大采高超长综放工作面（精选5篇）
大采高超长综放工作面 篇1
0 引言
潞安矿区屯留煤矿是一设计年产600万t的大型现代化矿井, 于2006年试投产, 目前基本达到设计产能。屯留煤矿主采3号煤层, 煤厚5.00～7.25 m, 一般5.99 m。按我国目前一般采用的工作面方式和回采工艺, 要实现日产1.5～2.0万t的设计产量, 则至少需保持2个常规综采工作面同时生产, 由此造成保障回采的掘进工程量甚大, 且成为延误回采进度的主要因素。为实现高效开采, 屯留煤矿投产后在S1201工作面采用大采高超长综放生产技术, 以较少的回采准备掘进工程量情况下, 实现了综放日产1.5～2.0万t的高效生产水平, 回采的平均工效达199.8 t/工, 比以往180 m长综放工作面回采工效120.8 t/工 (国际领先水平) 增加79.0 t/工, 增长率为65.8%。
1 开采条件
S1201工作面煤层厚度5.8 m左右, 倾角约10°, 工作面布置走向长度850 m, 倾向宽度280 m。工作面直接顶为泥岩, 老顶为粉质砂岩和中粒砂岩复层, 其中上距煤层46 m左右的中粒砂岩 (8.6 m厚) 的变形破坏对于采场剧烈矿压的形成具有控制意义, 是顶板岩控的主控层位。
S1201工作面采用的采煤机、液压支架及其配套设备均为国产。
2 大采高超长面综放开采矿压显现特征
大采高超长综放开采, 一次采出厚度大, 采场覆岩活动强烈。为了解大采高超长综放过程的矿压显现特征, S1201工作面回采期间, 综合利用KGJ-B自动化监控系统、围岩活动深孔观测及支架工况统计等手段对采场矿压显现进行了较为系统的观测。
现场实测表明, S1201工作面老顶来压, 即一般意义下的采场来压强度较小:初次来压步距为21.8～25.0 m, 沿工作面方向不同步, 即老顶粉质砂岩破断成多块垮落;周期来压步距为8.4～12.7 m, 沿工作面方向明显不同步, 且在断层切割影响区段, 工作面推进过程基本处于周期来压状态。
在工作面推进84.5 m时, 发生老顶主控层来压现象, 地表和工作面同时受其影响产生剧烈变形, 地表出现明显裂缝, 最大下沉处达0.92 m, 超前影响55 m, 影响角77°, 最大下沉点的下沉速度达100 mm/d。主控层来压时的支架动载系数明显高于周期来压时的支架动载系数, 具体对比情况如表1所示, 主控层来压与周期来压的动载系数之比为1∶0.77。
S1201大采高超长综放工作面支架受力实测数据如表2所示。根据实测结果, 开采初期工作面支架的实际初撑力普遍偏低, 分析认为其主要原因是工作面老顶粉质砂岩破碎块度较小, 从而导致相对支架动载系数相对较低。另一方面, 工作面长度加大以后, 由于泵压损失较大, 串液漏液现象严重, 也一定程度影响了支架的工作状况。通过及时调整泵站布置及对支架阀组系统进行了检修, 支架的初撑力得以明显提高。
根据循环末阻力和时间加权阻力的测试数据, S1201工作面所选用的ZF8000/20/38型放顶煤液压支架的工作阻力基本满足要求。当覆岩主关键层破断时, 工作面个别支架安全阀开启, 达到额定工作阻力值, 但绝大部分支架的工作阻力还没有达到额定值。
另外, 在开采初期, 支架前柱压力均大于后柱压力, 平均高出64.8%, 支架前后柱压力很不均匀, 对于这种现象, 必须及时采取调整支架控制措施。
3 瓦斯涌出特点及控制
屯留井田属高瓦斯矿井, 3煤原煤瓦斯含量为8.4～8.63 m3/t, 平均8.51 m3/t。考虑到大采高超长综放工作面因其产量大幅度增加, 相应瓦斯绝对涌出强度也会随之加大。为此, S1201工作面回采期间进行了系统的瓦斯监控, 基本了解了大采高超长综放工作面开采的瓦斯涌出特点及规律, 并采取了相应的控制措施。
3.1 瓦斯涌出特点
根据监测结果, 超长综放开采瓦斯涌出具有以下特点: (1) 煤壁侧测线瓦斯浓度分布为:大采高超长综放工作面内前段, 煤壁侧瓦斯浓度较低, 小于0.14%, 以后渐次增高, 随距运输巷距离的增加, 瓦斯浓度成线性比例增加, 至工作面后段, 即靠近回风巷, 瓦斯浓度达到最高, 达0.33%; (2) 支架人行道测线瓦斯浓度分布为:支架人行道内瓦斯浓度变化趋势与煤壁侧瓦斯浓度变化趋势在面内前段和中段基本相同, 只是在工作面后段, 其变化梯度明显大于煤壁侧瓦斯浓度变化梯度, 最高瓦斯浓度可大于0.38%。 (3) 支架放煤口测线瓦斯浓度分布为:在整个高瓦斯大采高超长综放工作面内, 支架放煤口瓦斯浓度由前段、中段到后段有增长的趋势, 其增长趋势要明显大于煤壁侧和支架人行道, 最大达0.49%; (4) 工作面上隅角瓦斯浓度一般较高, 最高浓度可达1.20%, 尤其在7月中下旬, 工作面产量变化较大时, 易出现超限现象。采取工作面平衡出煤等措施后, 超限现象有所控制。
