坚硬覆岩大倾角综采工作面安全开采保障技术研究

吕兆海，苑振山，王占亭，刘 涛，岳晓军，岳学伟，张戈军

(国家能源集团宁夏煤业有限责任公司，宁夏自治区银川市，750004)

坚硬基本顶大倾角复杂难采煤层开采过程中，刮板输送机“上窜下滑”、煤壁片帮、挤架、飞矸等问题频发，严重制约安全高效开采。国内外诸多学者针对此类问题，开展了较为全面的研究。焦振华等[1]针对坚硬顶板强度高、厚度大、节理裂隙不发育等，造成工作面初采期间顶板不易垮落，大面积悬顶导致应力和能量积聚，提出采用顶板注水、定向水力压裂、深孔预裂爆破等技术，弱化顶板力学性质、破坏顶板整体性，缩短初次来压步距；伍永平等[2-3]根据工作面飞矸具有动态运移特征，提出了飞矸冲击危害控制方法；李东印等[4]研究了大倾角工作面设备的整体稳定与合理的安全防护措施，提出采用“防滚矸弹板+挡矸链+挡矸板”的措施，解决了大块煤矸沿刮板输送机滚落的问题；李冬等[5]针对大倾角坚硬顶板垮落时岩块撞击摩擦产生火花点燃采空区遗煤等问题，提出了深孔预裂爆破、顶板走向钻孔及上隅角埋管的综合抽采预防措施。国内外学者针对大倾角煤层开采过程中存在的问题进行了大量研究，并取得了一定的成效。

基于宁东金家渠煤矿水文地质条件复杂、基岩含水性强、工作面基本顶坚硬不易垮落的特点，笔者在借鉴国内外学者理论及其管控措施基础上，提出坚硬覆岩大倾角工作面安全开采的保障体系[6-8]。

1 概况

金家渠煤矿首采工作面开采3号煤层，煤层平均厚度3.68 m，工作面倾角22°～35°，开采高度3.6 m，走向长度1 960 m，倾斜长度266 m。工作面水文地质条件复杂，正常涌水量315 m3/h，最大涌水量569 m3/h。工作面直接顶厚度2 m，属不稳定顶板，呈块状，局部有滑面，完整性差；基本顶平均厚度30 m，为坚硬粉砂岩，强度较高；底板坚硬，局部夹煤屑及植物化石。工作面内探明存在断层6条，落差均在0.5～2.0 m。110301综采工作面装备配置见表1。

表1 110301工作面装备配置及技术参数

2 工作面开采期间问题诊断

(1)开采煤层受顶板含水层影响，其上覆直罗组粗粒砂岩含水层厚度40.75～175.91 m，平均厚度在95.30 m，回采阶段易发生突水事故。

(2)煤层倾角22°～35°，刮板输送机受自重沿倾斜方向产生下滑力以及承受支架推移、采煤机上行过程中反作用力耦合作用，刮板输送机下滑牵动支架甩头，损坏支架推移装置，造成输送机机头和转载机搭接点错位；采煤机受自重分力影响，制动力矩过大，导致滑靴、行走轮、扭矩轴等设备故障。

(3)支架受法线方向的压力减小，沿切线方向的压力增大，支架稳定性降低，沿工作面倾斜方向易发生倾倒、挤架等。

(4)大倾角工作面由于安全防护设施不到位，易发生大块煤矸滚落，导致人员伤害和设备损坏。

(5)开采煤层为Ⅰ类易自燃煤层，最短自然发火期30 d。工作面坚硬基本顶不易垮落，造成大面积悬顶，工作面推进迟缓，存在自然发火倾向。

(6)大尺度悬空基本顶贮存大量的弹性能，一旦基本顶突然垮落，集聚的弹性能将快速释放，造成设备损坏和人员伤害。工作面开采期间针对诊断出的问题采取的措施如图1所示。

图1 工作面采场状况

3 保障体系构建

3.1 顶板管控体系

3.1.1巷道稳定性管控措施

工作面巷道出口畅通是确保安全开采的前提，为确保巷道顶板完整性，回风巷及运输巷超前液压单体支护范围从20 m加固到30 m，单体支柱初撑力达到5 MPa，每班检查并补液；对巷道超高部位，提前施工板梁进行维护顶板；为保障辅巷排水系统安全可靠，在开采前期对辅巷顶板施工锚索梁做二次补强支护。

