沛城煤矿大倾角回采工作面走向长壁回采技术
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【摘 要】薄煤层采煤工作面的回采技术和工艺的选择，不但关系到矿井的经济效益，更直接影响到矿井的安全生产和可持续发展。为了减少煤炭资源损失，根据沛城煤矿7131大倾角工作面实际，对大倾角支架的防倒、防滑问题提出简单、实用、可靠的解决方法，为薄煤层大倾角单体液压支柱工作面的提出建设性的意见，取得了较好的经济效益，为类似条件下的回采积累了经验。
【关键词】大倾角工作面;走向长壁回采;防滑;防倒技术措施
1.工程地质概况
沛城煤矿7131工作面为东三采区B煤第一个工作面，该区域地面位置为沛城镇居民区。工作面上部为-185总回风巷，下部为未开发区，西部为采空区及F10大断层，东部为未开发区。地面标高为37.3米，B煤平均为3.4米，平均倾角49°，煤层硬度f=2~3，结构简单，瓦期含量低，自燃发火倾向二级，煤尘具有爆炸性。
2.矿压观测资料及支护设计
2.1矿压观测资料
2.1.1根据煤层的冲击倾向分析确定冲击地压的影响范围和程度
根据中国矿业大学提供的煤样冲击倾向性指数的测定结果，对照《中华人民共和国行业标准》MT/T174-2000，经实验测得：东三采区的煤样的弹性能指数WET=2.0、冲击性能指数KE=2.13、动态破坏时间DT=83ms，东三采区的煤样的冲击倾向性为弱冲击倾向。
2.1.2同煤层临近采区的矿压资料
根据沛城煤矿矿已开采过的东二采区的B层煤7121、7123等工作面有相同的顶底板岩性和煤层赋存条件，结合7131工作面两巷及切眼掘进期间矿压资料观测，预计该面的矿压数据预计如下：该工作面无伪顶，直接顶为粉砂岩，厚度2.03m，灰黑色，致密，上部微含砂，下部含炭质和植物化石碎片。老顶为中砂岩，厚11.26m，致密、坚硬、以石英为主，硅质胶结，颗粒较粗，见凌铁矿细粒条带，见擦痕及碳纹，张裂隙发育，呈水平及断续状层理。顶板类别为Ⅲ级3类，整体不易形成悬臂，但由于煤层平均厚3.4m,工作面采高2.2m，尚有平均1.2m煤层充填采空区，直接顶随顶煤冒落，因此，周期来压不明显。预计老顶初次来压步距为35m，周期来压步距为10～15m。
2.2支护控制设计
2.2.1工作面6倍采高顶板岩性分析
7131工作面6倍采高顶板岩性；该工作面直接顶为2.03m粉砂岩，老顶为11.26m的中砂岩，根据临近采区7121、7123工作面回采期间顶板垮落情况，直接顶随工作面的推进自行垮落；老顶为“Ⅲ级3类”顶板，随工作面推进约10～12m垮落。
2.2.2确定支护密度
工作面设计采高2.2m,基本支护采用DW25―250/100型单体液压支柱配HDJA－1000型金属铰接顶梁。
a根据顶板冒落高度分析，计算单体承受的来压强度：
Pt=9.8×h×r×k=9.8×2.2×2.4×6 =310.5KN/
式中: Pt―工作面合理的支柱强度；h―采高m；r―顶板岩石重力密度t/m3、一般可取 2.4/m3；K―工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高比，一般为4～8倍，应根据具体情况合理选用取6倍。
b 支柱实际有效支撑能力：
Rt=KgKbKaKnKzRb=0.99×0.92×1×1×0.95×250=216.3KN
Kg―工作系数；Kb ―不均匀系数；Ka―倾角系数；Kn―采高系数；Kz―增阻系数；Rb―支柱额定工作阻力。
c 顶板周期来压时对支护密度的要求：
N=Pt/Rt=310.5KN/／216.3KN=1.435根/
