李子豪

(神華烏海能源利民煤焦有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市，016064)

近幾年，國內(nèi)5.0～7.2m厚煤層多采用大采高開采，取得了良好的經(jīng)濟(jì)與社會(huì)效益。特別是神華集團(tuán)在大采高開采方面走在了行業(yè)前列，建立了大采高綜采技術(shù)管理體系，積極引領(lǐng)綜采設(shè)備國產(chǎn)化改造和替代工作，促進(jìn)了我國高端綜采裝備完全依賴進(jìn)口局面的改變。神華烏海能源有限公司利民煤焦公司位于內(nèi)蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市鄂托克旗境內(nèi)，行政區(qū)劃隸屬鄂托克旗棋盤井鎮(zhèn)，于2005年8月由神華集團(tuán)收購私人企業(yè)整合建立，現(xiàn)已發(fā)展為一家集煤、焦、化、電為一體的循環(huán)經(jīng)濟(jì)型企業(yè)，所屬礦井16＃煤層首采工作面采用一次采全高大采高綜采工藝，為本地區(qū)類似煤層首個(gè)大采高工作面，設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力300萬t／a，該工作面試驗(yàn)成功可對(duì)烏海能源公司和地區(qū)厚煤層安全高效開采提供良好的示范作用。

1 概況

井田范圍內(nèi)主要含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組(C2t)和二疊系下統(tǒng)山西組 (P1s)。含煤地層總厚度84～178m，平均厚度126m，含煤7～16層，一般6～8層，煤層總厚度平均為17.9m，含煤系數(shù)為14.31%。16＃煤層位于石炭系上統(tǒng)太原組上部，煤層厚度2.11～11.60m，平均6.04m，煤層厚度變異系數(shù)為26%，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，一般含3～4層夾矸，為全區(qū)可采的較穩(wěn)定煤層。煤層單向抗壓強(qiáng)度平均為8.65MPa，硬度較小。煤層傾角3°～12°。直接頂為砂質(zhì)泥巖，一般厚度0.65m，老頂為粗粒砂巖或細(xì)粒砂巖，以半堅(jiān)硬巖石為主，頂板巖石的穩(wěn)固性中等～較好。

首采1603工作面埋深274～307m，位于Ⅰ010903和Ⅰ010904工作面采空區(qū)下部，層間距60m以上。工作面采用走向長壁一次采全高后退式開采工藝，全部跨落法管理頂板。工作面兩巷均沿煤層頂板掘進(jìn)，運(yùn)輸巷用于運(yùn)煤兼進(jìn)風(fēng)，巷道斷面矩形，尺寸為5.6m×4m (寬×高)，回風(fēng)巷用于運(yùn)料兼回風(fēng)，巷道斷面為矩形，尺寸為4.5m×3.5m (寬×高)。工作面傾向長度245m，走向長度1085m。工作面采高設(shè)計(jì)為6.0m，循環(huán)進(jìn)尺800mm，端部斜切進(jìn)刀，單向割煤。

工作面主要設(shè)備均選用國產(chǎn)高可靠性、大功率設(shè)備，保證工作面設(shè)備開機(jī)率、有利于配件的采購和管理。表1為首采工作面主要設(shè)備選型結(jié)果。

表1 工作面主要設(shè)備選型

2 切眼支護(hù)

1603工作面切眼中間段設(shè)計(jì)斷面寬度9m、高度4m；切眼上下開口段各5m，設(shè)計(jì)斷面寬度10m、高度4m。切眼采用分次截割、二次成巷的方式施工，先以斷面尺寸5m×4m (寬×高)向前掘進(jìn)，貫通后再進(jìn)行擴(kuò)幫后成巷。為了保證巷道支護(hù)的可靠性，有效控制切眼圍巖，根據(jù)煤層頂板巖性、賦存和穩(wěn)定情況對(duì)切眼支護(hù)進(jìn)行了合理設(shè)計(jì)，并進(jìn)行了支護(hù)效果數(shù)值模擬和分析，成巷后對(duì)圍巖變形進(jìn)行觀測和優(yōu)化。