3.2 瓦斯治理措施
针对大采高超长综放工作面瓦斯涌出特点, 主要采取了以下治理措施: (1) 采用E型通风方式。E型通风方式比传统的U型通风方式在靠近工作面上隅角顶煤中增加一条回风巷通, 或称高抽瓦斯巷, 主要治理高瓦斯大采高超长综放工作面上隅角瓦斯聚积问题。 (2) 适当加大通风量, 与180 m长综放工作面通风量比较, 在理论分析基础上, 把工作面供风量从800 m3/min增加到1 200 m3/min, 增加400 m3/min。 (4) 增强瓦斯监测与报警系统, 在预测易出现局部瓦斯超限地段吊挂瓦斯报警仪。
4 工艺方式及工艺参数优化
通过对S1201高瓦斯大采高超长综放面工序实测数据的统计分析, 对表3所列高瓦斯大采高超长综放工作面适合的6种循环作业方式进行合理的采煤工艺对比分析, 取得了不同循环作业方式的循环作业时间 (T) 、与采煤机速度 (Vc) 匹配的放煤速度 (Vf) 及进刀段长度 (a) 对循环时间 (T) 的影响的对比分析结果, 分别如图1、2、3所示。
可以看出, 屯留煤矿地质采矿条件下的高瓦斯大采高超长综放工作面生产, 宜采用一刀一放端部斜切进刀双向采煤, 并由一端向另一端放煤, 为与割煤相匹配, 在工作面长280 m的条件下, 采煤机割煤速度应控制在3.89 m/min以下, 放煤速度不低于2.5 m/min。
5 结语
与潞安矿区综放工作面长180 m最高技术、经济水平 (国际领先水平) 比较, 屯留煤矿S1201高瓦斯大采高超长综放工作面开采, 回采工效 (199.8 t/工) 增长率高达65.8%, 吨煤成本可降低9.47元, 下降率为25.6%, 顶煤回收率和工作面回收率分别提高了1.1%和1.4%。
另一方面, S1201工作面的开采实践为高瓦斯矿井推广应用大采高超长综放工作面开采技术积累了宝贵的经验, 为实现“一矿一面”年产500万t水平的高度集约化生产模式提供了新的技术途径。
大采高综放工作面瓦斯防治研究 篇2
1 大采高综放工作面瓦斯灾害
大采高综放开采工艺具有回采高度大、开采强度高、采空区面积广等特点, 工作面瓦斯涌出量大, 给煤矿安全生产带来不安全因素。因此, 大采高综放工作面瓦斯防治需要煤矿工程技术人员重视。
1.1 工作面瓦斯来源
在生产实践观测中发现, 大采高综放工作面的瓦斯主要来自工作面煤壁、开采出的原煤和采空区, 其中开采出的原煤析出的瓦斯和采空区涌出的瓦斯占很大比重。
由于大采高综放工作面回采高度一般较大、工作面长度一般较长, 采煤机回采过程中一次落煤量较大, 在相同采放比的条件下, 放煤量也随之变大, 随着开采出的原煤量增加, 在相对瓦斯涌出量不变的情况下, 绝对瓦斯涌出量增大。所以, 大采高综放工作面具有开采强度大的优势同时, 工作面瓦斯涌出量也较大。
由于厚煤层赋存条件制约, 当工作面回采至顶煤不易冒落的区域、煤层厚度超过最大放煤高度的区域, 必然在采空区留有浮煤, 加上综采放顶煤工作面回采率较低, 进一步增加了采空区的浮煤, 为采空区上方瓦斯积聚提供了条件。
大采高综放开采工艺为高效集约化的生产模式, 工作面不仅回采高度较大, 工作面长度较长, 推进速度也较快, 形成的采空区面积较大, 给瓦斯聚集提供了足够的空间。当顶板周期来压时, 采空区上覆岩层的下沉运动使采空区瓦斯大量涌出, 常常造成工作面局部 (尤其是上隅角) 回风流瓦斯超限, 严重制约了矿井的安全生产[2]。
1.2 工作面瓦斯灾害
瓦斯灾害给煤矿安全带来巨大威胁, 是矿工的第一杀手。工作面瓦斯大量涌出造成的直接后果是瓦斯超限, 当煤矿瓦斯超限, 若存在火源和充足的氧气则会发生瓦斯爆炸, 造成重大的人员伤亡和巨大的经济损失, 历史上我国曾经因为工作面瓦斯超限发生过大量的惨痛事故。《关于进一步加强煤矿瓦斯防治工作若干意见的通知》 (国办发[2011]26) 第十九条明确规定, 因瓦斯防治措施不到位, 一个月内发生两次瓦斯超限的矿井必须停产整顿。
