综采放顶煤工作面常见问题及处理方法

姬 东，汪万里，崔 风，白振华

(陕西陕煤韩城矿业有限公司下峪口煤矿，陕西 韩城 715405)

0 引言

煤矿采煤工艺的机械化是当今煤矿开采的主流发展趋势，综采放顶煤开采作为一项综合性的采煤技术，已经得到很好地利用，特别是在一些厚煤层的适宜条件下[1-3]。下峪口煤矿应用综采放顶煤技术起步较晚，但发展迅速，通过几个综放工作面的成功回采已取得一定经验。但是受开采地质条件复杂、煤层赋存条件差等因素的影响，工作面在回采过程中经常出现煤壁片帮、漏顶、支架歪斜、倒架、瓦斯浓度大等一系列问题，严重影响工作面的正常回采和安全生产。通过长时间对常见问题的深入分析，制定了相应的安全技术措施及处理办法，确保了工作面的顺利回采。为此，针对极其复杂地质和煤与瓦斯突出矿井中综采放顶煤过程遇到的常见问题进行分析并对处理办法作以归纳梳理。

1 下峪口煤矿放顶煤开采概况

1.1 工作面概况

下峪口煤矿3号煤层厚3.0～6.0 m，平均厚度为4.7 m左右，煤层结构简单，上部为粉末状或黄土状，透气性差，下部为碎块状或粉末状，煤层中局部含有一层0.1～0.2 m的泥岩夹矸，煤层变异系数γ=0.97。其中3号煤进风顺槽沿煤层顶板掘进，巷道采用锚网索梁进行支护，断面净宽4 600 mm，净高3 000 mm。进风顺槽用于进风、行人及煤炭运输。回风顺槽沿煤层顶板掘进，巷道采用锚网索梁进行支护，矩形断面净宽4 200 mm，净高3 000 mm，回风顺槽用于回风、行人、物料运输。工作面顶板采用ZF4000/14/28型液压支架和ZFG4800/19/30型端头液压支架支护，支架最大支撑高度2.8 m，最小支撑高度1.4 m。工作面长度一般布置在150 m，采高2.0 m，顶煤厚度2.7 m，采放比为1∶1.35，回采率93%。采用倾斜长壁后退式俯斜开采，综合机械化放顶煤采煤，每割一刀煤，放一次顶煤，实行“一采一放”作业方式，全部垮落法管理顶板。目前已经成功的采面有23304工作面、21326采面、21312采面、21316采面等多个采面，为矿井放顶煤开采积累了丰富的现场经验。

1.2 放顶煤的工艺流程

综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤，落煤采用双滚筒采煤机双向割煤，前滚筒割上部煤，后滚筒割下部煤，落煤通过前部刮板输送机运出，余煤在推溜过程中由铲煤板铲入工作面前部刮板输送机，顶煤在矿山压力的作用下，沿支架切顶线破碎冒落，并通过支架尾梁放煤口自溜自装放入后部刮板运输机。端头维护→机电检修→煤层注水→收护帮板、割煤→前探支护、打开护帮板→推前部输送机→收伸缩梁、移架(不拉后部输送机)→放顶煤→拉后部输送机，完成上述采放全部工序为一个放顶采煤工艺循环。

1.3 放顶煤的工艺特点

放顶煤开采是下峪口煤矿推广使用的一种新采煤方法，适于5～20 m厚的煤层一次全高开采。这种新采煤方法只在下部煤层中布置采煤工作面，上部的煤从支架上的放煤口放出。放顶煤开采一次性将煤采出，替代了原来厚煤层需分层多次开采，实现了一次性采出中厚煤层的目的。放顶煤开采具有许多显著优点，同时在经济效益上有着巨大的优势，使采煤方法产生了根本性的变革。但是，放顶煤开采新技术对工作面采场围岩的破坏范围大，回采率低，瓦斯涌出量加大，针对地质条件复杂的区域容易出现自然发火严重、煤尘超标等技术和安全问题。针对煤层赋存条件，实施上述相应的技术，一般可在原顶煤放出率的基础上，再提高5%～10%，经济效益可观。

