放顶煤工艺（共10篇）
放顶煤工艺 篇1
摘要：对综采放顶煤采煤法的工艺特点进行了分析, 并研究其技术特点, 最后总结出在进行采煤时的安全问题及应对措施。
关键词：综采放顶煤采煤法,采煤工艺,安全措施
0 引言
在20世纪的前苏联时期, 综采放顶煤采煤法开采工艺就被开发与应用, 伴随着西方工业文明发展, 这项技术不断被引进到其它各个国家。其被引进到中国的时间较晚, 但中国煤炭资源丰富, 尤其是厚煤层矿区分布较广, 非常适合采用这项技术, 使得这项技术在中国得以快速引进和普及。目前经过几代工程技术人员和专家的不断探索, 这项技术得到了不断完善, 使其地质适用性和煤炭采出率、吨煤成本等都有了极大改善, 这项技术在煤矿的实践应用上不断走向成熟, 目前, 中国的该项技术已在国际上达到了领先水平。在中国有些矿区, 鉴于目前中国煤炭形式不是令人满意, 考虑到采用综放的吨煤成本较低, 且综放采煤法能在特定煤层开采条件下显示出其独有技术优势, 可应对不同的开采条件, 缓倾斜煤层、极度倾斜煤层及地质构造复杂煤层等都可以采用此种采煤法, 综采放顶煤工作面总数还在不断增加。
1 综采放顶煤开采技术特点
1.1 工艺特点
通过对一般综合机械化采煤技术的过程改进和工艺改善, 综采放顶煤采煤法开采技术一般利用多台运输机, 保证拥有更多出煤点。其中一台运输机和常规的一样, 割煤机器在煤壁工作面, 而其它采掘运输设备在工作面煤体侧方, 采用支架来控制采放工作。煤矿生产工作的全过程, 即综合化破煤、运煤、装煤、放顶煤和进行必要的采空区支护工作等综合性的机械化煤矿开采。现在的煤矿开采实践过程证明, 综采放顶煤开采技术尤其适用于缓倾斜厚煤层及急倾斜特厚煤层的实际开采, 运用此方法开采这两种条件下的煤层能实现快速、高效、安全开采。另外, 在实现集中化生产管理、提高煤炭资源的产出率和降低吨煤成本等方面也显示出了不可小觑的优势[1]。
1.2 综采放顶煤开采的具体技术特点
a) 增加了煤炭产量。由于在综采放顶煤采煤法中, 拥有2个或更多出煤口, 实现多个采煤过程同时进行, 大大提高煤炭采出效率和产量。因此, 该种采煤法可保证高强度连续开采, 特别是对于一些复杂条件下的煤炭开采能表现出非凡优势, 面对断层落差不大于煤层厚度2/3的断层, 表现出极强技术可实施性。在一些具体技术分配上, 简化了某些复杂的巷道工艺流程, 大大降低了巷道掘进率, 该种采煤法具有低耗、高效、高产、安全的特点, 保证了煤炭产量;
b) 用工减少。综采放顶煤开采技术相对于常规采煤方法其机械化水平相对较高, 其生产能力自然也要比常规采煤方法高出几倍, 从而在很大程度上提高了每个综放施工队伍生产效率, 有数据显示, 采用该种采煤法的工人效率达到10 t/人;
c) 根据综采放顶煤采煤法的开采技术特点, 即采一部分煤, 使顶煤悬空, 迫使顶煤掉落, 该方法可明显显效工作面矿压, 且有数据显示, 当采煤工作面推进速度越快, 工作面周期来压现象越不明显。因此, 对于综采放顶煤采煤法工作面的支护形式可由一般的四柱支架缩减为两柱。降低耗材, 成本也得到了有效控制;
d) 安全问题。由于综采放顶煤采煤法技术工作强度较大, 自然而然会存在着较多安全方面问题, 每一类安全隐患都会对工程施工及生产产生不利威胁, 其中较为主要的隐患就是瓦斯、火, 所以在施工和生产中一定要做好防范措施。防止对工程和人身安全造成毁灭性灾害[2,3]。
2 综放开采主要安全问题及防治措施
2.1 防治水
对于综采放顶煤采煤法来说, 水危害的来源有:顶底板砂岩水、老空水、钻孔水、第四系松散含水层水、推覆体水等。对于以上这些水源, 为保证安全, 在开采过程中一般采取以下管理措施:
a) 早行动, 在水出现的过程中适当采用瓦斯排放系统排掉一部分上区段综放面的积水;
b) 针对距离片麻岩 (推覆体) 比较近的综采放顶煤工作面要严格定量控制放煤, 必要的话采取只割不放来加快开采进度;
c) 机巷内部较为复杂, 可单独布设完整的排水设备, 避免水体流出对局部范围的影响, 另外, 还可设置大容量水池和抽水泵, 缓解排水压力;
d) 对于孔口水的防治, 要提前探测好水源地, 对于距离水源较近的报废孔口要彻底封堵孔体, 必要时注浆封堵。
2.2 防灭火
综采放顶煤采煤法开采时, 火方面的灾害大部分来源于煤体自燃发火, 因此, 在防火治理中一定要仔细研究工作面的各种起火特点及起火原因, 然后才能有针对性地预防和有效控制。主要措施是对综放工作面采空区定期注入适量N2, 这也是截至目前应用较好较普遍的防灭火处理措施。另外一些辅助措施包括对采空区注入黄泥浆液、合理通风、洒水降温等措施, 可根据实际情况的严重程度合理选择。
2.3 防瓦斯
综采放顶煤采煤法一般都是用在煤体较厚矿区工作面, 开采的往往是体积非常庞大的一块煤体, 其内肯定会富集着大量瓦斯气体, 这也是由煤炭的形成机理决定的。因此在煤炭开采过程中瓦斯涌出量也会比一般厚度的要多, 这也是综放经常面对的最大安全隐患, 因此一定要完善瓦斯防治管理体系。
a) 专门成立瓦斯排查小组, 全程检测并控制瓦斯危害, 并设置性能可靠的瓦斯预警系统, 针对瓦斯灾害一定要提高警惕, 预防为主, 防止瓦斯事故发生及其破坏;
b) 定期疏通瓦斯通道, 避免瓦斯大量集聚而引发起火或瓦斯爆炸;
c) 布设大功率大排量的瓦斯抽离泵, 增加瓦斯排放速度及排放量;
d) 在工作面回风巷上口布设水射流风机, 用来稀释上隅角瓦斯;
e) 在综放工作面上隅角设置小局扇, 避免上隅角瓦斯集聚。
2.4 防煤尘
不可轻视煤尘对采矿作业的影响, 煤尘和瓦斯一样, 浓度达到一定值后会引发煤尘爆炸, 还会危害员工身体健康。防尘措施如下:
a) 一定要控制好通风, 保证通风系统畅通无阻, 风速一般不超过1 200 m3/min;
b) 超前煤层施工时要注入高压水, 避免煤体过干, 激起煤尘;
c) 在采煤过程中, 设置喷雾装置, 并实现采煤和喷雾的联合自动控制;
d) 在支架顶梁上多设置几处水幕。
3 结语
综采放顶煤工艺以其生产低成本、地质适用性强、便于集中化生产管理等特点而得到很多具有厚煤层赋存条件的煤矿青睐。一方面, 该采煤法的工艺特点决定了生产的高产、高效、低成本;另一方面, 该方法的开采具体技术特点决定了其在开采过程中不得不考虑瓦斯、水、煤尘的防治。因此综采放顶煤采煤法的应用要多方面综合考虑其适用性, 才能发挥出其应有的优势。
参考文献
[1]石志文.对提高综放工作面回采率的探讨[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2009 (8) :282.
[2]商凤忠.浅谈综采放顶煤开采技术[J].商业文化 (学术版) , 2008 (4) :101.
[3]荣莉.发展低碳经济背景下煤炭开采企业战略经营业绩评价指标的构建[J].经济纵横, 2010 (10) :93-96.
