软煤层大采高（精选7篇）
软煤层大采高 篇1
梁北煤矿极软煤层的开采情况比较复杂, 在大采高软煤层条件下, 工作面煤壁和端面顶板极易发生片帮与顶板垮落, 无法确保工作面正常生产, 极软双突煤层大采高开采最大的技术障碍在于工作面围岩稳定性的控制[1]。梁北煤矿采用大采高一次采全厚的单一走向长壁采煤法, 长度130 m以下工作面围岩控制技术已较为成熟, 但随着工作面长度增大, 采动影响范围加大, 片帮、离层、顶板下沉量明显增大, 严重制约着工作面安全生产。为缓解采掘接替紧张局面, 发挥技术效益, 该矿把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顶板控制新技术。
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.
[4]徐永昕.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001.
软煤层大采高 篇2
1 工作面概况
1.1 工作面参数
长平公司4303工作面是首个大采高工作面, 采高为5.86 m, 倾斜长度225 m, 开切眼至停采线长度为1030 m。煤层倾角5°～16°, 普氏系数为0.48, 煤层老顶为细粒沙岩, 厚度为11.23 m, 上灰白色, 中厚层状。直接顶为砂质泥岩, 厚度为4.85 m。
1.2 机械设备
4303大采高工作面采煤机型号为SL-5 0 0型机组双滚筒采煤机。中间架为ZY12000/28/62共121架, 大约重40.5吨、过渡架为ZYGT12000/28/62共3架, 大约重41吨、端头架为ZYT12000/28/62型共6架, 大约重42吨。刮板输送机的型号为SZG1000/1000/1700刮板输送机。
1.3 撤架通道的参数
4303工作面主撤架通道和副撤架通道长度为225 m, 主撤架通道宽4.6 m, 高度为3.9 m, 主副撤架通道距离60 m, 主副撤架通道有两个联络横川, 两个横川之间60 m。副撤架通道宽5.2 m, 高度为3.9 m。
2 对接的技术难点
(1) 主撤架通道需要承受大采高工作面的超前支承应力, 采动影响十分明显, 如果支护强度不足, 可能将撤架通道压垮。
(2) 主撤架通道与工作面平行, 夹角为零, 整个工作面几乎同时揭露空巷, 控顶距增大, 最大达到11 m, 很容易发生冒顶事故。
(3) 长平公司煤层较软, 普氏系数为0.48。经现场矿压宏观观测统计显示, 4303工作面片帮严重, 来压时片帮占到整个工作面长度的40%, 最大片帮深度为2m, 易诱发冒顶事故的发生。
(4) 对接时施工工艺复杂, 且需要保证撤架道高度为4.5 m, 宽度为4.2 m, 施工困难较大。
3 对接方案及关键技术
(1) 为了使撤架通道能够经受工作面采动的剧烈影响。在末采期间, 必须进行加固, 现场共采用了三种支护方式进行。首先在主撤架横川北帮共安装了58个ZZ12000/26.5/44液压垛式支架。其次在南帮打“#”型木垛对顶板进行支护, 木垛与支架间距不小于600 mm, 木垛一定要打正、支稳、背紧, 并使用扒钉固定牢固。第三对整个撤架通道进行注浆加固, 提高煤体的强度。
(2) 提前50 m进行矿压观测, 找出周期来压规律, 预测过空巷期间的压力状况, 并及时验证和修正, 找出影响周期来压的因素与周期来压步距的关系。将观测到的数据制成曲面图, 可反映顶板的压力状态。
(3) 根据长平公司的煤层地质赋存条件, 采用了距离主撤架通道50 m, 留顶煤, 逐渐降采高的措施。
(4) 工作面注浆工艺的要求。
(1) 距主撤架通道50 m时, 工作面开始注浆, 目的是增强煤的抗压强度, 使工作面能够留住煤顶。当采高为4.5 m以上时注浆眼深为6 m, 距顶板2 m, 仰角20°左右, 封孔深度1.5 m (图1) ;当采高降至4.5 m时, 注浆眼距顶板1.5 m, 仰角30°左右 (图2) 。
