淺埋深整體性強的軟巖條件下的長壁綜合機械化開采

中國煤礦工程機械裝備集團(tuán)進(jìn)出口公司（簡稱CME）1997年向印度出口了3套綜采成套設(shè)備，在中國專家指導(dǎo)下，首先在巴蘭布礦P-1首采工作面安裝好設(shè)備，于1998年5月11日投產(chǎn)。至1998年11月初已采出33.8萬t煤炭，11月23日工作面推至735m處停采，工作面結(jié)束，獲得良好經(jīng)濟(jì)效益。后將設(shè)備全部搬至第二個工作面，按原地面爆破工藝生產(chǎn)。

1 巴蘭布礦5號煤P-1工作面條件

1.1 煤層賦存條件

5號煤P-1首采面開采深度40～55m，煤厚平均2.41m，傾角1°～3°，煤硬f=2.5～3，
煤質(zhì)為C級，容重1.5t/m3，發(fā)熱量為5 335kcal/kg。

該面上覆巖層從下向上為：薄層頁巖平均厚240mm，比較穩(wěn)定；砂巖平均厚41.5m，RQD平均為62.4%～77%，個別分層RQD達(dá)100%，RMR為48%，單向抗壓強度為3.216～13.964MPa，單向抗拉強度為0.91～1.318MPa；表土層平均厚9.5m，底板為砂巖及砂頁巖。

P-1首采面的地質(zhì)構(gòu)造簡單，工作面淋水大，一級瓦斯涌出量＜1m3/t，煤層無爆炸危險。

1.2 生產(chǎn)技術(shù)條件

礦井利用斜井與立井聯(lián)合開拓，礦井生產(chǎn)能力為54萬t/a，工作面長度145m，走向長度735m，平均采高2.31m。選用CME提供的主要設(shè)備：MG375W型雙滾筒采煤機一臺；ZZ4400/14/27型支撐掩護(hù)式支架99臺，排頭架4臺（支架工作阻力5 024kN/架，合支護(hù)強度為84.5t/m2）；SGZ-764/400型刮板輸送機一臺，SZZ-764/132型橋式轉(zhuǎn)載機一臺；PCM-110型破碎機一臺，MRB-200/31.5型乳化液泵3臺，RX-1000型乳化液箱2臺；CK2型工作面通訊設(shè)備2套，英國變壓器、開關(guān)及電站一套。

2 液壓支架選型及主要參數(shù)調(diào)定

2.1 支架支護(hù)強度確定

中方專家根據(jù)印方最初提供的P-1首采面巖性指標(biāo)：RMR為48%，RQD平均為46%～62%，單向抗壓強度為86.8kg/cm2，屬中等穩(wěn)定程度，利用巖石自重法及巷頂初次來壓步距法確定的支架支護(hù)強度為75t/m2，合工作阻力為4 400kN。其安全系數(shù)為1.3～2.2。

印方專家依據(jù)表1所列給的資料，經(jīng)計算，含30%的安全系數(shù)，確定巴蘭布礦支架支護(hù)強度為55t/m2，合支架工作阻力為330t/架。

表1 印度兩礦的鉆孔資料

煤礦 巖石單向抗壓強度/kg•cm-2 巖石分層厚度/cm RQD/% 計算支護(hù)強度/t•m-2 容裕系數(shù)/wo•w-1 巴蘭布礦 170 8.72 60 55 1.36 ?？者_(dá)礦 201 14.8 70 62 1.21

2.2 架型選擇

印度專家推薦采用兩柱掩護(hù)式支架，CME專家根據(jù)現(xiàn)場觀察到的上覆巖層整體性較強
、巷柱式開采時采空區(qū)垮落呈大塊等情況，加之采深淺，決定采用四柱支撐掩護(hù)式支架，提高了支架切頂能力。實踐證明，這種選型是正確的。