放顶煤开采管理实践 篇2
关键词：放顶煤开采生产实践
1放顶煤开采工艺形式
1.1轻型支架综采放顶煤基本支架：ZF2400／18／248F(架宽1.25m、1.5m两种)：煤机：MG-200W1；工作面运输机两部：前SGB-630／220，后SGW-150C(厚煤层)或SGW-40T(较薄厚煤层)；端头支护：单体液压支柱配合1.2m铰接顶梁。支架为整顶梁，全封闭，追机作业，及时移架。由于采高较小(2.0m)，较好地解决了“三软、易燃、高瓦斯、特厚”煤层及以杨庄为代表的“三软”较薄厚煤层中出现的问题，使用效果良好，同时在过断层及支架对接方面也取得了丰富的经验。放煤方式为低位放煤，单产水平在6.0万t／月个以上，回收率为82.3～87.3％。巷道布置：机巷、风巷、切眼均沿底施工。为有效地防止支架下滑，除在结构上增加防倒防滑装置外，巷道施工时使切眼与机巷呈95度布置，回采过程中，根据条件变化，适当调整伪斜角度。
1.2筒易放顶煤
1.2.1“π”型钢梁放顶煤。支护方式：顶梁为2.4m“π”型钢粱，配合单体液压支柱；每架由主付梁组成，交替前移，架间距0.6～0.7m；采用铺网或小笆、塘材护顶。落煤方式：放炮或风、手镐人工落煤。工作面运输机一部(既采又放)：SGW-40T其装备投入少，稳定性强，操作方便，劳动强度低，效率高。在芦岭矿“三软”厚煤层及岱河“三软”较薄厚煤层均推广应用单产水平在3.3～4.0万t／月，最高单产达5.0万t／月。
1.2.2“网络式”放顶煤支护方式：基本支架：限位梁(铰接顶梁-焊板)配合单体液压支柱，“三四”排管理，煤壁打贴帮柱，支柱穿鞋。特殊支架：桃棚(老塘侧)，增加支柱稳定性。工作面铺网(护顶}o落煤方式：放炮或风、手镐。工作面运输机(两部)SGW-80改(前部采煤，后部放煤)。特点：装备投入少、简便易行、安且可靠。但劳动强度相对较大。单产水平为3.0～3.5万t／月
1.2.3“网格式”放顶煤。支护方式：ZWM网格迈步式支架，铺网护顶。落煤方式：煤机或放炮。工作面运输机(两部)：前SGW-150(机)或SGW-80改(炮)，后SGW-80改，装备一个面约需200～300万元，单产水平为2.5～3.0万t／月。特点：移架、移溜均为液压自动移设，劳动强度低，支架稳定性好。适用于缓倾斜厚煤层开采，但与其它“简放”相比，一次性投入较大，回采过程中，由于倾角和压力作用，尾梁下摆、啃底现象时有发生，移梁工序占用时间长。简易放顶煤工作面巷道布置：机巷、风巷、切限均沿底掘进。放煤方式为低位剪网多顶序或单轮顺序放煤。回收率为81～84.8％。
2开采方式
2.1预采顶分层，网下放顶煤开采。首先解决了瓦斯问题，为实现安全开采创造了条件。由于网的作用(铺联网质量好)，使煤与上覆岩层的破碎矸石分开(无煤矸混合带)，既提高了回收率(见网封口)，又降低了灰分。
2.2采用高位巷，钻孔抽排瓦斯，一次采(放)全厚。减少了预采顶分层的巷道投人，降低了万吨掘进率，整体效益好。但必须加强放煤工艺的研究，不断完善，解决好回收率和含矸率的突出矛盾。
2.3按煤层厚度分，不仅实施了特厚煤层放顶煤开采，也积累了较薄厚煤层放顶煤开采经验。大大改善了厚煤层传统工艺分层开采单产低、成本高、万吨掘进率高、劳动强度大的状况，也是开采厚度在2.8～3.8m，变异系数大、难以分层、复杂块段的最佳方法
3矿压显现特点
3.1工作面矿压显现比分层开采小，无明显的初次来压和周期来压现象。
3.2放煤期间，由于煤层厚度变化，造成顶板垮落不均匀，有分段、分块来压现象，但不强烈。
3.3工作面矿压显现与推进速度和顶煤厚度有密切关系。推进速度越慢，来压愈明显；顶煤越厚，则来压显现较弱。
(4)两巷超前压力影响范围比分层开采大，在30～50m左右，但没有分屡强烈。
4实施效果
4.1放顶煤开采技术的全面推广应用，有力促进了减头减面工作的开展，更有利于实现合理集中生产，提高单产。
4.2经济效益明显，某矿8413轻放面直接工效达112.87t／工，比分层开采提高12倍以上，回采巷道万吨掘进率降低69.6％，巷道维护费用降低66.7％，计算成本降低17.54元／t，比分层开采增收1100万元以上。
4.3资源回收率高。放顼煤开采与分层开采相比，一是减少了区段煤柱损失，二是减少了开采厚度损失。综合比较可知，放顶煤开采的资源回收率可提高5个百分点以上。
5主要技术难点
采煤与放煤是放顶煤开采的两道主要工序。硬煤层易采难放，煤壁好管理，但老塘大块煤易形成结构，很难放出，往往采取注水软化，预爆破，碎化煤体等措施减少块度。而某些矿区煤层硬度大都在1以下，有的仅0.5左右，属典型“三软”煤层。在回撤支柱，老塘顶煤冒落后，基本上呈均匀的松散体，块度小，在压力作用下，不至于形成结构，可放性强。但采煤却非常困难，如何控制煤壁片帮、冒顶、抽空，是“三软”煤层放顶煤开采成功与否的关键。
主要措施：①控制采高在2.0m。②严格控制放炮。严禁响大炮，只能响底眼，放松动炮。③人工用风、手镐落煤。④采煤后及时移架(梁)，伸出伸缩梁临时支护(轻放)，减少空顶时间。
“三软”煤层放顶煤开采的支护原则，应是”支”、“护”兼顾，以“护”为主。“轻放”工作面的支护条件完全能满足要求，而对型梁简放面而言则表现得尤为突出。
从工艺过程看，交替前移，反复支撑，带来的问题一是增阻时间短，其“支”的过程主要靠初撑力来完成，支护强度相对较小。二是放炮震动、反复支撑，破坏了顶煤的完整性，增加了“护”的难度，往往由于漏使顶板形成“空洞”，造成支架投劲，发生垮棚冒顶事故。因此，要“支得起”，必须先“护得好”，在加强穿鞋，二次补液，提高初撑力的同时，更应注重“护”的管理。在做好上述“采”的过程中煤壁管理外控顶区的管理应做到：①提高铺、联网质量，过顶严实，控制漏顶。②支架支设正规有劲，避免因改棚造成多次反复支撑，破坏顶板。
6放顶煤开采存在的问题
6.1资源回收与煤炭质量。如何完善工艺提高操作水平，选择合理的放煤方式、放煤步距和放煤顺序，人为控制好放煤量，是目前放顶煤工艺较难解决的问题之一
6.2两巷支护多为传统的工字钢、U型钢支护方式，制约着推进度，不利于高产高效高地压、“三软”煤层工作面，巷道变形量大，断面小，难以满足通风、行人、运输的要求。
6.3现场管理不到位，没有严格跟底圆采，造成大面积丢煤，初撑力达不到规定要求。
6.4“轻放”面端头支护问题没有很好的解决。
6.5瓦斯问题仍不同程度地制约着生产。
6.6无探煤厚资料或资料不祥，收产、计量方法不科学，影响了回收率计算的准确性。
7体会与认识
7.1放顶煤开采具有技术先进、安全可靠、消耗少、效率高的特点。既是厚煤层高效开采的最佳途径，也是开采较薄厚煤层适宜块段的有效方法。
7.2放顶煤开采有着很强的适应性，可采可放，尤其是厚煤层地质条件复杂，煤厚变异系数大的块段，实施放顶煤开采，能大大提高资源回收率，减少煤炭损失。
7.3合理确定工作面斜长。放顶煤工作面斜长应综合考虑顶煤厚度、技术管理水平、装备条件、劳动组织形式等因素，并与采煤、放煤工序有机地结合起来，有利于组织正规循环一般项煤厚度在6～7m，“简放”面斜长在80～100m为宜，“轻放”面在120～140m为宜；较薄厚煤层工作面可适当增加。这样既有利于设备管理，加快推进度，提高单产，也有利于发火管理。
放顶煤工艺 篇3
