界沟煤矿“三软”煤层综放开采分析与研究

摘要:“三软”煤层综放开采时,围岩变形量大,生产过程中,设备易出现上窜下滑,端面煤岩易片帮、冒顶现象。针对回采过程中出现的技术难题,从回采巷道布置与支护方式、回采工艺、煤岩活动规律、设备稳定性控制等方面进行分析研究,确保了“三软”煤层综放开采的高效生产。
关键词:“三软”煤层;综放开采;分析研究
1、工作面概况
　　7222工作面为界沟矿井东翼采区72煤第一个回采面。其上方为7221工作面及第四系防水煤柱，其下方为7223设计工作面。左为采区上方保护煤柱，右为井田边界与采区边界界沟断层和界沟断层防水煤柱。煤层厚度3.5m～7.0m,平均厚4.2 m,倾角为4°～20°,平均10°。走向长1174m～1245m，平均1209.5m;倾向长171.8m～180.3m平均176m。7222工作面采面标高-345 m～-415 m之间。工作面地面标高+26.8m；直接顶板为泥岩,厚度4 m～8 m；直接底为泥岩，厚度1.0m。该工作面为单斜构造，163～219°∠4～20°，局部存在褶曲，小断层构造发育。根据三维勘探和上、下顺揭露有13条断层，将不同程度的影响工作面回采。
2、巷道布置及支护方案
　　工作面上顺为回风顺槽，巷道采用锚杆锚索联合支护（矩形断面），顶部锚杆布置六根Ø22×2200mm的全螺纹钢锚杆，加铁托盘，配合12＃长度为4100mm的槽钢梁，槽钢梁上方覆盖一层菱形金属网支护顶板，正常断面锚杆间排距为：700mm×700mm；利用6根Ø17.8mm×6400mm的锚索锚入直接顶，锚索间排距700mm。左帮采用规格Ø22×2200mm的全螺纹刚锚杆配合180×105×8mm的金属托盘支护。上覆3300×180×3mm的钢带加塑钢网支护帮部；当顶板伪顶发育、遇断层时并岩性较差时，采用工字钢棚配合以上支护方式支护巷道。巷道净宽4m；净高3.65m，净断面积14.6m2。
工作面下为运输顺槽，巷道采用锚杆锚索联合支护（矩形断面），顶部锚杆布置六根Ø22×2200mm的全螺纹钢锚杆，加铁托盘，配合12＃长度为4000mm和长度为1200mm两种槽钢梁交替搭接使用，槽钢梁上方覆盖一层菱形金属网支护顶板，正常断面锚杆间排距：700mm×700mm；利用5根Ø17.8mm×6400mm的锚索锚入直接顶，锚索间排距700mm。左帮采用规格Ø22×2200mm的全螺纹钢锚杆配合180×105×8mm的金属托盘支护。上覆3300×180×3mm的钢带加塑钢网支护帮部；当顶板伪顶发育、遇断层时并岩性较差时，采用工字钢棚配合以上支护方式支护巷道。巷道净宽4.6m；净高3.65m，净断面积16.79m2。

1. 回采工艺及工作面设备配套
   　　3.1回采工艺
   　　采用走向长壁后退式采煤法,沿底板回采,全部垮落法处理采空区。
   　　(1)采煤工艺及顺序：工作面采用MG400/980型电牵引采煤机割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤装余煤→SGZ—1000/1050型工作面可弯曲刮板运输机运煤→ZY10000—26/55型液压支架支护顶板。工作面完成割煤、移架、推移运输机、拉转载机、端头回柱放顶（拉移端头支架）为一个循环。当工作面顶板破碎、片帮超过规定时，采区带压擦顶移架或移超前架。

