袁店一井煤矿81、82 近距离煤层合并综放工艺技术研究

文/许 崇(淮北矿业〈集团〉有限责任公司技术中心)

袁店一井煤矿位于安徽省濉溪县袁店集附近，东距宿州市约40km, 北距淮北市约42km。矿井于2007 年6月16 日开工建设，2011 年12 月23 日正式投产，设计生产能力180 万吨/年。全井田共有地质储量3.5 亿吨，可采储量1.4 亿吨，服务年限51.6 年，主要煤种为肥煤、1/3焦煤和焦煤。

一、工作面概况

822 工作面为82 采区首采工作面（开采81、82 两层煤），南至DF14 断层保护煤柱线，北至F25 断层保护煤柱线，西至-295m 防水煤柱线，东至82 采区三条大巷。工作面可采走向长962m，倾斜长155m，工作面巷道布置如图1 所示。

图1 822 工作面巷道布置平面图

822 工作面煤层赋存较稳定。81 煤层厚度1.9～3.5m，平均2.57m；82 煤层厚度0.8～4.9m，平均2.66m；81与82 煤层间夹矸厚度0.5～4.0m，平均1.98m，岩性以泥岩为主。煤层倾角3～8°，平均倾角6°。煤层结构简单。

二、回采工艺选择及支架选型

1.回采工艺选择

81、82 煤分层开采存在巷道布置复杂、修复量大、掘进率高、生产成本高及压茬时间长等问题，影响矿井单产单进的提高，制约着矿井安全。该矿委托科研院校进行现场采样和煤岩体物理力学参数测定，获得了822 工作面煤层及夹矸基本的力学参数：煤层单轴抗压强度6.488 MPa，夹矸单轴抗压强度10.883 MPa。结合822 工作面具体地质条件，分析了夹矸层层位、厚度和强度对顶煤冒放性的影响得出如下结论：822 工作面跟82 煤层顶板进行回采，支架上方直接为夹矸，受支架反复支撑作用，易于破碎冒落，有利于顶煤冒放；822 工作面夹矸厚度大，平均达1.98m，但夹矸单轴抗压强度为10.883MPa，强度较小，和煤层抗压强度（6.488MPa）相当，对顶煤冒放性的影响较小。

经论证，认为822 工作面具备实施合并综放开采的条件，决定采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。

2.支架选型

822 工作面采用ZFH9600/17.4/28 放顶煤液压支架，该支架结合了各类放顶煤支架使用经验，具有以下优点：一是架型合理，稳定性好，抗载能力强；二是支架结构合理，采用整体顶梁结构，顶梁前端支撑能力强，有利于控制支架前部顶煤离层；三是可降低煤壁压力，减少煤壁片帮现象。

三、含厚层夹矸顶煤破碎机理分析

为了实现含厚层夹矸顶煤的有效破碎和顺利放出，提高合并综放开采顶煤放出率，分析含厚层夹矸顶煤破碎机理就显得十分必要。

随着工作面的推进，顶煤从最初的弹性状态，逐渐进入塑性状态。根据顶煤受力变化特点，模拟出综放开采中顶煤连续损伤破坏的演化过程，以此将原岩应力区后的顶煤按其受力状态的不同划分为四个区域，如图2 所示。

图2 综放面顶煤自然破坏过程分区图

其中Ⅰ、Ⅱ区域内支承压力的作用尤为关键，其分布与大小是顶煤最终破坏程度与垮冒形态的主导因素。煤体原生节理裂隙与Ⅰ、Ⅱ区域产生的各种微观、宏观裂隙是诱使顶煤冒落的直接原因，决定着顶煤的最终垮冒形态和破碎程度。Ⅲ区域顶煤受支架反复支撑作用较明显，靠近支架处的顶煤受影响更大。

822 工作面采用81、82 两层煤合并综放开采，随着工作面的推进，夹矸层在支承压力、顶板活动和支架支撑的共同作用下首先破碎并被放出，待夹矸层有效破碎放出后，81 煤即随夹矸下落，且在较短时间内放出。工作面放煤机理如图3 所示。

图3 工作面放煤机理示意图

四、工作面综放开采工艺参数分析优化

1.采放比

实验室和现场实践表明，适当增加机采高度，可使超前支承应力峰值点逐渐前移且峰值增大，顶煤塑性破坏区域也随之扩宽，更有利于顶煤的超前破坏，使顶煤到达放煤口时破碎更充分。

822 工 作 面 开 采81、82 煤 层，81 煤 层 平 均 厚 度2.57m，82 煤层平均厚度2.66m，煤层中部有一层平均厚度为1.98m 的夹矸，综放回采总厚度平均7.21m。使用的中部支架型号为ZFH9600/17.4/28、过渡支架型号为ZFG9600/20/28、煤机型号为MG500/1180-AWD1，综合考虑支架支护性能和稳定性、煤机高度、袁店一矿技术及管理水平等因素，确定822 工作面跟82 煤层顶板进行回采，机采高度为2.6m，放煤高度4.61m（包括夹矸厚度1.98m），采放比1∶1.77。