新郑煤电公司井田位于河南省新郑市西侧,属河南大型煤炭基地之郑州矿区,行政区划属新郑市辛店镇和城关镇及新密市大隗镇管辖。井田东距新郑市约8 km,107国道、郑新公路、京广铁路、京珠高速公路从井田东侧7~16 km处通过,新密铁路从井田的北部通过至新郑东站与京广铁路接轨,登(封)—杞(氏)地方铁路、新密公路从井田南部通过。区内公路以新郑市为中心,可通往郑州(40km)、新密(48 km)、禹州(38 km)、平顶山(110km)、许昌(74 km)等地。新郑国际机场位于井田的东北部,南水北调中线干渠通过新郑全境。该区已形成非常便利的交通网络。
矿井设计生产能力3.0 Mt/a,为河南省确定的重点大型项目之一。矿井采用立井单水平上、下山开拓,采用中央分列式通风系统,主、副井进风,风井回风,矿井瓦斯相对涌出量为4.436 m3/t,绝对瓦斯涌出量为30.806 m3/min,属低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸危险性,煤层为不易自燃煤层。工作面沿煤层走向布置,采用走向长壁后退式、综采放顶煤机械化开采方式,全部垮落法控制顶板。
1 矿井12202、11208工作面概况
新郑煤电公司矿井主采山西组下部的二1煤层,上距砂锅窑砂岩42.59~93.88 m,平均64.72m;下距L7灰岩20~25 m,平均22.28 m。煤厚0~21.75 m,平均厚5.50 m。煤层厚度有一定变化,属较稳定的中厚—厚煤层。煤层含夹矸1~2层,夹矸厚度0.10~2.27 m,夹矸岩性多为泥岩和炭质泥岩。煤层直接顶板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩,厚度0.13~0.87 m,平均厚0.48 m。直接底板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩,厚度0.13~2.87 m,平均厚1.07 m。
在12202、11208综采工作面回采过程中,因该地区属于三软煤层典型区域,煤层顶底板岩体强度较低,巷道受到采动压力影响后顶板容易变得更为破碎、移近量加剧,在矿压和地下水的作用下,很有可能造成底鼓,或使支架的额定工作阻力不能充分发挥,造成顶底板控制困难。
12202综采工作面当前现状主要是采用综采中位放顶煤采煤工艺方法,全部垮落法控制顶板,工作面综计设备配套为MG250/600-WD型交流电牵引采煤机、前部选用SGZ764/500型刮板输送机、后部选用SGZ630/320型刮板输送机、SZZ764/200转载机及PLM1000破碎机、ZFZ3600/19/28型液压支架、RBW315/31.5型乳化液泵、KTC2综采通信等。
2 12202放顶煤回采工艺存在的问题
当前,12202工作面采用中位放顶煤工艺回采,回采过程中存在的主要问题如下。
(1)由于中位放顶煤工艺放煤高度高,采用的液压支架放煤口位于支架顶部,极易造成在放煤的过程中支架与相邻支架之间脊背煤炭放不净,同时放煤口易发生大块煤矸堵塞等丢煤问题,造成损失煤量较大,资源采出率较低。
(2)中位放顶煤液压支架的结构类似“刀”形,结构特点造成了底座的受力前后不均,前端往往远大于后部[1,2,3]。从多次的矿压观测发现,前排两立柱的压力较大,而后排两立柱的压力很小,甚至受拉力影响,这就说明,支架的顶梁受力较大,而掩护梁由于放煤时压力释放,受力很小,然而煤墙侧伸缩梁仍受压力压迫,为此造成了支架前后受力不均匀,因此所用的中位放顶煤支架经常性前端钻底,严重影响了综采工作面的工程质量。
(3)后部空间狭小严重限定了后部输送机的运输能力,受后部空间所限,后部运输选型配套不合理,且与前部输送机和支架相互干涉,后部运输能力偏小。在生产过程中很容易造成后部输送机积煤,导致后部输送机侧翻严重,每班生产前需要7~8人清理后部输送机、人工落底,同时因后部空间狭小,清理工作量大,工人劳动强度偏大,且安全受影响,很容易发生一些磕磕碰碰的安全事故。
(4)后部输送机能力小,放煤时间长,经常性造成两采一放的放煤方法被打断,影响工作面的推进速度,生产效率低。
(5)中位放顶煤因放煤位置偏高,在放煤过程中产出的煤尘量偏大,降尘工作困难。
(6)中位放顶煤支架在放煤过程中为了将顶煤放净,需频繁操作升降支架后立柱,在这个过程中容易导致煤墙煤体松软,经常发生片帮、冒顶等事故,不利于安全生产。
(7)因中位放顶煤回采工艺配套的设备整体生产功率较小,在生产过程中输送机、转载机等容易造成拉不动、压死、烧电机、损坏减速器等设备事故,不但影响了工作面的回采进度,还造成了严重的经济损失。
3 低位放顶煤采煤工艺
放顶煤通常采用“二采一放”或“三采一放”,就是采煤机割两刀或三刀放一次顶煤[4,5]。通常根据窗口的位置,分为高、中、低3种放煤方式[6,7,8]。其中,低位放顶煤综采的最大特点是支架所在放煤口的位置比较低。低位放顶煤采煤工艺的核心是放煤高度低,液压支架采用的是尾部放煤,彻底解决了架与架之间脊背三角煤放不下来,同时放煤口易发生大块煤矸堵塞等丢煤问题,提高了煤炭资源的采出率,有利于矿井可持续发展,经实测,资源采出率可提升至95%以上。低位放顶煤回采工艺的主要优点如下:
(1)提高了资源采出率,有利于矿井的可持续发展[9]。
(2)提高了矿井生产效率。采用低位放顶煤设备后,液压支架后部空间增大,有利于顶煤的全部冒落,提高了放煤率;同时,后部输送机运输能力增强,提高了工作面的推进速度,提高了生产效率[10]。
(3)改善了工作环境,降低了劳动强度。因放煤高度下降,使放煤过程中产生的煤尘量大大减少,煤尘含量估算降低30%~40%,从根本上改善了工人工作环境,同时,解决了中位放顶煤支架经常性钻底、后部积煤多,清理量大等问题,降低了工人劳动强度[11,12,13,14]。
(4)有利于矿井安全生产。低位放顶煤液压支架伸缩梁上装有护帮板,大大降低了煤墙片帮、冒顶的可能性,保证了安全生产[15]。
(5)降低了机电设备事故发生率。因低位放煤设备配套为大功率设备,在实际生产过程中满足了综采工作面复杂的地质条件和生产需求,大大降低了机电设备故障率,从而保障了综采工作面连续、安全、高效生产[16]。
4 应用分析
根据新郑煤电公司11208工作面地质条件,结合12202中位放顶煤回采工艺存在的一些问题,将11208工作面应用低位放顶工艺,即采煤工艺由原来的中位放顶煤升级为低位放顶煤。
将原综采中位放顶煤工艺升级为低位放顶煤工艺,液压支架阻力由原来的3 600 k N升级为6 400k N;将前部输送机功率由原来的500 k W升级为800k W;中部槽由原来的764 mm升级为800 mm;后部输送机中部槽由原来的630 mm升级为800 mm,输送机功率由原来的320 k W升级为800 k W;将工作面供电电压等级由原来的1 140 V升级为3 300 V。采用低位放顶煤工艺的设备配套方案见表1。
结合11208工作面的实际情况,采用综采低位放顶煤工艺后,大大提高了工作面运输能力,降低了劳动强度,同时解决了后部输送机过煤高度小、放煤口尺寸小、煤炭采出率低等问题。
5 结语
通过对新郑煤电公司11208综采工作面回采工艺优化对比方案的研究,可知低位放顶煤回采工艺优点更多。至今,新郑煤电公司11208、12206、12211等多个工作面均采用了低位放顶煤回采工艺开采,大大提高了工作面的安全系数和生产效率,获得了更好的技术效果和经济效益,保证了综采工作面的安全、高产的实现,因此低位放顶煤工艺值得在综采工作面中大力推广,应用前景十分广阔。