2.1 支護(hù)參數(shù)

頂板支護(hù)采用錨桿、錨索支護(hù)，選用W型鋼帶配合鋼筋網(wǎng)護(hù)頂。頂錨桿選用?20mm×2400mm高強(qiáng)度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，配套使用半球形墊圈和快速安裝的高強(qiáng)螺帽。錨索采用?17.8mm鋼絞線，切眼中間段支護(hù)選用長度為6300mm錨索，切眼上下開口段各5m及切眼與上下兩巷交叉點(diǎn)因控頂面積較大選用長度為9300 mm錨索，設(shè)計(jì)錨固力不小于15t、預(yù)緊力不小于100kN。

兩幫支護(hù)采用?16mm×1800mm玻璃鋼錨桿配合木托盤、塑鋼網(wǎng)和高強(qiáng)螺帽支護(hù)，間排距1050mm×900mm。切眼頂板支護(hù)參數(shù)見表2。

2.2 支護(hù)效果數(shù)值模擬

建立數(shù)值模型，對(duì)設(shè)計(jì)支護(hù)狀態(tài)下切眼圍巖位移、破壞狀況、應(yīng)力分布、支護(hù)范圍情況進(jìn)行模擬分析。模擬結(jié)果顯示巷道圍巖在設(shè)計(jì)支護(hù)方案下變形不明顯，兩幫、頂部的拉伸破壞均不明顯，巷道圍巖頂板在3.0m范圍內(nèi)產(chǎn)生了應(yīng)力降低區(qū)，兩幫在1.0m范圍內(nèi)產(chǎn)生了明顯的應(yīng)力降低區(qū)，在巷道四角出現(xiàn)了一定的應(yīng)力集中現(xiàn)象，以剪應(yīng)力為主。在設(shè)計(jì)支護(hù)方案下，圍巖變形量不大，滿足支護(hù)需要。

表2 切眼頂板支護(hù)參數(shù)

2.3 周期來壓相似模擬

以1603工作面為工程背景，進(jìn)行了工作面周期來壓相似模擬。選用1600mm×1200mm×140 mm的平面相似材料試驗(yàn)支架鋪裝模型。依據(jù)相似定律，該試驗(yàn)?zāi)Ｐ蛶缀蜗嗨瞥?shù)150，容重相似常數(shù)為1.61，時(shí)間相似常數(shù)為12.25，應(yīng)力及強(qiáng)度相似常數(shù)為242。根據(jù)試驗(yàn)現(xiàn)象和上覆巖層破壞冒落分析，本次模擬試驗(yàn)老頂共來壓7次，其中老頂初次來壓步距為210mm，對(duì)應(yīng)實(shí)際距離為32m，周期來壓6次，來壓步距分別為70mm、130mm、70mm、120mm、110mm和140mm，平均來壓步距為106.7mm，對(duì)應(yīng)實(shí)際距離為16m。

根據(jù)相似模擬結(jié)果，認(rèn)為1603工作面初次來壓步距小，加之頂板強(qiáng)度一般為中硬以下，不存在堅(jiān)硬頂板，預(yù)測來壓強(qiáng)度適中，最大來壓動(dòng)載系數(shù)1.5左右，推采初期可不采取頂板弱化措施。工作面開采期間，礦壓觀測結(jié)果與相似模擬結(jié)果相符，推采至30m左右時(shí)，工作面中部初次來壓，來壓期間支架安全閥開啟率較低，工作面液壓支架可滿足支護(hù)需要。

2.4 切眼圍巖變形觀測

為了適時(shí)掌握圍巖變化情況，從工作面切眼擴(kuò)刷完成到支架安裝完畢3個(gè)月時(shí)間內(nèi)，對(duì)圍巖破壞情況進(jìn)行了觀察，對(duì)頂板離層量、頂?shù)装逡平俊蓭鸵平?、錨桿受力情況進(jìn)行了監(jiān)測。觀測結(jié)果顯示整個(gè)切眼頂板累計(jì)離層量最大的地點(diǎn)為距離上口150m處，最大值為8mm，錨桿受力變化最大的地點(diǎn)為靠近下口30m處，最大增量為9.8MPa；頂?shù)装搴蛢蓭鸵平慷夹∮?0mm。