2.3 液壓支架主要參數(shù)調(diào)定

支架結(jié)構(gòu)高度1.4～2.7m；移架步距0.6m，梁端距346～414mm；泵站壓力30MPa，初撐3628kN/架，立柱初撐力942kN。強度試驗泵壓30×1.25=37.5MPa，印度對立柱的試驗工作阻力為40MPa。支架型式和強度試驗均通過了中國和印度的試驗標(biāo)準(zhǔn)，取得了合格證。在工作面開采過程中，因P-1首采面上覆巖層巖性局部發(fā)生變化，致使在該面推至距開切眼84m和168m處兩次垮至地表，使工作面中部支架壓死，并損壞了液壓系統(tǒng)元件和支架頂梁、立柱等部件。經(jīng)中印專家研究決定：在采取地面爆破條件下，將工作面全部安全閥開啟壓力由35MPa提高到40MPa，支架支撐能力提高約14%，使支護(hù)強度從割煤前的74t/m2提高到84.5t/m2。

3 P-1首采面巖性變化及其礦壓顯現(xiàn)特征

在中國專家組織領(lǐng)導(dǎo)下，采用四八交叉作業(yè)，采煤機斜切入刀，雙向采煤，追機作業(yè)，先移架，后推溜及時支護(hù)頂板，計劃日產(chǎn)1 950t。在工作面推采過程中，于5月28日和6月17日工作面上覆巖層兩次垮至地表，頂板大面積垮落，活柱急速下縮，工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，使工作面中部部分支架被壓死，并遭破壞。經(jīng)分析認(rèn)為：發(fā)生上述劇烈礦壓顯現(xiàn)是由于上覆巖層巖性同最初提供的資料相比有變化，變化了的巖層，導(dǎo)致了難垮頂板的礦壓顯現(xiàn)。

3.1 P-1首采面巖性變化勘測

由表2可知：P-1首采面巖性分布是不均的。沿工作面走向，靠近開切眼附近頂板完整性較高，RQD＞75%，頂板屬難垮頂板。壓死支架正處在此區(qū)內(nèi)。

表2 1998年6月以后印方提供的P-1首采面巖性資料

鉆孔號 鉆孔位置 RQD平均值/% 一些分層RQD最大值/% BIX-145 至開切眼外側(cè)70m處 76.0 81～100 CMBK-1 至開切眼內(nèi)側(cè)45m處 47.8 82～100 CMBK-4 至開切眼內(nèi)側(cè)238m處 64.2 79～100 BIX-146 至開切眼內(nèi)側(cè)270m處 46.0 69 BIX-144 至開切眼內(nèi)側(cè)695m處 63.6 76～96

根據(jù)在P-1首采面采空區(qū)上方新打的BH-3和BH-4鉆孔資料，自地表至22.5～47.5m和33～49.4m巖層下落后仍呈大塊規(guī)則排列，可取出各個分層的完整巖芯 ，這表明其巖性整體性是很強的。

巴蘭布礦P-1首采面上覆巖層斷裂步距是有規(guī)律的，共垮至地表4次，其步距分別為84、84、86和84。除第一次垮至地表前其間上覆巖層斷裂次數(shù)較少外，其余三次垮至地表前其間上覆巖層斷裂分別為5、7和7次。來壓強度分別在1.22～1.41、1.28～1.37和1.12～1.37之間。歷次垮至地表時老頂來壓強度分別為1.44、1.43、1.33和1.38（后兩次是在地面滯后爆破條件下發(fā)生的）。

總之，巴蘭布礦P-1工作面上覆巖層整體性是較強的，遠(yuǎn)高于中等穩(wěn)定，屬于難垮頂板。

3.2 淺埋深整體性強厚砂巖劇烈的礦壓顯現(xiàn)特征

巴蘭布礦P-1首采面上覆難垮頂板，在未采取地面爆破前，第一次和第二次垮至地表呈現(xiàn)劇烈礦壓顯現(xiàn)：

（1）上覆巖層垮至地表步距穩(wěn)定，呈大面積來壓。該面在未采取地面爆破前，發(fā)生過17次以上頂板來壓，但在上覆巖層垮至地表前，頂板分層垮落，因整體性強，垮落巖塊未能充滿采空區(qū)，下沉0.76m，下沉系數(shù)為0.35，在垮落巖塊與未斷裂垮落巖層之間總有空隙（自由空間）。因此，當(dāng)工作面推至距開切眼84m和168m處，上層巖層垮至地表，形成大面積來壓，瞬間垮落的大塊巖石使工作面中部30余臺支架被壓死，并使支架液壓裝置、立柱和頂梁遭到不同程度的破壞。這個有規(guī)律的上覆巖層斷裂間距可視為淺埋深、整體性強厚砂巖的來壓步距。據(jù)來壓步距84m，面長150m計，大面積來壓垮落面積為12 600m2，按印度頂板分類（標(biāo)準(zhǔn)為初次來壓步距76～100m，垮落最大面積為10 000～14 000m2，屬難垮頂板）。