摘要：随着科技的发展,采矿工程回采工艺方法不断优化升级,从最初的炮采、薄煤层开采、中位放顶煤回采,已发展到如今的低位放顶煤回采。通过对新郑煤电公司12202、11208综采工作面概况和回采工艺存在的问题进行分析,得出采用低位放顶煤回采工艺后能够提升矿井资源的采出率,因此低位放顶煤应用前景十分广阔,应在综采工作面回采中大力推广。
悬移支架放顶煤的成功应用 篇4
关键词：悬移支架中厚煤层放顶煤顶板管理
0引言
淮南矿业集团谢一矿位于八公山煤田中部，矿井有着50多年的开采历史，其井田范围狭小，开采走向短，地质条件复杂，在不足400m的井田范围内，由南向北分布了F16—F12—8等17条大中型斜切断层；矿井开采历史悠久，系统条件复杂，生产工艺落后，工人劳动强度大，不具备上综采、综放等现代化回采工艺，以往的回采工艺主要是普通炮采(采用单体支柱配铰接顶梁支护顶板，爆破落煤)。为了探索和推广应用适合我矿地质条件的新的回采工艺，以达到安全、增效的目的，我矿于2003年1月首次在4231A3工作面试用了悬移支架炮采放顶煤工艺，并在4271811b、426288、451811b等十多个工作面进行了推广应用。该工艺在减轻工人劳动强度，支护稳定，提高单产方面都有很大改善，其中451811b工作面2006年3月份月产达到了67169t，打破了淮南矿业集团矿区炮采单产纪录，为我矿安全高产打下了基础。
1工作面地质概况
451811b工作面的上限标高为-183.0m，下限标高为-313.0m，走向长355m，倾斜长185m，煤层倾角20°，煤层平均厚度为4.2m，煤层赋存稳定，底部发育1层0.2m厚的泥岩夹矸。直接顶为1.5～3.0m厚泥岩，厚层状，微波状层里，较为破碎，含化石碎片，其上为煤线层；直接底为0.8～1.5m的细沙岩。
2回采方案的选择
传统的中厚煤层采用分层开采，工作面采用DZ22—30/100型单体支柱配HDJA—1000型金属铰接顶梁架设1梁1柱铰接走向棚支护顶板(棚距0.5m，排距1.0m，最大控顶距5.0m，最小控顶距3.0m，过顶用长×宽=3.0m×1.1m塑料网和0.8m长的搪柴棍)，爆破落煤。工人在操作中需要回双排柱、梁，破碎顶板处在放炮前要超前挂梁进行临时支护，支架稳定性差，不利于安全生产：材料消耗大，使之成本高，不适合在中厚煤层中使用。
悬移支架放顶煤工作面采用DZY—H转向式悬移支架支护顶板，每组2梁6柱(主副梁各3柱，支柱与支架用钢丝绳连接)。梁长2.66米，行程1.0米，架高1.7～2.4米，支架间距0.42米，中心距1.1米，最大控项距3.66米，最小控顶距2.66米，过顶用长×宽=30m×1.1m菱形金属网和1.6m长的搪柴棍，爆破落煤。工人操作通过液压传动伸前探梁和移架，极为方便省力；悬移支架伸前探梁能够及时超前护顶，支架稳定较好，支护强度大，安全性高，通过比较，决定在451B11b工作面使用悬移支架放顶煤。
3顶板管理
3.1工作面支架的布置及规格和间距说明工作面采用型号×DY—H转向式悬移支架，梁长2.66米，架宽0.68米，顶梁高度0.25米，单梁高度0.26米，行程1米，每架6柱，支架重量850公斤，支架沿走向方向排列布置，支架间距0.42米，中心距1.1米，最大控项距3.66米，最小控顶距2.66米，架与架之间用细铁丝连接起来，过顶用长×宽=3.0m×1.1m菱形金属网和1.6m长的搪柴棍。
工作面上下出口及车窝用8—10排HDJA—1000型金属铰接顶梁配DZ25—30/100型单体支柱架设1梁1柱铰接走向棚，上下端头的老塘侧两排支架下要架设双排1梁1柱铰接顺山挑棚来加强支护，每排4棚。
3.2正常情况下的顶板管理工作面严格跟底并按80—100下伪倾方向回采，炮后要及时过网及搪柴棍并伸前探梁进行临时支护。老塘侧采用全部垮落法管理顶板。在移架放项前必须把周边支架重新整改加固。
3.3破碎顶管理工作面煤顶局部段较为松软，炮后极易掉顶，甚至未放炮就出现大面积掉顶。遇到这种情况时，工作面采取先联网，把煤帮背严，用钎子把梁头的煤一点点找掉，随之伸探梁跟进护顶，抵住煤帮，直到探梁伸完为止，如此能够有效的控制掉漏顶；由于顶板破碎压力大，造成移架困难，有倒架冒项危险，实行带压移架，当顶网打兜时则在要移架的上一组支架间用单体支柱配L2.4m×φ18cm半圆木加打1梁3柱走向棚临时支护顶板后在移架。
3.4采高不够的顶板管理工作面难免出现少数采高不够的支架，这时需要挑顶来解决，挑顶按照先挑每组支架的下梁，下梁挑顶后上梁煤顶由于自重下沉会自然脱落，即省时又省力，为了支架的稳定，每次挑顶不得超过0.2米。
4保证工程规格质量的方法
工作面在困难条件时，支架规格相应难管理，①在移架过程中，支架容易甩头，采用拔助器或打坑柱固定老塘侧的未移一梁架尾，使支架前移避免甩头。②棚距不均是工作面较常见的，正常情况都是移完架后再调棚距，由于支架移完后煤帮与老塘来劲把支架头尾抵住，没有空间，调整起来极为困难，废工废时，针对这种情况采取在移架过程中就开始调整棚距，操作起来非常省事，与移架后相比(调架数相等)时间减少3—5倍，同时劳动强度大大降低。③对于棚当中应老塘来劲鼓起造成支柱倒扎角的，用单体支柱抵平，重新栽设支柱，抵不动的情况下先剪网掏掉煤矸后再处理，确保支柱正规有劲。
5安全高效
5.1提高回收率以往工作面上下出口5米范围内和工作面沿走向初采10米不准放煤，通过实践，工作面上下出口保持2米不放，工作面推进2—4m后待老塘顶煤及顶板同时冒落的情况下就可以放煤，且不影响支架规格及瓦斯突然增大，从而有效地提高资源回收。
5.2合理放煤传统放煤是工作面各茬人员在煤帮多处同时开口一次性放煤，老塘煤放一半时，顶板开始冒落，造成大矸石滚出，把靠近老塘较里的煤大部分埋掉，资源得不到充分回收，影响煤质，矸石还易碰伤人。同时大量放煤容易压链板机开不动，出现机械事故，延缓劳动时间等系列问题。在451811b工作面，我矿采用多轮次间隔放煤。实行低位放煤，放煤口距底板不大于0.3米，剪成V型，规格0.3米×0.3米。局部顶煤较薄低位放不出煤，可适当提高放煤口位置，但眼口距顶梁不小于0.6米，严禁放空肩窝，放煤口要挂牌管理。两个同时放煤口间距不小于20米，同时放煤不得超过4处，使煤均匀放出运走，有效控制放煤量和时间，促使顶板均衡垮落，另外人员放煤全部站在人行道用放煤铁勾放煤，严禁贴近煤帮，从而避免因放煤时大块煤矸滑伤人，也提高了煤炭回收和煤质。
6结论
放顶煤工艺 篇5
1一次把煤放完
把1个支架的放煤口打开, 使它上部的顶煤从放煤口流出, 一直到看见顶板矸石下落时关闭放煤口。顶板破碎下落的矸石充填了原来煤所占的空间 (图1) 。从图1看到, 在一次性把顶煤放完后, 在支架上部, 两侧不能放出的煤是一个斜坡的形状。图1的坡度不完全是自然状态下形成的, 因为它还受到顶部下落矸石充填和来自顶板压力的影响。这种影响会导致这个角度变大 (坡度变陡) , 在理论分析时, 也是这样考虑的 (图1中角度接近60°) 。
从图1可以从理论上知道, 无论单、双架放煤, 一直把煤放完不利于邻近支架的放煤。这是因为邻近支架放煤时, 先期放空区的矸石会在顶部的煤没有来得及放出就很快进入后部刮板输送机。在实际工作中, 顶板破碎时会形成很大块的矸石, 下落的大块矸石会堵塞放煤口, 并且难以再次破碎, 因为矸石的硬度比煤要大, 给放煤带来困难, 所以控制顶部矸石的下落, 就显得很重要。即使是隔1架放煤, 这种情况也会很快出现 (图2) 。
