四台矿极近距离煤层采空下开采技术.docx

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四台矿极近距离煤层采空下开采技术

四台矿极近距离煤层采空下开采技术

大同煤矿集团公司王雄伟匡铁军杨建桥

　　[摘要]对四台矿极近距离煤层采空下开采设计进行分析，并通过生产实践总结出一套可靠的采掘安全保障系统，形成了一套完整的极近距离煤层采空下开采技术，对近距离煤层开采具有指导作用，具有广阔的推广应用前景。

　　[关键词]极近距离煤层；采空区下；巷道布置；开采技术

　　四台矿404盘区10#层于2001年底开采结束，为保证盘区正常接替，必须开采404盘区下部11#层。

404盘区10#层与11#属极近距离煤层，层间距不稳定。

我矿从科学合理的盘区开采设计到首采面8423工作面掘进、开采的成功完成，总结出宝贵的理论基础和实践经验，形成一套完整的极近距离煤层采空下开采技术。

1、盘区概况

11#层404盘区所处的开采水平为1045水平，上部10#层均已回采结束，盘区走向长度1340m~1770m，倾斜长度1180m。

煤层包括11#层和盘区中部1000m段11#层与12-1#层合并层，厚度2.0m~7.4m，平均厚度4.0m，煤层倾角10~60，平均30，煤层与10#层层间距0.4m~1.5m，平均1m。

　　404盘区内地质构造复杂，有陷落柱4个，断层分布较密集。

11#层顶板为粉细砂岩互层、层理、节理、裂隙发育，稳定性差，掘进和回采时顶板不易维护，易发生漏顶事故。

　　2、开发方案说明

　　2.1盘区巷道布置

　　10#层、11#层盘区巷道采用联合布置方式，开采11#层时，利用现有的开采10#层已布置的3条沿南北向布置的盘区巷，平行1045轨道大巷依次布置轨道巷、盘区皮带巷、盘区回风巷。

盘区轨道巷、盘区回风巷布置在10#层，盘区皮带巷布置在11#层。

顺槽巷倾斜布置，即东西向布置。

如图1所示。

　　2.2上下顺槽内错距的确定

11#层受上覆10#层采空区及层间距的影响，根据上部采空区塌落稳定后采空区及巷间煤柱的压力传递范围，同时结合同煤集团公司王村矿近距离煤层开采经验，选择11#层工作面与10#工作面内错式布置。

根据顺槽平巷矿山压力显现规律，11#层顺槽在其与10#层层间距确定的情况下，应布置于压力的传递影响角以外，压力影响角与煤层倾角、层间岩石性质有关，一般情况下当煤层倾角小于250时，压力影响为250~450，11#层上覆10#层煤层倾角一般为00~80，所以上下顺槽内错距应按水平煤层压力影响范围公式计算：

　　3、首采面8423工作面开采情况

　　3.111#层8423工作面基本概况

　　11#层8423工作面相对上部10#层8423工作面内错布置，两顺槽均内错4m，工作面走向长度1510m，可采长1368m（前窑村保护煤柱142m），工作面倾斜长度134m。

工作面地质情况见表1。

　　3.2首采面8423工作面掘进情况

　　3.2.1实体煤下巷道掘进情况

　　8423工作面上覆采空区段为400m~1200m，在非采空区段巷道掘进时皮带巷高度为2.8m，宽度为4.0m，轨道巷高度为2.8m，宽度为3.6m，两巷均沿11#层顶板掘进，支护形式为锚杆网、锚索联合支护。

切巷宽6.5m，高2.8m，锚杆、锚索联合支护。

　　3.2.2采空区下巷道掘进及维护

　　由于10#层与11#属极近距离煤层，且层间距极不稳定，其中800m范围采空下10#层与11#层间距0.4m~1.5m，平均1.0m，所以巷道掘进时采用留设11#顶煤掘进，支护采用锚网和工字钢棚联合支护。

　　巷道在采空区范围下掘进时压力显现非常明显，在2423巷具体表现为：

所留设的顶煤由于节理裂隙发育，整体性差，加之顶板压力大，顶煤相当破碎，顶煤边掘边冒，掘进时随掘随冒，冒顶长度总计为130m，冒顶宽度为1.5m~2.5m高度为0.9~1.4m，冒顶区瓦斯积聚超限，一般为3%~12%；能留住的顶煤处，由于顶煤已破碎，托于工字钢棚上方，压力显现：

