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2020 年第 6 期2020 年 6 月 随着开采技术和设备的不断进步，煤矿开采工艺 越来越完善，特别是综合机械化放顶煤开采工艺，具 有单产效率高、开采成本低、搬家次数少等优点，在 国内煤矿开采中应用较为普遍。但是，放顶煤开采煤 炭损失量较大，易发火，尤其是对于具有自燃倾向性 的煤层，应用放顶煤回采工艺将会对矿井安全生产造 成巨大威胁[1]。 1低位放顶煤工作面生产技术情况 马脊梁矿正回采 14煤层 301 盘区，现阶段正准备 回采 8117 工作面。该工作面煤层倾角在 1毅耀5毅，煤层平 均厚度 6.67 m，属于近水平厚煤层开采工作面。工作面 煤层地质条件较为简单，用水量小，但具有自燃倾向。 1.1采煤方法 工作面开采技术条件良好，设计采用单一走向长 壁后退式综合机械化低位放顶煤回采的采煤方法。结 合 301 盘区回采的 8101 工作面、8103 工作面、8111 工 作面的回采经验，工作面设备生产能力以及自然发火 期，确定工作面长度为 239.4 m。工作面煤层厚度稳 定，采高选择 3.3 m，放煤 3.37 m，采空区顶板管理采 用自然垮落法。 1.2工作面配套设备 工作面配套使用 ZF13000/25/38M 型支撑掩护式低 位放顶煤液压支架。结合相邻工作面回采经验和本工作 面的实际情况，8117 工作面选取 MG650/16301510-WD 型采煤机和顺槽可伸缩带式输送机，刮板输送机型号 为 SGZ1000/2855。 1.3回采工艺 工作面采用双向割煤，从工作面端头斜切三角煤进 刀，机组最大截深 0.8 m，循环进度 1.6 m。工作面回 采工艺流程主要为割煤→移架→推移前部运输机→ 放顶煤→拉移后部运输机→拉转载机→缩尾→支回柱 （ 端头、超前 ） 。工作面回采期间，工作面端头和超前支 护选择 DW45-250/100X 型单体柱，顶梁使用 DFB1200 型 仔 型钢梁，使用刚性的可调节式弹簧扣防倒及弹簧 扣防坠[2]。 2工作面放顶煤工艺 煤矿综采放顶煤工艺开采中一般使用单轮顺序放煤、 多轮顺序放煤和单轮间隔放煤的放煤方式。在相邻工作 面的开采中，放顶煤方式选用单轮顺序放煤、“一刀一 放”的方法，使得煤炭含矸率较高，影响产煤质量。在 确定放顶煤高度为 3.37 m 时，8117 工作面设计采用单轮 收稿日期2020-04-15 作者简介马杰举，1977年生，男，山西应县人，2013年毕业于山 东理工大学采矿工程专业，助理工程师。 煤矿综采工作面低位放顶煤回采工艺分析 马杰举 （ 同煤集团马脊梁矿，山西 大同 037003 ） 摘要 具有自燃倾向性的近水平厚煤层开采使用低位放顶煤回采工艺，容易出现煤炭含矸率和自然发火率高的问题， 影响煤炭开采质量和工作面生产安全。针对马脊梁矿具有自燃倾向性的 14煤层回采工程，分析了 8117 工作面的采煤方 法、回采工艺及其配套设备，并重点介绍了单轮单 （ 双 ） 号、“一刀一放”的放顶煤方法，有效提高了顶煤回收率，并 达到了降低煤炭含矸率的目的。同时，针对煤层自然发火倾向高的问题，提出了综合防灭火措施，希望为类似工作面回 采工作的顺利进行提供借鉴。 关键词 低位放顶煤；回采工艺；放煤；综合防灭火 中图分类号 TD823.94文献标识码 A文章编号 2095-0802-202006-0104-02 Analysis of Mining Technology of Low Level Top-coal Caving in Fully Mechanized Coal Mining Face MA Jieju Majiliang Coal Mine, Datong Coal Mine Group, Datong 037003, Shanxi, China Abstract In the mining of near horizontal thick coal seam with spontaneous combustion tendency, the mining technology of low level top-coal caving is prone to the problems