从隔1架放煤的情形可知, 顶煤没有放到预期程度, 矸石就已进入了放煤口, 这时如果继续放煤, 大量矸石会流入后部刮板输送机, 混入煤中 (图2) 。这是较理想的状态, 实际上破碎的矸石比相对完整的煤更易到达放煤口。因此, 一次性把煤放完, 属不合理的放煤方法。在实际操作中, 这种情况经常出现, 放煤工为了少跑路, 少操作支架而把1架煤一次放完, 然后再放另一架, 这是错误的做法。
图中均是理想状态下的情形, 实际上煤和岩石向下运动的过程是难以观测到的, 但放煤结束后最大的可能是形成一个漏斗状的放空区, 并被矸石充填 (如果顶板容易冒落的话) 。根据以往经验, 不可能完全放净煤, 但是采用不同的放煤方法确实获得了不同的采出率和含矸率。暂缓放顶部煤也有利于顶部煤的下沉、破碎、堆积, 使稍后的放煤工作更加顺利。在顶层煤相对坚硬的情况下, 暂缓放顶层煤对顶层煤接受顶板压力而破碎十分有利。
2多架同时放煤只放一半的情况
当靠近支架的煤被放出后, 上部的煤随之下沉, 矸石也冒落充填了顶部的空间 (图3) 。
事实上, 刮板输送机的运输能力是有限的, 3个支架同时大量放煤的总煤量会超过刮板输送机的运输能力 (这和顶煤的破碎程度也有很大关系) 。
从图4可以看到隔1架和隔2架放煤的理论效果。由于隔了2架, 在后来的放煤过程中顶部的矸石在煤的后面落下来。煤层的下落相对均匀, 为二次放煤创造了有利条件。而隔1架放煤的效果明显不如隔2架的放煤效果。
从图5a可以看到隔3架放煤的理论效果。根据刮板输送机的运输能力, 一般2架同时放煤就能达到刮板输送机的运输能力。但是考虑到煤下落的不连续性, 建议3架同时放煤, 但要注意, 煤量不要过大, 尽量均匀放煤。3个人配合好, 注意控制放煤口的大小, 保持刮板输送机上煤流量的稳定。
采放比接近1∶3的情况下, 理论上仍然可以取得比较满意的效果 (图5b) 。
以上是从工作面的推进方向来分析放煤的情况;从工作面切巷的走向来分析, 支架一次性过多地放煤也会使采空区的矸石到达放煤口附近, 给邻近支架的放煤带来不利。因此, 放煤适宜采用隔3架、放3架的形式。第1轮放煤时, 先放3架, 只放一半 (用时间来控制) , 3人配合, 均匀放煤 (图6a) 。第2轮, 再放第1轮未放的3架, 直至见顶矸 (图6b) 。第3轮, 把最先放的3架剩余的少量煤放完。
3结语
东庞矿北井综采放顶煤工艺研究 篇6
1 综采放顶煤开采工艺煤炭损失量分析
任何井工开采方法都不可能将井下煤炭资源百分之百采出来, 总是有一部分损失。采煤方法不同, 其损失量的构成也不一样。综采放顶煤的损失量构成与与传统的开采方法不同, 有以下几个方面:
1.1 初采顶煤损失量
初采损失为顶煤初次垮落以前顶煤无法回收以及直接顶垮落前顶煤只能回收一部分所造成的损失。初采损失有两部分组成:一是顶煤在工作面离开切眼后不能及时跨落而丢失的部分;二是顶煤开始跨落后、直接顶垮落前有一部分顶煤落在采空区里无法回收而丢失的部分。
1.2 末采顶煤损失量
工作面到达停采线前, 为了保证支架拆除时的顶煤完整性, 距离停采线10米左右时, 开始铺顶网, 不放顶煤, 直到停采线至。
1.3 工作面两端顶煤损失量
为了维护工作面上下端头和运输设备的安全, 工作面两端各有3~5架不放顶煤。
1.4 工作面放顶煤工艺损失量
综采放顶煤工艺造成的顶煤损失构成比较复杂, 主要有大块煤矸卡住放煤口造成的损失、矸石混入过多而失去采出意义造成的损失等。其影响因素有煤层硬度、采放比、顶煤节理裂隙发育程度、煤层上覆岩层结构、工作面仰俯角度、循环放煤步距、放煤方式、放煤工的熟练程度和责任心等。这项损失是放顶煤的重要损失量, 对回采率影响极大。如何降低工作面放顶煤工艺损失量是提高放顶煤回采率的关键。
2 提高综采放顶煤工作面回收率的途径
2.1 合理选择放煤工艺
沿工作面长度方向上任意处都能够进行放煤, 因此存在着放煤顺序和放煤口同时开启的数目问题。一般常用的方式有:单轮、多口、顺序、不等量放煤方法, 多轮、分段、顺序、等量放煤方法和多轮、间隔、顺序、等量放煤方法等几种。这几种方法基本上都能使煤岩接触面保持沉降均匀。最佳的放煤工艺应是回采率高、含矸率低。而随实践改进放煤工艺使之更合理, 就是提高回采率、降低含矸率。通过对各种放煤方法的对比, 北井综放工作面采用单轮间隔顺序均匀放煤, 见矸关闭放煤口的放煤方法, 加快了放煤速度、回采率也较高、矸石混入量也较少。
2.2 合理确定放煤步距
放煤步距是两次放煤之间综采工作面向前推进的距离。合理地选择放煤步距, 对提高回采率、降低含矸率十分重要。最佳的放煤步距应是顶煤跨落后能从放煤口全部放出的距离。若放煤步距太大, 遗留在采空区的煤炭损失就多, 回采率低, 但煤质好含矸率低;若放煤步距太小, 则回采率高, 混矸严重。从北井综采放顶煤实际出发, 综放面采煤机的截深为0.6m, 由于一刀一放 (放煤步距为0.6m) 或三刀一放 (放煤步距为1.8m) 其放煤步距不是小就是大, 因此北井综放面采用两刀一放 (放煤步距为1.2m) 各项指标均最好。
2.3 合理选择放顶煤的高度
确定合理的放顶煤高度对于顺利放落顶煤, 提高煤炭的回收率和技术效益至关重要。理想状态是顶煤充分松散后所增加的高度等于底层工作面采高。北井所采煤层91号煤顶板距93煤底板的厚度分别为91煤 (夹矸) 92、93煤[2.2 (1.4) 6.2m], 为了减少91煤的损失, 选择机采高度在2.2m左右, 放顶煤高度在7.6m左右, 采放比为1:3。
2.4 扩大端头放煤范围
为了保护端头安全出口, 加强端头安全出口的支护, 北井将端头过渡支架由原来的ZFG4400-17/29H型更改为ZFG4400-20/32H型, 完善支架配套, 减少端头顶煤的损失。
2.5 搞好工作面顶板管理
加强工作面顶板管理, 防止出现工作面冒顶迫使中止放煤的情况发生。
2.6 提高综放工作面回采率的几项措施
2.6.1 减少初末采损失, 工作面初采时, 当整个支架推出切眼后就开始放顶煤, 减少煤炭损失, 提高采出率。
2.6.2 实行煤层预注水措施, 煤层注水既能减少生产过程中的
煤尘浓度, 又能软化煤体, 降低煤层硬度, 缩小顶煤跨落的块度, 对提高回采率有较为明显的作用。
2.6.3 优化工作面几何尺寸, 工作面倾斜长度因防治水工程的要求不能增加的前提下, 尽可能加大工作面的走向长度。
2.6.4 工作面顺槽沿煤层底板掘进, 回采时沿底板推进, 不得留底煤。
2.6.5 回采期间安排专人清煤, 把架前、后和工作面两端头的浮煤清净。
2.6.6 加强煤炭生产的计量工作, 强化放煤工艺的管理。从生产管理上制定吨煤结算办法, 顶煤回收越多, 工资收入越高。
3 综合技术经济效益
放顶煤工艺 篇7
1 工作面概况
16071工作面位于大平矿井东翼16采区的中下部,走向长480 m,倾斜长80～163 m,平均110 m,煤厚1.2～16.9 m,平均5.5 m。工业储量52.7万t,可采储量48.7万t,标高在-80.0～-17.9 m之间。工作面平面布置如图1所示。
2 方案设计
(1)问题分析。