工字钢棚梁严重变形。

　　为了提高近距离煤层留顶煤复合顶板巷道顶板的稳定性，我矿在极近距离煤层巷道11#层5423、2423巷首次进行了小孔径全长锚固螺纹钢锚杆试验，该试验不仅实现了锚索和锚杆支护机具统一采用气动锚索钻机，大大提高了锚杆支护的安全可靠性，而且由于对锚固区的围岩整体约束，使锚杆支护系统刚度大大增强，有效的控制了顶板变形。

为了解决锚杆托板压烂、锚杆螺帽压飞、锚杆杆体被拉断带来的支护及安全问题，我们采取了打2.0m短锚索加强支护的措施，支护能力大大提高，支护效果非常理想。

　　针对棚梁压弯严重的现象，我们及时把棚距由0.8m改为0.5m，在压弯的棚梁下支设单体液压支柱和木桩防止变形加剧。

同时主动掌握近距离煤层矿压显现特点及动压规律，在掘进巷道中每隔100m安装一块压力盒，定期观测压力显现情况，发现压力大时，及时采取措施进行处理。

　　通过以上支护工艺变更后巷道维护虽得到了一定的改善，但由于留设的顶煤节理裂隙发育，整体性差，加之上覆采空冲击压力的影响，仍经常发生顶煤边掘边冒的现象。

为了更主动的超前解决巷道维护问题，我矿与中法合资山东兖州浩珂伟博矿业工程有限公司合作，采用该公司生产的马丽散聚合产品对巷道顶煤进行超前加固，利用艾格劳尼聚合产品对漏顶区进行中空填充以防治瓦斯积聚，超前注入马丽散后，顶板的整体性得到加强，有效的防止了冒顶的发生，巷道矿压显现明显减少；对冒高区采用艾格劳尼泡沫充填，有效的治理了冒顶空洞的瓦斯积聚。

新技术的不断使用保证了巷道的安全掘进，简化了施工工艺，减轻了工人的劳动强度，提高了巷道的单进水平，为8423工作面按期圈出及安全顺利回采打下了坚实的基础。

　　3.38423工作面回采情况

　　11#层8423工作面从2001年10月1日正式生产，现已顺利回采150d，总进度1200m，工作面经历了从实体煤下→采空区下→实体煤下的安全回采，累计总产量63万t，平均日产3800t，最高日产7000t，最高月产13.5万t，最低月产10万t。

　　3.3.1采煤方法

　　工作面采用单一长壁后退式综合机械化开采方法，全部跨落法辅助人工强制放顶管理顶板。

工艺流程为：

单向割煤，尾部斜切进刀→上行割煤→推溜→移架，下行清煤。

　　3.3.2工作面设备配置

　　采高选择：

本工作面在开采上覆实体煤段时，见顶见底，采高3.5m；开采上覆采空区段时，见底留顶，保证复合顶板厚度2.5m，采高2.5m。

　　支架选型：

根据开采10#层时的采高为1.9m，留设顶煤厚度约2.5m可计算开休11#层时每架支架所承受的最大静压力为上覆10#层顶塌实时岩体冒落带及2.5m顶煤的重量之和，如图3所示。

　　上式中：

4.5为支架接顶长度；1.5为支架宽度；2.0为留设顶煤厚度；1.34为煤的容重；9.5为上覆10#层顶板充填满10#层采空冒落带高度；2.5为岩石容重。

　　若按1.5的安全系数计算，则每架支架的支承能力应为274.5t/架，换算可得每架支架的支承能力应大于2745KN。

　　所以本工作面选择ZZS6000/17/37支架可满足生产需要。

　　工作面具体设备配置见表2。

　　3.3.3工作面进上覆采空区下时的技术措施

　　工作面进入采区前30m时，采高由3.5m逐渐降低为2.5m，留设顶煤以保证顶板厚度在2.5m以上；工作面进入采空区前20m时向煤体打钢针，向煤壁打锚杆护帮，防止片帮，减少自由面；支架移架采取紧跟采煤机前滚筒及时移架；把液压支架的大护壁板更换为小护壁板，以减小机道空顶距离。

　　工作面出采区前15m时坚持及时移架，当进入实体煤后采用带压移架；进入实体煤后，逐渐加大采高至3.3m-3.5m后，更换小护壁板为大护壁板。

　　3.3.4工作面矿压显现情况

　　工作面液压支架最大工作阻力曲线见图4。

　　8423工作面在实体煤下推进，支架阻力平稳，安全阀按周期来压步距28m-35m均匀开启；当工作面推进到上覆采空区前20m至进入采空前7m时，工作面及巷道片帮严重，顶板压力增大，局部破碎冒落，支架阻力增大到30Mpa左右，安全阀80%开启；当工作面推进至距采空区边界7m时，工作面进入煤体的塑性变形区，顶板压力变小，煤壁片帮现象减轻；当工作面完全推进至采空区下后，顶板压力小，煤壁平直，截齿牙痕明显，支架阻力平稳，安全阀很少开启；当工作面推进至采空区范围外15m时，压力显现与工作面进入采空区时相似，强度稍弱。