根据现场实践经验, 大采高综放工作面瓦斯超限一般有以下几个因素:一是高瓦斯矿井瓦斯抽采未达标, 导致工作面煤层中残余瓦斯量大, 在落煤、放煤过程中造成大量瓦斯析出;二是随着工作面的回采, 临近煤层中的瓦斯涌向工作面后方的采空区, 造成瓦斯含量变大;三是瓦斯矿井工作面回采过程中遇到断层等地质条件复杂区域, 局部地点存在瓦斯积聚;四是顶板初次来压、周期来压期间和大气压发生变化期间, 采空区积聚的瓦斯通常会从上隅角大量涌出;五是由于大采高综放开采工艺采高较大, 在回采过程中易产生偏帮、冒顶, 导致工作面被掉落的煤矿堵住, 影响通风系统正常工作, 造成瓦斯超限。
2 大采高综放工作面瓦斯防治措施
大采高综放工作面瓦斯防治要根据煤矿现场实际情况采取综合措施。针对高瓦斯矿井, 根本方法是瓦斯抽采先行, 必须做到瓦斯抽采达标。当高瓦斯矿井抽采效果不佳时, 可视工作面瓦斯涌出情况采取顶板瓦斯排放巷、顶板裂隙带走向长钻孔、顶板高抽巷等方式对瓦斯抽放, 它利用顶煤中出现的大量裂隙和瓦斯上浮效应, 将积存在采空区上部的大量瓦斯排出, 从而有效地避免了瓦斯的积聚发生[3]。
针对瓦斯含量较低的煤层和已经抽采达标的煤层, 在生产现场中应注意加强安全管理, 防止瓦斯灾害发生, 具体可采取下列措施: (1) 在保证通风系统的稳定性和可靠性的基础上, 适当加大工作面的供风量, 以此稀释瓦斯浓度, 将积聚的瓦斯吹散; (2) 在工作面隅角挂风帘、挂风幛或者是砌筑隔离墙, 减小采空区漏风, 同时封堵上隅角涌出瓦斯, 确保回风顺槽和上隅角瓦斯不积聚; (3) 回风顺槽的上隅角是瓦斯防治重点区域, 必要时可以工作面回风顺槽上隅角安设风机, 稀释处理瓦斯, 或者在井下安设移动式瓦斯抽放泵站, 在上隅角插管对采空区瓦斯进行抽放; (4) 在煤层瓦斯含量大的区域适当降低开采强度, 减小采煤机截深和牵引速度, 从而减小落煤量, 降低落煤的瓦斯析出量; (5) 加强工作面支护, 防止片帮、冒顶产生的煤块堵住工作面, 保证工作面断面合理、通风系统稳定; (6) 合理控制放煤, 尽量在回采过程中不将顶煤留到采空区; (7) 加强初次来压、周期来压和大气压发生变化期间的瓦斯监测, 预防采空区顶板大面积垮落和气压原因引起的采空区瓦斯涌出。
3 大采高综放工作面瓦斯防治实践
中煤平朔井工二矿为瓦斯矿井, 煤层Ⅱ类自燃, 最短发火期3-6个月, 且具有爆炸性。29209综放工作面位于29208工作面东部、29210工作面西部, 南部为安家岭露天矿, 北部为地方小煤窑采空区, 工作面长度为300.5m, 推进长度为1571m, 煤层平均厚度为12.25m, 煤层平均倾角为2.3°。29209综放工作面采用大采高综放开采工艺, 采煤机采高为3.5m, 采放比1∶2.5, 采用全部垮落法管理顶板。该工作面属于硬顶板、硬煤层, 部分区域地质条件较为复杂, 顶板和煤壁破碎, 底板较软, 且存在小煤窑采空区, 工作面顶板初次来压和周期来压现象比较明显。工作面落煤和采空区的瓦斯是矿井瓦斯的主要来源。
根据29209大采高综放工作面的实际情况, 在地质条件复杂区域、小煤窑采空区影响区域和工作面来压期间, 采用加强瓦斯监控监测, 提高工作面支护强度和质量, 在工作面隅角挂风帘、挂风幛, 备有风机稀释瓦斯等措施确保了瓦斯不超限, 保证了工作面在开采过程中未发生瓦斯灾害。
4 结论
大采高综放开采技术在厚煤层开采中的应用日益广泛, 工作面瓦斯灾害在一定程度上限制了大采高综放开采的优势。大采高综放工作面瓦斯灾害受到多方面因素影响, 不同煤矿在不同开采条件和不同的技术装备水平下, 采取的瓦斯防治手段也不同, 煤矿工程技术人员应根据所在煤矿工作面瓦斯涌出情况, 对瓦斯涌出原因和分布特点加以分析研究, 按照现场实际制订大采高综放工作面瓦斯治理的有效措施。
摘要：煤炭是我国主要的能源, 在我国国民经济发展中占据不可取代的地位。厚煤层是我国煤炭资源赋存的主要形式之一, 厚煤层的煤炭产量处于高位。大采高综放开采是厚煤层高效开采的方法之一, 在采用大采高综放开采的过程中, 瓦斯灾害给煤矿安全生产带来巨大威胁。本文分析了大采高综放工作面的瓦斯涌出特点, 根据在大采高综放工作面开采取得的实践经验, 提出几点瓦斯防治措施。
关键词：大采高,综放,工作面,瓦斯,防治
参考文献
[1]任前程.深井大釆高综放工作面矿压特征研究[D].安徽理工大学, 2012.