3.1.2工作面顶板管控措施

110301工作面于2019年4月22日试生产，初采期间直接顶随采随落，但由于基本顶坚硬、厚度达30 m、节理裂隙不发育等，工作面基本顶悬空范围上部达到26 m、下部达到50 m，采取松动爆破方案进行强制放顶，破坏基本顶完整性、缩短初次来压步距。

(1)工作面顶板载荷及垮落步距推导。基本顶坚硬且厚度较大形成稳定结构，不随直接顶的垮落而垮落，只考虑自身的载荷作用。

q=γh

(1)

式中：q——基本顶岩层自身载荷，kN/m2；

γ——基本顶岩层容重，取24 kN/m3；

h——基本顶岩层厚度，取30 m。

将相关数值代入式(1)计算得出，基本顶岩层自身的载荷为720 kN/m2。

工作面初次来压步距按照两端固定简支梁受均布载荷断裂长度考虑[9-10]，载荷为q，则顶板初次来压步距为：

(2)

式中：σ1——基本顶岩层抗拉强度，取1.44 MPa。

将相关数值代入式(2)计算得到工作面初次来压步距为60 m。

(2)预裂爆破尺度计算。对工作面采空区上覆坚硬基本顶进行预裂爆破，冒落后的岩石充填采空区空间，爆破有效放顶深度H：

(3)

式中：M——采高，取3.8 m；

Kp——顶板石碎胀系数，结合工作面岩性取1.35。

按照设计的炮眼仰角度为45°、60°计算，则炮眼长度L：

(4)

预裂爆破就是采取爆破作业对坚硬顶板结构形成贯通裂隙，预裂爆破钻孔间距取决于爆破裂隙区域直径大小，通过现场试验，确定预裂爆破钻孔间距为6 m，预裂爆破炸药为2号煤矿许用乳化炸药，炮眼具体施工参数见表2。

图2 炮眼布置示意图

针对110301工作面上覆坚硬基本顶进行爆破预裂作业，见表2。

表2 炮眼施工参数

(1)在153号支架切顶线处向采空区方向施工炮孔，眼深10 m，炮眼与回风巷巷道顶板夹角为60°，眼间距为1 000 mm，每眼装药量9 kg，爆破后爆破点成漏斗状，顶板垮落高度为6 m。

(2)在73与74号支架间、62与63号支架间、45与46号支架间分别施工炮孔，炮眼开口在架前500 mm位置，炮眼深度为15 m，炮眼与工作面顶板夹角为45°，装药量分别为12、16、20 kg，其中在73与74号支架间、62与63号支架间施工的炮眼爆破后，顶板垮落高度达到6 m；45与46号支架间施工的炮眼爆破后，顶板未有垮落现象，但爆破后残余炮孔有流水现象。

(3)风巷超前位置向采空区方向施工炮孔，1号炮孔深26 m、直径113 mm、角度30°；2号炮孔深30 m、直径113 mm、角度27°；3号炮孔深29 m、直径113 mm、角度30°，进行风巷基本顶区域强制放顶。

经过多次爆破作业，2019年7月3日19∶40出现50号支架采空区侧基本顶垮落，19∶50出现20～40号支架采空区侧基本顶垮落，二次基本顶垮落均出现轰隆声，持续5～6 s；7月4日05∶20，15～30号支架采空区侧基本顶垮落，出现轰隆声，持续5～6 s。当工作面上部推进26 m、下部推进50 m，工作面中下部区域坚硬基本顶初次垮落，工作面支架工作阻力由25 MPa上升到38 MPa；7月11日，工作面上部推进35.2 m，下部推进60.4 m，工作面支架阻力大面积超限(≥40 MPa)，泄压阀频繁动作，这说明工作面基本顶已大范围的破断垮落，可以判断初次来压过程基本结束。

