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摘 要：文章介绍在“三软”煤层条件下的高档普采工艺与炮采工艺相结合的采煤方法，加强顶板管理、预防顶板事故的安全技术措施。
关键词：“三软”煤层；高档普采和炮采相结合；顶板管理
工艺探究
山东泉兴集团枣庄矿业有限责任公司下二迭山西组3层煤平均煤层厚度4.0m，采用分层开采。上分层采用高档普采，采高2.0m，下分层采用炮采，采高2.0m。工作面初采时，支护工艺为单体支柱配合1m铰接顶梁进行支护，采煤机滚筒截深为1m，但由于上部2层煤的开采、3层煤体自身松软以及两层煤层间距小等原因，造成采场煤质软、顶板软、底板软，加之采煤机割煤时空顶面积大、时间长，经常造成工作面顶板漏、冒事故，对安全生产影响极大。为了解决这一问题，切实达到提高工效、安全生产的目的，结合高档普采在大兴公司实施多年的生产经验，于是在3202高档普采工作面进行工艺深改造研究。采区高档普采和炮采相结合的生产工艺经过近3个多月的实践试验，的确达到了安全、高产、高效、低耗、低成本的开采效果。
1.工作面概况
3202工作面位于- 482水平，煤层平均采高为2.0m，煤层倾角20°～40°，走向长680m，倾斜长140m；煤层顶板伪顶为泥岩有0.42m左右，直接顶为深灰色细砂岩，局部有泥岩夹层，钙质胶结。因为两煤层间距仅11m，在2层煤开采后对3层煤顶板产生较大的压力影响，造成顶板特别破碎，易冒落。根据矿压观测资料，该面顶板周期来压明显，但不强烈。初次来压步距26m，周期来压步距11.7m。
2. 生产工艺及配套设备
3202工作面采用走向长壁倾斜后退式采煤法，全部垮落式管理顶板，采高为2.0m。
2.1 落煤方式
采用MG160/390-WD型采煤机落煤，双向割煤，端部斜切进刀。采煤机窝及上、下缺口人工爆破落煤。
2.2 装运煤
采用螺旋滚筒配合工作面SGZ630/220型可弯曲刮板输送机所带的铲煤板自动装运煤，采煤机窝及上、下缺口采用爆破装煤和人工装煤相结合。
工作面运煤采用一部SGZ630/220型刮板输送机。运输顺槽配备1部YDB22-2-6380胶带输送机及1部SGW-40T 型刮板输送机运煤。
2.3 工作面支护
工作面使用DZ-2200、DZ-2500、DW-2800、DW-3150型液压支柱， 不同型号支柱分段集中使用，HDJA-1000型金属铰接顶梁配套支护顶板，上、下端头使用6趟双楔铰接顶梁支护顶板。
3.工艺过程及作业方式
3.1 支护
该面支护形式采用齐梁直线柱，中悬臂支护，排距1.0m，柱距0.6m，支护密度1.3～2.22棵/m2，“三、四”硐档管理顶板，最大控顶距5.0m，最小控顶距4.0m，端面距200mm，放顶步距1.0m。
3.2 采煤
采用MG160/390-WD型采煤机落煤，双滚筒采煤机双向割煤；螺旋滚筒配合工作面SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运煤；3202运输顺槽采取SGB620-40T刮板输送机运煤；工作面单体液压支柱支护顶板。工艺流程：双滚筒采煤机割煤(放炮落煤)→自动装煤(人工装煤)→刮板输送机运煤→推移刮板输送机→打临时正规支柱→挂网挂梁→打永久正规支柱→打贴帮支柱→回料→清理整改。
3.3 采煤机窝施工
工作面构造复杂，裂隙及断层较多，顶板比较破碎，加之采煤机机身长13m,回机长度13m，造成26m长顶板维护滞后，空顶面积大时间长，极易引起顶板冒落事故。为解决空顶问题将采煤机窝13m采取炮采的方式提前施工维护好，并将溜子移设到位做好一切准备工作，使采煤机直接开进预定的位置，不需要回机有效地缩短了空顶距离及空顶时间。
4.主要技术问题的分析
4.1支护密度选择的依据
试验和矿压观测结果表明：该面顶板较破碎，頂板管理的重点是护顶，必须选择适当的支护密度来管理顶板。
4.2 计算支护密度
