大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺的制作方法

本发明涉及到一种煤矿开采技术领域，尤其是在大倾角煤层破碎顶板带条件下的炮采转综采工艺。

背景技术：

综采技术是煤炭开采的发展方向，综采技术的发展意味着落煤、装煤、运煤和顶板支护的机械化的发展，综采能显著的提高生产效率，明显改善安全状态。但是随着综采综掘机械化水平的逐步提高，综采采煤工作面布置困难，采煤工作面走向短，搬家次数频繁的弊端也日益凸显。

目前，在国内的煤矿开采条件下，因受到设备的定购、调配等一系统原因，综采支架及配套设备均不能按时到达开采区域，根据这一现实和生产需要，在这种机械化大生产的时代背景下，为了满足社会对能源的迫切需求，以及自身对生产力、科学技术提升的需要，同时为了保障生产的连续性，进行了炮采转综采技术的工艺研究，即在采煤工作面先进行传统的炮采多个月后，再沿炮采采煤工作面进行扩大转为综采设备安装切眼，而在传统炮采的这多个月期间，可多生产煤炭万余吨。

传统的炮采转综采技术大都通过留煤柱，在实体煤中掘开切眼的工艺方法，因开切眼的施工在一个相对稳定的岩层赋存条件下进行，对于开切眼支护的要求相对较低，国内外有很多成功例子可供参考，但存在如下几个问题：

(1)开切眼在炮采采煤工作面全部撤出后进行开展，浪费大量的人力物力，同时没有保证生产的连续性。

(2)在能源日益紧张的今天，另掘开切眼不仅仅是降低了生产效益，更浪费了资源。

(3)随着生产的进行，残留煤柱将留下安全隐患，影响生产。

但是，在已有巷道内且在不中断生产的情况下开设开切眼，存在着如下技术问题：

(1)巷道顶板大面积悬空,增加了顶板断裂、垮落的危险性，为巷道支护带来了困难。

(2)在作开切眼前采用炮采，炮采冲击扰动作用强烈，加大了顶板破碎程度，顶板极难管理，再次增加了顶板断裂、垮落的危险性。

(3)开切眼空间内的顶板成为大跨度的悬臂顶板，且悬臂长度远远大于一般的沿空巷道，巷道断面中部易出现断裂；上、下位岩体的不同步运动造成的离层现象；煤壁处由于应力的集中造成围岩的塑性破坏的问题。

(4)综采技术的应用需要开切眼为沿倾向方向真倾斜巷道，选择合适的炮采工艺是开切眼工程的前提。

因此，如何在先采用传统炮采，然后无缝过度到机械化综合开采是一个比较大的难点。

技术实现要素：

为了解决上述问题，本发明提供了一种大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，由炮采工艺阶段，炮采转机械综采工艺阶段构成。

所述的炮采工艺阶段由确定基本开采设置，放炮采煤，采煤工作面支护及采空区处理构成；确定基本开采设置包括有确定开采煤层采煤工作面倾角，确定分段密集支护间距，分段密集支护柱距，密集支护的坡度；采煤工作面支护及采空区处理包括对采煤工作面的支护设置及对采煤工作面采空区的顶板管理设置。

所述的炮采转机械综采工艺阶段包括设置开切眼工艺，所述的设置开切眼工艺由巷道扩帮工艺，将已扩帮巷道顶板进行支护处理工艺构成；巷道扩帮工艺为在开切眼处将炮采工艺阶段掘进的巷道扩宽，使巷道扩宽后满足于综采机械的运转。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，确定基本开采设置还包括确定采煤工作面采用长壁分段密集采煤方法进行采煤。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，确定开采煤层采煤工作面倾角为：伪倾角5度。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，确定分段密集支护间距为2.5-3.5m，分段密集支护柱距为0.3m，密集支护的坡度5-10度。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，对采煤工作面的支护设置为：(1)确定采煤工作面基本柱支护采用单体液压支柱与金属顶梁配套支护；(2)确定采煤工作面密集支柱采用单体液压支柱与木帽配套支护。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，所述的单体液压支柱与金属顶梁配套支护中，金属顶梁垂直于采煤工作面，且金属顶梁端头距采煤工作面的煤壁距离不超过0.3m，金属顶梁由若干单体液压支柱进行支撑，单体液压支柱在金属顶梁下方排成一条直线且单体液压支柱与单体液压支柱之间的间距为0.7m。

