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摘要：介绍了容光煤矿炮采工作面中厚煤层采用π型钢梁配合单体液压支柱代替单体液压支柱配合铰接顶梁开采工艺，采用π型钢梁采煤方法操作简单、便捷，安全可靠，任何时候总有一根顶梁抵死煤壁，不仅不会造成端面距超过规定，也不会存在单脚棚、悬臂梁、缺柱现象，而且提高了生产效率和经济效益。在相同地质条件下，具有推广价值。
关键词：π型钢梁；炮采工作面；代替
π type steel girder mining process in the working face in coal mine blasting fac
Li Jiujian
（ Guizhou Rongguang Mining Co.， Ltd. Guizhou Tongzi 563200）
Abstract： This paper introduces the radiant coal blasting mining face in thick coal seam with π type steel beam with single hydraulic prop instead of single hydraulic prop with hinged bar mining technology， using the π type steel mining method operation is simple， convenient， safe and reliable， there are always a top Gore coal wall， not only will not cause surface distance exceed the prescribed， there will be no single foot shelf， cantilever beam， the lack of column phenomenon， but also improves the production efficiency and economic benefits. In the same geological conditions， has the value of popularizatio.
Keywords： π type steel girder； coalface； replace
一、工作面概況
容光煤矿是一座设计年产90万吨（其中一期60万吨/年），位于贵州省桐梓县容光乡境内。该矿共有6层可采煤层，编号分别是C5、C6、C8、C9、C11、C12煤层，为近距离煤层群开采，煤层倾角在20O左右，矿井属于生产矿井。11202工作面属于C12煤层首采工作面，走向长390 m，平均倾斜长93m，工作面倾角18～33°，平均20.5°。11202工作面煤厚0.4～3.4 m，平均厚1.8 m，煤层C12属于∏类，即二类自燃煤层。煤层自然发火期大于3个月，煤尘无爆炸性。相对瓦斯涌出量为19.8m3/t。原采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，采用三、四档管理顶板，放顶步距为1m，由于地质条件，现场施工实际，结合现场工人操作情况，现改为采用π型钢梁配合单体液压支柱代替单体液压支柱配合铰接顶梁开采工艺。
二、地质条件
1、位置和范围：
2、煤层顶、底板岩性及特征：（附柱状图图一）
三、支护控制设计
1、采用8倍采高范围顶板岩性分析及支护控制方案
（1）需要分析顶板岩层厚度
H=8×M=8×2.27=18.16m 平均厚度：M=2.27m
从柱状图可以看出，上部岩层顺序为：老顶为粉砂岩，厚度2.5米；直接顶板为泥质砂岩，平均厚度3.2米；C12煤厚2.27米。
（2）冒落带高度确定
式中：
∑h——冒落带高度（m）
S——顶板岩梁触矸处沉降值（m），一般取0.2
M——采高（m）
K——岩石破碎膨胀系数，K取1.3
2、确定工作面支护密度（强度）
由以上分析可知工作面支柱承受的压力P，是控顶区内及悬露的直接顶的全部重量Q1加上老顶裂隙带中不能形成平衡条件的岩层载荷Q2，即P=Q1+Q2，因为Q2难以确定，常把Q1作为载荷基础而后考虑一定的系数n。
即：P=Q1×n=Σh×r×n
式中： Σh：冒落带高度6.3m
r：冒落带岩层平均岩重取2.5 t/m3
n：考虑顶板周期来压及支架受力不均衡系数， n=2
P=Q1×n=∑h×r×n=6.9×2.5×2=34.5t/m2
（1）单位面积上所需支柱根数e的确定：
式中： ρ：单体支柱的工作阻力，取35.7吨/根（按DW25-350/100X计算）
沿工作面倾向柱距J的确定：
1 1
J=─── = ──── =1.04（m）
L·e 1×0.96
式中：L为要作面排距取1 m
（2）当P取工作最大强度40.0t/m2时
e= P/ρ=40.0/35.7=1.12根/m2
J=1/（L×e）=1/（1×1.1.12）=0.89m