用估算法计算支护强度P 为：
P = k·m·γ
式中，P 为支护强度，kN/m2；k为载荷系数，取k = 6～8；γ为顶板岩石平均密度，取γ=2.3～2.5t/m3；m为工作面采高，m =2.0，故算得支护强度
P= 7×2.0×2.4 =33.6kN/ m2。
支护密度按下式确定：
G=P/nP1
式中，G 为支柱密度，棵/m2；P1为支柱的额定工作阻力，P1 = 300kN/棵；n为支柱工作阻力实际利用系数，单体液压支柱取n = 0.85，计算得支柱密度G = 33.6÷（0.85×300）= 0.132 棵/m2。
4.3 支护密度校验
工作面支护密度为1.3～2.22棵/m2，支护强度平均为33.6kN/ m2，满足计算要求。为了达到护顶的目的，保持顶板的完整性，回采时每棚穿枇子一块，金属网护（下转第49页）顶，整个试验期间没有发生过冒顶事故。
4.4 控制端面距及支柱钻底
采用高档普采和炮采相结合中悬臂梁布置形式，工序简单、便于操作，且端面距小（200mm），能及时支护顶板，收到了较好的效果。
由于该面底煤松软，支柱钻底量超过100mm，在回采中采用支柱穿铁鞋的办法得到解决，铁鞋规格为直径300mm。
5.经济技术分析
（1）试验期间，工作面3个月累计出煤7.2万t，平均单产2.4万t，最高日产1000t，最高月产3.0万t，平均工效15.385t/工，平均成本8.75 元/t。
（2）试验生产期间没有发生过冒顶和人身事故。
（3）高档普采和炮采相结合最大程度地搞好平行作业，提高工效，缩短工作时间，为安全生产提供前提条件。
（4）与原来使用采煤机回机割机窝工艺时相比，安全系数较高，经济效益显著，年产量提高1.83倍，工效提高3.24倍。
6.结论
高档普采与炮采相结合开采是提高回采率，降低成本，保证安全生产的途径之一。针对煤层赋存条件，在顶板管理和设备保护方面采取了多种具体措施，防止因空顶而冒顶的事故发生。工作面产量平稳并有所提高，安全生产也得到了保证。可实现高产、高效、低耗、安全的开采效果，为今后高档普采组织生产积累了经验，对以后的安全生产具有指导意义，具有较高的推广使用价值。
关键词：“三软”煤层；高档普采和炮采相结合；顶板管理
工艺探究
山东泉兴集团枣庄矿业有限责任公司下二迭山西组3层煤平均煤层厚度4.0m，采用分层开采。上分层采用高档普采，采高2.0m，下分层采用炮采，采高2.0m。工作面初采时，支护工艺为单体支柱配合1m铰接顶梁进行支护，采煤机滚筒截深为1m，但由于上部2层煤的开采、3层煤体自身松软以及两层煤层间距小等原因，造成采场煤质软、顶板软、底板软，加之采煤机割煤时空顶面积大、时间长，经常造成工作面顶板漏、冒事故，对安全生产影响极大。为了解决这一问题，切实达到提高工效、安全生产的目的，结合高档普采在大兴公司实施多年的生产经验，于是在3202高档普采工作面进行工艺深改造研究。采区高档普采和炮采相结合的生产工艺经过近3个多月的实践试验，的确达到了安全、高产、高效、低耗、低成本的开采效果。
1.工作面概况
3202工作面位于- 482水平，煤层平均采高为2.0m，煤层倾角20°～40°，走向长680m，倾斜长140m；煤层顶板伪顶为泥岩有0.42m左右，直接顶为深灰色细砂岩，局部有泥岩夹层，钙质胶结。因为两煤层间距仅11m，在2层煤开采后对3层煤顶板产生较大的压力影响，造成顶板特别破碎，易冒落。根据矿压观测资料，该面顶板周期来压明显，但不强烈。初次来压步距26m，周期来压步距11.7m。
2. 生产工艺及配套设备
3202工作面采用走向长壁倾斜后退式采煤法，全部垮落式管理顶板，采高为2.0m。
2.1 落煤方式
采用MG160/390-WD型采煤机落煤，双向割煤，端部斜切进刀。采煤机窝及上、下缺口人工爆破落煤。
2.2 装运煤
采用螺旋滚筒配合工作面SGZ630/220型可弯曲刮板输送机所带的铲煤板自动装运煤，采煤机窝及上、下缺口采用爆破装煤和人工装煤相结合。
