淺埋深整體性強的軟岩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進出口公司（簡稱CME）1997年向印度出口了3套綜采成套設備，在中國專家指導下，首先在巴蘭布礦P-1首采工作麵安裝好設備，於1998年5月11日投產。至1998年11月初已采出33.8萬t煤炭，11月23日工作麵推至735m處停采，工作麵結束，獲得良好經濟效益。後將設備全部搬至第二個工作麵，按原地麵爆破工藝生產。

1 巴蘭布礦5號煤P-1工作麵條件

1.1 煤層賦存條件

5號煤P-1首采麵開采深度40～55m，煤厚平均2.41m，傾角1°～3°，煤硬f=2.5～3，
煤質為C級，容重1.5t/m3，發熱量為5 335kcal/kg。

該麵上覆岩層從下向上為：薄層頁岩平均厚240mm，比較穩定；砂岩平均厚41.5m，RQD平均為62.4%～77%，個別分層RQD達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，底板為砂岩及砂頁岩。

P-1首采麵的地質構造簡單，工作麵淋水大，一級瓦斯湧出量＜1m3/t，煤層無爆炸危險。

1.2 生產技術條件

礦井利用斜井與立井聯合開拓，礦井生產能力為54萬t/a，工作麵長度145m，走向長度735m，平均采高2.31m。選用CME提供的主要設備：MG375W型雙滾筒采煤機一台；ZZ4400/14/27型支撐掩護式支架99台，排頭架4台（支架工作阻力5 024kN/架，合支護強度為84.5t/m2）；SGZ-764/400型刮板輸送機一台，SZZ-764/132型橋式轉載機一台；PCM-110型破碎機一台，MRB-200/31.5型乳化液泵3台，RX-1000型乳化液箱2台；CK2型工作麵通訊設備2套，英國變壓器、開關及電站一套。

2 液壓支架選型及主要參數調定

2.1 支架支護強度確定

中方專家根據印方最初提供的P-1首采麵岩性指標：RMR為48%，RQD平均為46%～62%，單向抗壓強度為86.8kg/cm2，屬中等穩定程度，利用岩石自重法及巷頂初次來壓步距法確定的支架支護強度為75t/m2，合工作阻力為4 400kN。其安全係數為1.3～2.2。

印方專家依據表1所列給的資料，經計算，含30%的安全係數，確定巴蘭布礦支架支護強度為55t/m2，合支架工作阻力為330t/架。

表1 印度兩礦的鑽孔資料

煤礦岩石單向抗壓強度/kg•cm-2 岩石分層厚度/cm RQD/% 計算支護強度/t•m-2 容裕係數/wo•w-1 巴蘭布礦 170 8.72 60 55 1.36 牛空達礦 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式支架，CME專家根據現場觀察到的上覆岩層整體性較強
、巷柱式開采時采空區垮落呈大塊等情況，加之采深淺，決定采用四柱支撐掩護式支架，提高了支架切頂能力。實踐證明，這種選型是正確的。

2.3 液壓支架主要參數調定

支架結構高度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準，取得了合格證。在工作麵開采過程中，因P-1首采麵上覆岩層岩性局部發生變化，致使在該麵推至距開切眼84m和168m處兩次垮至地表，使工作麵中部支架壓死，並損壞了液壓係統元件和支架頂梁、立柱等部件。經中印專家研究決定：在采取地麵爆破條件下，將工作麵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%，使支護強度從割煤前的74t/m2提高到84.5t/m2。

3 P-1首采麵岩性變化及其礦壓顯現特征

在中國專家組織領導下，采用四八交叉作業，采煤機斜切入刀，雙向采煤，追機作業，先移架，後推溜及時支護頂板，計劃日產1 950t。在工作麵推采過程中，於5月28日和6月17日工作麵上覆岩層兩次垮至地表，頂板大麵積垮落，活柱急速下縮，工作麵礦壓顯現劇烈，使工作麵中部部分支架被壓死，並遭破壞。經03manbetx 認為：發生上述劇烈礦壓顯現是由於上覆岩層岩性同最初提供的資料相比有變化，變化了的岩層，導致了難垮頂板的礦壓顯現。

3.1 P-1首采麵岩性變化勘測

由表2可知：P-1首采麵岩性分布是不均的。沿工作麵走向，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內。