[2]张铁岗.矿井瓦斯综合治理师范工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
大采高超长综放工作面 篇3
1 地质条件
14200工作面老顶为19.24m厚的粉砂岩、中砂岩, 直接顶为2.2m厚的泥岩, 直接底为10.1m砂质泥岩, 老底为5.2m硅质泥岩。煤层平均厚度为4m。煤层倾角5°~11°, 平均7°, 整体上中部较高, 局部褶曲变化较大, 形成因素主要为成煤初期基底不平、地质构造运动和成煤期后古河流冲蚀作用。该工作面顶板岩性松软破碎、伪顶较不稳定, 未揭露断层。
2 液压支架架型选择与支护压力的确定
大采高综放工作面液压支架与普通综放开采有很大区别, 而大采高综放开采成功的关键为工作面液压支架选型是否合理。
2.1 液压支架架型选择
根据我国综放开采液压支架发展现状以及综放支架的选型原则, 考虑到煤层的条件和其他矿井综放开采工作面支架的情况, 建议采用正四连杆式低位放顶煤支架。同时, 支架采用伸缩梁并设置护帮板, 这可以有效避免因端面距过大而引起工作面端面冒顶。按照煤矿大采高综放开采技术要求, 主要依据以下四个方面选择液压支架的架型[2]: (1) 煤层采深较大而强度较低, 可能存在片帮、冒顶, 并且需即时支护, 支架须设置防片帮机构; (2) 工作面推进长度大, 要求设备可靠性高; (3) 工作面瓦斯涌出量大, 需要工作面通风断面大; (4) 支架重量不能太大。
2.2 液压支架支护阻力确定
液压支架支护阻力计算分为两种, 具体分析如下。
(1) 估算法
实验表明, 确定阻力的基本条件为:割煤高度3.4m, 工作面煤层的厚度5.50m, 放煤高度2.26m, 采深560m~580m, 支架支护强度计算公式如下:
式中:q-支架支护强度;Kd-基本顶失稳系数, 取Kd=1.8;qm-岩层自重应力, 取值25kN/m3;qc-顶煤自重应力, 取值13.5kN/m3;
代入数据可得
q=737.6kPa
支护工作阻力公式为
式中:lk-顶距, 取值为0.367 m;ld-顶梁的长度, 取值为4.56m;B-支架的宽度, 取值为1.4m;Ks-支撑效率, 取值为0.85。
代入数据得
p=6442kN
(2) 数值模拟法
根据FLAC3.0数值模拟程序进行如下模拟, 其中支架支护的强度q取0、0.2、0.4、0.6、0.8、1.0MPa, 由数值模拟运算结果, 可得到控顶区内支架顶煤的离层量与支护强度之间的关系。增大支架支护的强度会减小顶煤下沉量, 其中煤壁处顶煤下沉量对煤壁的稳定性有很大影响, 下沉量越小, 煤壁就越稳定。与煤壁前方相距0.4m内的煤体一直受压缩力, 而且压缩量会跟随支架支护强度的增加而减小。特别是, 当支架支护的强度大于0.8MPa临界值时, 顶煤离层量将缩小到0.6mm, 冒顶的问题也会有效防止[3]。所以, 为了防止工作面片帮、冒顶的发生, 支架的支护强度取值需要大于0.8MPa。当支架支护的强度超过0.8MPa, 再增加支护强度对顶煤下沉量影响不大。而且, 支架自重与支架支护强度成正比, 当架支护强度过大时, 增加了支架的运输和安装难度, 煤矿工作面初期的投资也过大, 增加了矿山成本[4]。所以, 在选择支架时, 支架支护的强度不宜太大, 工作面支架支护的强度一般取值为0.8MPa~0.9MPa。根据支架的顶梁长度、配套尺寸以及空顶距, 可计算得出支架工作阻力:
由上述2种方法得到的结果, 再结合煤矿整层开采条件, 支架设计工作阻力确定取7000kN, 工作高度取1940mm~3800mm, 选择ZF7000/1916/38型支架。
3结论
实践表明, 大采高综放开采既可以满足瓦斯煤矿的生产要求, 又具备布局适当、高效率、质量可靠度高与安全性能好等特点。
参考文献
[1]毛德兵, 康立军.大采高综放开采及其应用可行性分析[M].煤矿开采, 2003, 01.
[2]李磊, 等.提高岩巷掘进速度的途径[J].煤炭技术, 2007, 08.
[3]刘结高.大断面岩巷快速掘进实践与探讨[J].中州煤炭, 2008, 02.