of high coal gangue percentage and spontaneous combustion rate, which affects the quality of coal mining and the safety of working face. In view of the mining engineering of 14coal seam with spontaneous com- bustion tendency in Majiliang Coal Mine, this paper analyzed the mining , mining technology and supporting equipment of 8117 working face, and emphatically introduced the single round singledouble number and “one cut and one falling“ caving me- thod, which effectively improves the top-coal recovery rate and can achieve the purpose of reducing the coal gangue content rate. At the same time, aiming at the problem of high spontaneous combustion tendency of coal seam, the comprehensive fire prevention and control measures were put forward, hoping to provide reference for the smooth mining work of similar working faces. Key words low level top-coal caving; mining technology; coal caving; comprehensive fire prevention and control （总第 177 期） 技术研究 104 2020 年第 6 期2020 年 6 月 单 （ 双 ） 号、“一刀一放”的放顶煤方法，有效降低了 煤炭含矸率和顶板管理难度，提高了顶煤回收率。 2.1单轮单 （ 双 ） 号放顶煤 所谓“单轮单 （ 双 ） 号放顶煤” ，就是将液压支架 进行单双号分组，第一刀是单号液压支架放顶煤，第 二刀是双号液压支架放顶煤，依此类推。根据放矿椭 球体理论可知，煤炭在采场破碎流出形态接近椭球体， 在相同情况下，煤体垮落角越大，放出体体积也就越 大，反之亦然。8117 工作面所采煤层属于中硬煤层， 顶煤的松散移动角在 66毅左右，应用单轮单 （ 双 ） 号放 煤方式，顶煤的放出体形态如图 1 所示。由图 1 可知， 单号液压支架放顶煤时，双号液压支架上部顶煤主要 为未放的脊背煤，如果再将双号液压支架顶煤放出， 则矸石混入量和矸石块体体积均会增加，大块矸石会 影响工作面刮板输送机正常工作。与此同时，放煤时 间也会大大增加，进而影响工作面的单产效率[3-4]。 图 1单轮单 （双） 号放煤方式顶煤放出体形态 2.2放顶煤工艺优化 以往的“一刀一放”和“两刀一放”的放顶煤方 式，是指在割完一刀煤或两刀煤之后，将顶煤完全放 出。2 种放顶煤方式各有优劣，而单轮单 （双） 号、 “一刀一放”放顶煤方法有效结合了“一刀一放”和“两 刀一放”的优点，其上部形成放顶煤漏斗，如图 2 所示， 能够有效减少矸石混入，并能够再次提高顶煤放出率。 图 2顶煤放出漏斗形态示意图 2.3放煤步骤 单号放煤流程主要包含 4 个步骤a 升架作业。将 液压支架前后支柱升起，支架初撑力不得小于24 MPa， 否则不得进行放煤作业。b 粗放作业。适当缩放液压 支架后伸缩梁，操作后摆梁千斤顶进行第一轮放煤。 c 细放作业。第一轮放煤结束后进行细放，升降液压 支架后柱，收回后伸缩梁，操作后摆梁千斤顶进行第 二轮放煤。d 精放作业。将液压支架全区升紧，初撑 力达到 24 MPa 以上后，再次操作后摆梁千斤顶进行第 三轮放煤。