3.2 排水体系构建

3.2.1导水裂缝带计算

工作面开采后造成上覆岩体结构破坏，从而诱发冒落带和裂缝带范围内岩层裂隙发育形成导水通道[11-12]，延安组2～6号煤层间含水层和直罗组下段含水层为主要充水水源。3号煤层顶底板抗压强度≤20 MPa，岩性以粉砂岩、泥岩、泥质砂岩为主，冒落带、导水裂缝带高度计算公式为：

(5)

式中：Hc——冒落带最大高度，m；

Hf——导水裂缝带最大高度，m；

Hfj——导水裂缝带最大高度经验值，m；

M——累计采厚，m；

n——煤层开采层数。

煤层开采后导致顶板岩层垮落形成冒落带和导水裂缝带，由式(5)可得，3号煤层冒落带最大高度为15.20 m，小于与上覆2号煤层的煤层间距；导水裂缝带最大高度为58.60 m，经验值为79.80 m，3号煤层与2号煤层间距为20.18～40.82 m，平均间距为28.47 m。其导水裂缝带高度要大于其与2号煤层的煤层间距，裂隙延展贯通至上覆含水层。

3.2.2工作面疏放水工程

顶板直罗组砂岩含水层作为工作面主要充水水源，该含水层与3号煤层间距51.87 m，小于导水裂缝带发育高度58.60 m；且该含水层下方岩层为厚度9.14～23.80 m的泥岩、粉砂岩隔水层，该段泥岩为弱胶结岩层。工作面开采前进行了1年的集中疏放水工程，单孔最大涌水量≥50 m3/h的疏放孔有21个，最大单孔涌水量高达170 m3/h。工作面机巷铺设2趟Φ159 mm排水管路，安装2台75 kW潜水泵，排水能力200 m3/h；辅助巷铺设2趟Φ219 mm钢制、1趟Φ273 mm钢制、1趟Φ250 mm塑钢材料的排水管路；甲水仓安装3台280 kW水泵离心泵，乙水仓安装3台280 kW离心泵和2台75 kW潜水泵，丙水仓安装2台240 kW潜水泵，确保工作面辅巷排水能力达到620～1 100 m3/h。

3.3 采场管控体系

3.3.1支架稳定性控制

工作面直接顶随采随落、坚硬基本顶一直悬空未垮落，造成支架接顶不实、支架工作阻力下降导致支架推进困难并出现倾斜倒架现象。采取顶板“挂钢丝绳+经纬网+3 m工字钢”和煤帮注射化学浆液固化煤壁的措施，控制住了采场环境恶化的趋势，并经过2个多月的采场维护和扶架措施，工作面开采条件逐步好转，如图3所示。

图3 工作面顶板+煤壁管控

工作面采场环境灾变是一个动态演化过程，支架倾倒失稳首先出现在78～105号支架段，随后出现在7～20号支架段及50～75号支架段，工作面经历了3个区域的维护和扶架过程。以78～105号支架段扶架为例，工作面开采至2019年5月7日时，上部仅推进12.2 m，下部仅推进25.0 m，工作面78～105号支架段伪顶、直接顶破碎，支架顶梁上方出现空顶，支架工作阻力接近0 MPa，为防止倒架采取以下措施。