大采高超长综放工作面 篇4
1 地质概况
梁北煤矿11071工作面沿走向回采, 走向长1 465 m, 倾斜长327 m, 工作面标高-449~-514m, 采煤工作面上部、下部为采空区, 所采二1煤层倾角10°30'~14°。煤层厚度1.4~5.8 m, 平均厚3.98 m, 煤层坚固性系数f=0.15~0.25, 为极软煤层。该工作面采用“两进一回”, 运输巷、中巷进风, 回风巷回风, 三巷和切眼均沿二1煤层顶板掘进。伪顶厚0~0.5 m, 局部伪顶厚0.8~1.5 m;直接顶为砂质泥岩, 层理发育, 厚约1.0 m, 岩石稳定性差;基本顶为中粗粒砂岩 (B4) , 水平层理发育, 总体厚约30.0 m, 为较稳定岩层。二1煤层直接底为泥岩与粉砂岩互层, 厚约3.3 m;基本底为砂质泥岩或细粒砂岩互层, 层理发育, 厚度约13 m, 中等硬岩石, 岩层稳定性中等。
2 支护设计
2.1 支架选型校核
11071工作面顶板比较坚硬, 直接顶属稳定型Ⅲ类顶板, 基本顶属周期来压明显的Ⅱ级顶板。在回采过程中, 支架承受的上部压力主要来自上部岩体和顶煤所受重力, 根据梁北煤矿回采经验, 上部岩体厚度取6倍采高计算, 得支架载荷Q1=10 khγs=4 931.22 k N。其中, k为上部岩体厚度相对采高的倍数, 一般为4~8, 取6;h为采厚, 取3.98 m;γ为上覆岩体容重, 取25.0 k N/m3;s为支架顶梁面积, 取8.26 m2。根据计算载荷, 选用ZY6000/25/50型支架。该支架采用二级护帮结构, 顶梁采用伸缩前梁结构。额定工作阻力6 000 k N>4 931.22 k N, 故所选用支架可以满足顶板压力的要求。
2.2 乳化液泵站
依据工作面支护设计, 支架额定工作阻力为6 000 k N, 工作面乳化泵站压力不小于30 MPa才能保证良好的支架初撑力和额定工作阻力, 发挥较好的支架性能。液压支架实际初撑力偏低, 工作阻力较小, 但来压时动载系数较大, 说明顶板控制效果并不理想, 顶板稳定性较差, 易存在工作面片帮及顶板冒漏危险。要加大对液压系统的检修力度, 保证乳化液泵站压力大于30 MPa, 以加强对支架初撑力的管理, 提高支架初撑力[2]。由于加长工作面后, 乳化液压力和流量损失较大, 导致工作面支架初撑力不高, 移架速度慢[3]。
设计选用BRW315/31.5型乳化液泵, 在运输巷、中巷各建立一套泵站系统。生产中要严格遵守泵站使用规定: (1) 乳化液浓度保持在3%~5%, 并经常检查乳化液配比浓度和泵站压力, 保证泵站压力不低于30 MPa; (2) 乳化液泵泄压阀整定值为31.5MPa; (3) 加强乳化液泵站的维修保养, 杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象, 保证设备性能良好。
2.3 超前支护设计
矿井原设计工作面超前支护用DZ-4200 (3500) 型单体液压支柱配合1 000 mm金属铰接梁的支护形式, 超前长度不小于20 m[1]。根据11071工作面煤层厚度, 针对回采面超前支承压力影响范围大、顶底板移近量大的特点, 结合梁北煤矿回采顶板控制经验, 制订超前支护标准:11071工作面回风巷、中巷、运输巷全部采用DWX-45 (42) -250/110XL (G) 型单体液压柱配合1 000 mm金属铰接梁的支护形式进行超前支护。
(1) 回风巷、中巷、运输巷沿走向各布置2排超前支护, 回风巷双排长度不得低于30 m;中巷双排长度不得低于30 m, 靠下帮一排长度延长至50 m;运输巷双排长度不得低于35 m, 靠下帮一排长度延长至80 m。3条巷道超前支护单体液压支柱的柱距均为1.0 m, 回风巷、中巷行人道净宽度不小于1.2m, 运输巷行人道净宽度不小于0.8 m。超前支护单体液压支柱全部采用7.5 mm钢丝绳成排串在一起, 防止倒柱伤人。
(2) 由于工作面3条巷道掘进时使用矿用工字钢架棚支护, 回采前必须超前进行替棚。回风巷超前30 m、运输巷超前50 m在现有工字钢棚间套木棚, 两帮支设单体液压支柱, 木梁使用直径不小于180 mm的松木, 木梁长度与回风巷、运输巷工字钢棚梁相同, 单体液压支柱紧贴巷帮打设, 单体液压支柱距松木梁头不得超过150 mm。
(3) 超前支护段有底煤时单体液压支柱必须穿铁鞋, 单体液压支柱初撑力不小于10 MPa, 闭帮单体液压支柱穿木鞋初撑力不小于4 MPa。
(4) 回风巷、中巷、运输巷超前4~7 m摘工字钢棚, 摘工字钢腿后两帮用带帽单体液压支柱背帮。
(5) 回风巷超前支护段巷道中高不得低于3 m, 工作面输送机机尾向外5 m范围巷道中高不得低于3.8 m, 中间区域为斜坡过渡段;中巷超前支护段巷道中高不得低于2.8 m;运输巷转载机机头以外巷道中高不得低于2.8 m, 工作面输送机机头向外5 m范围巷道中高不得低于3.8 m, 中间区域为斜坡过渡段。若遇薄煤区, 回风巷、中巷中高不得低于设计巷高;为确保输送机正常搭接, 运输巷超前5 m范围, 且必须保证中高不低于3.1 m。