觀測結(jié)果分析表明圍巖變形量在允許范圍內(nèi)。按照設(shè)計(jì)的錨桿、錨索支護(hù)方式進(jìn)行切眼圍巖控制是極為有效的。

從下口起30m范圍內(nèi)因受斷層影響頂板較為破碎，其他地段圍巖較為穩(wěn)定。為了確保對(duì)圍巖的有效控制，對(duì)下口起30m范圍內(nèi)采取了單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)。

3 支架安裝

受礦井輔助運(yùn)輸系統(tǒng)限制，支架無法整體下井安裝，設(shè)計(jì)采用支架解體下井安裝方案。根據(jù)運(yùn)輸條件，將支架拆解為底座、立柱、頂梁、掩護(hù)梁等分裝4輛車，按裝車順序下井。在工作面回風(fēng)巷近切眼附近設(shè)置支架組裝平臺(tái)，利用支架組裝平臺(tái)對(duì)支架組裝，并裝至支架運(yùn)輸車上，用絞車將支架拖至切眼安裝位置。

1603工作面采用縱向運(yùn)輸方案，即支架縱向運(yùn)輸，直接以安裝角度進(jìn)行運(yùn)輸，至安裝位置由起吊裝置對(duì)支架進(jìn)行卸車。這種運(yùn)輸方式支架無需旋轉(zhuǎn)調(diào)向，可以減小切眼寬度，也節(jié)省了安裝時(shí)間，但要求切眼內(nèi)頂板支護(hù)質(zhì)量高，安裝耗時(shí)短，一般要求支架安裝耗時(shí)不應(yīng)超過1.5個(gè)月，安裝期間應(yīng)密切關(guān)注頂板圍巖情況和下沉量變化，一旦下沉量超過設(shè)定值應(yīng)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)或改換安裝方式。

在1603工作面安裝期間，盡管運(yùn)輸路線長，運(yùn)輸量較大，但經(jīng)過合理優(yōu)化安裝工藝、有序組織安裝工作，按時(shí)完成了安裝任務(wù)。

4 片幫冒頂防治

大采高工作面煤壁片幫和端面冒頂是兩個(gè)相互影響的過程，煤壁發(fā)生片幫，使支架與煤壁間的無支護(hù)空間加大，從而誘發(fā)端面冒頂，而端面冒頂也增加了煤壁無水平約束高度，反過來又加劇了煤壁片幫，造成惡性循環(huán)。

工作面推進(jìn)至30m時(shí)，由于頂板局部破碎，加之工作面初次來壓，工作面中部發(fā)生較嚴(yán)重的片幫冒頂現(xiàn)象，片幫最大深度超過0.5m，42?！?7＃支架處約3m高度的頂板冒落，造成工作面停產(chǎn)處理。

造成工作面片幫冒頂主要原因:本工作面為首采工作面，初采來壓強(qiáng)度相對(duì)較大，工作面初采期間未對(duì)頂板進(jìn)行爆破切頂處理，推進(jìn)至30m時(shí)頂板壓力升高，工作面初次來壓，直接頂大面積斷裂；發(fā)生冒頂區(qū)域支架初撐力水平不合格，不能對(duì)頂板有效支護(hù)；未能超前拉移支架，及時(shí)支護(hù)頂板，造成頂板活動(dòng)空間加大。

現(xiàn)場采取以下防治片幫、冒頂措施:

(1)加大工作面檢修力度，保證液壓支架完好，杜絕液壓系統(tǒng)跑、冒、滴、漏現(xiàn)象，避免壓力損失。

(2)保證支架初撐力，及時(shí)有效地控制頂板下沉，將電液控制設(shè)置為自動(dòng)補(bǔ)液狀態(tài)，以避免工作面出現(xiàn)初撐力不足的情況，設(shè)置工作面巡視員，加強(qiáng)工作面巡視，發(fā)現(xiàn)工作阻力不足的支架進(jìn)行人工補(bǔ)液。

(3)減少頂板的懸露范圍和時(shí)間，采用追機(jī)帶壓移架，及時(shí)伸出護(hù)幫板，保證支架一次移到位，避免反復(fù)支撐造成頂板破碎。為了充分發(fā)揮護(hù)幫板的護(hù)幫作用，割煤時(shí)由專人超前采煤機(jī)前滾筒1～2個(gè)支架收回護(hù)幫板，待前滾筒過后伸出護(hù)頂，移架時(shí)收回護(hù)幫板，移架后伸出護(hù)幫，在時(shí)間上和空間上形成對(duì)煤幫和頂板的不間斷支護(hù)。

(4)當(dāng)工作面來壓，煤壁片幫嚴(yán)重時(shí)采用手動(dòng)操作護(hù)幫板，保證一級(jí)護(hù)幫板緊貼頂板或煤壁，二、三級(jí)護(hù)幫板緊貼煤壁。

(5)針對(duì)頂板已經(jīng)破碎垮塌的架段，在邊緣頂板完整區(qū)補(bǔ)打錨索，防止破碎區(qū)域繼續(xù)擴(kuò)大，用以提升頂板的穩(wěn)定性，推遲直接頂?shù)目逅鷷r(shí)間，為工作面處理頂板事故提供時(shí)間。

(6)嚴(yán)禁在來壓期間停產(chǎn)或大面積檢修，工作面停產(chǎn)大修時(shí)，要盡量在煤層較薄、采高較低、頂板條件較好的地段進(jìn)行，并用單體支柱加強(qiáng)支護(hù)。

(7)加強(qiáng)工作面礦壓監(jiān)測，分析直接頂、老頂?shù)闹芷趤韷禾卣?，掌握頂板來壓?guī)律，便于來壓之前做好相關(guān)準(zhǔn)備。

經(jīng)處理后，工作面片幫冒頂?shù)玫接行Э刂?，通過加強(qiáng)管理，工作面未再發(fā)生較嚴(yán)重的片幫冒頂問題。

5 刮板輸送機(jī)上竄處理

工作面切眼布置時(shí)，運(yùn)輸巷超前回風(fēng)巷5m，偽斜工作面長度為245m，工作面推進(jìn)期間由于煤層傾向角度變化，造成移架步距不一，引起工作面刮板輸送機(jī)彎曲，導(dǎo)致上下巷進(jìn)尺距離不統(tǒng)一，工作面推進(jìn)至130m左右時(shí)，刮板輸送機(jī)出現(xiàn)上竄現(xiàn)象，影響正常生產(chǎn)。

5.1 刮板輸送機(jī)上竄原因

統(tǒng)計(jì)了2014年2月6日至2月25日運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷推進(jìn)距離，可知運(yùn)輸巷超前回風(fēng)巷的距離呈現(xiàn)減小的趨勢，最后減小為超前1m。

由于運(yùn)輸巷超前回風(fēng)巷的距離縮小，工作面?zhèn)涡遍L度在減小。而工作面刮板輸送機(jī)長度不會(huì)改變，這樣隨著從機(jī)頭向機(jī)尾推移刮板輸送機(jī) (由下向上)，刮板輸送機(jī)就會(huì)出現(xiàn)向上竄現(xiàn)象，使得回風(fēng)巷端頭架距離煤幫距離逐漸縮小，最終導(dǎo)致機(jī)尾頂?shù)交仫L(fēng)巷煤幫。同時(shí)，由于在布置開切眼時(shí)，工作面角度變化大，隨著推采，工作面傾向角度逐漸緩和，也造成了工作面實(shí)際長度減小。