从以上计算可以看出，工作面使用DW25-350/100X悬浮式单体液压支柱配合DFB2400-300π型钢梁对棚进行支护。其中排距为1m，柱距为0.89m的支护形式就能满足工作面顶板矿压活动的要求，为提高工作面支护的安全系数，确定11202工作面排柱距分别为1m和0.6m，支护密度为1.4根/ m2。 四、工作面支护方式
综合上述支护参数，本工作面确定采用该采面用DW25-350/100X 型悬浮式单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁扶二梁五柱，走向齐梁直线对棚支护顶板，每对对棚由五根单体支撑，形成主、副梁交替迈步迁移，迈步步距为1m，主梁三柱，副梁两柱。主、副梁间距0.2m，对棚间距0.6m，排距为1m，对棚单体三用阀与煤壁平行（一头朝上一头向下）。工作面下出口做1m的超前缺口，超前缺口到溜头位置采用HDJS—1000型双楔梁支护，不低于6棚，棚间距600mm。两道超前支护40m采用铰接顶梁配合DW25-300/100X型单体液压支柱架设双排走向架棚支护。工作面布置圖3。
五、回采施工工艺
1、正常进行回采前，下出口必须先做超前档以确保工作面下出口安全畅通，超前档双楔梁支护到煤壁，端面距不得大于300mm，超过时采用单体支柱配合木板打安全点柱支护到煤壁。
2、铺网、破煤：
（1）工作面顶板铺设16#冷拔铁丝编制成的金属菱形网，规格为长×宽=1×5m，网孔规格50×50mm，网与网之间压叉搭接为100～200mm，每间隔200mm用双股14#铁丝双股双排扣拧紧，旋转不低于720°。
（2）下出口超前档做好后，把铺好的金属网向老塘侧悬挂起来，从下出口向上顺序爆破，循环推进进尺1m，一次爆破长度2～5m，顶板破碎时，爆破距离缩小到2m。
3、窜π型钢梁如下图：
4、攉煤、打柱：工作面主、副梁全部窜到煤壁后，打支柱，开始攉煤，攉尽后及时推移刮板运输机，整改第二排支柱，二次补压，确保初撑力不小于90KN。这样完成一个正规循环，下出口做超前档，准备进第二档。
5、顶板管理：顶板破碎地段减少炮眼装药量，控制好炮眼角度，爆破后及时窜梁，打支柱，破碎时用木板、半圆木木料接实顶板。
六、工作面瓦斯治理
1、工作面区域防突措施：突采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯方法，在工作面回采前，由运输巷上帮按照煤层倾角向回风巷施工长度为90米的顺层钻孔，钻孔间距1.5m，倾角为18～22°工作面采用顺层钻孔抽放瓦斯。
2、工作面局部防突措施：工作面突出预测采用钻屑解析指标法，采用MD-2型钻屑解吸仪、WTC突出参数测定仪检测。按照6m间距顺工作面倾向垂直于煤壁布置一个预测钻孔，钻孔孔径42mm，钻孔深度为10m，钻孔施工过程中测定钻屑瓦斯解吸指标k1、Δh2、钻屑量S，当测定指标k1<0.5，Δh2<200Pa， S<6Kg/m时，工作面预测为无突出危险工作面，允许工作面推进5m（详见钻孔布置图4）。
3、工作面预测为突出危险工作面时，沿工作面推进方向按间、排距为2×0.8m，施工2 排Ф42mm、孔深10m超前卸压排放钻孔，钻孔按三花眼布置（超前卸压钻孔布置图5）。工作面推进严格按照上述防突措施循环执行，钻孔布置可根据煤层厚度适当增加卸压钻孔密度。
七、技术经济效益
1、通过π型钢梁替换铰接顶梁，提高工作面顶板管理，实现了安全生产。原来采用单体配合铰接顶梁回采工艺，端面距300mm，煤壁得不到及时支护，冒顶事故频繁发生。
2、减少了工作面支护用料，节约了生产成本。原来采用铰接顶梁支护，不仅需要木料、还需要竹笆片，而现在不用竹笆片，采用条棍，除非是顶板破碎时采用半圆木和木板。
3、大大提高工作面产量，产量翻一番。该工作面原来采用铰接顶梁回采工艺每天产量240吨左右，现在采用π型梁回采工艺，每天平均产量可达到480～600吨左右。创造过日产800吨的记录。
4、采用π型梁回采工艺减少一道操作工序。原来回采工艺有回柱放顶工序，而现在回采工艺减少了该道工序，节省了劳动力和工作时间。
5、大大降低了铁料消耗成本。原回采工艺经常出现回料不及时丢单体和顶梁，而现回采工艺至今没有丢单体和铰接顶梁。
八、结论
1、11202工作面改为π型梁回采工艺不仅实现安全生产，降低材料消耗，节约生产成本。
2、提高了工作面的生产率，提高产量和经济效益。
3、采用π型梁回采工艺，不仅解决了工作面推进度慢，产量低得难题，同时也解决了工作面煤壁片帮的问题。
4、该工作面采用齐梁直线住布置方式，窜梁移柱工作量较大，根据工作面顶板条件，可采用错梁直线柱交替迈步迁移式回采，迈步步距1m。目前该工作面正在尝试采用错梁直线交替迈步式进行回采，这样可以减少工作面窜梁移柱时的工作量。
参考文献：
[1] 洪允和，煤炭开采方法. 徐州：中国矿业大学出版社，1991.
[2] 陈彦光，徐永圻.中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，1991.
[3] 岑传鸿.采煤概论. 徐州：中国矿业大学出版社，1989.