2 放顶煤开采常见问题

2.1 煤壁片帮、漏顶现象比较严重

放顶煤工作面由于煤层厚度相对较厚，煤机割煤后由于煤质松软，煤壁容易发生片帮，造成端面距过大，顶煤冒落，导致漏顶现象发生[4-6]。煤壁片帮、漏顶主要是因为煤质松软易自然垮落、煤机割煤后没能及时打开护帮板支护煤壁；此外，支架下扎初期顶煤较薄不易托住，拉架时顶煤自然冒落；采高超高，支架接顶不实也会引起煤壁片帮、漏顶。

2.2 支架倒架现象时有发生

采煤工作面发生倒架，主要是由于支架顶底接触不实，受力不平衡，相邻支架不能相互制约造成的[7-9]。采高超高易造成局部顶煤片帮，移架时未带压贴顶移架容易引起倒架；采煤机割煤过后，未及时拉架支护而引起漏顶倒架；操作后手把未及时回到零位，支架继续升高、下降、移动，导致支架上下重叠交错[10-12]。过地质构造区域、断层、顶板破碎带时，局部顶底板不平整未及时用圆木接顶，部分支架轻微歪斜，个别的支架未及时调架或不按规定的程序作业，而引起歪斜倒架。煤质松软，大面积片帮造成大面积漏顶；空顶时开采进度慢，大面积顶板长时间暴露，刹顶不及时而引起漏顶倒架。

2.3 绝对瓦斯涌出量不断增加

在一般情况下，厚煤层的放顶煤开采沿煤层的底板或煤层某一厚度范围内的底部布置一个采高为2～3 m的采煤工作面。下峪口煤矿属于高瓦斯矿井，煤层中瓦斯含量较高，虽然在开采前会在煤层中打钻对本煤层瓦斯进行抽放，但由于煤层煤质松软，煤体破碎，煤体中吸附的瓦斯含量较高，本煤层瓦斯抽放效果不足以彻底解决瓦斯问题。因此，在回采过程中煤体破碎后，煤体中的瓦斯释放后容易引起回风上隅角瓦斯浓度增加，且顶板垮落不充分，易形成悬顶，导致采空区瓦斯积聚，如果不及时采取措施则会造成上隅角瓦斯超1.0%，瓦斯电闭锁启动对正产回采造成影响。

2.4 采出率不高和含矸率的增加

一般情况下，设备条件限制引起的综采放顶煤工作面的煤炭损失大约会占到10%～20%；放煤工艺造成的损失大约会占到损失量的一半以上。工作面的设计参数会受限引起的损失大约会占到20%左右，比如放顶煤放煤步距与采用支架放煤口的尺寸不匹配，会在一定程度上造成一部分顶煤的损失。综采放顶煤工作面上下两端头支架不能够放煤，在一定程度上也会造成顶煤损失。

3 解决综采放顶煤问题的相关对策

针对下峪口煤矿断层多、地质条件复杂、煤层倾角大等诸多因素的影响，经过认真分析、研究，根据实际情况制定出了一系列切实可行的方案。

3.1 煤壁片帮、漏顶的控制措施

3.1.1 防治思路

工作面煤壁发生片帮、漏顶时，要立即停止作业，采取措施处理。当工作面发生大面积片帮引发漏顶现象时，应采用圆木配合板皮刹顶，确保支架接实顶板。为了增加松软煤体的粘结性，每天零点班采用煤层注水湿润煤体。放顶煤工作面煤机割煤后应该及时打开护帮板支护煤壁，增加煤壁支护面积。支架下扎初期，可采取人工开帮小循环下扎，能有效控制顶煤。放顶煤工作面回采期间一定要严格控制工作面采高，不能超过支架的最大支撑高度。

3.1.2 带压移架

超前移架：当发现片帮或顶板破碎严重时，不等采煤机割煤，就进行超前移架，再进行其它操作。破碎地段能超前移架的必须超前移架，不能超前移架的，移架紧跟采煤机前滚筒进行，割一架移一架。支架严禁超高，采取一定的措施保证支架达到规定初撑力，控制支撑压力进一步往煤壁前方移动。

带压擦顶移架：首先将支架拉移手把打到拉移位置，一、二级护帮板收到垂直位置，然后操作降架手把进行降架，当支架向前移动时，立刻将降架手把恢复“零”位，使支架拉移到位。