(1)78～105号支架段顶梁前方施工4.3 m锚索，加固顶板。

(2)78～105号支架煤壁侧破碎区域施工3 m长注浆孔，注浆固化煤壁。

(3)分别在113、112、111、110、109、108号支架立柱上安装拉架液压千斤+22 t蝴蝶结+Φ100 mm链环，链环另一侧捆绑在被扶倾斜支架(101、97、96、95、93、89号支架)尾梁侧护位置，链长分别为22、26、26、26、28、33 m。拉移支架时，配合侧调液压千斤将支架底座向上顶，用本架侧护+单体支柱将支架顶梁向上靠，移到位后立即将支架升紧。对倾倒严重的支架，用2个和或多个防倒液压千斤扶架，在支架上方用液压千斤拉顶梁，在支架下方用液压千斤拉底座，降架后缓慢给液压千斤送压。SAC电液控制系统反馈支架压力状态如图4所示，支架顶板破碎，失稳区域的工作阻力≤20 MPa，这是支架接顶不实的反馈；红色为工作阻力超限支架，结合SAC电液控制系统，可以判断支架受力状态劣化的区域，进而采取有效措施，防止支架倒架[13]。

图4 SAC电液控制系统

3.3.2刮板输送机稳定性控制

刮板输送机在自身重力、底板间摩擦力及支架推移过程中的推力协同作用下运动，刮板输送机出现下滑，采取在刮板输送机机尾段打戗柱固定，在刮板输送机机头前方煤帮侧打设戗柱时配合倒链进行控制，另外支架在推移过程中尽量弱化出现推移力向下的分力。

3.3.3飞煤飞矸控制

大倾角工作面大块煤矸受重力因素影响，极易沿工作面倾斜方向发生滚落形成“飞矸”，对设备及人员造成伤害。针对飞矸形成位置、运动轨迹特点，确定防治措施。

(1)工作面全断面挂网作业，转载机机尾卸煤点加装20 mm厚防护钢板，防护板下端焊接到转载机下侧，防护板上端使用马蹄环吊挂到端头支架顶梁上。153号支架靠巷道侧吊挂20 mm厚防护钢板，防止拉架时破碎顶板矸石下落。工作面8号支架以下及刮板输送机机头正对卸煤点防护板处吊挂双层钢丝绳护网。8～153号架沿倾向在支架外侧顶梁下挂设挡矸网，工作面11、30、50、70、90、110、130号支架内行人通道各挂设1片挡矸卷帘防护网，防止煤壁片帮或移架时顶板漏矸产生飞块伤人，形成工作面下部“全封闭”防护系统，减弱飞矸的撞击力。

(2)加强工作面采场管理，确保支架护帮板支撑有效，防止煤壁片帮过程中形成大块飞矸。

(3)在初采期间进行调斜，支架反复支撑顶板，造成机尾附近顶板较为破碎，采用长短刀交叉割煤，减少支架对顶板的扰动次数。

(4)机巷超前回风巷30～40 m伪斜开采，减小工作面倾角。

3.4 防灭火控制体系

建立注液氮+灌浆防控和束管监测为主的综合防灭火体系，如图5所示。

图5 束管监测布置

首先核定风量、合理配风，在工作面上下隅角设置风障，减少采空区漏风；其次在工作面、上隅角、回风流、采空区设置束管采样点，对3号煤层自然发火指标性气体进行监测预报；最后定期开展采空区注氮和灌浆工作。

3.4.1注液氮防灭火工艺

注液氮防灭火系统包括1套液氮存贮及气化装置，工艺流程图如6(a)所示。配置4台TK-101A-D型150 m3低温低压真空储罐，2台P-101A/B液氮增压装置，2台E-101A/B液氮气化装置，2台H-101A/B电加热辅热装置，1台TK-102稳压稳流装置，2台E-102A/B储罐增压装置，1台E-103对空防散加热装置。通过加热装置将液氮加热气化形成压力为1.00 MPa的氮气，送入工作面氮气管道系统。流程如下：低温低压真空液氮储罐出液管口连接液氮增压装置，提高液氮的输送压力至1.50 MPa；液氮流经液氮气化装置，通过空气对流进行热交换将-196 ℃液氮加热气化(当环境温度≤-10 ℃时，通过电加热辅热装置气化)，通过管路输送至稳压稳流装置，整个过程为自动联锁运行。稳压稳流装置氮气入口压力为1.20～1.50 MPa，出口为1.00±0.01 MPa，入口装有自力式调节阀，把入口氮气压力稳压在1.00 MPa流入到卧式氮气缓冲储罐中，经计量送入井下氮气总管道。