16071工作面采用一次采全高炮采放顶煤工艺,2006年6月起工作面逐步进入厚煤区(煤厚在6.0～16.9 m),采动过程中煤层瓦斯大量释放,回风流中的瓦斯浓度居高不下,经常徘徊在0.7%,工作面拔副梁和放顶煤时,由于瓦斯集中释放,很容易达到0.8%的断电浓度,严重制约着工作面的安全生产。
(2)方案确立。
针对工作面在拔副梁和放顶煤期间,瓦斯集中释放,瓦斯浓度迅速升高至不利于组织生产的状况,对原回采工艺进行改进,将拔副梁和放顶煤2道工序合理地布置在不同的班次中,使瓦斯均衡释放,避免了2道工序交叉作业出现的瓦斯涌出曲线叠加现象,为安全生产创造了条件。
3 方案分析
3.1 调整前后回采工艺
劳动组织由“边采边准”三八制作业方式调整为“两采一放”三八制作业方式,即每天8:00班、16:00班为采煤班,0:00班为放煤班。原回采工艺:每班的打眼放炮→拔主梁→装运煤→拔副梁→放顶煤→移刮板输送机(图2)。调整后的回采工艺:(8:00班、16:00班)打眼放炮→拔主梁→装运煤→拔副梁,(0:00班)放顶煤→移刮板输送机(图3)。
3.2 调整原因分析
2006年6月以后,工作面煤层赋存稳定,基本进入了厚煤区,整体煤厚在10 m以上,局部达16.9 m,因此采动瓦斯涌出量大幅度增高为前期的2～3倍。作业过程中,拔梁和放顶煤是使顶煤位移最大的2道工序。这2道工序施工过程中都会释放大量的瓦斯到作业空间,在超过新鲜空气稀释能力的情况下很容易造成瓦斯超限,使作业环节被迫中断,无法完成正规循环作业。为此,将拔梁与放顶煤2道工序进行了调整,使其布置在不同的班次中,从而避免了2道工序交叉作业中出现的瓦斯升高曲线叠加现象,同时减慢了推进速度,相对延长了抽放时间,为矿井安全生产创造了条件。
3.3 调整前后效果比较
(1)调整前。
由于拔梁和放煤2道工序在同一班次内存在交叉作业现象,往往造成2个瓦斯涌出曲线高峰值的叠加现象,使工作面及回风流中瓦斯浓度经常在0.7%～0.8%,造成设备不能正常运行,频繁中断作业,无法实现正规循环,威胁到安全生产,平均日产量为500～600 t。
(2)调整后。
将2个瓦斯涌出高峰期分班安排,同时延长了抽放时间,16071工作面及回风流中瓦斯降到了0.5%以下(图4),可实现连续作业,保证了安全生产,日产量升为900～1 000 t,降低了生产成本,提高了经济效益,稳定了职工队伍,取得了良好的经济和社会效益。
4 结语
(1)“两采一放”工艺的适用条件。
①工作面长度至少能容纳2个采煤班作业,满足施工力量安排需要;②平均煤厚超过6 m,适应放顶煤作业。
(2)“两采一放”工艺的应用效果。
避免了拔副梁和放顶煤工序交叉作业中出现的瓦斯涌出曲线叠加现象,同时减慢了推进速度,相对延长了抽放时间,为安全生产创造了条件。在相同条件下,采用放顶煤回采,工作面月产量增加了1.0万t,提高了经济效益。
摘要：在厚煤区,工作面采用浅孔抽放措施后,拔梁和放顶煤工序同时作业,会引起瓦斯升高,制约矿井安全生产。采用“两采一放”回采工艺后,避免了2道工序交叉作业中出现的瓦斯涌出曲线叠加现象,并延长了瓦斯抽放时间,为炮采放顶煤工作面安全生产创造了条件。
放顶煤工艺 篇8
当采煤机沿工作面割煤时, 每次割完工作面全长后, 工作面煤壁就向前推进一个截深的距离, 每割完一刀后, 需重新将采煤机滚筒切入煤壁, 推进一个截深, 这一过程工序称为采煤机的“进刀”。采煤机进刀方式选择合适与否, 直接影响着综采设备效能的发挥。
莲盛煤矿自装备综放面以来, 先后采用直接推入法进刀和滚筒钻入法进刀方式, 存在着较多问题。在特厚煤层大采高4102综采放顶煤工作面, 根据该工作面地质情况、开采技术条件和综放生产实践情况, 尝试采用采煤机端部割三角煤斜切进刀方式, 着重解决采煤机割煤、进刀方式、放煤、移架等工序间存在的衔接失调问题。实践结果表明, 在该矿井地质条件和开采技术条件下, 端部斜切进刀方式与以往采用的进刀方式相比, 体现出较多的优点。
1 工作面概况
莲盛煤矿4102综放工作面是一次采全煤厚放顶煤工作面, 工作面走向长620 m, 可采走向长407 m, 倾斜长150 m, 可采储量960 150 t。开采太原组4#层煤, 根据本井田已掘巷道、钻孔揭露的煤层资料综合分析, 预计煤层厚度9.2 m~12.4 m, 平均11.25 m左右, 煤层普氏系数1.2~1.5, 煤层赋存较稳定。煤岩层走向北西, 倾向北东, 倾角在3°~8°, 局部有1层~2层夹矸, 夹矸厚0 m~0.3 m, 煤的自燃倾向性等级为Ⅱ级, 属自燃煤层, 煤尘有爆炸危险性。煤层顶板为山西组基底 (K3) 砂岩, 岩性主要为灰白色中粗粒砂岩, 含砾及煤屑, 距煤层0 m~3.77 m, 局部为泥质砂岩, 有时有炭质泥岩伪顶。底板多为泥岩、砂质泥岩、细砂岩。
4102综放工作面循环进尺为0.6 m, 采高控制在2.8 m~3.0 m;放顶煤厚8.25 m, 平均采放比为1∶2.5, 沿底开采。
工作面装备的主要设备有国产MGTY200/500-1.1D型电牵引采煤机, 采高1.6 m~3.0 m, 额定电压1 140 V, 生产能力1 400 t/h, 截深0.63 m, 牵引速度0 m/min~12 m/min;基本支架为ZF7200/20/32四柱支撑掩护式低位中型放顶煤支架, 共98架;为便于工作面两端头的顶板管理, 两端头各配置2架过渡液压支架, 型号为ZFG-8000/20.5/33;同时装备有SGZ—764/400 (双中链) 型前部运输机;SGZ760/630型后部运输机;SZZ-800/250型桥式转载机;PLM2000型轮式破碎机;DSG100/50/2×110型可伸缩带式输送机等配套设备。
2 采煤和放煤工艺简述
a) 采煤工艺。采用综采放顶煤工艺。采煤机工作面端部斜切进刀, 双滚筒单向割煤, 往返1次进1刀;采煤机滚筒螺旋叶片落煤, 操作支架尾梁放顶煤, 前、后部刮板输送机运煤, 液压支架支护顶板, 全部垮落法管理顶板;b) 放煤工艺。4102综放工作面切眼推进6 m后既可开始放煤, 距停采线15 m时停止放顶煤。正常情况下随着支架的前移操作尾梁、伸缩板放顶煤。依据临近矿井面生产经验, 本面采用采放平行作业、一采一放多轮间隔放煤的放煤工艺, 循环放煤步距为0.6 m;c) 工序安排。煤机下行:割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。
3 采煤机进刀工艺
采煤机进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式, 斜切进刀段长度为25 m, 进刀深度0.6 m。a) 采煤机向下割透端头煤壁后, 在距采煤机后滚筒3架支架的位置起开始正常移架推溜, 要求达到刮板运输机弯曲段不少于15m。将2个滚筒的上下位置调换, 向下进刀, 采煤机斜切进刀25 m后达到正常截割深度 (即0.6 m) , 并按要求推移刮板运输机至平直状态;b) 将2个滚筒的上下位置调换, 向下 (上) 割三角煤至割透端头煤壁;c) 割完三角煤以后, 将2个滚筒的上下位置调换, 采煤机空机返回, 进入正常割煤状态。
采煤机进刀示意图详见图1。
4 技术要点
