰

（山西晋煤集团 阳城晋圣固隆煤业有限公司，山西 阳城 048100）

1 概述

高产高效及安全问题是煤炭企业面临的主要问题，尤其是厚煤层的开采问题更为突出。以往对于厚煤层的开采多是通过分层方式完成，把煤层结构分割成不同的中厚煤层，然后由上至下或是由下至上完成开采作业。对厚煤层进行开采的过程中，采用此种方法所需成本较高，开采效率相对低，开采作业的周期较长，巷道工程量也会随之增加，易发生煤自燃等灾害。随着科学技术的不断发展，在对厚煤层开采过程中，逐渐应用了放顶煤开采工艺，对厚煤层一次采全高，有效减少巷道作业施工量，提升厚煤层开采效率，降低开采设备资金投入，提升煤炭企业经济效益。

2 工作面概况

Ⅲ1304工作面位于Ⅲ一盘区轨道进风巷Ⅱ段218.7～387.3 m段巷道北侧，其东、西两侧分别为Ⅲ1303工作面 （未掘进）和Ⅲ1305工作面 （未掘进），北邻矿界，南邻Ⅲ一盘区轨道进风巷Ⅱ段巷道。停采线位置为于陡底沟北侧保护煤柱线。工作面标高范围为+713.8 m～+664.6 m，所采煤层为3#煤。Ⅲ1304工作面的走向长度值为980 m，倾向长度值为150 m，所开采煤层的倾角值是3°～8°，煤层的平均倾角值是4°，煤层变异系数为4.38%，可采指数为1.0。结构简单，煤层存在节理发育，也存在层理发育，煤层普氏硬度（f）在0.4～1.32之间，煤层视密度为1.4，煤层厚度为4.13 m，煤层基本顶以砂质泥岩为主，平均厚度19.84 m，普氏硬度系数为3.5，砂纸泥岩，黑灰色、中层状。煤层的直接顶结构是粉状砂岩和砂纸泥岩，岩层的厚度值在4 m左右，普氏硬度系数为3.7，黑灰色，致密，具粉砂质结构。有少量裂隙，含植物化石。直接底为砂质泥岩，平均厚度3.6 m，普氏硬度系数为2.8，深灰-灰黑色，致密、均一、含植物化石。基本底为细粒砂岩为主，平均厚度6.5 m，普氏硬度系数为5.8，深灰色，夹大量泥质包体。

3 综采放顶煤采煤方法

3.1 工作面布置方式

Ⅲ1304胶带进风顺槽位于Ⅲ一盘区轨道进风巷Ⅱ段的219 m位置北侧方向，设计有供电和水、进风、运煤巷道；Ⅲ1304轨道回风顺槽位于Ⅲ一盘区专用回风巷Ⅱ段317.8 m处北侧，为轨道运输及回风巷道；Ⅲ1304切眼属于回采巷道。三巷沿3#煤层底板留顶煤掘进，工作面巷道断面特征见表1。

表1 巷道技术特征

3.2 采煤工艺

（1） 割煤

Ⅲ1304工作面所采用的采煤机械型号为MG250/600-WD型，该种采煤机械的滚筒设计为双滚筒结构，滚筒的截深值为0.6 m，采煤机的采高值为2.5 m，采煤过程中采取双向割煤作业方法，也就是将采煤机来回运行设计为两个循环。采煤机进刀过程中使用的斜切割进刀方式。其中机头位置的进刀方式如下：

a、机组割透机头端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6 m，顺次拉架，推移前部溜。

b、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。

c、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。

d、推移前部溜机头，依次拉排头架，拉后部溜机头，拉转载机，至此，在进刀工序完成以后正常进行割煤作业。

机尾位置的进刀方式如下：

a、机组割透机尾端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6 m，顺次拉架，推移前部溜。

b、推移前部溜机尾，依次拉排尾架，拉后部溜机尾。

c、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次拉架。

d、对于前部的溜机尾采用推移方式，依次完成机尾架的拉排作业，对于后部的溜机尾采用拉移方式，至此进刀完毕之后，正常割煤。

机组进刀总长度不小于30 m。

（2） 拉架

本工作面使用ZF6000-17/33中间架92架，排头、尾架6架ZPG7200/18.5/33.5型支架。割煤后，距离机组的上滚筒结构大约4架左右开始拉架作业，具体操作采用手动操作，要求要快速的完成作业，拉架的步距值设定为0.6 m。若是出现顶板破碎问题，则应当采取割一架拉一架的方式，禁止发生空顶割煤作业问题。在进行拉架作业时，支架的下方位置或者支架之间严禁站人。拉架困难或采高较低处，可采取加柱拉架方式进行。

在支架拉移作业完成以后，要确保支架成一条直线，而且位置偏差应当控制在50 mm范围之内，不同支架之间的距离也要均匀，距离偏差应当控制在100 mm之内。支架的顶梁结构和巷道顶板结构应当平行，最大的仰角不应超过7°，要确保支架的外斜度控制在5°之内，不同相邻支架之间不可以出现较为明显的错差，确保支架不挤不咬，支架的间隙控制在200 mm之内。若是之间的间隙值超过了200 mm，则应当将侧护板支出。若是情况必要应当在支架之间的较宽位置架设板梁结构，而且需要在板梁结构之下设置2根单体柱结构，打好的单体柱用铁丝拴紧，铁丝一端拴于单体柱手把，另一端拴于支架上合适位置。