护帮降架移架：首先将护帮板，支架前梁伸出，支护住面前煤帮，然后降架，使支架顶梁与前梁处于水平位置时，拉移支架，当出现支架底座移动，顶梁不动时，缓慢操作前梁插板收，使支架拉移到位，升架使支架立柱压力达到24 MPa时停止升架。

3.1.3 煤体注水

通过每个圆班进行一次煤层注水，煤体湿润后，割煤时可有效控制煤尘，注水也可增加煤的粘结性和抗压性，回采期间能有效控制顶煤。布置方式分浅孔和深孔2种。工作面煤层浅孔注水时，注水孔采用三花眼布置，第1排孔距底板1.2 m，垂直煤墙布置，孔深6 m，孔间距6 m；第2排孔距底板1.7 m，仰角45°，孔深6 m，孔间距6 m，工作面长160 m，每次共施工52个注水孔。超前工作面30 m在进、回顺槽内深孔注水，注水孔利用顺槽正帮的抽放孔进行注水(不再另行打眼)，注水时，靠近正在抽放的抽放孔5 m不进行注水，用黄泥、棉纱等将闲置的抽放孔孔口封闭严实。工作面采用MRBZ-200/31.5注水泵(单独配备2泵1箱)进行注水，采用ZSQJ90/2.4手持式气动钻机打眼，钎头直径φ43 mm，钎杆采用φ42 mm×1 000 mm的麻花钎杆，注水时，截止阀与封孔器间采用φ10 mm×2 mm×10 mm总成管连接。封孔器直径φ38 mm，长度1.5 m，封孔器加1.0 m长焊管，确保注水效果。

3.1.4 限制采高

严格控制采高在2.0 m±50 mm，严禁超高回采。加强工作面工程质量验收管理工作，必须保证工作面基本支护齐全有效。工作面煤机割煤后应该及时打开护帮板支护煤壁，增加煤壁支护面积，防止片帮。

3.1.5 木垛刹背接顶

当中支架下扎初期，可采取人工开帮小循环下扎，能有效控制顶煤。当工作面发生支架梁端冒顶时，先加固好周围15 m范围内的支护，然后由外向里由两边向中间，用2.4 m圆木架设“#”字型木垛、铰接梁配合单体支柱架设抬棚或悬臂梁，由外向里逐架进行处理，悬臂梁架设时，同一地点不得少于2架，架设牢固可靠。

3.2 发生倒架的控制措施

工作面一旦发生倒架现象，支架工要及时调架。如情况比较严重时，要制定安全措施，集中力量处理，防止问题进一步扩大。

3.2.1 扶架方法

拉顶梁扶正：在倒架上方调出空间，用单体支护支撑顶梁向上扶正。

边拉边扶正：对倒架严重，顶板破碎段煤岩压住顶梁的，原地扶架困难时，可开帮拉架，采取边拉架边扶正的办法扶架。

3.2.2 扶架注意事项

工作面一旦发生大面积倒架时，扶架前一定要维护好顶帮，尤其是支架前方和上方顶板。破碎顶板段要刹严、刹顶，必要时人工开帮用金属网配合圆木、单体铺设人工假顶。一般按从上到下的顺序依次扶正。每扶好一架须背好顶垫好底，将支架升紧接实顶板。

3.3 回采过程中瓦斯防治措施

针对回采落煤过程中煤体中的瓦斯大量释放后容易引起回风上隅角瓦斯超限的问题，除了采取常规的机尾超前机头(不少于5 m)摆采方式外，超前退锚杆、锚索，还采用深孔预裂、端头封堵，预埋抽放管抽瓦斯，施工释放孔等多种举措，保证了正常回采中的瓦斯管理。

3.3.1 深孔预裂

预裂孔布置在工作面煤壁向运顺的延伸线上，深孔预裂爆破必须在煤壁延伸线上执行，预裂孔孔深6 000 mm，孔间距500 mm，每班施工5个预裂孔，预裂孔与顶板夹角80°，眼底朝老塘侧，水平夹角70°～80°；随着工作面的推进，提前采用退锚器和锚杆剪切器将工作面溜子机头至切顶线范围的锚索、锚杆托板尽可能退掉，保证落顶效果。