3.4.2灌浆防灭火工艺

安装1套MDZ-60地面固定式灌浆注胶防灭火装备，工艺流程如图6(b)所示。首先打开供水阀门，开启清水泵，按照配比好的注浆流量和浓度，给制浆机供水；使用装载机把黄土加入定量送料机料箱内，通过带式输送机转运至制浆机；制浆机把水与黄土混合、搅拌成均匀浆液，通过出浆管流入缓浆池，由渣浆泵加压送至井下工作面。

图6 注液氮及黄泥灌浆工艺

3.5 智能监测监控体系

大倾角综采工作面控制系统以千兆光纤环网为数据传送支撑，通过采用LM-SAC1.0(支架电液控系统)、LASC高精度的三维惯导定位系统、SAV视频监测系统等装备，实现采煤机记忆割煤、支架自动跟机移架、直线度检测与矫直管理，以及胶带、泵站、采煤机和刮板输送机、破碎机和转载机“三机”的联动及远程集控、故障自动诊断、动态运行参数自动协调、修复，实现设备分机自动控制及设备集成控制。工作面安装13组云台摄像仪，具有180°内摆动广角，可在地面调度指挥中心远程监控采煤机、刮板输送机、液压支架的实时运行状态。工作面“三机”成套控制系统可以实现数据自动采集，可在监控中心实施监测“三机”的运行参数。自动化开采条件下，每班生产能力将达到8刀、月生产能力20万t。同时，工作面支架工由8人手动作业变为4人巡检干预操作，工作面人工工效由原来的每工90 t提升至目前的120 t，生产效率提高30%以上，工人劳动强度降低25%以上。

4 保障体系构建后的思考

(1)110301工作面自2019年4月22日中班试生产，由于30 m厚的中粒砂岩基本顶极为坚硬，随着工作面推进，采空区基本顶始终处于大面积悬顶状态；开切眼采用锚索梁支护，增加了基本顶的承载强度；加之工作面上覆炭质泥岩伪顶、粉砂岩直接顶较为破碎，致使支架接顶不实发生倾倒；截至2019年7月5日，工作面仍在采取挂“经纬网+钢丝绳+ π型钢梁”维护顶板和注化学浆液固化煤壁的措施，给工作面的初采初放工作造成不利影响。

(2)通过构建大倾角工作面安全开采保障体系，有效地解决了水文地质复杂条件下开采过程中遇到的难题，消除了水害威胁，有效控制了采场围岩环境，降低了片帮、冒顶的发生频率，有效预防了大块煤矸伤人，提高了工作面开采的安全系数。

(3)超前预裂坚硬顶板岩层。后序工作面初采期间，针对坚硬基本顶采取超前水力压裂、爆破致裂等措施，促使坚硬顶板在采动效应下及时垮落。积极引进水力压裂技术，在工作面采煤设备安装之前，对后侧顶板实施水力压裂，将坚硬岩层通过压裂形成新生裂隙，降低岩层强度，破坏其完整性和稳定性；待工作面回采后分层逐步垮落，充填采空区，对上覆岩层形成有效支撑，避免初采期间形成大面积悬顶。

(4)超前疏放富含水层。工作面初采期间未出现大面积突水溃水灾害，这得益于超前构建疏放水保障体系，在后续工作面开采前，要提前施工泄水巷对工作面覆含水层水体进行大规模疏放。工作面开采后要对离层水形成条件进行分析，形成具备离层水体条件的工作面，要及时开展离层水疏放工程。

(5)随着工作面开采，大坡度工作面电气设备列车每隔300 m就要进行一次移设，在拉移过程中，存在设备掉道倾倒、断绳跑车等安全风险，积极研究推广远距离供液技术，采用1 000 kW以上超大流量泵站的智能供液/配液系统及大于2 000 m以上的进回液管路系统，解决复杂巷道环境下拉移设备列车的安全风险。