a) 采煤机向下正常割煤, 采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式, 直至割透下端头煤壁;b) 采煤机进刀向下正常割煤时, 自上而下滞后采煤机后滚筒3架~5架移架 (顶板破碎时可紧跟前滚筒移架) ;c) 工作面煤层厚度平均11.25 m, 煤机采高2.8 m~3.0 m, 滚筒截深为0.6 m, 支架有效支撑高度2.0 m~3.0 m;采用“四六”制作业方式, 三班生产, 一班检修;d) 采煤机必须沿底割煤, 保持采高在2.8 m~3.0 m, 机头、机尾要与正巷顺平, 顶底要平, 不留伞檐。同时应根据煤层厚度合理控制采高在规定范围内, 有效采高应低于支架最大结构高度200 mm~300 mm, 大于支架最小结构高度300 mm;e) 工作面要求达到动态质量标准化“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
5 应注意问题
a) 采煤机开机进刀前应首先检查采煤机。各部位螺丝要安全完整, 滚筒截齿要齐全锋利, 操作手把、急停手把和按钮要灵活可靠, 油位要正常, 冷却管路要畅通, 电缆卡子要连接良好。然后发出开机信号, 等机道滚筒周围5 m之内无人员后方可送电开机进刀;b) 采煤机进刀及割煤时, 注意顶底板、煤层、煤质的变化和刮板输送机载荷的情况, 随时调整牵引速度及截割高度;c) 采煤机在进入两端头时, 跟班队长应指定专人进行监护。只有在端头顶板维护完整、单体支柱全部撤除、电缆管线吊挂整齐且固定牢固、各种杂物清除干净、人员全部躲避到安全地点后方可开机。开机前两巷不得有人正对滚筒, 以防甩出物品伤人。人员在滚筒周围作业或更换截齿前, 采煤机司机要先摘掉滚筒离合器并断电, 严格按照作业规程和安全规程的有关规定执行;d) 采煤机在顶板条件差的区域割煤时, 必须放慢割煤速度, 当出现顶板漏顶时要及时返机, 必要时必须停机移架或超前移架, 且割一架, 移一架。移架、割煤时, 人员必须在架箱里进行操作。当机道梁端片帮严重、漏顶、冒顶时, 必须在煤帮支设好临时支护方可降架移架, 否则, 严禁降架移架;e) 在遇到地质构造或工作面条件发生变化时, 应适时调整进刀工艺。
6 实践效果
与以往采用的直接推入法进刀和滚筒钻入法进刀方式相比, 采煤机端部斜切进刀工艺具有比较明显的优点:a) 可充分利用采煤机自动装煤, 工序配合比较简单, 工程质量容易保证, 采煤机牵引阻力小, 有利于降低采煤机事故率和提高采煤机开机率;b) 很好地解决了工作面顶板管理和劳动组织不合理的状况, 改善了工人的劳动条件, 提高了劳动效率, 降低了材料消耗, 吨煤成本明显降低, 缩短了循环作业时间;c) 可实现采放平行作业, 放煤效率明显提高, 工作面单产得到大幅提升, 加快了综放面推进速度, 实现了工作面安全生产, 高产高效。
7 结语
通过在莲盛煤矿4102低位放顶煤综采工作面端头斜切进刀实践, 表明在低位综放面采用端头斜切进刀方式具有工序配合比较简单、综合管理得到大幅提升、采煤机开机率高、工程质量容易保证、循环时间缩短、工艺和工序协调集约等优势, 实现了安全低耗、高产高效, 为类似开采条件综放面采煤机进刀方式的选择提供技术借鉴。
摘要：就莲盛煤矿4102综放工作面低位放顶煤综放面端部割三角煤斜切进刀采煤工艺技术作了初步阐述, 为类似开采条件下综放面采煤机进刀方式的选择提供技术借鉴。
放顶煤采煤法采出率分析 篇9
【关键词】厚煤层；放顶煤；采出率
0.前言
放顶煤采煤法由来已久，已成为厚煤层开采最为有效的方法之一，同时也是矿井实现高产高效的重要途径。此方法具有单产高、效率高、成本低、系统简单，对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。但是此方法最大的缺点就是煤损多，在目前的技术水平条件下，放顶煤开采的工作面煤炭采出率一般比分层开采低10%左右。如何提高放顶煤采出率，还是需要研究的一个课题，有待于逐步解决。下面就依兰第二煤矿在放顶煤开采过程中总结的经验进行一下归纳总结：
1.概况
该矿煤层开采情况为单一煤层开采，煤种为长焰煤。井田内共有五层煤，分别为上1、上1～上2、上2、中层煤、下层煤，由于井田内地质条件复杂，无法采取分层开采，二矿主要回采中层煤，煤层厚度一般为6～8米，平均6.5米，属厚煤层开采。煤层倾角一般在15～180左右。根据多年的实践经验，采取了走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤采煤法。工作面采用ML100型采煤机、北京矿务局研制的DY-1型悬移梁顶梁液压支架支护顶板。
2.采出率影响因素分析
煤炭采出率是评价放顶煤采煤法的主要指标之一，与采煤系统参数密切相关，国家规定：厚及特厚煤层的采区煤炭采出率不得低于75%，工作面采出率不低于93%。采区内的煤炭损失主要有工作面外和工作面内两部门，根据对工作面煤炭损失进行统计分析，工作面内损失主要为放顶煤工艺，占总损失的40%左右；而工作面外的损失主要为区段煤柱损失，占总损失的30%左右；因此最大限度地提高工作面内顶煤采出率以及取消区段煤柱实行无煤柱护巷是提高煤炭采出率的主要技术途径。
2.1区段煤柱损失
放顶煤采煤法，一般采用留设15～20米区段煤柱的护巷方法，严重影响了采区煤炭的采出率。
2.2初采损失率
为了防止顶煤垮落对采煤工作面造成的威胁，通常采取初采推进10～20米不放顶煤，增加了煤炭损失率。初采阶段由于受空间影响，放顶后，顶煤往往难以放出，故在工作面推进初期顶煤采出率低于正常时18～30%，一般影响为沿走向长度8米左右，此时影响顶煤采出率的主要是采高和顶煤厚度。该矿采高为2米，如顶煤厚度为采高的2倍以上，影响顶煤采出率在18～22%；如顶煤厚度为采高1倍时，其影响可达30%；故一般一次采出的煤层厚度以6～10米为最佳。
2.3末采损失率
为了安全撤出工作面设备，通常采用工作面末期不出顶煤或少出顶煤，其范围为停采线往里8～12米，这一部分损失对采出率的影响主要取决于工作面的走向长度，随着工作面走向长度的增加而减小；工作面连续推进长度一般不宜小于800米，工作面推进距离越长，煤损越小。
2.4端头损失率
为了保护采煤工作面上下两口，一般在工作面上下端头2～4架内不放顶煤，这一部分损失严重，该损失主要与工作面倾斜长度有关，如工作面长度为70米，则影响顶煤采出率为12%；如工作面长度为100米，影响顶煤采出率仅在8%；所以工作面长度一般不应小于80米，而综放工作面以130～200米较为合理，在设备可靠性和技术熟练程度较高的前提下，还可使工作面长度继续加大。
2.5采煤工艺损失率
采空区内松散煤体的运动不是完全没有规律的，其遵循椭球体一漏斗的放出规律，在放出椭球体边缘顶煤受煤壁、固定帮、支架影响时，易形成脊背煤而不能放出；对此影响的主要有放煤步距、循环方式和放煤口间距和放煤方式等。
3.采出率的提高
（1）减少区段煤柱损失。
尽量减小区段煤柱的留设，根据顶板坚硬程度及支护强度，采用无煤柱护巷或采用留小煤柱护巷方法；条件允许可推广采用后退式开采顺序，即采区自下而上进行开采，可大大降低煤柱损失。另外，可根据煤的自燃发火期长短、矿山压力及顶板稳定性等因素，考虑上下两个工作面之间采用沿空留巷或沿空送巷方法，减少煤柱的留设。
（2）合理调整工作面的倾斜度，尽量布置为俯采工作面，工作面上下巷及开切眼要沿煤层底板施工，严禁丢煤，这样有利于顶煤回收。上下区段平巷也应布置在每层底板上，否则将在工作面和巷道的连接处增加三角煤的损失。