3.3.2 端头封堵

回采期间，工作面老塘瓦斯涌出量大及两顺槽端头顶板不垮落或垮落不充分，且悬顶深度达3 m(10 m2)以上时，在工作面两端头机头支架与老塘侧顶板冒落不实时，用尼龙袋装浮煤垒墙(每袋装2/3左右)，由下向上依次垒起直至顶板进行封堵，并用黄泥将缝隙充填严实。每生产班回采前，进行封堵一次。

3.3.3 预埋抽放管抽瓦斯

每次封堵前，将安装在副帮伸入采空区的第1节φ400 mm的抽放管掐开，运至回顺距工作面100 m以外宽敞处待回收。然后在抽放管头接上短接，将抽放管延至采空区。

3.3.4 施工释放孔

制定释放孔的施工标准，即在距底板1 m的高度垂直煤壁开孔，孔深为2.5 m，孔间距为1.5 m。释放孔按措施执行到位后，煤体中的瓦斯经过8 h的释放，有效缓解了回采过程中回风顺槽上隅角瓦斯超限的问题以及瓦斯电闭锁对回采工作造成的影响。

3.4 提高采出率、降低含矸率

根据经验选择一个合理的放煤步距，顶煤回收率能提高10%～15%，含矸率降低20%～30%，且放煤步距与顶煤冒落步距协调一致，顶煤回收率才能达到最高。提高工作面的采出率、降低含矸率可以从以下几个方面入手。

3.4.1 支架的选型

正确掌握好液压支架放煤口位置与顶煤采出率的关系非常重要。放顶煤液压支架放煤口位置分高、中、低位3种，高、中位放顶煤液压支架，由于放煤口位置高，低于放煤口底部边缘的煤放不出来，顶煤回收率低。经过实践证明，低位放顶煤液压支架是顶煤采出率最高的架型，其特点是放煤口位置低，放煤能连续进行，放煤口大、不易堵塞，放煤效果好，支架的尾梁可摆动，插板可切大块度煤。

3.4.2 放煤步距

放煤步距是影响放煤效果的重要参数，约60%以上的煤由支架放煤口放出。如果放煤步距太大，在采空区侧留有三角煤放不出来，造成大量丢煤；放煤步距太小，靠近采空区方向的矸石到达放煤口时，顶部的煤来不及到达放煤口，按见矸关门的原则，这部分煤将被关在放煤口以外而丢失，如不关放煤口，大量采空区矸石会涌入工作面。

3.4.3 放煤频率

工作面采取低位放顶煤，由专人依次分别放单号、双号支架顶煤。其中一人操作单数支架(5、7、9、…)放煤，另一人操作双数支架(4、6、8、…)放煤，直至见矸(端头支架不放顶煤)，工作面两端头过渡支架支护段严禁放顶煤。放煤时要控制好放煤速度，全工作面同时打开的放煤口最多不得超过2个，以防压死运输机，放煤时见矸立即封口，严禁放出矸石。保证大块矸石(直径≥250 mm)不上溜，确保煤质符合要求。

3.4.4 放顶煤开采厚度

按照矿井支架选型，工作面采高控制在2.0 m，顶煤厚度2.7 m，采放比为1∶1.35。煤质中硬时最大顶煤厚度不超过6.0 m为宜。当采煤机截割高度2 m时，采放比为1∶1.35左右为宜。

3.4.5 放煤工艺

放煤工艺与煤层厚度、放煤步距、支架放煤口高度有密切关系。煤层厚度大、支架放煤口高度小、放煤步距也小时，无论是单轮或双轮放煤，其放煤流动不畅，在采空区造成大量丟煤。因此，在采放比、放煤步距、支架选型等合理的条件下，正确选择放煤工艺，可大大提高顶煤回收率。

4 结语

针对地质条件复杂、煤层倾角大等诸多因素对回采过程中的影响，阐述了如何处理综采放顶煤工作面顶板结构与支架围岩关系，以及如何提高煤炭回收率、加快推进速度、提高煤炭产量等，以此达到提高煤矿开采效率的目的。目前综采放顶煤方法依旧存在很多问题需要共同去探索和解决，为了保持有十足的后劲和良好的发展势头，后期可以采用引进超前的挡矸支架、留顶煤安装等一系列举措，进一步发展矿井的综采放顶煤技术，同时为地质条件相似的煤与瓦斯突出生产矿井今后的放顶煤开采积累和提供一些参考和帮助。