综放工作面不规则区域顶煤回收技术研究

贾秀春 马 明 闫春来

（山东省兖州市大统矿业有限公司，山东 兖州 273100）

1 概述

E3403 工作面为底分层工作面，面内开采区域大部分已回采了二分层，上部为E3202、E3201、E3206 采空区，局部为实体煤区域（E3112 面未采区域）。受上部采面开采影响，E3403 工作面已开采区域剩余平均煤厚4.0 m，未开采区域煤厚为8.5 m。随E3403综放工作面推进，回采至切眼延伸段后，工作面长度增加，随后工作面长度逐步增加，需在轨道顺槽增加液压支架并延伸前后溜。

采用常规工作面安装（机尾安装过渡支架）及松动爆破顶煤的方法，将从以下几个方面影响回收率：溜尾安设过渡支架后，工作面长度逐步增加，继续增加液压支架困难；溜尾安设过渡支架后，过渡支架进入工作面后与中间支架及后溜不匹配，架后煤难以放出，且过渡支架与邻近中间支架不匹配，顶板管理困难。直接安装中间支架将造成机尾安装电机、变速箱极其困难，回采期间移架、放煤困难。同时，煤层厚度不一，开采工艺变化大。

E3403 轨道顺槽紧挨高铁压覆实体煤，矿山压力显现不明显，顶煤无法破碎，全煤厚段顶煤回收率低。采用常规松动爆破顶煤方法，破碎顶煤厚度小，不利于顶煤回收。

2 煤体回收创新技术研究

2.1 工作面简介

E3403 工作面采用三条巷道（轨道顺槽和运输顺槽、切眼）布置，分别为E3403 轨道顺槽、E3403 运输顺槽、E3403 切眼。该三条巷道均沿煤层底板掘进，施工完毕后作为E3403 工作面进风、运料等辅助运输之用。E3403 轨道顺槽长度359.0 m，运输顺槽长440.1 m，切眼长度136.9 m。

E3403 轨道顺槽设计长度359.0 m，停采线外段在实体煤中掘进，采用锚网支护，矩形断面，巷道净宽3600 mm,净高2400 mm，净断面为8.64 m2。顶部为左旋无纵筋全螺纹钢Ф16 mm 的锚杆，长度为2000 mm；帮部为左旋无纵筋全螺纹钢Ф16 mm 的锚杆，长度为1500 mm。顶部锚杆的间排距为900 mm×900 mm，帮部锚杆间距为900 mm，误差均为±100 mm。顶、帮部锚固长度均不少于700 mm，锚固力60 kN。帮部从顶板向下支护三排锚杆，第一排距顶板400 mm，第二排距第一排为900 mm，第三排距第二排为900 mm，均与帮垂直，误差均为±100 mm。顶、帮部锚杆托盘均为120 mm×120 mm，厚度6 mm。

施工至F84-6 断层后沿底施工，施工到位后拐弯95°53′施工E3403 轨道顺槽（中段），E3403轨道顺槽（中段）施工完毕后拐弯90°施工E3403轨道顺槽（里段）。里段沿煤层底板掘进，巷道断面为梯形断面，上净宽为3000 mm，下净宽3846 mm，净高为2400 mm，净断面为8.22 m2。采用架棚支护与帮部打设锚杆作为永久支护，支护材料为矿用11#工字钢，铺设金属网，采用木质背板，棚距800 mm，扎角80°；帮部施工锚杆，布置在相邻两棚中间，共两排，锚杆排距900 mm，采用Φ16 mm×1.5 m 左旋无纵肋螺纹锚杆。

E3403 运输顺槽设计长度440.1 m，在停采线里沿煤层底板掘进，巷道断面为梯形，上净宽3000 mm，下净宽3846 mm，净高2400 mm，净断面8.22 m2。采用架棚支护与帮部打设锚杆作为永久支护，支护材料为矿用11#工字钢，铺设金属网，采用木质背板，棚距800 mm，扎角80°；回采侧帮部施工锚杆，布置在相邻两棚中间，共两排，锚杆排距900 mm，采用Φ16 mm×1.5 m左旋无纵肋螺纹锚杆。

2.2 提高煤炭回收率研究

2.2.1 机尾安装中间支架

为避免安设过渡支架对后溜及邻近中间支架的影响，有利于架后放煤，溜尾段使用钢梁配合单体液压支柱支护顶板，确保顶板安全。

2.2.2 更换大电机

将后部刮板输送机机头小电机（90 kW）改造成大电机（160 kW）配合液力耦合器连接机头。对后部刮板输送机机尾、机头进行改造，将后部刮板输送机机尾的电机、变速箱拆除，将机尾更换为简易机尾，减少后溜运行阻力，保证机尾区域支架正常放煤。更换机尾后，增加机尾2架支架的煤炭回收。