作者简介：李久剑（1984-），男，汉族，贵州兴仁县人，助理工程师职称，现就职贵州容光矿业有限责任公司生产技术部从事技术工作。
关键词：π型钢梁；炮采工作面；代替
π type steel girder mining process in the working face in coal mine blasting fac
Li Jiujian
（ Guizhou Rongguang Mining Co.， Ltd. Guizhou Tongzi 563200）
Abstract： This paper introduces the radiant coal blasting mining face in thick coal seam with π type steel beam with single hydraulic prop instead of single hydraulic prop with hinged bar mining technology， using the π type steel mining method operation is simple， convenient， safe and reliable， there are always a top Gore coal wall， not only will not cause surface distance exceed the prescribed， there will be no single foot shelf， cantilever beam， the lack of column phenomenon， but also improves the production efficiency and economic benefits. In the same geological conditions， has the value of popularizatio.
Keywords： π type steel girder； coalface； replace
一、工作面概況
容光煤矿是一座设计年产90万吨（其中一期60万吨/年），位于贵州省桐梓县容光乡境内。该矿共有6层可采煤层，编号分别是C5、C6、C8、C9、C11、C12煤层，为近距离煤层群开采，煤层倾角在20O左右，矿井属于生产矿井。11202工作面属于C12煤层首采工作面，走向长390 m，平均倾斜长93m，工作面倾角18～33°，平均20.5°。11202工作面煤厚0.4～3.4 m，平均厚1.8 m，煤层C12属于∏类，即二类自燃煤层。煤层自然发火期大于3个月，煤尘无爆炸性。相对瓦斯涌出量为19.8m3/t。原采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，采用三、四档管理顶板，放顶步距为1m，由于地质条件，现场施工实际，结合现场工人操作情况，现改为采用π型钢梁配合单体液压支柱代替单体液压支柱配合铰接顶梁开采工艺。
二、地质条件
1、位置和范围：
2、煤层顶、底板岩性及特征：（附柱状图图一）
三、支护控制设计
1、采用8倍采高范围顶板岩性分析及支护控制方案
（1）需要分析顶板岩层厚度
H=8×M=8×2.27=18.16m 平均厚度：M=2.27m
从柱状图可以看出，上部岩层顺序为：老顶为粉砂岩，厚度2.5米；直接顶板为泥质砂岩，平均厚度3.2米；C12煤厚2.27米。
（2）冒落带高度确定
式中：
∑h——冒落带高度（m）
S——顶板岩梁触矸处沉降值（m），一般取0.2
M——采高（m）
K——岩石破碎膨胀系数，K取1.3
2、确定工作面支护密度（强度）
由以上分析可知工作面支柱承受的压力P，是控顶区内及悬露的直接顶的全部重量Q1加上老顶裂隙带中不能形成平衡条件的岩层载荷Q2，即P=Q1+Q2，因为Q2难以确定，常把Q1作为载荷基础而后考虑一定的系数n。
即：P=Q1×n=Σh×r×n
式中： Σh：冒落带高度6.3m
r：冒落带岩层平均岩重取2.5 t/m3
n：考虑顶板周期来压及支架受力不均衡系数， n=2
P=Q1×n=∑h×r×n=6.9×2.5×2=34.5t/m2
（1）单位面积上所需支柱根数e的确定：
式中： ρ：单体支柱的工作阻力，取35.7吨/根（按DW25-350/100X计算）
沿工作面倾向柱距J的确定：
1 1
J=─── = ──── =1.04（m）
L·e 1×0.96
式中：L为要作面排距取1 m
（2）当P取工作最大强度40.0t/m2时
e= P/ρ=40.0/35.7=1.12根/m2
J=1/（L×e）=1/（1×1.1.12）=0.89m
从以上计算可以看出，工作面使用DW25-350/100X悬浮式单体液压支柱配合DFB2400-300π型钢梁对棚进行支护。其中排距为1m，柱距为0.89m的支护形式就能满足工作面顶板矿压活动的要求，为提高工作面支护的安全系数，确定11202工作面排柱距分别为1m和0.6m，支护密度为1.4根/ m2。 四、工作面支护方式