（2）頂板來壓強度大，來壓顯現(xiàn)劇烈。從工作面立柱壓力表記錄看，歷次頂板來壓時立柱平均壓力比來壓前高40%。兩次垮至地表時立柱最大壓力比來壓前高126%～154%，這就是說，平時頂板壓力小，而來壓時頂板壓力猛增，動載系數(shù)大于2.5。如此高的來壓強度可使頂板沿煤壁臺階下沉600～700mm，煤壁片幫600～700m，支架安全閥、液控單向閥開啟，并與壓力表一起遭到破壞，導(dǎo)致支架壓死多架。

（3）全工作面支架受載不均。從工作面立柱壓力記錄統(tǒng)計，全工作面支架受載不均。表現(xiàn)為：①頂板劇烈來壓時，后柱工作阻力比前柱高19.8%；②工作面中部頂板壓力高于兩端，見表3；③第一、二次垮至地表時，沿工作面長度方向，頂板來壓強度不均，其中以61～80#支架處最高，見表4；④采空區(qū)頂板呈圓弧形懸頂，在此懸頂范圍內(nèi)，上覆巖層垮至地表時，支架損壞多是后柱，多集中在35～65#支架之間。

（4）支架受水平推力作用推向煤壁。第二次上覆巖層垮至地表的過程中,斷裂巖塊發(fā)生轉(zhuǎn)動,朝向支架尾部,產(chǎn)生水平推力,可使支架向前200～400mm，沖擊破壞支架推移裝置與輸送機連結(jié)筒和立柱接長桿。

表3 P-1工作面上覆巖層垮至地表時的立柱壓力統(tǒng)計

支架位置 1～20# 21～40#

41～60# 61～80# 81～103# 來壓日期 18/5 17/6 28/5 17/6 17/6 28/5 17/6 28/5 17/6 記錄個數(shù) 17 15 13 15 7 8 15 12 18 壓力平均值/MPa 60.5 62.8 89.2 77.8 98.7 76.1 93.3 93.7 72.4 均方差/MPa 13.2 7.9 14.8 12.6 7.5 12.6 8.5 30.9 18.2 最大值/MPa 80.0 82.0 120.0 105 106 107 106 138 110 壞表數(shù) 3 5 8 5 18 13 6 12 5

（5）來壓速度快，立柱剛性支撐損壞支架。工作面上覆巖層兩次垮至地表，來壓速度均是很快的，活柱下縮迅速，支架很快被壓死。特別是第二次垮至地表后，頂板繼續(xù)來壓，立柱鄲于剛性支撐頂梁狀態(tài)，立柱穿透頂梁，柱窩破裂，立柱罐口損壞。

上列特征與中國大同堅硬頂板工作面劇烈來壓破壞支架的表現(xiàn)相類似。

4 針對壓特點采取的改進(jìn)措施

上述分析表明，巴蘭布礦P-1工作面巖性變化區(qū)內(nèi)巖層屬難冒頂板，中印專家面對現(xiàn)實，除在支架上采取提高支撐能力將支護(hù)強度提高到84.5t/m2，工作阻力提高到5 024kN/架以外，主要采取了地面滯后工作面于其中部鉆眼爆破。

4.1 炮眼布置

在工作面中部采空區(qū)上方從地面打6至26個炮眼，一般每排布置13～15個炮眼。從1998年8月12日至P-1工作面結(jié)束，共在地面爆破30排炮眼。前四排爆破不太正規(guī)，后來步入正軌。其排距15m，孔深一般為30～35m，滯后工作面16～27m。爆破參數(shù)見表5。