由于工作面靠近機(jī)頭部分12?！?2＃架處于低位，這個(gè)地段工作面水和煤堆積多，清理不及時(shí)使得當(dāng)水抽走以后留下了很厚的浮煤，給推移刮板輸送機(jī)帶來了一定的阻力，引起刮板輸送機(jī)中間部分進(jìn)尺明顯落后于機(jī)頭機(jī)尾，一方面影響拉架行程，使工作面取直狀態(tài)改變，另一方面浮煤清理完畢后，由于自下向上移架，中上部支架與刮板輸送機(jī)更易向回風(fēng)巷 (即上巷)偏移。

5.2 處理措施

(1)采取 “調(diào)斜”方法。針對(duì)刮板輸送機(jī)上竄，引起機(jī)尾抵至回風(fēng)巷煤幫，采取從機(jī)尾部分開始分段依次割煤→移架→推移刮板輸送機(jī)循環(huán)模式，由于現(xiàn)在機(jī)頭超前機(jī)尾1m，要使工作面能正常向前推進(jìn)，理論上機(jī)頭要超前機(jī)尾5m。經(jīng)計(jì)算并根據(jù)工作面實(shí)際情況，即要進(jìn)行機(jī)頭超前割煤5刀，機(jī)頭超前進(jìn)尺4m，最終實(shí)現(xiàn)機(jī)頭超前機(jī)尾5 m，實(shí)現(xiàn)工作面的調(diào)斜，使刮板輸送機(jī)能正常向前推進(jìn)，但是此時(shí)進(jìn)刀方式改為了中部斜切進(jìn)刀。

(2)拆機(jī)尾溜槽。刮板輸送機(jī)上竄頂?shù)缴舷锩簬?，此時(shí)若刮板輸送機(jī)無法再向前推進(jìn)，可以拆卸一節(jié)機(jī)尾溜槽，機(jī)尾部分依次向機(jī)頭方向移動(dòng)。這樣就騰出一個(gè)溜槽的空間，但是機(jī)尾端頭架無法再以刮板輸送機(jī)為支點(diǎn)向前拉移，此時(shí)可以采用鏈條將機(jī)尾端頭架連接于超前架底座，利用超前架為支點(diǎn)拉移端頭架。其它工序和未拆溜槽時(shí)類似。同時(shí)，移架和推移刮板輸送機(jī)要保證平直，每班及時(shí)清理架前浮煤。

6 結(jié)語

(1)經(jīng)過支護(hù)效果數(shù)值模擬、礦壓觀測結(jié)果分析表明，采用錨桿、錨索支護(hù)方式進(jìn)行大斷面切眼支護(hù)，能夠有效控制巷道圍巖變形，在圍巖破碎地段或受地質(zhì)構(gòu)造影響相對(duì)嚴(yán)重的區(qū)域應(yīng)采取支柱加強(qiáng)支護(hù)等措施。

(2)根據(jù)相似模擬實(shí)驗(yàn)，認(rèn)為1603工作面初次來壓步距32m，來壓強(qiáng)度適中，工作面液壓支架可滿足支護(hù)需要，推采初期可不采取頂板弱化措施。

(3)支架采用解體下井、井下組裝的安裝方案，與本礦井輔助運(yùn)輸系統(tǒng)相適應(yīng)，根據(jù)切眼頂板情況，合理選擇切眼內(nèi)運(yùn)輸方式，支架縱向運(yùn)輸，減小了切眼尺寸，顯著節(jié)省了工作面安裝時(shí)間。

(4)通過加強(qiáng)設(shè)備檢修、保證支架初撐力、跟機(jī)移架、保證外運(yùn)系統(tǒng)運(yùn)轉(zhuǎn)正常等措施，有效控制了工作面片幫冒頂。

(5)分析了大采高工作面刮板輸送機(jī)上竄原因，通過循環(huán)割短刀的形式對(duì)工作面長度進(jìn)行調(diào)整，拆卸機(jī)尾溜槽騰出推溜空間，保證了工作面正常推進(jìn)。

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