所述的采煤工作面处设置有若干金属梁，金属梁之间的间距为1m。

单体液压支柱垂直于采煤工作面顶板与底板，且单体液压支柱的迎山角为0-3度。

单体液压支柱初撑力大于90KN，单体液压支柱的柱腿下陷入采煤工作面底板超过100mm以上时，将单体液压支柱的柱腿加设柱鞋。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，所述的采煤工作面密集支柱的长度为2.7-3.0m。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，所述对采煤工作面采空区的顶板管理为，采煤工作面采空区顶板采用全部垮落法管理顶板。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，所述的巷道扩帮工艺为：选择开切眼处，然后在已选择的开切眼处进行扩帮。选择巷道的采煤工作面侧的巷道上帮7进行扩帮，首先利用钻眼放炮方式进行刷邦，并由上向下刷至预设巷道断面，每次刷帮的长度不超1.2m,然后将已刷帮段的巷道顶板3进行支护处理。

已刷帮段的巷道顶板进行支护处理工艺为：在顶板铺设金属网6，然后设置铰接顶梁与单体液压支柱配合支护，其中单体液压支柱之间的间距为0.7m。

然后在顶板上分布设置锚杆5、锚索支护，锚杆、锚索4与金属网6连接，构成锚网支护；

在巷道顶板与巷道底板2之间设置木垛1支护。

在完成锚杆支护、锚索支护、锚网支护、木垛支护后，拆除单体液压支柱。

如上所述的大倾角煤层破碎顶板炮采转综采工艺，具体为，所述的锚杆在巷道顶板上的分布为：间距0.76m，排距1m，锚杆采用直径0.02m、长度2.5m的树脂锚杆；所述的锚索在巷道顶板上的分布为：锚索布置三排，排距为1.52m，锚索间距为2米,锚索直径0.018m、长度8m；所述的木垛采用新鲜方木，方木规格为0.2×0.2m。

有益效果

本发明的工艺流程设置，可以在综采设备不能按时进行的情况下(比如综采设备无法立即安装)，采用炮采多个月，平均可多生产2-4万吨煤炭，增收近千万元。

减少回收原炮采采煤工作面时间10天以上(相邻采煤工作面回撤时间)，节约人工费5万余元，同时降低了回撤采煤工作面的安全风险。

采用在炮采采煤工作面直接扩为综采开切眼，不需留设安全煤柱，大幅度的提高了煤炭资料的回收率，较重新掘开切眼减少煤柱损失20米以上，多回收煤炭1.0万吨以上，直接创效350万元以上。

四是缩短了综采系统准备的时间，较重新掘开切眼缩短了近1个月的时间和人工、材料费用投入20多万元。

在原炮采采煤工作面直接扩为综采开切眼，减少回撤炮采采煤工作面和重新掘开切眼导硐所需时间为1个月，为矿综采生产多争取了一个月的时间，多生产煤炭2万余吨，为矿增加营业收入700多万元。

综上所述：采用炮采转综采技术，为企业降低人工费和材料费及增加营业收入近1845万元，安全效益更为是无法估量。

本技术成功解决了如下问题：

(1)根据开切眼的使用要求，使用了适合其施工的前期炮采工艺。使前期的炮采工艺过程中炮采产生的震动等影响降低到最低，不影响后期综采。

(2)从矿压、裂隙分布、围岩移动的角度分析并采用预应力锚杆、锚索、支柱联合支护技术以及分步扩大开切眼刷帮技术，控制开切眼的顶板下沉量和煤壁变形量，从而限制了开切眼内的应力集中效应，保障了巷道的稳定性。