表4 P-1工作面上覆巖層垮至地表時來壓強度

支架位置

 來壓日期

1～20 # 21～40 # 41～60 # 61～80 # 81～103 總計

28/5

1.07 1.36 1.29 1.68 1.32 1.35

17/6

1.16 1.64 1.46 1.60 1.30 1.43

4.2 炮眼裝藥結(jié)構(gòu)

炮眼直徑100mm，裝藥長度約6m，分兩段裝藥。藥卷直徑為83mm，每卷炸藥長45cm，重2.75kg，每孔裝藥約18卷，每孔裝藥總量約50kg。利用導(dǎo)爆索、電雷管及發(fā)爆器起爆。利用砂子、泥土和速凝水泥及水充填炮眼，填充深度約30m。

炮眼布置和裝藥量可視巖性變化而調(diào)整，因頂板來壓使鉆孔變形、漏氣，也可封堵后再裝藥放炮。

表5 印度巴蘭布礦P-1工作面地面爆破參數(shù)

序號

日/年月 炮眼至開切眼距離/m 工作面至開切眼距離/m 裂縫至開切眼距離/m 炮眼至工作面距離/m 炮眼至支架尾距離/m 炮眼數(shù)量 炮眼覆蓋范圍（支架數(shù)） 鉆孔 漏氣

1

12/98.8 176 191 172 16 11 12 5 31～67

2

17/98.8 190 209 189 19 14 9 5 31～67

3

20/98.8 206 227 204 21 16 6 6 30～40

4

23/98.8 226 247 229 21 16 26 26 14～88

5

26/98.8 241 258 229 17 12 10 7 35～72

6

28/98.8 256 278 251 22 17 10 7 20～16

5 采取改進(jìn)措施后的效果

5.1 地面爆破對切斷上覆巖層效果明顯

（1）由表6可知，地面爆破后上覆巖層斷裂步距縮短25%，來壓強度降低6%，在垮至地表時支架工作阻力占額定值之比降低了12%。

（2）P-1工作面結(jié)束后，全套設(shè)備撤至第2工作面，從至P-2工作面開切眼內(nèi)側(cè)17m處布置第一排炮眼，而后每隔15m布置一排炮眼，每排炮眼13個，其它爆破參數(shù)、裝藥結(jié)構(gòu)基本上與P-1工作面相同。在第一次垮至地表范圍內(nèi)，下沉盆地P-2工作面大于P-1工作面，最大下沉量分別為87mm和69mm，P-2工作面比P-1工作面減少了20%。因此，在P-2工作面上覆巖層垮至地表時，工作面礦壓不明顯，支架受載中部略有增大，最大工作阻力為43MPa，支架無損壞，比較安穩(wěn)地渡過了頂板初次來壓。其后因堅持地面爆破，頂板來壓也未導(dǎo)致支架壓死和損壞。

表6 巴蘭布礦P-1工作面地面爆破前后上覆巖層來壓參數(shù)對比

地面爆破狀況

未爆破 地面滯后工作面20m 左右間隙15m工作面中部爆破

上覆巖層斷裂區(qū)間

第1-2次垮至地表期間 第2～3次垮至地表期間 第3～4次垮至地表期間

斷裂間距/m

84 86 84

來壓次數(shù)/次

6 8 8

平均來壓步距/m

14 10.75 10.5

垮至地表來壓強度

1.43 1.33 1.38

垮至地表 工作阻力/kN

4678～5199 5217 5162

支架受載 與額定值之比/%

118 104 103

5.2 在堅持地面爆破的條件下，提高支架工作阻力后，支架未發(fā)生損壞1998年6月17日巴蘭布礦P-1工作面上覆巖層垮至地表，工作面停產(chǎn)。經(jīng)更換已損壞的安全閥、液控單向閥、壓力表、立柱和頂梁，于1998年8月3日恢復(fù)生產(chǎn)。