综合上述支护参数，本工作面确定采用该采面用DW25-350/100X 型悬浮式单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁扶二梁五柱，走向齐梁直线对棚支护顶板，每对对棚由五根单体支撑，形成主、副梁交替迈步迁移，迈步步距为1m，主梁三柱，副梁两柱。主、副梁间距0.2m，对棚间距0.6m，排距为1m，对棚单体三用阀与煤壁平行（一头朝上一头向下）。工作面下出口做1m的超前缺口，超前缺口到溜头位置采用HDJS—1000型双楔梁支护，不低于6棚，棚间距600mm。两道超前支护40m采用铰接顶梁配合DW25-300/100X型单体液压支柱架设双排走向架棚支护。工作面布置圖3。
五、回采施工工艺
1、正常进行回采前，下出口必须先做超前档以确保工作面下出口安全畅通，超前档双楔梁支护到煤壁，端面距不得大于300mm，超过时采用单体支柱配合木板打安全点柱支护到煤壁。
2、铺网、破煤：
（1）工作面顶板铺设16#冷拔铁丝编制成的金属菱形网，规格为长×宽=1×5m，网孔规格50×50mm，网与网之间压叉搭接为100～200mm，每间隔200mm用双股14#铁丝双股双排扣拧紧，旋转不低于720°。
（2）下出口超前档做好后，把铺好的金属网向老塘侧悬挂起来，从下出口向上顺序爆破，循环推进进尺1m，一次爆破长度2～5m，顶板破碎时，爆破距离缩小到2m。
3、窜π型钢梁如下图：
4、攉煤、打柱：工作面主、副梁全部窜到煤壁后，打支柱，开始攉煤，攉尽后及时推移刮板运输机，整改第二排支柱，二次补压，确保初撑力不小于90KN。这样完成一个正规循环，下出口做超前档，准备进第二档。
5、顶板管理：顶板破碎地段减少炮眼装药量，控制好炮眼角度，爆破后及时窜梁，打支柱，破碎时用木板、半圆木木料接实顶板。
六、工作面瓦斯治理
1、工作面区域防突措施：突采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯方法，在工作面回采前，由运输巷上帮按照煤层倾角向回风巷施工长度为90米的顺层钻孔，钻孔间距1.5m，倾角为18～22°工作面采用顺层钻孔抽放瓦斯。
2、工作面局部防突措施：工作面突出预测采用钻屑解析指标法，采用MD-2型钻屑解吸仪、WTC突出参数测定仪检测。按照6m间距顺工作面倾向垂直于煤壁布置一个预测钻孔，钻孔孔径42mm，钻孔深度为10m，钻孔施工过程中测定钻屑瓦斯解吸指标k1、Δh2、钻屑量S，当测定指标k1<0.5，Δh2<200Pa， S<6Kg/m时，工作面预测为无突出危险工作面，允许工作面推进5m（详见钻孔布置图4）。
3、工作面预测为突出危险工作面时，沿工作面推进方向按间、排距为2×0.8m，施工2 排Ф42mm、孔深10m超前卸压排放钻孔，钻孔按三花眼布置（超前卸压钻孔布置图5）。工作面推进严格按照上述防突措施循环执行，钻孔布置可根据煤层厚度适当增加卸压钻孔密度。
七、技术经济效益
1、通过π型钢梁替换铰接顶梁，提高工作面顶板管理，实现了安全生产。原来采用单体配合铰接顶梁回采工艺，端面距300mm，煤壁得不到及时支护，冒顶事故频繁发生。
2、减少了工作面支护用料，节约了生产成本。原来采用铰接顶梁支护，不仅需要木料、还需要竹笆片，而现在不用竹笆片，采用条棍，除非是顶板破碎时采用半圆木和木板。
3、大大提高工作面产量，产量翻一番。该工作面原来采用铰接顶梁回采工艺每天产量240吨左右，现在采用π型梁回采工艺，每天平均产量可达到480～600吨左右。创造过日产800吨的记录。
4、采用π型梁回采工艺减少一道操作工序。原来回采工艺有回柱放顶工序，而现在回采工艺减少了该道工序，节省了劳动力和工作时间。
5、大大降低了铁料消耗成本。原回采工艺经常出现回料不及时丢单体和顶梁，而现回采工艺至今没有丢单体和铰接顶梁。
八、结论
1、11202工作面改为π型梁回采工艺不仅实现安全生产，降低材料消耗，节约生产成本。
2、提高了工作面的生产率，提高产量和经济效益。
3、采用π型梁回采工艺，不仅解决了工作面推进度慢，产量低得难题，同时也解决了工作面煤壁片帮的问题。
4、该工作面采用齐梁直线住布置方式，窜梁移柱工作量较大，根据工作面顶板条件，可采用错梁直线柱交替迈步迁移式回采，迈步步距1m。目前该工作面正在尝试采用错梁直线交替迈步式进行回采，这样可以减少工作面窜梁移柱时的工作量。
参考文献：
[1] 洪允和，煤炭开采方法. 徐州：中国矿业大学出版社，1991.
[2] 陈彦光，徐永圻.中国采煤方法.徐州：中国矿业大学出版社，1991.
[3] 岑传鸿.采煤概论. 徐州：中国矿业大学出版社，1989.
作者简介：李久剑（1984-），男，汉族，贵州兴仁县人，助理工程师职称，现就职贵州容光矿业有限责任公司生产技术部从事技术工作。