工作面运煤采用一部SGZ630/220型刮板输送机。运输顺槽配备1部YDB22-2-6380胶带输送机及1部SGW-40T 型刮板输送机运煤。
2.3 工作面支护
工作面使用DZ-2200、DZ-2500、DW-2800、DW-3150型液压支柱， 不同型号支柱分段集中使用，HDJA-1000型金属铰接顶梁配套支护顶板，上、下端头使用6趟双楔铰接顶梁支护顶板。
3.工艺过程及作业方式
3.1 支护
该面支护形式采用齐梁直线柱，中悬臂支护，排距1.0m，柱距0.6m，支护密度1.3～2.22棵/m2，“三、四”硐档管理顶板，最大控顶距5.0m，最小控顶距4.0m，端面距200mm，放顶步距1.0m。
3.2 采煤
采用MG160/390-WD型采煤机落煤，双滚筒采煤机双向割煤；螺旋滚筒配合工作面SGZ630/220型可弯曲刮板输送机运煤；3202运输顺槽采取SGB620-40T刮板输送机运煤；工作面单体液压支柱支护顶板。工艺流程：双滚筒采煤机割煤(放炮落煤)→自动装煤(人工装煤)→刮板输送机运煤→推移刮板输送机→打临时正规支柱→挂网挂梁→打永久正规支柱→打贴帮支柱→回料→清理整改。
3.3 采煤机窝施工
工作面构造复杂，裂隙及断层较多，顶板比较破碎，加之采煤机机身长13m,回机长度13m，造成26m长顶板维护滞后，空顶面积大时间长，极易引起顶板冒落事故。为解决空顶问题将采煤机窝13m采取炮采的方式提前施工维护好，并将溜子移设到位做好一切准备工作，使采煤机直接开进预定的位置，不需要回机有效地缩短了空顶距离及空顶时间。
4.主要技术问题的分析
4.1支护密度选择的依据
试验和矿压观测结果表明：该面顶板较破碎，頂板管理的重点是护顶，必须选择适当的支护密度来管理顶板。
4.2 计算支护密度
用估算法计算支护强度P 为：
P = k·m·γ
式中，P 为支护强度，kN/m2；k为载荷系数，取k = 6～8；γ为顶板岩石平均密度，取γ=2.3～2.5t/m3；m为工作面采高，m =2.0，故算得支护强度
P= 7×2.0×2.4 =33.6kN/ m2。
支护密度按下式确定：
G=P/nP1
式中，G 为支柱密度，棵/m2；P1为支柱的额定工作阻力，P1 = 300kN/棵；n为支柱工作阻力实际利用系数，单体液压支柱取n = 0.85，计算得支柱密度G = 33.6÷（0.85×300）= 0.132 棵/m2。
4.3 支护密度校验
工作面支护密度为1.3～2.22棵/m2，支护强度平均为33.6kN/ m2，满足计算要求。为了达到护顶的目的，保持顶板的完整性，回采时每棚穿枇子一块，金属网护（下转第49页）顶，整个试验期间没有发生过冒顶事故。
4.4 控制端面距及支柱钻底
采用高档普采和炮采相结合中悬臂梁布置形式，工序简单、便于操作，且端面距小（200mm），能及时支护顶板，收到了较好的效果。
由于该面底煤松软，支柱钻底量超过100mm，在回采中采用支柱穿铁鞋的办法得到解决，铁鞋规格为直径300mm。
5.经济技术分析
（1）试验期间，工作面3个月累计出煤7.2万t，平均单产2.4万t，最高日产1000t，最高月产3.0万t，平均工效15.385t/工，平均成本8.75 元/t。
（2）试验生产期间没有发生过冒顶和人身事故。
（3）高档普采和炮采相结合最大程度地搞好平行作业，提高工效，缩短工作时间，为安全生产提供前提条件。
（4）与原来使用采煤机回机割机窝工艺时相比，安全系数较高，经济效益显著，年产量提高1.83倍，工效提高3.24倍。
6.结论
高档普采与炮采相结合开采是提高回采率，降低成本，保证安全生产的途径之一。针对煤层赋存条件，在顶板管理和设备保护方面采取了多种具体措施，防止因空顶而冒顶的事故发生。工作面产量平稳并有所提高，安全生产也得到了保证。可实现高产、高效、低耗、安全的开采效果，为今后高档普采组织生产积累了经验，对以后的安全生产具有指导意义，具有较高的推广使用价值。