1998年8月10日在工作面推至距開切眼183～184m處，頂板來壓。當(dāng)工作面推至距開切眼192m處，在至開切眼175m處于工作面中部采空區(qū)上方，第一次在地面爆破了12個炮眼。爾后至開切眼190m處，于地面爆破了9個炮眼。在至開切眼206m處地面爆破了6個炮眼，結(jié)果工作面又一次顯現(xiàn)強烈來壓，支架實測工作阻力達(dá)5 400kN，為額定值的108%，來壓強度達(dá)1.41。隨即在至開切眼226m處地面爆破了26個炮眼，支架受載立即降了下來。以后每隔15m在地面爆破9～13個炮眼。當(dāng)工作面推至距開切眼254m處，上覆巖層第三次垮至地表。來壓期間支架工作阻力實測平均為5 217kN，為額定值104%。立柱下縮僅100mm，安全閥有時開啟，經(jīng)快速推進(jìn)，支架恢復(fù)到正常工作狀態(tài)。

地面爆破后，P-1工作面上覆巖層兩次垮至地表，此間經(jīng)歷17次頂板來壓，支架工作阻力實測平均值為5 093kN，僅超過額定值1.4% 。經(jīng)歷276個循環(huán)，支架工作阻力實測總平均值為4 199kN，為額定值的83.4%，但最大值為6 280kN，為額定值的125%，支架無一損壞。

表7 地面爆破前后支架初撐力實測值對比

爆破狀態(tài) 架號 平均值P0 均方σPo P+σPo Pmax ＞P+σPo比例/% P＜+σPo比例/% /kN /% /kN /% /kN /% /kN /% 未爆破 52# 2757 73.0 553 14.7 3310 87.8 3768 100 20.79 79.21 爆破后 54# 3547 94.2 528 14.00 4076 108 4961 131.7 20.40 79.60

注:為額定值與額定值之比

5.3 支架初撐力提高

經(jīng)對安全閥和液控單向閥調(diào)定、檢修，在地面爆破期間，支架初撐力明顯提高了21% ，見表7。其后柱比前柱提高的更多，顯然對控制頂板來壓是有作用的。

5.4 地面爆破后支架工作狀況明顯改觀

地面爆破后，由于安全閥、液控單向閥得到調(diào)定和檢修，立柱工作阻力由35MPa提高到40MPa，加之精心操作，保證了初撐力，結(jié)果如表8所示，立柱初撐式所占比例比未爆破時降低了70%～75%。立柱降阻式所占比例比未爆破時降低了65%。這樣增阻式所占比例上升為83.5%，比未爆破時提高44%～53%。顯然支架工作狀況是良好的。它對控制好頂板起到了積極作用。

表8 地面爆破前后支架運轉(zhuǎn)特性（P—T）類型分布對比%

柱別 爆破狀態(tài) 架號 初撐式Po=Pm 一次增阻式 二次增阻式 三次增阻式 多次增阻式 降阻式Po>Pm 增阻式Po　

未爆破 52# 44.87 14.80 19.98 1.85 2.96 15.54 39.59 爆破后 54# 11.00 28.40 35.80 5.10 14.2 5.50 83.50 后柱 未爆破 52# 41.11 20.28 20.28 1.95 4.68 11.70 47.19 爆破后 54# 12.50 29.0 33.20 8.00 13.20 4.00 83.50

總而言之，針對巴蘭布礦5號煤層圍巖條件及礦壓特點,因?qū)⒅Ъ芄ぷ髯枇τ? 400kN提高到5 024kN，保證足夠初撐力，縮小梁端距，控制采高，加快推進(jìn)，特別是在工作面中部采空區(qū)上方采取滯后煤壁地面爆破等措施，使得該面上覆巖層巖性發(fā)生了變化，頂板來壓步距縮短，來壓強度降低，巖石膨脹性增大，工作面頂板來壓平緩，活柱下縮量減少，支架工作正常。盡管工作面中部支架安全閥在頂板來壓時還有時開啟，但在推采2m左右，支架受載升高就可恢復(fù)到支架額定工作阻力以下。全工作面支架在較長時間內(nèi)在低于額定工作阻力狀況下工作，支架再未發(fā)生損壞。因此，提高了工作阻力的ZZ4400/14/27型支撐掩護(hù)支架，在工作面中部地面滯后爆破的條件下，基本上能適應(yīng)巴蘭布礦5號煤層難冒頂板的需要。實踐得來的經(jīng)驗是寶貴的，生產(chǎn)獲得的效益是顯著的。此經(jīng)驗已在巴蘭布礦P-2工作面和拉金達(dá)礦P-16工作面推廣。