2.2.3 深孔与浅孔松动爆破技术

E3112 轨道顺槽与E3403 轨道顺槽之间的全煤厚区域，深孔爆破药卷很难装入底部，E3403 综放工作面继续回采期间，E3112 轨道顺槽下方至溜尾段为全煤厚，顶煤厚度达6.0 m。E3112 轨道顺槽下方煤层厚度约3.5 m，E3112 轨道顺槽与E3206 运输顺槽之间存有宽约3 m 的煤柱。为最大程度地提高顶煤回收率，采取厚煤层区域（工作面自E3112轨道顺槽下方向溜尾方向约1.5 m 起至溜尾，按顶煤厚度约6.0 m 打眼）深孔爆破、中厚煤层区域（切眼延伸段其他位置为中厚煤层区域，按顶煤厚度约3.5 m 打眼）浅孔爆破的方式破碎顶煤。

（1）炮眼布置位置。切眼延伸段内炮眼在每两架支架架间布置，间距为1.25 m，排距1.26 m，炮眼布置误差±0.1 m，打眼位置在前部刮板输送机电缆槽前方对应处两支架之间位置（距离煤壁0.8～1.2 m 位置）。工作面自E3112 轨道顺槽下方向溜尾方向约1.5 m 起至溜尾段，按厚煤层进行深孔爆破破碎顶煤。眼孔起始位置距离煤壁0.8～1.2 m位置。结合工作面切眼长度及安装支架数量，每班松动爆破范围需根据推进速度确定。如两支架间顶部煤体破碎、支架间隙较小或其他因素影响打设炮眼时，炮眼距煤壁距离、角度及深度等参数进行适当调整。若现场爆破效果较差，顶煤破碎不完全，需调整炮眼与煤壁的距离及爆破排距，每推进约1.0 m 松动爆破一次。

（2）爆破参数。深孔每孔装9～10 卷煤矿许用二级水胶炸药(含3 个雷管)，浅孔每孔装3～4 卷煤矿许用二级水胶炸药(含1 个雷管)。炸药直径27 mm，长约400 mm，药卷重量300 g。采用正向装药将脚线用软管引至孔外进行串联（孔内串联），6 根雷管脚线在PVC 管（或聚乙烯管）内串联后，自软管内穿过至炮眼外。浅孔装药结构及联线方式：采用正向装药；为避免装药期间脚线受损，可将雷管脚线自软管内穿过至炮眼外进行串联。使用内径30 mm、壁厚1 mm 的PVC 管（或聚乙烯管）包裹水胶炸药，PVC 管（或聚乙烯管）未装药段全用炮泥封堵。炮眼要用黄土炮泥或水泥药卷（使用前需用水浸泡40～120 s）封满封实。深孔雷管及起爆方式使用煤矿许用毫秒延期同段电雷管3 发/孔，每3 卷炸药包含一个电雷管（最后3～4 卷包含一个电雷管）。浅孔雷管及起爆方式使用煤矿许用毫秒延期同段电雷管3 发/孔，每3～4 卷炸药包含一个电雷管。在E3403 轨道顺槽超前外50 m 范围内将炸药装入PVC 管（或聚乙烯管）内。使用专用矿用发爆器起爆。工作面爆破时，一次起爆不超过80 发雷管。厚层（顶煤厚度约6.0 m）、中厚层（顶煤厚度约3.5 m）不可与薄层区域（顶煤厚度约1.5 m）一起连线爆破。因雷管脚线长度不足，需人工延伸雷管脚线。为避免脚线受损，需利用16#扎丝或磁铁配合金属，将施工线穿过软管，再利用施工线牵引将脚线自软管内穿过，并将其与雷管脚线连接。炮眼角度垂直顶板向老塘方向倾斜约20°打设。装药期间，除调架等与装药密切相关的工作外，20 m 范围内严禁从事其他工作。在装药区域两侧距装药地点不小于3 m 处拉线警戒。为最大程度地提高回收率，回采前在切眼延伸段支架立柱前方位置先浅孔大角度爆破创造自由面；再在距煤壁0.8～1.6 m 位置打眼进行深孔爆破，将切眼延伸段煤层与后方煤层断开。浅孔大角度爆破时，炮眼深度2.0～3.0 m，角度55°～70°；深孔爆破时炮眼深度5.0～5.5 m，角度70°～85°。为避免爆破影响切眼延伸段平移支架，可提前将炮眼打好，待切眼延伸段安装支架后再进行爆破。浅孔使用PVC 管（或聚乙烯管）时，因长度不同需使用钢锯等锯开管路。药卷装入PVC管（或聚乙烯管）完成后，在专职爆破工指挥下由不少于两人抬运。

3 效果分析

（1）采取机尾安装中间支架和深孔浅孔爆破的方法有效地对该工作面特殊区域煤炭资源进行了有效回收，保证安全的前提下提高了煤炭资源回收率。

（2）采用以上多种方式后，特殊区域全煤厚段（顶煤大于4.0 m 区域）约2 万t 煤体全部回收，经济效益明显。