下一刀进行双号放煤，依次间隔推进。 3煤层自然发火防治措施 8117 工作面所采煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，具有 自燃倾向，最短自然发火期为 82 d。综采工作面防灭火 措施应主要从避免漏风、隔绝 O2以及降低温度 3 个方面 入手。该工作面综合防灭火措施主要有注氮防灭火、加 强监测监控、灌浆防灭火和喷洒阻化剂辅助防灭火[5]。 3.1注氮防灭火 工作面回撤支架之前，需要在工作面预先铺设好 N2管路，所使用的 N2的体积分数要大于 99，具体 N2 注入的体积分数应结合工作面遗煤氧化程度确定。工 作中 N2注入量需根据工作面监测 CO 的质量浓度来确 定，如果 CO 的质量浓度不超过 4伊10-5mg/m3，则 N2注 入量控制在 300 m3/h。 3.2加强监测监控 加强工作面监测，包括 CO 浓度、温度和可燃性气 体，并根据各项内容的不同特点，选择合适的监测点 位。矿井工作面监测使用 32 路 SG-2003 煤矿自燃火灾 束管监测系统，在进、回风顺槽按一定间距布置束管 采样器，距工作面 150 m、100 m、50 m 处各设一个测 点；同时，在上隅角布置一个测点，保持进风顺槽 3 个 测点、回风顺槽 4 个测点，两顺槽同时观测。待距工作 面最远测点进入采空区 150 m 后，该点结束观测，并按 照步距 50 m 沿工作面前进方向后移，依次循环后撤。 3.3灌浆防灭火 8117 工作面具有以下 4 个特点a 煤层倾角小， 不利于浆体扩散。b 工作面走向长度达 239.4 m，注浆 管口在进、回风侧采空区，浆体很难到达采空区中部， 难以充满采空区。c 煤厚平均达到 6.67 m，浆体不易 将采空区充填满，预防和扑灭采空区高顶处火源点难 度大。d 地区冬季寒冷，不能正常开展防灭火灌浆工 作。因此，灌浆防灭火主要是在工作面停采撤架后对 停采线和密闭内的巷道进行灌浆充填，并作为抢险救 灾时快速处理火灾的措施。 3.4喷洒阻化剂辅助防灭火 该工作面煤层属于气煤，辅助防灭火所使用的喷 洒阻化剂为 MgCl2。阻化剂溶液的质量分数控制在 10 之间为宜，具体参数需通过实验确定。喷洒泵、液箱 设备都安装在平板车上，随泵站列车移动而移动。切 眼、停采线和两端头处底板要全方位喷洒覆盖，煤柱 煤壁选择喷洒压注阻化剂 （ 泡沫 ） 进行封闭，采空区阻 化液喷洒需经 TJ02A 型三柱塞高压泵雾化处理。当工作 面回采完毕后，在密闭墙沿工作面方向 50 m 范围内头 尾巷全部喷注阻化剂，防止出现采空区自燃的情况。 4结语 通过总结相邻工作面的开采经验，在 8117 低位放 顶煤回采工作面应用单轮单 （ 双 ） 号、“一刀一放”的 放顶煤方法，工作面循环产量可达到 3 085 t，比相邻 工作面增加 100 t 左右，有效提高了顶煤回收率。 松散移动角 放出椭球体 支架顶梁 顶 煤 66毅 单号双号单号双号单号双号 切顶线 煤层顶板 支架顶梁 矸 石 放 煤 漏 斗 （下转 180 页） 马杰举 煤矿综采工作面低位放顶煤回采工艺分析 105 2020 年第 6 期2020 年 6 月 （上接 105 页） 同时，工作面推进速度加快，矸石混入率降低，顶 板不会出现过度放空的情况，减少了顶板管理作业内容。 运用综合防灭火监控措施，保障了矿井的生产安全。 参考文献 ［1］ 刘爱华， 胡华锋， 李跃雷.煤矿工作面低位放顶煤回采技术实 践研究 ［J］ .企业技术开发， 2019， 388 95-97. ［2］ 李玉斌.综采工作面低位放顶煤回采工艺研究 ［J］ .石化技术， 2019， 263 174. ［3］ 牛云彪.浅谈综采低位放顶煤存在的问题与对策 ［J］ .能源与 节能， 20179 77-78. ［4］ 王博， 李海燕.综采工作面低位放顶煤回采工艺研究 ［J］ .中州 煤炭， 20167 82-84. ［5］ 吴有增.余吾煤业厚煤层低位放顶煤综放开采技术 ［J］ .煤炭 科学技术， 2010， 388 44-46. （ 责任编辑白洁 ） 距，使得矿山压力更早显现，进一步促进顶煤的塌落， 并提高初采期间的回采率[2]。 2.2工艺流程 在工作面初采前，先对切巷顶煤进行分段预裂爆 破后，再按初采工艺进行初采，具体工艺如下。 