2.4 矿压观测设计
整个回采期间, 在11071工作面安装KJ216煤矿顶板安全监测系统, 系统与计算机连接, 在生产技术科和施工区队安装系统终端, 对支架进行动态实时观测。工作面支架每间隔10架, 在支架的左、右立柱以及平衡油缸安装KJ216煤矿顶板安全监测系统应力传感器, 分别对支架阻力、支架活柱缩量、巷道围岩表面位移、巷道 (回风巷、中巷、运输巷) 超前支护范围内单体液压支柱阻力进行观测, 对支护质量进行动态观测。
根据观测结果, 对工作面顶板活动规律、来压特征, 工作面受力特点, 支架对顶板的适应性和控制性效果, 超前支撑压力影响范围和分布特点, 顶板、煤层稳定性, 工作面支护质量等进行定期分析, 并进一步掌握煤、岩体力学参数等基础数据。
3 回采期间顶板控制
11071工作面共安装支架219架, 其中包括基本支架211架, 端头支架8架 (运输巷3架、中巷2架、回风巷3架) , 端头支架采用ZGY6000/25/50型支架。根据矿压观测得知:11071工作面初次来压步距25.3 m, 周期来压步距最小11.2 m, 最大18.6m, 平均14.9 m。11071工作面顶板下部活动剧烈, 中部活动相对缓和。采用全部垮落法控制顶板, 最小控顶距为5.9 m, 最大控顶距为6.7 m。
3.1 正常工作时期顶板控制
为减少机道空顶面积和时间, 采用追机移架作业形式, 带压擦顶拉架, 对顶板进行及时支护, 改善顶板稳定状况[4]。支架在拉架时要做到少降、快拉、快升、带压移架的原则, 当片帮超过规定要求时必须坚持超前拉架并及时打出护帮板[2]。在采煤机割煤后, 先移支架, 再移输送机, 即割煤—移架—移输送机。
(1) 采煤机正常割煤时, 滞后采煤机后滚筒3~5架移架 (顶板破碎时可紧跟采煤机移架) 。
(2) 采煤机割煤并移架后, 立即伸出伸缩梁护顶, 并打开二级护帮板护帮。
(3) 在采煤机割煤时, 超前采煤机前滚筒7架将护帮板收回, 并滞后采煤机后滚筒7架, 顺序将采煤机护帮板伸展护帮。
3.2 特殊时期顶板控制
(1) 工作面基本顶初次来压和周期来压期间, 应加强来压的预测预报工作。
(2) 工作面支架以及回风巷、中巷、运输巷所有单体支柱必须达到初撑力, 要特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态, 及时采取措施预防顶板垮落。
(3) 加强上、下端头顶板控制, 提高支护质量, 防止出现端头顶板垮落。
(4) 工作面出现顶板垮落时, 要及时使用木料接顶, 并支护好支架。
(5) 矿井备用一定量的马丽散等煤体加固材料, 一旦发生大面积片帮、顶板垮落, 及时加固煤体。
3.3 工作面安全出口管理
(1) 安全出口规格。安全出口宽度1 m, 高度不低于1.8 m, 长度3.0 m。 (1) 上安全出口:机尾处拉超前架煤壁片帮严重时, 伸出护帮板, 支架前用单体液压支柱支护;机尾处拉超前架煤壁不片帮或片帮不严重时, 伸出护帮板直接支护;机尾处未拉超前架时, 用半圆木加单体支护。 (2) 下安全出口:机头端头架伸出伸缩梁, 支架前用单体支护;排头支架与巷道间距不应大于0.5 m, 架设抬棚的单体液压支柱支护的初撑力符合规定。
(2) 支护材料的使用和存放数量。备用材料不少于正常使用量的10%, 存放在距工作面煤壁80~200 m的巷道内, 并分类码放整齐。
4 结语
11071工作面顺利回采, 顶板状况较好, 达到了安全回采的要求。实践证明, 梁北煤矿超长工作面支架工作阻力没有显著增加, 在可控范围内。超前支护段顶板下沉量由约100 mm增加至约200 mm。
(1) 通过改进超长工作面支护设计, 做好支架初撑力管理, 提高超前支护质量, 破解了顶板控制难题, 使回采工作面长度由150 m大幅提高到327 m, 有效缓解了双突矿井采掘接替困难局面。
(2) 通过高强度、大范围、有针对性地超前支护, 对侧压力较大区域工字钢棚超前修棚, 煤底区域单体液压支柱穿铁鞋, 严格执行回采期间的顶板控制措施, 11071工作面顶底板变形得到控制, 杜绝了片帮顶板垮落事故, 实现了安全高效回采。
(3) 大幅度减少了巷道保护煤柱, 提高了资源采出率, 降低了吨煤成本, 为节能降耗增效提供了新方法。
摘要：为缓解采掘接替紧张局面, 充分发挥技术效益, 梁北煤矿把11071工作面设计成超长工作面, 探索极软煤层大采高超长工作面采煤新工艺。通过改进顶板控制技术, 实现了工作面长度由150 m到327 m的跨越, 提高了资源采出率, 取得了良好的技术经济效果。
关键词：极软煤层,大采高,超长工作面,顶板控制,超前支护
参考文献
[1]冉松河, 曹广元, 郭朝旭, 等.极软双突厚煤层大采高开采技术研究[R].许昌:河南省新龙矿业有限责任公司, 2006.