因为排距为1m，柱距即为1÷1.44 =0.70m
单体液压支柱的初撑力P0为11.6MPa,根据沛城煤矿长壁回采工作面的支护经验和以上计算结果,由于铰接顶梁的长度为1000mm，即按排距为1000mm，误差为±100，柱距为650mm，误差为0～-100mm设计,则大于计算支护密度满足安全生产需要,故该面选择柱距650mm。
2.2.3顶板控制设计参数
根据沛城煤矿矿炮采工作面长期支护实际和以上计算，结合7131工作面现场情况，排距始终为1000mm，柱距柱距650mm。三、四档管理，最大控顶距4m、最小控顶距3m、放顶步距1m，设计支护密度为1.435根／。
3.回采工艺
该工作面采用走向长壁后退式采煤法，爆破落煤，对松散易片帮地点，采用手镐落煤，炮眼的布置为五花眼，爆破后落煤自动滑下，区段运输巷采用SGB420/30型刮板运输机运输；工作面采用一梁一柱齐梁直线柱走向棚支护。选用DW25―250/100型单体液压支柱配HDJA－1000型金属铰接顶；采用人工放顶，全部垮落法处理采空区。
4.1增加支护强度
4.1.1工作面两端头各支设一个木垛，其余地段每间隔5m支设一组丛柱（丛柱每组4棵支柱，上部采用交接顶梁）。
4.1.2工作面倾斜方向在采空区侧第一排支柱老塘侧梁下布置一排首尾相接的倾斜架棚（架棚采用长2.0m，厚90mm的高分子架棚梁）。
4.1.3工作面两端头支护:工作面6棚超前档采用双楔梁支护，4、6档管理，最大控顶距6m，最小控顶距4m，每棚使用两块弧形调角楔，工作面上下端头第一棚与巷道超前架棚支护的距离不得大于500mm。
4.2主要防倒、防滑、防飞石措施
4.2.1靠工作面煤壁两排支柱用钢性拉杆和防滑绳缠（细钢丝绳）绕联合支护，形成一个整体，防止支柱下滑，其余所有支柱（全承载支柱、架棚支柱及丛柱）必须使用防滑绳拴在支柱的上头，并固定在上巷超前巷帮锚杆上，生根牢固、不得间断。
4.2.2为防止支柱失效下滑，支柱必须有不少于50mm的柱窝；底板松软时每4棚设置一块挡排，防止底板脱落。
4.2.3防滑，工作面每棚支架必须下底梁（规格为100×100×1400mm方木），固定在支柱底部，随工作面推进依次前移。
4.2.4工作面内每隔10米设一道防矸帘，防止飞石伤人。
4.2.5由于工作面倾角较大，错茬处容易片帮伤人，必须在错茬处打一棵支柱，并用挡矸帘挡好防止片帮伤人。
4.3通风管理
由于煤层薄、倾角大，爆破后煤体自然下滑堵塞工作面下出口，导致风流不畅，采取工作面下出口煤壁超前推进一排，扩大下出口宽度，并且炮后及时将煤外运，解决了通风需要和人员上下安全。
4.4强制放顶措施
4.4.1工作面两巷为锚网梁索支护，上下隅角采空区不易垮落，采区人工退锚措施，致使顶板随推进垮落。
4.4.2当工作面上下隅角悬顶超过15m2未垮落时，在切顶线向老塘用锚杆钻机布置炮眼。布置炮眼时应向老塘倾斜，倾角在75°左右，眼深为3m，间距为0.65m。若岩层较硬，放顶效果不好时，眼深可1m、2m、3m逐排增加，炮眼密度缩小0.3m，以达到预期爆破效果。
5.结语
通过沛城煤矿二十多年的大倾角走向长壁采煤工艺生产和安全生产八周年的实践充分证明，在技术上合理、周密，安全上可靠，不仅减少了煤炭资源损失，而且提高了显著的经济效益和社会效益，对类似条件的回采工作面提供宝贵的经验。■
【参考文献】
［1］张东升,徐金海.矿井高产高效开采模式及新技术[M].中国矿业大学出版社,2003.
［2］王文杰,宋常胜,苌延辉,陈上元.大倾角下分层综采工作面矿压规律及安全回采技术研究[J].煤炭工程出版社,2011（396）:46~48.