(2) 当工作面推进到距离主撤通道贯通还剩10米时, 在工作面煤帮全部注浆, 目的是使工作面在贯通时增加煤帮得稳定性。
(5) 铺设金属网的要求
(1) 工作面距主撤架通道15 m时 (如果顶板破碎时可以在20 m时) , 上第一趟经纬网。并且从第五趟开始上双层金属网。
(2) 上第一趟金属网采用锚杆直接锚网的方法。定第一趟网时, 首先支架护帮板适当收回一定距离, 作业人员通过定滑轮, 将网拉起到足够高度铁托盘将网的长边固定到锚杆上并拧紧螺帽。
(3) 前四趟单网, 长边搭接为200 mm, 短边搭接为500 mm。从第五趟双网开始, 长边搭接为600 mm, 短边搭接为500 mm。联网时采用16#双股铁丝扭结, 每米均匀10道, 每道扭结不少于三圈。
(4) 贯通之后, 先联网将工作面的网和撤架通道的网搭接并联好, 联网要求与工作面联网要求相同。
(6) 铺设钢丝绳金属网的要求:
(1) 工作面上第七趟网时, 开始铺设钢丝绳, 钢丝绳在机头机尾端头架各富余出3～5 m。
(2) 工作面沿倾向共铺设15趟钢丝绳, 钢丝绳采用∮15.5 mm。
4 对接工艺的关键技术评价
(1) 在工作面剩余50 m时, 对主撤通道顶板高度及巷道宽度进行了观测。通过实测, 主撤通道平均下沉量为380 mm, 最大下沉量570 mm, 顶板下沉量最大区域发生在中部, 但是通过采用三种支护方式加强支护后, 主撤通道内顶板基本保持完整, 未出现锚索断裂、顶板断裂、台阶下沉等现象, 这说明主撤架通道内采取的支护措施是可行的。
(2) 通过现场矿压实测, 长平公司4303大采高工作面周期来压步距为16～27 m平均21 m。工作面上部最近一次周期来压发生在4月14日, 推进度为1023.5 m左右;中部和下部最近一次周期来压发生在4月9日, 所以对接时老顶周期来压的可能行不是很大。
(3) 距主撤50 m时, 开始调整机头与机尾推进度, 保证推进度距主撤20米时, 机头和机尾推进度一致能够同时上网。上网后, 采取调斜工作面分段作业, 工作面每次贯通15个支架, 并且保持初撑了达到24 MPa以上, 控顶面积大约控制在260 m2。现场宏观观测, 采取分段作业、注浆等措施后, 工作面片帮和顶板破碎较明显较少, 1m以上的片帮几乎没有。
(4) 单网与破碎的矸块接触时, 大部分被扯破, 甚至找不到网。支架长度约12 m要双网才能落地, 减去网上不去的影响推进度, 上网在距主撤20 m时上网比较合适, 单网上够四趟即可, 剩余全部上成双网, 联网丝时要求使用8#条丝。另外为了保证撤架时, 顶网的支护强度, 钢丝绳全部间距由0.6 m改为0.3 m。
(5) 贯通剩50 m时, 采取注浆措施, 留煤顶降低采高。现场该部分煤厚仅为5米左右, 留0.5 m的煤顶十分困难, 同时影响推进速度, 此项留顶煤方案试验不成功, 有待进一步研究采取。为此, 工作面末采沿顶沿底推进, 贯通后, 通道与主撤顶板出现台阶增大, 为了台阶煤体联网支护强度不够, 补充帮锚杆加强支护, 台阶超0.6 m, 施工一根, 超1.4 m的施工两根, 排距为1.75 m。
(7) 末采时施工挂网锚杆时, 需要在工作面停下搭较结实的平台架施工锚杆, 使用此法可以降低施工锚杆的危险程度。
5 结论
(1) 通过预先对撤架通道行加固, 可以有效的改善撤架通道内煤体的力学状况, 阻止破碎围岩的破坏与变形, 为最终实施回撤通道稳定支护和支架回撤创造有利条件。
(2) 松软破碎顶煤在动压及高应力破坏的复杂条件下, 通过锚网支护方式施工, 采用科学的施工方法, 实现与回撤通道对接是可行的。并证明能有效满足撤架通道的设计要求, 能够解决现场实际问题。
参考文献
[1]钱鸣高, 矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社, 2003.