（3）加强端头支护，推广采用端头放顶煤支架，加大工作面两端出口处的稳定性，进而扩大放顶煤范围。
（4）加强工作面初采和末采放煤工艺。首先加强工作面初采管理，在推出开切眼后即做到及时放煤，这不仅有效提高了煤炭的采出率，减小初采损失，而且对顶煤的冒落也是有利的。选择合理的停采线位置，可适当缩小末采不放顶煤的范围，进而降低煤损。
（5）选择合理的放煤工艺。
放煤步距、循环方式和煤层厚度密切相关，如果放煤步距与循环方式选择不当直接影响顶煤的采出率。若放煤步距过大，则上部的矸石首先到达放煤口，在采空区侧将留有较大的三角煤放不出来；若步距过小，则后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为顶煤已经放尽，停止放煤，造成上部顶煤的损失；顶煤厚度较小时，通常以一采一放较为合理，顶煤厚度较大时，则放煤步距可适当加大。煤层厚度4～5米时，放煤步距为0.6米，采用一采一放；煤层厚度为5～7米时，放煤步距为0.6米，采用一采两放；煤层厚度为8米时，放煤步距为1.2米，采用两采五放。放煤口间距应根据煤层厚度、放煤口大小来确定，在缓倾斜俯采条件下一般采用2.4～3.6米。放煤方式不仅对工作面煤炭采出率、含矸率影响较大，同时还会影响到总的放煤速度、正规循环的完成集结工作面能否高产。
（6）加强顶板管理。
由于顶板管理不到位，工作面容易出现局部冒顶，迫使冒顶区域停止放顶煤，造成顶煤损失。要掌握矿山压力规律，及时测定矿压，在顶板来压前及时加强工作面支护强度，防止造成局部冒顶事故，为顶煤的充分回收创造有利条件。在工作面穿越构造带时，要加强构造带附近的棚架支护强度，确保构造带顶板的稳定性，避免因构造带发生局部冒顶而导致附近停止放煤。
4.结束语
放顶煤工艺 篇10
随着工作面采煤机械化程度、开采工艺的提高,采场地质条件的困难,工作面推进长度等条件的限制,造成工作面安撤次数的增多。由于传统的工作面撤除方法从安全上不适应安全形势的逐渐提高、工艺上不易再提高撤除速度,因此工作面的快速安装、撤除在生产接续上显得非常重要。为了保证矿井生产的接续,实现矿井防灭火的要求,综放工作面在回采结束的时间应该在规定的时间内迅速撤除设备。采用快速、安全、高效率的撤除工艺,尤其对液压支架来说,采用快速、安全的撤除工作,更有利于矿井安全生产,和谐发展。
1 综放工作面液压支架撤出准备
综放工作面设备的撤除是一项费工又费时的工作。当撤出液压支架时,支架一侧是采空区,支架上面的顶板已经、受到采动影响,稳定性受到较大的破坏,因此支架的撤除更为复杂。为了重放提高工作面的回撤速度,保证矿井的均衡生产,综采放顶煤工作面的设备的撤除,必须做好撤除前的准备工作。
1.1 加强领导的重视工作
应该成立由分管综采的副矿级领导干部为组长,生产、机电、运输、通风及调度等有关部门人员参加的领导小组。
1.2 制定详细的撤除计划
这个撤除计划包括撤除方案、程序、方法、任务分工、劳动组织、质量要求、安全技术措施、撤除所需设备及材料的准备等。
1.3 确定撤除顺序,选择撤除方法
1.3.1 撤除顺序
综采放顶煤工作设备的撤除顺序一般是:采煤机-工作面运输机-液压支架。工作面巷道设备可与工作面设备同时或者先行撤除。
1.3.2 撤除方法的选择
综采放顶煤工作面设备撤除难度最大的是液压支架,其撤除方法有两种:一是掘进辅助巷道撤除。预先在终采线上开掘平行工作面的辅助巷道,条件允许也可以利用现有的采区(盘区)上、下山轨道巷,并开一条或若干条联络巷与工作面相通,从辅助巷道向外撤除液压支架。二是工作面留通道撤除。当工作面采到终采线时,将工作面采直,并达到规定采高,支架前梁与煤壁间留有1米以上宽的通道空间,采取新的顶板控制措施,作为液压支架拆除时的通道。
2 液压支架的撤除工艺分析
2.1 直接撤除支架
在工作面顶板有着较好条件,借助锚杆支护撤除通道的时候,能够直接撤除液压支架,它的撤除方法为:首先缩回液压支架侧护板,且使它降柱,通过千斤顶或者是绞车顺着垂直煤壁拉出液压支架1.5米一1.8米,然后将它旋转90度,通过绞车拉到装车的位置。其中,在撤除工作面首组支架之后,应当将木垛支护顶板打上,以后在撤除一组支架之后,都应当顺着工作面打托棚。在撤除所有的液压支架之后,将木支架收回。直接撤架法的特点是:施工安全、劳动强度低、消耗坑木少、方便支架的调向和前移、工作空间宽敞、撤除速度快,工序简单。
2.2 掩护撤除支架
在工作面顶板有着较差条件的时候,一般实施掩护撤架的方法进行撤除。首先通过木板梁与单体液压支护维护好工作面回撤顶板,再调向起始端的一组或者是两组液压支架(被叫做双架掩护撤架法与单架掩护撤架法),让它跟工作面煤壁相平行,并充当掩护撤除架,进而对其它液压支架逐步地进行撤除。它的具体操作方法是:(1)先是在撤架端第一、二、三组液压支架前上方的位置,顺着工作面平行地打两块3.0m长的方木,让它将液压支架挑木板梁拖住,且拆下第一组支架前梁,再借助绞车进行前拉,在顶梁值贴帮柱400mm的时候暂停,再通过相同的方法并列第一组支架和第二组支架,并且分别牵出外运第三组支架和第四组支架,以及将2个木垛支护顶板打上。最后的时候,调向第一组支架和第二组,使之跟工作面煤壁相平行,将前梁及时地安装好,进而在工作面撤架的时候充当掩护架。(2)拉至煤壁侧掩护架到达相应的地点,使它对等待拆除支架上面2块木板梁进行支撑,再将等待拆除支架前梁降下,让它跟顶板相脱离。(3)降柱掩护架的前移通过绞车牵引,进而紧靠等待拆除的支架,让它的前梁升架之后将等待拆除支护上面的顶板控制好,且保持两个掩护支架的交替性掩护。(4)降低等待拆除的支架到最小的高度,且将侧护板收紧,把管路拆除,再通过绞车把它牵出和调向运走。(5)在拉出支架之后,在采空区边实时地打3-4根撑柱,让它支在顶板钢丝绳。(6)将采空区边的掩护支架前移,进而对拆架空顶进行支护。(7)根据以上步骤逐渐地撤除,在拆除到最后两组支架的过程中,不再将采空区边的掩护支架前移。首先将末二组支架撤除,然后将采空区边的掩护支架牵出,接着将2个木垛打好,将拆除空间维护好,进而方便边掩护支架的迅速拆除。(8)在拉煤壁边的掩护架前,在采空区边借助单体液压支柱将抬板打好,进而托住木板梁,最后的时候拉出工作面末组的支架,并且实时地将木料与单体支护回撤。掩护撤架方法的特点为:较易调向支架,管理顶板方便。
3 液压支架撤除工艺的应用效果分析
一方面,相比较于传统意义上的撤架工艺,掩护撤架工艺显著地减少了材料消耗,大大地节省了坑木,并且用工少和回撤速度快。另一方面,对于掩护支架支撑工作空间的掩护撤架工艺,减少了煤帮片帮与顶板下沉量,有效地保障了回撤空间的职工安全,并且也使得顶板维护程序与回撤空间的管理得以简化,进而使得回撤液压支架的速度变快,事实证实,回撤速度提高了大概40%。
4 结语
总之,在综采放顶煤工作面的液压支架撤除工艺的应用,可以使得操作工人的劳动强度减少,保障了作业的稳定性和安全性,支架得以迅速地撤除,以及为相似的矿井起到了一定的示范性功能,有着非常好的应用前景。
参考文献
[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.
[2]钟廷盛.浅谈综采工作面设备配套选型[J].山西煤炭,2011(08):89-91.