（3） 推前溜

滞后机组5～10架即可推前溜，在进行追机推溜过程中应当依次进行，步距设置为0.6 m。在溜子推出以后，应当确保溜子在同一直线之上。要是推溜存在较大的困难，则不可以强行进行推溜作业，要了解具体的原因。要是溜子存在不直的问题，则要求机组司机要进行冲刀操作，之后才能够进行推溜作业。若是出现溜子窜前窜后问题，必须磨三角。若顶板条件允许，可采用摘框架顶溜靠架的方法处理。推溜时，不可以发生急转弯，这样能够有效的避免错槽问题、齿条扛坏或别坏行走箱等事故。

（4） 放顶煤

在完成拉架之后，便能够开展放顶煤作业。在进行放顶煤作业之前应当首先将后部溜子调整好，确保后部溜子所属状态对放煤作业更为有利，严禁顶煤未放尽就把后溜拉到支架尾梁下方或提前打出尾梁插板。为防止因拉架落煤而导致后溜电机散热困难，直接造成烧坏电机事故，规定机头、尾各3架不放顶煤。因此在回采前，必须在机头、尾各3架上方铺金属网。

具体的放煤工艺为：利用单轮进行间隔放煤作业，同时两个作业人员操作，两个作业人员的操作距离要超过5个支架距离，按照顺序完成放煤作业，确保每架放煤都应当均匀进行，若是放煤作业过程中出现矸石，则应当即刻将尾梁升出，并且要打出插板，然后停止放煤作业。在放煤作业时要应用架间后溜放煤喷雾，从而确保放煤作业过程中粉尘的浓度值能够得以有效控制。

末采放顶煤：工作面推至距停采线15 m时停止放顶煤。

（5） 清煤

在开展清煤作业时，要保证滞后于推溜10架左右的距离，距离采煤机械的距离值应当超过15 m，要求清煤作业人员应当面向刮板输送设备的机尾位置，并且随时的关注溜子以及煤帮的情况，避免出现安全事故。

清煤质量标准：清煤工要将工作面浮煤、碳块清到溜子里，严禁清到采空区，矸清入老塘，清煤后2 m2范围内浮煤厚度不超过30 mm。

（6） 拉后溜

拉后溜必须滞后放顶煤5架左右进行。若是后溜由于断链出现滞后问题，而被甩至老塘情况下，应及时停止割煤，将后溜与支架底座间的煤清净，联好后溜，然后把后溜拉到支架尾梁下方，才允许割煤、拉架，拉后溜步距为0.6 m。

4 支护设计

4.1 工作面矿压参数

按照固隆煤矿以及与之相邻的四候煤矿同煤层矿压观测数据，预测出Ⅲ1304工作面的矿压参数，如表2所示。

表2 同煤层矿压观测选择及本工作面矿压参数预计

4.2 支护强度计算

根据初步设计采用经验估算法对支架工作阻力进行计算，公式如下：

式中：P为支架支护强度，MPa；M为回采工作面采高，取2.5 m；γ为顶板岩石的容重，取2.70 t/m3。

P=（6～8）×2.5×2.7×9.8/1000=0.40～0.53 （MPa）

即所选液压支架支护强度应不低于0.53 MPa。

4.3 支护强度确定

综采工作面选取的液压支架额定工作阻力应符合以下条件。

式中：F为液压支架的额定工作阻力，kN；P为工作面的合理支护强度，MPa；S为液压支架的支护面积（最大控顶距×支架宽度），m2。

（1） ZFG7200/18.5/33.5型过渡支架

S=最大控顶距×支架宽度=5.24 m×1.6 m=8.384 m2

F1为ZFG7200/18.5/33.5型支架工作阻力，取7200 kN。

则：F=0.53×8.384×103=4443.52 kNF=44443.52 kN＜F1=7200 kN

因此，本工作面选用ZFG7200/18.5/33.5型过渡支架满足使用要求。

（2） ZF6000/17/33型中间支架

S=最大控顶距×支架宽度=5.54 m×1.59 m=8.8086 m2

F1为ZF6000/17/33型支架工作阻力，取6000 kN。

则：F=0.53×8.8086×103=4668.6 kN

因此本工作面选用ZF6000/17/33型中间支架满足使用要求。

5 主要技术经济指标

Ⅲ1304工作面主要技术经济指标见表3。

表3 工作面主要技术经济指标

6 结语

放煤前，必须首先调整工作面的后部溜子，使后部溜处于有利于放顶煤的位置。放顶煤时，要适当控制放煤量，防止压溜。如放煤时，大块煤炭堵塞放煤口，要反复升降支架尾梁和插板处理。当见矸石无煤时，立即关闭窗口，并把尾梁升起后，插板打出。若发现支架尾梁或插板插入后溜时，必须立即停机处理。如顶煤坚硬放煤困难时，应反复升降支架尾梁。放煤工作正常时，支架尾梁的升降高度以保证支架能掩护住后部溜为准，且放煤口插板距后部溜高度不小于500 mm。