附图说明

图1为炮采阶段开切眼结构图。

图2是开切眼刷帮后结构图。

图中标号所示：1-木垛；2-巷道底板；3-巷道顶板；4-锚索；5-锚杆；6-金属网；7-巷道上帮。

具体实施方式

实施例一。

采煤矿山条件：该采面煤层为大倾角中厚煤层，倾角为34°～48°，平均为40°。为大倾角煤层破碎顶板带。

设置开采参数如下：

为保证安全生产和提高单产，确定本采煤工作面采用俯伪斜走向长壁分段密集采煤方法，考虑到中期开切眼施工，选择采煤工作面伪倾角为5°，基本呈现真倾斜状态；分段密集间距(伪斜距)3.0m，密集柱距0.3m，密集垫层高0.5米，厚0.5m，密集爬坡度(上仰角)5～10°。

炮采工艺阶段：

采煤工作面平均采高为2.65m。循环进度：1.0m。采用放炮落煤。

炮眼布置方式及爆破方法：①炮眼布置方式：采用五花眼布置。②爆破方法：采用毫秒雷管串联连炮，正向爆破。

爆破说明书见下表：

装运煤：采煤工作面放炮后，煤炭沿煤壁自溜溜至装煤眼，装入1吨U型矿车，由内齿轮绞车牵引至车场。

采煤工作面支护及采空区处理：

(一)采煤工作面支护

1、支护形式。采煤工作面基本柱采用单体液压支柱与金属顶梁配套支护，一梁一柱；采煤工作面密集支护采用单体液压支柱与木帽配套支护，一帽一柱，木帽规格：长×宽×厚＝40×15×10cm。

2、支护质量。

①采煤工作面的单体液压支柱与金属顶梁必须齐全完好。

②单体液压支柱打成一条直线，排距1.0m、柱距0.70m，偏差不超过±100mm；且金属顶梁端头距采煤工作面的煤壁距离为0.3m。新暴露的采煤工作面顶板必须及时支护。

③分段密集支护掺至煤壁第二排支柱处，分段密集支护长度控制在3m。

④单体液压支柱尽量垂直于采煤工作面顶及采煤工作面底板，迎山有劲，迎山角0°～3°，采煤工作面的所有单体液压支柱必须全部承载。

⑤单体液压支柱钻底量大于100mm时要穿柱鞋，初撑力不得低于90kN，不足的必须进行再次补液。

⑥煤层变化时，必须及时更换适应采高的单体液压支柱，防止单体液压支柱超长或超短使用，单体液压支柱的活柱伸出量不小于100mm。

⑦不得使用折损的坑木，失效的单体液压支柱，一旦发现要立即更换。

⑧采煤工作面顶板破碎、冒落处，必须用排材等接顶严实，严禁空顶。

⑨放炮后必须及时进行超前挂梁或打临时支柱，顶梁铰接率必须达到90％以上。

⑩采煤工作面靠煤壁两排单体液压支柱及顶梁必须使用防倒绳，防倒绳拴在单体液压支柱的三用阀与单体液压支柱的顶盖之间。

3、采空区处理：采煤工作面采空区采用全部垮落法管理顶板。

炮采转机械综采工艺阶段。

施工工序：扩帮→液压支柱支护→锚网索支护。

选择开切眼处，然后在已选择的开切眼处进行扩帮。

开切眼处进行扩帮施工方法：

1、扩帮采用钻孔放炮方法法，使用MZ-1.2型煤电钻打眼，1～5段毫秒延期电雷管和煤矿安全乳化炸药爆破落煤。

2、采用正向装药，每眼装药不超过2节，并使用好黄泥及水炮泥，封泥长度不小于600mm。

3、选择巷道的采煤工作面侧的巷道上帮7进行扩帮。刷帮顺序：由上向下刷至预设断面，每次刷帮后，已刷帮断面下部与煤壁成45度夹角，以便溜煤。每一次刷帮长度不得大于1.2m，只有将已刷帮断面支护完毕后方可进行下一次刷帮工作。

4、为了安装期间人员安全，每间隔15米在煤壁布置一个躲硐，躲硐深3.0米，宽2.0米，高2.8米，支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁贴帮支护，三面必须用排柴背接严实，单体液压支柱间距为0.8米。