软煤层大采高 篇3
关键词：倾斜煤层,大采高,切眼支护参数,施工工艺
随着开采技术的进一步发展, 大采高综采技术逐渐由煤层赋存条件较好的矿区向复杂矿区推广。高地应力、复合顶板、三软倾斜煤层条件下大跨度开切眼, 施工与支护工作中的问题就更为突出。神火集团泉店煤矿对二1-14050综采工作面三软倾斜煤层大采高工作面开切眼支护技术进行了研究, 并取得了良好效果。
1 工程概况
泉店煤矿位于禹州煤田东部, 设计生产能力1.2 Mt/a, 采用立井单水平上下山开拓方式, 开采标高-540 m, 主采山西组下部二1煤层。二1-14050面是泉店煤矿首个大采高综采工作面, 其走向长526～531 m, 倾斜长153 m, 开切眼沿二1煤层顶板布置。工作面装备MG900 (650) /2210 (640) -WD型采煤机、SGZ1000/1400型中双链刮板输送机以及ZY10000/28/62型支架。
二1煤层赋存于山西组下部, 上距砂锅窑砂 (Ss) 61.25 m, 下距太原组上段灰岩27.43 m。煤层走向294°, 倾角26°～33°, 平均29°, 局部含夹矸, 夹矸厚0.18～1.68 m, 多为泥岩, 煤层结构简单, 煤厚3.2～7.4 m, 平均厚4.02 m。二1煤瓦斯含量小于4 mL/g, 坚固性系数f为0.15。二1煤直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主, 厚度2～3 m, 泥岩顶板次之, 厚度1～3 m;基本顶以细粒、大占砂岩为主, 厚8.0～16.6 m。直接底板主要为泥岩、细粒砂岩或中粒砂岩, 厚30～33 m。根据岩层柱状和实际探测, 主采煤层二1煤上部4～17 m赋存有二3煤层, 厚度小于0.45 m。开切眼西部20～40 m处为DF10逆断层, 产状为倾向285°, 倾角55°, 落差14 m。
2 开切眼联合支护原理及原则
2.1 支护原理
传统架棚和单体支护是仅承受由围岩所产生的载荷、防止围岩崩塌的被动支护, 而锚 (杆) 索桁架支护是以维护围岩稳定为目的, 及时控制与加固围岩, 使围岩作为承载主体的一种主动支护形式, 可显著提高支护效果。锚杆锚固的目的是利用一定长度的锚杆将破碎或不稳定岩体与牢固稳定的岩体连接在一起, 以提高整体的稳定性。锚梁和W钢带是锚杆支护的关键构件, 它将单根锚杆连锁起来组成一整体承载结构, 金属网维护了锚杆间比较破碎的岩石, 有效阻止了锚杆外端头岩块掉落。锚索和W钢带或工字钢托梁是将锚固范围内的岩层用高强度外加预紧力把顶板自身压力及支护应力传递到顶板深部稳定岩层内的主动支护手段。采用架棚和单体柱补强支护, 能够使锚 (杆) 索桁架支护在控制围岩变形的基础上进行再次补强, 进而使巷道围岩的整体受力结构得到有益增强和改善, 从而维护开切眼的有效工作断面积[1]。
2.2 支护原则
(1) 主动支护。
通过锚网索桁架支护加固开切眼顶帮煤岩体, 形成较稳定的加固拱支撑结构, 使围岩本身达到支撑自身及上层岩体的目的;同时保证锚 (杆) 索设计的初锚力和锚索预紧力, 能够阻止形成较大的岩体松动破坏圈, 巩固、提高围岩自身承载力。
(2) 控制支护。
抑制锚固区内较大的位移变形, 在合理选择支护参数及时支护的同时, 进行矿压监测工作。通过数据分析处理, 以保证条件变化时及时选择合理的支护参数来尽早控制巷道变形, 保证巷道的稳定。
(3) 有效支护。
确保锚 (杆) 索桁架支护的工程质量达到根根有效, 棚架合格, 发现失效锚 (杆) 索及时进行补打或补强, 棚架变形后及时整改、更换, 确保巷道的整体支护有效[2]。
3 支护方案确定
3.1 层位选择