表2 1998年6月以後印方提供的P-1首采麵岩性資料

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

根據在P-1首采麵采空區上方新打的BH-3和BH-4鑽孔資料，自地表至22.5～47.5m和33～49.4m岩層下落後仍呈大塊規則排列，可取出各個分層的完整岩芯 ，這表明其岩性整體性是很強的。

巴蘭布礦P-1首采麵上覆岩層斷裂步距是有規律的，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岩層斷裂次數較少外，其餘三次垮至地表前其間上覆岩層斷裂分別為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。曆次垮至地表時老頂來壓強度分別為1.44、1.43、1.33和1.38（後兩次是在地麵滯後爆破條件下發生的）。

總之，巴蘭布礦P-1工作麵上覆岩層整體性是較強的，遠高於中等穩定，屬於難垮頂板。

3.2 淺埋深整體性強厚砂岩劇烈的礦壓顯現特征

巴蘭布礦P-1首采麵上覆難垮頂板，在未采取地麵爆破前，第一次和第二次垮至地表呈現劇烈礦壓顯現：

（1）上覆岩層垮至地表步距穩定，呈大麵積來壓。該麵在未采取地麵爆破前，發生過17次以上頂板來壓，但在上覆岩層垮至地表前，頂板分層垮落，因整體性強，垮落岩塊未能充滿采空區，下沉0.76m，下沉係數為0.35，在垮落岩塊與未斷裂垮落岩層之間總有空隙（自由空間）。因此，當工作麵推至距開切眼84m和168m處，上層岩層垮至地表，形成大麵積來壓，瞬間垮落的大塊岩石使工作麵中部30餘台支架被壓死，並使支架液壓裝置、立柱和頂梁遭到不同程度的破壞。這個有規律的上覆岩層斷裂間距可視為淺埋深、整體性強厚砂岩的來壓步距。據來壓步距84m，麵長150m計，大麵積來壓垮落麵積為12 600m2，按印度頂板分類（標準為初次來壓步距76～100m，垮落最大麵積為10 000～14 000m2，屬難垮頂板）。

（2）頂板來壓強度大，來壓顯現劇烈。從工作麵立柱壓力表記錄看，曆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，動載係數大於2.5。如此高的來壓強度可使頂板沿煤壁台階下沉600～700mm，煤壁片幫600～700m，支架安全閥、液控單向閥開啟，並與壓力表一起遭到破壞，導致支架壓死多架。

（3）全工作麵支架受載不均。從工作麵立柱壓力記錄統計，全工作麵支架受載不均。表現為：①頂板劇烈來壓時，後柱工作阻力比前柱高19.8%；②工作麵中部頂板壓力高於兩端，見表3；③第一、二次垮至地表時，沿工作麵長度方向，頂板來壓強度不均，其中以61～80#支架處最高，見表4；④采空區頂板呈圓弧形懸頂，在此懸頂範圍內，上覆岩層垮至地表時，支架損壞多是後柱，多集中在35～65#支架之間。

（4）支架受水平推力作用推向煤壁。第二次上覆岩層垮至地表的過程中,斷裂岩塊發生轉動,朝向支架尾部,產生水平推力,可使支架向前200～400mm，衝擊破壞支架推移裝置與輸送機連結筒和立柱接長杆。

表3 P-1工作麵上覆岩層垮至地表時的立柱壓力統計

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 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 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。工作麵上覆岩層兩次垮至地表，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後，頂板繼續來壓，立柱鄲於剛性支撐頂梁狀態，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麵劇烈來壓破壞支架的表現相類似。

4 針對壓特點采取的改進措施

上述03manbetx 表明，巴蘭布礦P-1工作麵岩性變化區內岩層屬難冒頂板，中印專家麵對現實，除在支架上采取提高支撐能力將支護強度提高到84.5t/m2，工作阻力提高到5 024kN/架以外，主要采取了地麵滯後工作麵於其中部鑽眼爆破。

4.1 炮眼布置

在工作麵中部采空區上方從地麵打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工作麵結束，共在地麵爆破30排炮眼。前四排爆破不太正規，後來步入正軌。其排距15m，孔深一般為30～35m，滯後工作麵16～27m。爆破參數見表5。

表4 P-1工作麵上覆岩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 炮眼裝藥結構

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。利用導爆索、電雷管及發爆器起爆。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岩性變化而調整，因頂板來壓使鑽孔變形、漏氣，也可封堵後再裝藥放炮。