[2]朱涛, 郝庆利, 宋敏, 等.软煤层大采高长壁工作面矿压观测及显现规律[J].太原理工大学学报, 2010, 41 (2) :205-208.
[3]曹胜根, 张东升, 杜卫新, 等.超长综放工作面开采关键技术[J].矿山压力与顶板管理, 2003, 20 (4) :69-71.
大采高超长综放工作面 篇5
宝鸡地区某煤矿1303工作面所采煤层为中侏罗统延安组3#煤层, 煤层平均厚14.6 m, 老顶为砂岩, 厚4.9 m, 成分主要为石英, 长石次之, 次棱角状, 硅质胶结、致密坚硬, 粉砂岩夹深灰色泥岩薄层与条带。直接顶为泥岩, 厚度3.4 m。该工作面存在较大的向斜及多条断层, 主要充水因素为顶板砂岩水和日常生产用水, 最大涌水量260 m3/h, 正常涌水量18 m3/h。
2 采煤方法
1303工作面采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化放顶采煤法。设计采高3.6 m, 采放比为1∶3, 采取采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式, 选用德国艾柯夫SL300型双滚筒采煤机割煤, 其技术参数如表1所示。
工作面布置129台ZF12000/25/38型支架, 其技术参数如表2所示。
另外安装过渡架7台, 端头支架1台, 工作面刮板输送机为PF6/1142型刮板输送机 (前部输送机) 和PF6/1342型刮板输送机 (后部输送机) 各1台, 卡马特乳化液泵4台, 双进双回。
3 支架压死损坏情况
2012年2月13日工作面投产试采, 采至38 m初次来压, 8月16日中班, 工作面回采至538 m, 50#～100#支架被压死, 8月24日, 推进至570 m处, 工作面下段7#～14#支架、上段93#～97#支架出现淋水, 采空区涌水, 瞬时最大涌水量为2 300 m3/h, 并且上段顶板突然来压, 煤 (岩) 炮响声不断, 煤壁大部分严重片帮, 上段90#～132#支架安全阀全部开启, 几分钟内“压死”。恢复生产期间修复支架, 支架顶梁立柱窝被压碎32个, 开焊16个, 支架底座立柱窝9个, 立柱爆缸、变形37棵。
4 支架支护强度
4.1 支护强度计算
支架支护强度采用估算法计算。对于放顶煤工作面支架工作阻力应支撑直接顶和顶煤的重量, 并平衡基本顶失稳时对支架的动载, 计算公式如下:
式中P—工作面所需支护强度, MPa;
Kd—基本顶失稳时动载系数, 一般为1.1～1.8, 由于顶板容易垮落, 取1.6;
q直—直接顶自重应力, kN/m2;
q煤—支架上方顶煤的自重应力, kN/m2。
经计算, P=0.882 MPa
4.2 支架工作阻力计算
支架工作阻力计算:
F=S·q
其中S=A· (L+c)
式中F—支架工作阻力, kN;
q—支架支护强度, MPa;
A—支架中心距;
L—支架顶梁长, 取6.04 m;
c—梁端距, 取0.34 m。
经计算F=9 847.53 kN
通过对地表勘察发现, 井上下对照距工作面切眼60 m地表有3条裂缝, 宽150 mm, 且有高低错差, 错差距离达400 mm, 以后每50～60 m (为周期来压步距3倍) 均有此现象, 最宽达850 mm, 高低错差达600 mm。
因此, 所选液压支架工作阻力12 000 kN, 虽然大于9 847.53 kN, 支护强度1.14 MPa, 大于0.882 MPa。但支架支护强度的估算法失去了计算依据, 正常情况下能够满足要求, 但该工作面的上覆岩层断裂延展到地表, 支架的支护强度满足不了要求。
5 支架压死损坏机理分析
5.1 部分支架损坏未修复, 弱化了支护效果
2012年8月16日中班, 工作面回采至538m, 50#～100#支架被压死, 8个后立柱窝被压破碎, 15个后立柱柱窝开焊或开裂, 7棵后立柱有不同程度损坏。对待以上支架构件损坏, 没有及时进行修复更换, 只进行卧底、处理压死支架, 3 d后立即恢复生产, 支架带病工作, 导致支护强度减弱。
5.2 初撑力不足, 支护强度低