由于二1煤层坚固性系数f为0.15～0.20, 煤层顶底板均为砂质泥岩, 属典型的三软煤层。为便于巷道支护, 结合矿井综采工作面开切眼施工支护经验, 决定开切眼沿二1煤层顶板掘进。
3.2 几何尺寸选择
二1-14050大采高工作面选用ZY10000/28/62型支架, 该型支架的最小安装运输长度为8.6 m, 高度为3.2 m。为保证大采高支架设备的安全顺利安装, 结合泉店矿大倾角综放工作面安装、开采经验, 宽度富余量按600 mm, 高度按500 mm计算。根据施工工艺顺序安排, 开切眼断面形状确定为不规则梯形, 上口净宽9.2 m, 下口净宽9.68 m, 净高3.7 m, 净断面积34.9 m2, 掘进断面积38.2 m2。
3.3 支护形式选择
传统的架棚为被动支护, 后期围岩变形大, 有效尺寸难以保证, 工人劳动强度大, 成本高, 且安全效果差, 而普通锚网索支护强度低, 不能满足支护要求。由于开切眼掘进高度为3.9 m, 为防止顶帮变形量大影响支架安装, 开切眼分2次施工, 采用复合支护形式, 即全断面锚网和顶板锚 (杆) 索桁架主动支护, 开切眼初次掘进架棚支护和后期单体柱配Π型梁倾向托棚加强支护。
3.4 支护参数选择
(1) 初次支护。
顶板和采空区侧锚杆为Ø20 mm×3 m的高强度螺纹钢锚杆, 回采侧帮部锚杆为Ø20 mm×3 m的玻璃钢树脂锚杆, 间排距均为700 mm, 每孔3卷K2350树脂药卷, 锚固力不低于100 kN, 外露长度不超过50 mm;金属网规格为Ø6 mm×2.2 m×800 mm;锚梁Ø12 mm×2.2 m, 孔距700 mm;W钢带规格为2.3 m×200 mm×8 mm, 孔距0.7 m。
(2) 加强支护。
锚索为Ø18.9 mm×9 m的钢绞线, 每根锚索使用4根K2350树脂药卷, 外露长度不得超过锁具180 mm, 确保锚索预紧力不得低于130 kN。锚索工字钢托梁采用12#矿用工字钢加工, 长2.4 m, 孔间距1.4 m。开切眼内共设计 8排单体柱, 配合4.2 m长Π型钢架设倾向托棚, 单体柱型号为DW4.5-250/110XL (G) , Π型梁规格为110 mm×4.2 m;单体柱排距以保证支架、输送机安装运输为原则布置, 柱距为“一梁四柱”形式[3,4]。
3.5 支护强度验算
从支护安全角度考虑, 理论验算时要求验算开切眼的最大支护强度, 则开切眼全宽时, 每米巷道顶板最大可能的冒落高度下岩石所受重力W=Bhγ。其中, B为巷道宽度, 9.2 m;h为顶板最大可能冒落高度, 结合二1煤层顶板实际情况, 取6.0 m;γ为岩石容重, 25 kN/m3。经计算得W=1 380 kN/m。
为确保支护的完全可靠, 理论验算时暂不考虑顶板锚杆及工字钢对棚、单体柱的辅助支护力, 则每米巷道锚索的支护力P=Npη/s。其中, N为每排 (控顶距0.7 m) 安装的锚索数量, 7根;p为Ø18.9 mm钢绞线锚索的最大锚固力, 300 kN;η为锚索破断力利用系数, 取0.8;s为排距, 0.7 m。代入数据计算得P=2 400 kN/m>1 380 kN/m。掘进初期, 不考虑锚杆的悬吊力, 全部顶板外载由锚索单独承担, 锚索悬吊支护的安全系数n=P/W=1.7。
经以上验算, 该大采高综采工作面开切眼顶板沿走向每排布置7根锚索、8根锚杆配合W钢带能满足支护要求。由于工期较长, 为安全起见, 小切眼掘进期间架12#工字钢对棚支护;后期刷扩期间, 沿开切眼走向布置8排单体柱倾向加强托棚形成联合支护体系 (图1) 。
3.6 施工工艺选择