支护方案：

1、采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护，并在顶板上铺金属网，单体液压支柱的间距0.7m、排距为×1.0m。

(1)按8倍采高计算支护强度：

①支护强度：P＝8mr＝8×2.65×25＝530(kN/m2)。式中：P为支护强度(单位kN/m2)，m为采煤工作面平均采高(单位m)，r为直接顶容重，取25kN/m3。

②开切眼支护荷载：Q＝P*S＝530*(95*8.4)＝422940(kN)。式中：P为支护强度(单位kN/m2)，S为采煤工作面面积(单位：平方米)。

③采煤工作面荷载由密集支护与煤壁共同承担，因而密集支护荷载为：

Q1＝Q/2＝422940/2＝211470(kN)。

④密集支柱根数计算：n＝Q1/R＝211470/294＝719.286(式中，R为支柱额定工作阻力，为294KN/根)。

⑤采煤工作面密集支柱的排距为1.0m，则基本支柱柱距：

d＝1/(720/95/2)＝1/3.79＝0.264m。

(2)按冒落高度计算：

①冒落高度估算：H＝M/(K-1)＝2.65/(1.35-1)＝7.57m。式中：H为采煤工作面冒落高度(单位m)，K为岩石碎胀系数，取1.35。

②支护强度：P＝H×r＝7.57×25＝189.25(kN/m2)。式中：P为支护强度(单位kN/m2)；H为采煤工作面冒落高度(单位m)，r为直接顶容重，取25kN/m3。

③开切眼支护荷载：Q＝P*S＝189.25*(95*8.4)＝151021.5(kN)。

式中：P为支护强度(单位kN/m2)，S为采煤工作面面积(单位：平方米)。

④采煤工作面荷载由密集支护与煤壁共同承担，因而密集支护荷载为：

Q1＝Q/2＝151021.5/2＝75511(kN)。

⑤密集支柱根数计算：n＝Q1/R＝75511/294＝257(根)，式中R为支柱额定工作阻力，为294KN/根。

⑥采煤工作面密集支柱的排距为1.0m，则基本支柱柱距：

d＝1/(257/95/2)＝1/1.353＝0.739m。

(3)按周期来压步距计算。

根据以上计算、综合相关经验：采空区侧采用密集支护、木垛，密集为两排单体液压支柱配合铰接顶梁，支柱排距为1.0米，间距为0.3米，木垛间隔不得大于5.0米，木垛规格为1.2×1.2×3.5；开切眼内采用锚网索带联合支护，能够满足支护要求。

3、支护参数

(1)每次刷帮后，必须及时进行支护，严格执行刷一排支一排，支柱必须迎山有力、安全可靠，而且支柱必须与采煤工作面基本柱保持横、纵成一条直线。

(2)开切眼内的顶板支护采用φ＝20mm、L＝2.5m树脂锚杆(每根锚杆加KZ2350型药卷3条)、锚网、锚索进行永久支护，锚杆间距为0.76、排距为1.0m；煤壁采用锚网支护，锚杆采用φ＝20mm、L＝2.5m树脂锚杆。

(3)锚索采用L＝8m，φ＝17.80mm，布置三排，排距为1.52米，间距2米。

(4)木垛支护采用新鲜方木，方木规格为0.2×0.2米，木垛架设必须迎山有力，与顶板空隙处必须用木楔楔紧，木垛必须用抓钉连接好。

锚杆安装工艺：锚杆间、排距必须严格按规程规定布置，眼位偏差不得大于100mm。锚杆设计锚固力为50kN,其锚固力不得低于设计值的90％，预紧力不得小于30kN。锚杆孔直径为28mm，深度为2400mm，锚杆外露长度不得小于10mm，不得超过50mm，三径要求必须匹配。锚杆安装应与岩面垂直，与巷道岩面夹角应大于75度。

锚索安装工艺：锚索锚固力不低于200kN，锚索外露长度不得小于150mm，不得大于250mm。

上述实施方式用来解释说明本发明，而不是对本发明进行限制，在本发明的精神和权利要求的保护范围内，对本发明做出的任何修改和改变，都落入本发明的保护范围。