李曉彬

摘 ?要：針對黑岱溝煤礦6煤特厚煤層賦存地質條件，科學設備配套選型，采用低位放頂煤支架，并對后部運輸機進行防滑操作技術改進，有效控制后部運輸機串量。采用大采高割煤、多輪間隔放煤回采工藝，加強工作面現(xiàn)場管理，通過603綜放工作面的成功回采，實現(xiàn)了礦井高產(chǎn)高效。

關鍵詞：特厚煤層;放頂煤;設備配套選型;回采工藝

中圖分類號：T-18 文獻標志碼：A 文章編號：2095-2945（2019）28-0143-02

Abstract： In view of the geological conditions of the extra thick coal seam of No. 6 coal in Heidaigou Coal Mine， the scientific equipment is selected， the low top coal caving support is adopted， and the anti-skid operation technology of the rear conveyer is improved to effectively control the number of rear conveyer. The coal cutting technology with large mining height and multi-wheel interval mining technology is adopted to strengthen the field management of the working face. Through the successful mining of 603 fully mechanized top coal caving face， the high yield and high efficiency of the mine are realized.

Keywords： extra thick coal seam; top coal caving; equipment selection; mining technology

1 概述

綜采放頂煤開采技術是在我國煤炭開采行業(yè)中比較先進的綜合性開采技術之一。隨著科學技術的不斷進步，設備裝備水平的提高，采煤工藝的創(chuàng)新，提高放頂煤回收率，達到礦井高產(chǎn)高效。本文通過對黑岱溝煤礦603工作面煤層賦存條件及回采工藝進行研究與分析，摸索出有針對性的放頂煤方法，在確保安全基礎上，實現(xiàn)了礦井高產(chǎn)高效。

2 工作面概況

2.1 工作面地質情況

6#煤層在井田范圍內(nèi)全區(qū)發(fā)育。煤層頂板巖性為粉砂巖、砂質泥巖、粘土巖，底板巖性多為泥巖及炭質泥巖。煤層含加矸12-20層，一般為16層。為長焰煤，煤種單一，夾矸層位不穩(wěn)定，厚度變化大，無法進行煤分層開采。

603綜放工作面是礦井6#煤層第二個回采面，該工作面西距礦井井田邊界最近點22m，東部距離井田邊界101m，上覆為503工作面采空區(qū)，距離503工作面底板40.36m。北部為未采動區(qū)，南部距離502工作面采空區(qū)52m。

603工作面走向長度178.3m，傾斜長度1652m，煤層厚度15.29m-25.05m，平均煤厚為21.92m，采煤機割煤平均高度4.0m。

2.2 采放比論證

根據(jù)國家《煤礦安全規(guī)程》（2016）第一百一十五條有關執(zhí)行說明：“當緩傾斜、傾斜厚煤層放頂煤工作面采放比大于1：3時，必須進一步論證工作面采放高度對采空區(qū)瓦斯積聚、上覆水體導通及溝通火區(qū)的可能性，放頂煤支架支護強度，頂煤回收率，工作面推進度以及采空區(qū)防火等方面的影響，在確保安全開采的條件下可加大采放比”。

根據(jù)內(nèi)蒙古煤礦設計院專家組論證，綜放工作面頂煤有充分破碎冒落空間的采放高度比為：設回采高度M，其中割煤高度為Mg，放煤高度為Mf，支架放煤口高度為h，則M=Mg+Mf;采放高度比K=Mf/Mg。

頂煤冒落充分松散的必要條件：

M-h=L×Mf

其中L——煤的破碎松散系數(shù)（1.1-1.25）。

所以K=（Mg-h）/Mg（L-1）

采煤機割煤高度4.0m，支架放煤口高度按1m，則采放高度比不能大于3.0-7.5，即割煤高度4m，頂煤厚度不宜超過12.0m-30.0m。黑岱溝煤礦6#煤層厚度15.29m-25.05m，平均煤厚為21.92m，采放比為1：2.83-1：5.26，平均采放比1：4.48。

2.3 支架選擇

支架工作阻力的選擇：

按倍數(shù)巖重法（估算法）計算液壓支架的工作阻力：

公式如下：P=n·9.8SγMcosa

式中：P-液壓支架的工作阻力，kN;n-巖重倍數(shù)，按中等穩(wěn)定以下頂板考慮，一般為6～8，設計取8;S-支架支護的頂板面積，12.35m2;γ-頂板巖層的容重，取2.5t/m3;M-采高，按采高4.0m;a-煤層傾角，本礦井為近水平煤層，按平均2°計算。