由于开切眼顶板跨度达9.2 m, 同时受开切眼西部20～40 m处DF10逆断层影响, 决定先在回采侧进行小断面掘进, 然后再刷扩至设计宽度, 二次成巷。初次施工断面为等腰梯形, 上口净宽3 900 mm, 下口净宽5 160 mm, 净高3 600 mm。施工中采用导硐台阶法施工, 先施工高度2.8 m, 锚 (杆) 索支护顶板, 滞后架工字钢对棚支护, 棚距600 mm;架棚过后按设计将第6、7、8排单体柱配Π型梁倾向托棚打设到位。由于煤层倾角26°～33°, 平均29°, 施工中从上往下刷扩, 刷扩共分2个开口, 间距70 m, 先刷扩高度2.8 m, 滞后5 m按设计断面落底至净高3.7 m, 同时架设编号为1#—5#单体柱配Π型钢梁倾向托棚[5]。
4 施工中存在问题与处理办法
(1) 由于开切眼断面净宽度9.2 m, 导致上下端头区空顶面积较大。为增加支护的可靠性, 锚索由原设计9 m加长至12 m, 另打设单体柱配合工字钢托梁抬棚进行架棚支护。
(2) 开切眼顶板锚杆、锚索采用菱形布置, 比传统矩形布置均匀、紧凑, 承载结构更合理。但施工中菱形布置工人不容易掌握, 通过加强培训和现场指导管理, 确保了按设计施工。
(3) 刷扩开切眼期间, 在局部压力显现明显区段沿煤层倾向采用锚索桁架或补强支护。桁架采用12#矿用工字钢制作, 长2.4 m, 锚索间排距均为1.4 m。
(4) 开切眼倾角26°～33°, 平均29°, 刷扩施工采用了下行、分层、分段的施工组织形式, 克服了坡度大、易滚落、片帮问题, 保证了安全施工。
(5) 开切眼上端十字口区, 施工中遇到一落差2.5 m的断层, 采用由上而下、由外向里、由小断面到大断面逐步成巷的作业方式, 保证了特殊地段的支护效果和施工安全。
5 矿压监测
工作面开切眼施工刷大后即进入安装阶段, 巷道内每20 m设置1个测站, 采用十字布点法布置观测点, 按照有关规定安装了顶板离层仪。通过观测表明, 前5 d顶底板移近速度较快, 最快移近速度40 mm/d, 15 d后趋于稳定, 稳定后顶底板移近量为330 mm;回采侧帮部 (架工字钢棚+锚网) 前3 d移近速度较快, 最快为100 mm/d, 20 d后达到稳定, 移近量为520 mm, 局部移近量达750 mm;采空区侧帮部 (单体柱+锚网) 移近量300 mm, 满足巷道支护和支架安装要求。
6 支护效果分析
(1) 保证了开切眼支护安全可靠有效。
锚 (杆) 索桁架支护结构改善了巷道围岩受力状况, 控制了围岩变形和顶板下沉, 保证了开切眼的稳定, 两帮和顶底移近量小, 满足了综采工作面安装期间的断面尺寸要求。
(2) 降低了支护成本。
锚 (杆) 索桁架单体柱配合Π型梁倾向托棚支护方式与传统的全断面架棚锚网索支护相比, 节约了锚索支护材料, 减轻了职工劳动强度, 提高了施工效率, 每米节约成本600元。
(3) 实现了安全可靠施工。
采用锚 (杆) 索与桁架等复合支护形式, 减少了后期修护、回撤工程量, 为大采高支架安装运输就位创造了安全可靠的工作空间, 消除了开切眼施工与工作面安装隐患。
7 结语
(1) 锚 (杆) 索桁架主动支护辅以单体柱配Π型梁倾向托棚被动补强支护具有支护强度大、支护及时、适应性强、经济合理等特点, 特别适用于大倾角复杂复合顶板条件下大断面综采开切眼的支护, 控制了巷道变形量, 提高了开切眼施工速度, 节省了大量人力、物力、财力, 经济技术效益良好。
(2) 大倾角、大断面、复合顶板开切眼施工中采用分次、分层、分段刷扩成巷的施工方式, 极有利于施工组织与施工安全管理, “丁”字口、“十”字口大体积组装间等处特殊的支护形式增加了支护强度。
(3) 顶板处锚 (杆) 索菱形布置形式, 使支护体承载结构受力状态更均匀合理。结合矿压监测结果, 及时调整支护参数, 对高应力、大倾角、大断面开切眼工程设计与施工管理十分必要。
参考文献
[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1984.