　　3.3.5超前、端头支护管理

　　超前支护采用DZ31.5-28/100型单体液压支柱、1.2m长π型钢梁进行支护，在实体煤下支护长度两巷均为20m，前10m为双排，后10m为单排（靠近工作面一侧），柱距0.8m。

采空区下单体液压支柱直接支护在原支护棚梁下，5423巷超前支护60m，双排支设；2423巷超前支护30m，双排支设。

　　在实体煤下安全出口处支护的原超前支护不能提前回取，每循环只能回取二根单体支柱。

在采空区下原超前支护不变的情况下，增设迈步式抬棚，抬棚支护方式为二对四梁，棚梁为11#工字钢，长度为3.2m，每对抬棚梁间距0.3m，两对抬棚间距为1m。

移架与抬棚迈步的关系为：

当顶板比较完整时，先移两对梁的第一组梁，回取支架与抬棚之间的抬棚未架设的原支护棚梁、单体支柱，回取后，重新支设在第二组梁的左（或右），错距0.8m，再移架，依次往复；当顶板破碎时，抬棚梁进行迈步前移，采取延续棚梁，抬棚棚梁与原支护棚梁进入支架上方，在抬棚彻底进入采空区后，用回柱车将其回出。

　　工作面上下端头支护均由工作面支架设至巷中，巷中至煤柱侧由DZ31.5-28/100型单体液压支柱、1.2m长π型钢梁均匀支设至支架与煤帮中间，柱距0.8m，支设范围为放顶线至煤壁线，每循环回一次。

工作面端头支架距煤帮小于0.8m时，端头将不采取加强支护，端头支架至煤帮为0.8m-2.5m时，平行顺槽在支架与煤壁中间支设一排单体支柱，端头支架距煤壁1.8m~2.5m时，平行支架支设两排单体支柱，其中在切顶位置必须支设两根关门柱。

当进入采空区下顶板比较破碎时，抬棚梁及原巷道支护棚梁进入支架上方，端头支护采用单体液压支柱支设在原巷道支护棚梁下，每梁棚下支设一根，共一排。

　　3.3.6通防综合管理

　　11#8423工作面为一高瓦期工作面，本煤层煤体及围岩中瓦期含量较高，在回采过程中是瓦期涌出的主要来源；另外，在采至10#层采空区下部时，随顶板垮落10#层采空区内的瓦斯也将涌出。

我们采取了严格瓦斯管理制度的执行和落实；加强配风管理，尾山角瓦斯处理使用抽排风机和尾部打风障措施进行处理；在回采过程中打抽放瓦斯钻孔，对工作面施行边抽边采等措施预防瓦斯超限。

　　另外在回采过程中还采取综合防灭火措施：

在工作面构筑均压系统；封堵漏风通道；对10#层采空区及11#层工作面进行预防性黄泥灌浆；在工作面进风端头设置氯化镁雾化器，使汽雾阻化剂变为阻化汽雾以采空区漏风为载体转移到遗煤表面，从而达到阻化防火作用。

　　4、存在的问题

　　巷道在采空区下掘进时的顶板支护不能有效的控制上覆采空的冲击压力，支护破坏严重，巷道二次维护工程量大，回采时钢棚回收率低。

巷道的掘进时底板底鼓严重，虽然采取了向煤柱打Φ108mm的钻孔卸压，但效果不明显。

　　5、结语

　　本项目研究成功后，将安全开采出404盘区11#层煤炭580万t，该盘区开采结束后，可创经济效益5亿多元。

首采面开采技术研究获得成功，将为该盘区正常开采总结出宝贵的理论基础和实践经验，同时将会为我矿下部12#层、14#层近距离煤层开采提供一套可靠的采掘安全保障系统，闯出一条开采极近距离煤层的路子和成功的先进经验，促进矿井安全生产，稳产高产，增强四台矿乃至同煤集团生产后劲，将产生巨大的经济、社会效益，具有广阔的推广应用前景。

　作者简介：

王雄伟，1966年6月生，山西大同人，高级工程师，1989年阜新矿业学院采煤专业毕业，大学，现任同煤集团公