表5 印度巴蘭布礦P-1工作麵地麵爆破參數

序號

日/年月 炮眼至開切眼距離/m 工作麵至開切眼距離/m 裂縫至開切眼距離/m 炮眼至工作麵距離/m 炮眼至支架尾距離/m 炮眼數量 炮眼覆蓋範圍（支架數） 鑽孔 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 采取改進措施後的效果

5.1 地麵爆破對切斷上覆岩層效果明顯

（1）由表6可知，地麵爆破後上覆岩層斷裂步距縮短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工作麵結束後，全套設備撤至第2工作麵，從至P-2工作麵開切眼內側17m處布置第一排炮眼，而後每隔15m布置一排炮眼，每排炮眼13個，其它爆破參數、裝藥結構基本上與P-1工作麵相同。在第一次垮至地表範圍內，下沉盆地P-2工作麵大於P-1工作麵，最大下沉量分別為87mm和69mm，P-2工作麵比P-1工作麵減少了20%。因此，在P-2工作麵上覆岩層垮至地表時，工作麵礦壓不明顯，支架受載中部略有增大，最大工作阻力為43MPa，支架無損壞，比較安穩地渡過了頂板初次來壓。其後因堅持地麵爆破，頂板來壓也未導致支架壓死和損壞。

表6 巴蘭布礦P-1工作麵地麵爆破前後上覆岩層來壓參數對比

地麵爆破狀況

未爆破 地麵滯後工作麵20m 左右間隙15m工作麵中部爆破

上覆岩層斷裂區間

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/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 在堅持地麵爆破的條件下，提高支架工作阻力後，支架未發生損壞1998年6月17日巴蘭布礦P-1工作麵上覆岩層垮至地表，工作麵停產。經更換已損壞的安全閥、液控單向閥、壓力表、立柱和頂梁，於1998年8月3日恢複生產。

1998年8月10日在工作麵推至距開切眼183～184m處，頂板來壓。當工作麵推至距開切眼192m處，在至開切眼175m處於工作麵中部采空區上方，第一次在地麵爆破了12個炮眼。爾後至開切眼190m處，於地麵爆破了9個炮眼。在至開切眼206m處地麵爆破了6個炮眼，結果工作麵又一次顯現強烈來壓，支架實測工作阻力達5 400kN，為額定值的108%，來壓強度達1.41。隨即在至開切眼226m處地麵爆破了26個炮眼，支架受載立即降了下來。以後每隔15m在地麵爆破9～13個炮眼。當工作麵推至距開切眼254m處，上覆岩層第三次垮至地表。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，經快速推進，支架恢複到正常工作狀態。

地麵爆破後，P-1工作麵上覆岩層兩次垮至地表，此間經曆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% 。經曆276個循環，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 地麵爆破前後支架初撐力實測值對比

爆破狀態 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 爆破後 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

經對安全閥和液控單向閥調定、檢修，在地麵爆破期間，支架初撐力明顯提高了21% ，見表7。其後柱比前柱提高的更多，顯然對控製頂板來壓是有作用的。

5.4 地麵爆破後支架工作狀況明顯改觀

地麵爆破後，由於安全閥、液控單向閥得到調定和檢修，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。它對控製好頂板起到了積極作用。

表8 地麵爆破前後支架運轉特性（P—T）類型分布對比%

柱別 爆破狀態 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 爆破後 54# 11.00 28.40 35.80 5.10 14.2 5.50 83.50 後柱 未爆破 52# 41.11 20.28 20.28 1.95 4.68 11.70 47.19 爆破後 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號煤層圍岩條件及礦壓特點,因將支架工作阻力由4 400kN提高到5 024kN，保證足夠初撐力，縮小梁端距，控製采高，加快推進，特別是在工作麵中部采空區上方采取滯後煤壁地麵爆破等措施，使得該麵上覆岩層岩性發生了變化，頂板來壓步距縮短，來壓強度降低，岩石膨脹性增大，工作麵頂板來壓平緩，活柱下縮量減少，支架工作正常。盡管工作麵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複到支架額定工作阻力以下。全工作麵支架在較長時間內在低於額定工作阻力狀況下工作，支架再未發生損壞。因此，提高了工作阻力的ZZ4400/14/27型支撐掩護支架，在工作麵中部地麵滯後爆破的條件下，基本上能適應巴蘭布礦5號煤層難冒頂板的需要。實踐得來的經驗是寶貴的，生產獲得的效益是顯著的。此經驗已在巴蘭布礦P-2工作麵和拉金達礦P-16工作麵推廣。