2.2.1钻眼机具 钻机为 MZ 型风煤钻，采用长度 2.5 m、直径 40 mm 的麻花钻杆，直径 43 mm 的羊角钻头。 2.2.2炮眼位置 炮眼布置在相邻架间侧护板靠煤墙侧 20耀30 cm 的 位置 （ 具体位置根据现场顶板情况确定） ，炮眼深度控 制在 2.2耀2.3 m。炮眼密度为隔架 1 个 （ 顶板破碎区域 和低位抽采巷前后 5 m 除外 ） 。 2.2.3钻眼角度 钻眼时，钻杆倾斜约 85毅施工 （ 相邻炮眼一个朝向 落山，一个朝向煤帮 ） 。 2.2.4工艺流程 钻眼前的准备工作 （ 包括调试风管、接风钻等 ） → 钻眼→装药→第一次爆破→装药→第二次爆破→依次 类推→直至爆破完毕。 2.2.5爆破后的临时支护及顶板管理 a 爆破后，要及时将支架前、后立柱和平衡千斤 升紧，确保达到初撑力。b 爆破后，如果造成切巷顶 网破损，要及时用板梁或其他合适材料封堵破损区域。 按设计要求，每眼装药 4 块，工作面共分 4 段爆破，工 作面实际爆破 106 个眼，使用 424 块火药，且钻眼需 1 个班、爆破需 1 个班，只需 2 个班即可完成上述工 艺。已爆破区域目测炮眼附近自上而下呈倒立的漏斗 状，漏斗底部直径在 1 m 左右，炮眼附近顶煤基本完 全塌落[3]。 3实施效果 该面初采以后，在推脱切巷区域时，从后溜尾梁 处观察，工作面顶煤基本开始塌落，随着不断推进， 矿山压力显现明显，工作面放顶煤量逐步增大；工作 面推进约 8.9 m （刚推出切巷），顶板压力开始显现， 放顶煤就基本趋于正常；推进 18 m 左右，老顶开始出 现裂隙，高抽巷能抽起瓦斯，初次来压逐步显现；推 进约 20 m 工作面初次来压基本结束。下面就以与 K8203 工作面条件、设备都基本相似的 K8207 工作面 进行效果分析对比。 K8207 工作面刚刚走脱切巷时，后溜依然几乎放不 出煤；推进约 9.5 m （ 推出切巷约 1.3 m ） ，支架开始承 压，顶煤才开始零星散落；推进约 13 m，放顶煤才基 本趋于正常；推进 24 m 左右，老顶开始出现裂隙，高抽 巷能抽起瓦斯，初次来压逐步显现；推进约 27 m 工作 面初次来压基本结束。通过对比，得出以下结论a 预 裂爆破钻眼均在综放面切巷内顶煤内施工，施工难度 小，工程效率高，投入成本小。b 工作面放顶煤主要 是利用顶板压力破煤，基本顶从初次断裂到初次垮落 还有一个持续的过程，工作面分区段来压，而且来压 的时间并不同步，但工作面各地点的来压步距基本一 致。采用顶煤提前预裂爆破后，顶煤被提前破碎并发 生位移。随着推进度的增加，自由面面积逐步加大，顶 板压力提前显现。根据历史经验，阳煤三矿各工作面 来压步距均在 26耀30 m 之间，而采取预裂爆破技术后， 其来压步距减小了 6耀10 m，缩短了初次来压步距。 c 由于初次来压步距减小，高抽巷瓦斯抽放效果提升 明显，来压强度也大大降低，初采期间的瓦斯及顶板 隐患得到了很好的管控。d 顶煤预裂爆破后，增加了 顶煤的塌落量，经济效益显著。经实测，K8203 工作面 塌落下来的顶煤含块碳比率达 80以上，且与 K8207 工作面相比，初采期间的回采率提高了 6.1[4]。 4结语 在 K8203 工作面应用切巷顶煤预裂爆破技术，得 出以下结论工作面初采前，采用切巷顶煤预裂爆破 技术后，破坏了顶板的完整性，初次来压步距明显缩 短，采空区悬顶面积大幅减小，高抽巷瓦斯抽放时间 得以提前，安全系数大大提高，还提高了初采期间的 回采率，经济技术效益显著。另外，该项技术投入成本 低，工程工期短，施工难度小，实现了综放工作面安全 高效生产，现已在阳煤三矿全面推广应用，具有广阔 的推广应用前景。 参考文献 ［1］ 徐永圻.煤矿开采学 ［M］ .徐州 中国矿业大学出版社， 1999 55-56. ［2］ 辛新平.炮采放顶煤工作面顶煤预裂爆破试验 ［J］ .煤炭科学 技术， 2003， 3112 31-33. ［3］ 郭高川.综放工作面初采前顶板预裂应用研究 ［J］ .煤炭与化 工， 2013， 368 52-55. ［4］ 郑文翔.综放工作面顶板预裂技术研究 ［J］ .煤炭工程， 2014， 462 55-57. （ 责任编辑白洁 ） 180