初撑力大, 立柱能很快达到工作阻力, 减少顶板下沉量, 避免顶板的离层, 改善支护性能。当初撑力达不到设计初撑力时, 支架支撑后, 工作面顶板压力增大, 立柱的阻力迅速增大, 达到或超过立柱的额定初撑力, 以求支架处于工作阻力状态, 与增大的顶板压力保持平衡, 甚至安全阀开启。该支架初撑力设计为31.5 MPa, 通过对23日19:00至24日3:00压死支架支护质量在线监测历史数据分析 (每8架1个传感器) , 部分立柱初撑力在20 MPa以下, 如图1所示;部分前立柱初撑力低于后立柱, 甚至有的支架前立柱无初撑, 如图2所示。来压时压力集中在后立柱;部分后立柱顶煤松散, 支架呈减压型支护, 如图3所示;甚至有的支架后立柱无初撑力, 如图4所示;导致来压时立柱迅速下缩, 然后安全阀开启。
5.3 安全阀开启压力整定值偏低
该工作面支架为四立柱支撑掩护式, 缸径为320 mm, 额定工作阻力为12 000 kN, 每个立柱工作阻力为37.3 MPa, 安全阀整定值是工作阻力的0.9～1.1倍, 关闭压力为工作阻力的0.85倍。因此该支架安全阀开启压力应为33.57～41.03 MPa, 而该支架安全阀开启压力调定为下线33.57 MPa, 致使工作面周期来压, 大量支架立柱安全阀开启, 立柱内乳化液全部泄露, 导致立柱无行程, 致使发生压垮型事故, 支架损坏严重。
5.4 周期来压作用
1303工作面初次来压步距为38 m, 周期来压步距为17～19 m, 8月16日工作面推进至538 m时, 周期来压, 部分支架被压死, 处理3 d恢复生产, 8月24日回采至570 m, 其间推进32 m, 由于回采速度慢, 推进距约为两个周期来压步距, 因此压死损坏支架正值周期来压期间。
5.5 离层水溃入, 压力异常
1303工作面离层带上方的坚硬致密砂岩层随着走向跨度的增加, 突然断裂后对离层水产生相当大的挤压力, 导致离层水突破其底部的隔水层而突然溃出, 导致压力猛增, 作用在支架上, 超过支架支护能力。
5.6 构造叠加
由煤层顶板等高线图分析, 此位置为X5向斜轴和B4背斜轴交叉位置, 且煤层顶板等高线不连续, 工作面刚过X5向斜, 转入B4背斜, 构造叠加, 造成压力相对集中。
5.7 压力集中在工作面中部
1303工作面回风顺槽与皮带顺槽落差为10 m, 两道掘进期间撇底煤施工, 工作面中部跟底回采, 形成中间低两端高, 似“向斜”构造, 如图5所示。同时工作面长235 m, 中部压力集中, 工作面周期来压期间中部压力大于两端位置, 应力叠加。
5.8 推进速度慢, 压力集中
由于受到煤炭“寒冬”的影响, 煤炭滞销, 以销定产, 致使工作面生产不连续, 推进速度慢, 造成压力大、压力集中。
6 防范措施
6.1 采取科学手段, 预报周期来压
充分利用在线监测, 加强支护质量监测, 进一步研究综放工作面顶板压力显现规律, 开展周期来压预报, 在周期来压期间不放煤, 加快推进, 让周期压迅速转移至采空区。
6.2 树立正确思想, 提高支护强度
优选高工作阻力支架, 杜绝液压支架带病工作;液压支架的初撑力不低于工作阻力的80%;同时兼顾前后立柱, 对于支架顶梁采空区侧顶煤松动, 或放过顶煤后, 及时进行二次补液;调定立柱安全阀开启压力, 杜绝因顶板来压大量安全阀迅速开启, 支架压死, 损坏支架。
6.3 积极创造条件, 为周期压快速推进创造条件
加强设备检修, 杜绝机械事故的发生;进一步完善防排水系统, 扩大1303工作面的排水规模, 该面的排水能力不得低于300 m3/h, 确保周期来压关键时刻不会因为排水能力满足不了要求或设备损坏而影响周期来压期间快速推进。
6.4 坚持有疑必探, 实现隐患闭合
开展冒落带、裂隙带的井下空间位置观测, 确定两带的高度, 研究离层水体发育规律、顶板运动规律及离层水体的形成时间, 探索离层水体在空间纵向和横向发育规律;建立井田内含水层的地下水位观测网, 采用物探、钻探相结合的方法, 研究煤层顶板砂岩层的水害形成机理及防治等重点技术难题, 查明工作面煤层顶板砂岩的富水性、区域, 及时探放, 为安全生产创造条件;加强地表裂缝回填, 防止空气进入引起采空区煤炭发火。
6.5 科学从容组织生产, 避免事故发生
工作面均匀开采, 连续推进, 避免工作面间歇回采, 造成压力集中;工作面两道施工时跟底掘进, 回采时跟底回采, 衬平工作面底板, 杜绝人为制造“向斜”, 导致压力相对集中。
7 结语