2.放煤步距

根据我国综放工作面开采的经验，选取放煤步距时，可以应用以下经验公式：

式中：L为放煤步距，h为放煤高度，可近似取顶煤高度，单位都是m。

袁店一矿选用MG500/1180-AWD1 采煤机，采煤机截深0.6m。822 工作面合理的机采高度为2.6m，放煤高度4.61m，故合理的放煤步距为0.92～1.84m。在实际综放开采过程中，放煤步距只能与采煤机截深成倍数关系，所以822 工作面合理的放煤步距为两采一放，循环放煤步距为1.2m，放煤一次最多只可打开3 个放煤口，放煤时见到大量的碎矸石时，要立即用插板关闭放煤口，停止放煤。考虑到两巷压力大，两端头各留6 架不放顶煤。

3.放煤方式

放煤方式是放煤顺序、次数以及放煤量的配合形式。依据放煤椭球理论，放煤时两临近放煤口上方的放煤椭球体、放出过程中漏斗移动曲线将互相影响，导致选用放煤方式不同，影响程度也不同，顶煤放出率和含矸率也有所区别。

822 工作面夹矸普氏系数1～2，机采高度2.6m，放煤高度4.61m，故采用单轮放煤方式。单轮顺序放煤方式每次只打开一个放煤口放煤，没有发挥放顶煤开采的优势，在后部运输机运输能力足够的情况下，单轮间隔放煤可以同时安排两个及以上放煤口同时放煤，大大缩短了放煤时间，提高了放煤效率，实现了综放面的高产高效。因此，822 工作面采用单轮间隔的放煤方式。

如图4 所示,先放1、3、5……号支架，一次放完顶煤后关闭，再放2、4、6……支架，见矸关门。这种放煤方式操作简便，煤岩界面扰动较小，混矸少，顶煤放出率高。当单号架上部的顶煤挤压成拱时，双号架放煤时可以破坏拱脚，顶煤重新冒落放出，提高了顶煤放出率。

图4 单轮间隔放煤煤岩分界面变化

4.822 工作面回采工艺参数及放煤管理

正常生产工艺流程：割煤→伸缩前梁→推前部输送机→移架→割煤（第二刀）→伸缩前梁→推前部输送机→移架→放顶煤→拉后部输送机。

割煤方式：双向割煤，往返一次进两刀。

进刀方式：端头割三角煤斜切进刀，进刀距离不小于24m。

移架方式：依次顺序移架，滞后采煤机后滚筒3～5架依次跟机移架，跟机移架速度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。移架步距0.6m。

支护方式：采用超前支护，带压擦顶移架。煤机割煤后，及时伸出伸缩前梁护顶，端面距≤300 mm。

移溜方式：逐架顺序移溜。推前部输送机滞后煤机10 架左右，拉后部输送机时，弯曲段长度不小于20m。移溜步距保持在600 mm，移溜要做到2～3 次移到位。

层位控制：严格沿82 煤层顶板回采，合理控制工作面层位。

放煤管理：初次放煤时，出切眼20m 后进行放煤，防止将切眼支护材料放入后部输送机中；放煤时要注意过程控制，遇到矸石大量增多时要及时停止；放煤时如遇大煤块不能放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使其破碎、冒落；放煤时，要加强煤质管理，见矸即停止放煤，保证含矸率及灰分不超标；严禁漏架不放、随意丢顶煤；严格控制煤机割煤速度和放煤速度，保证煤量运输均衡；工作面机头留6 架支架、机尾留6 架支架不放煤，以确保上下出口顶板的安全。

采用正规循环作业方式：即割煤、移架、推前部输送机、放煤、拉后部输送机为全过程，端头斜切进刀，双向割煤的循环方式，每日按2 个循环（割4 刀，放两轮）组织生产，日进4 刀，截深0.6m，日进2.4m。

五、工作面及回风巷矿压观测

1.工作面支架矿压观测

根据工作面矿压在线监测数据可以看出，工作面周期来压现象较为明显，支架有明显增阻现象。工作面初次来压步距为25～40m，周期来压步距平均15～23 m。工作面不同地段周期来压程度不一，存在“中间大、两边小”的特点，中上部和中下部阻力较大。从监测数据上看，支架工作阻力已充分发挥。

2.回风巷变形量观测

为研究回采期间巷道围岩变化规律，在工作面回风巷煤壁前方100m 布置巷道变形观测点，采用“十字交叉法”，观测结果如图5 所示。

图5 表面位移曲线图

针对观测数据进行分析，可得出以下结论：随着工作面向前推进，巷道围岩变化较为剧烈，且两帮移近量总体大于顶板下沉量；在距工作面煤壁前方约70m 以外巷道围岩基本不受采动影响，而30～70m 距离内受到采动影响但不剧烈，30m 以内受采动影响较为剧烈，巷道变形量最大；通过增加超前管理长度，提高支护强度，能够保证工作面安全回采。

六、结语

袁店一井煤矿81、82 近距离煤层合并综放开采工艺的成功实施表明，合并综放开采工艺适合于极软近距离特点的煤层，与分层开采相比，节约掘进工程量2276m；综放工作面安装、拆除工程各减少一次，节约安拆费用400 余万元；节约电耗约2.5×105kW·h。该技术的成功应用，为该矿82 采区待采综放面开采提供了可靠支撑，同时为推广含夹矸煤层安全高效开采提供了理论依据和技术经验，对类似条件煤层的开采具有一定的借鉴意义。