則：P=8×9.8×12.35×2.5×4.0×cos2°=9676.58kN

考慮頂板初次來壓（一般為正常壓力的1.2～1.4倍），設計取1.4，即液壓支架的工作阻力應不低于11853.7kN。

根據(jù)以上的計算，本工作面所選支架ZF18000/25/45型低位放頂煤支架。

ZF18000/25/45型低位放頂煤支架優(yōu)點是頂梁較長，有鉸接前梁、伸縮梁與護幫板，控頂距大，可提高頂煤的冒放性，有利于中硬頂煤的破碎。選用插板機構低位放頂煤，后部運輸機鋪在底板上，使放煤口加大且位置降低，能夠最大限度地回收頂煤，采出率高，煤塵小。

2.4 工作面設備配套選型（表1）

3 回采工藝

603綜放工作面采用傾斜長壁后退式綜合機械化放頂煤采煤方法，放煤步距為1.6m，采用“兩刀一放”多輪間隔放煤方式。采用全部跨落法處理采空區(qū)。

采煤工藝：采煤機割煤→移架→推前部輸送機→拉移后部輸送機→采煤機割煤→移架→推前部輸送機→放頂煤→拉移后部輸送機。放頂煤采用“兩刀一放”多輪間隔放煤方式。采煤機割完兩刀煤后，停在機頭（尾）直道上（此時運輸機成直線），采煤機停電閉鎖（放頂煤工序和割煤工序嚴禁平行作業(yè)）。

3.1 放煤口的確定

根據(jù)后部運輸機運輸能力（2500t/h）確定放煤口數(shù)量。工作面頂煤厚度平均17.92m，工作面共放4輪，每輪放煤厚度約4.48m。

單口放煤量：

qf=1.75×1.6×17.92×1.4×80%=56.19t

式中：1.75-單組支架寬度;

1.6-放煤步距;

17.92-放煤厚度;

80%-頂煤回采率。

由于本工作面采用兩刀一放、多輪間隔放煤的方式，每輪放煤厚度約4.48m，因此單口每輪純放煤時間暫取tf=60s。

一個放煤工單口每min放煤量：

Q=56.19/4×60=14.04t

考慮1.25不均衡系數(shù)，同時應滿足后部運輸機2500t/h的運輸能力要求。同時放煤口最大值：

Nf=2500/（14.04×60×1.25）=2.3個

因此工作面共安排2個放煤口放煤。

3.2 放煤要求

工作面采取多輪間隔放煤，放煤時2個放煤口，每個放煤口設2名員工（1名放煤工放煤，1名監(jiān)護人員，觀察放煤情況及出矸情況及運輸機的載荷情況）。一個放煤工從機頭向機尾方向放煤（單號放煤），即：第1架、第3架、第5架……;另一個放煤工從機尾向機頭方向放煤（雙號放煤），即：第100架、第98架、第96架……。

每組支架放煤口動作一次為1輪，工作面放到第4輪時，見頂板巖石關閉放煤口，防止矸石混入系統(tǒng)。

4 后部運輸機防滑技術

4.1 后部運輸機防滑設備改造

603工作面運、回順高差4.2m，回順高于運順。在生產(chǎn)過程中，后部運輸機自重下滑，造成機頭過長無法出貨，因此對后部運輸機進行改造。為克服運輸機下滑，將后部運輸機每間隔2組支架安設防滑斜拉鏈，即：3#后部運輸機板與4#支架拉溜缸連接;6#后部運輸機板與7#支架拉溜缸連接;9#后部運輸機板與10#支架拉溜缸連接，依次類推。其余支架安設直拉鏈。

4.2 后部運輸機防滑鏈使用方法

在生產(chǎn)過程中后部運輸機機頭過長，影響出貨?？墒褂梅阑溈刂茩C頭串量。使用方法：當本循環(huán)頂煤放凈后，采煤機割煤前，后部運輸機停氣閉鎖，支架工將后部防滑鏈由機頭向機尾方向拉后部運輸機。拉防滑斜拉鏈時，液壓手把閥給牢（不回零位）始終處于工作狀態(tài)，然后支架工在由機頭向機尾方向拉其余后部運輸機（直拉鏈），即：先斜拉后直拉。最后液壓手把歸零位。然后在進行割煤、拉架。由于采取“兩刀一放”，后部運輸機動作兩次，根據(jù)現(xiàn)場實踐，每循環(huán)控制運輸機串量80-100mm。同時可適當采取偽傾斜開采，機頭超前1.5-3.0米，配合使用防滑鏈，使前、后部運輸機與轉載機搭接位置更加合理。

5 結束語

通過603綜放工作面的成功回采，根據(jù)實踐表明，特厚煤層低位放頂煤開采技術在不同的地質條件，通過設備改造及改進生產(chǎn)工藝，增大放頂煤采放比，一次放頂煤開采，使煤炭回收率達到80%，符合國家相關規(guī)定，促進煤礦開采工藝健康發(fā)展，延長工作面服務年限，又避免工作面分層開采，減少了礦井開采成本，增加了煤炭經(jīng)濟效益。

參考文獻：

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