(2)进刀方式。正常情况下,采煤机以适宜速度向上（下）割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，并根据工作面坡度变化及时调整滚筒位置防止丢煤，找平工作面。顶板破碎时,为了控制顶板垮落时严重下滑,增加支架的压力,提高支架的稳定性,进刀方式改为中部斜切进刀,分段下行割煤,上行返空刀(清理浮煤)。
　　(3)移架方式。由于在支架上方顶煤运移速度大,顶煤的变形量大,形成松动膨胀层,给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度,并且,支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎,促使顶煤向松散体发展,极易造成漏顶,所以在移架上采取带压擦顶移架,尽可能保持顶煤的完整性,减少顶煤的过度破碎。移架时,控制顶梁下降量小于200 mm,支架初撑力不得低于24 MPa。
　　(4)放煤工艺。采用一采一放双轮间隔等量放煤,两个放煤工相距5架,第一个人放奇数架,每次放出顶煤的1/2,另一个人放偶数架,每次放出顶煤的1/2,循环两次,放完顶煤。放顶煤时,不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要互相配合,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。当有大块煤卡在放煤口时,则反复动作尾梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将伸缩板伸出,防止矸石混入煤中,严格执行“见矸关窗”的原则。靠近端部的放顶煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。
4回采过程中遇到的难题及解决办法
　　4.1漏顶、片帮处理措施
　　工作面回采前期出现了顶板大面积漏顶、片帮。针对漏顶问题，采取工作面做超前支护，再推进的方案;针对片帮问题,采取注马丽散局部加固,滞后一段时间后短臂注水,加强煤体板结,降低煤尘等。
　　4.2支架稳定性控制措施
　　拉架过程中,出现支架下滑、咬架间隙不均匀,支架支撑力不均匀,后部刮板输送机整体下滑、飘起,前部刮板输送机扎不下去等问题。针对设备下滑问题,采取端头架与下端头煤帮之间用不少于4根单体做戗柱防止支架下滑,戗柱初撑力要保证6 MPa～8MPa;端头架与上部支架之间用链条连接牢固;利用支架安装的防倒、防滑装置或侧护板千斤顶、调底座等在移架过程中进行调整,防止支架下滑。处理咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况时,由班队长统一指挥,禁止架下来往行人,调架时,支柱或千斤顶必须生根合理牢固,供液及移架采取远方操作。支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧伸缩梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。
　　4.3两巷端头支护与替棚措施
  如果因工作面增长原因需要采取端头支护时，支护地段采用单体配合交接顶梁支护；当运输机机头或机尾伸出支架超过0.5m时，必须在其下方架设4.2m长的“π”型钢棚支护顶板，“π”型钢棚必须成对使用，一梁三柱，交替迈步前移，端头支护第一棚与支架间距不大于0.3m。巷道超高时，应在支架上方用木料接实顶板。
　4.4降尘措施
　两巷、皮带机道及其它巷道每隔50m安设一个三通阀门，两巷距工作面30m内安设净化水幕各一组并安装三通防尘喷雾。工作面煤机有完好的内外喷雾，内喷雾压力不小于2MPa；外喷雾压力不小于1.5MPa,煤机出水口装有压力表，工作面回采期间必须配有清水泵，并与煤机实现联动。工作面每架架前有移架喷雾，移架喷雾实现自动化。 
　　　5结 论
　　(1)回采期间,顺槽巷道围岩变形呈现明显的阶段性,与U型钢棚支护相比,采用锚网索支护,巷道底鼓量明显减少,收到了良好的围岩控制效果。
　　(2)工作面采用中部斜切进刀,从下而上带压擦顶移架,严格控制顶梁下降量,降低了端头顶板的破碎,保证了顶煤的完整性,并结合注马丽散、做超前等技术措施,有效地控制端面围岩的稳定性。
　　(3)采用下行割煤、上行返空刀清理浮煤的割煤方式,通过工作面调伪斜布置、增设防倒防滑装置等,提高了工作面设备的稳定性。
　　(5)通过在工作面支架上增设覆压扑尘器,煤层注水,布置双层防护网等安全防护措施,有效地改善了工作面工人作业环境。