[2]朱振环.复杂顶板条件大断面综采开切眼支护与回收降耗[J].煤矿开采, 2010 (4) :78-79.
[3]杨峰, 王连国, 贺安民, 等.复合顶板的破坏机理与锚杆支护技术[J].采矿与安全工程学报, 2008, 25 (3) :286-289.
[4]柏建彪, 侯朝炯, 杜木民, 等.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 2001, 20 (1) :53-56.
厚煤层大采高开采技术研究及应用 篇4
一、某矿井采矿地质条件
某矿井工作面每煤层在178~328 m, 整个煤层呈单斜构造, 走向为279°~348°, 斜角为7°~9°, 煤层厚6.38~6.97 m。经过一系列开采后发现, 该煤层厚度稳定, 可采性好。厚煤层开采过程中经常出现资源浪费等问题, 为了提高生产效益, 确保生产活动安全, 必须采用合适的开采技术和工艺。
二、开采方法分析与确定
经过几十年的发展, 我国出现了多种煤炭开采技术, 但采用何种开采技术才能减少资源浪费、提高生产效益并确保生产活动安全成了一个重要问题, 综合分析了国内常用的几种开采技术的优劣势, 以期达到预期效果。目前, 国内一些大中型煤坑一般采用斜角分层、放顶煤开采工艺, 很少采用成套设备进行大采高工艺技术, 为此, 应重点分析大采高、放顶煤和分层开采等三种采煤工艺技术, 以期找到最适合该矿井采矿地质条件的开采技术。
分层开采工艺是当前国内大中型矿井常用的采煤技术, 并在长期工作过程中积累了丰富的经验, 工艺水平已经发展到了一定的水平。尽管如此, 由于这种采煤工艺采准巷道系统复杂, 巷道掘进效率低, 导致巷道维护与掘进的费用高, 加上特厚煤层单产低、效率低, 该矿井的开矿条件并不适合采用这种方法。放顶煤开采工艺起源于二十世纪六七十年代, 由于受到某些因素限制, 该开采工艺目前已经很少使用, 如适合应用此种开采工艺的煤层少、回采效率低、易自然发火等, 因而此种开采工艺也不适合。根据该矿井的开矿条件, 采用大采高技术能够取得好的经济效益, 但要在项目初期投入大量的进口设备, 投入较高。正是因为庞大的投资限制, 大采高厚煤层开采工艺在我国并没有得到广泛应用和发展, 但只要解决好大采高配套和回采工艺方面的技术难点, 就可以有效提高我国厚煤层开采的安全生产水平和资源回收率。大高采主要配套设备及参数见表1。
三、大采高综合工艺方式的确定
确定大采高综合工艺方式并不是一个简单的过程。首先, 要要确定采煤机、支架移架和刮板输送机推移等速度是否处于正常工作状态, 然后根据相关情况分析工作面主要事故可能分布的位置。之后, 需要确定开采工艺的各种开采参数, 并结合参数确定设备的日工作量, 即工作面采用双向割煤, 日进6刀, 日产量6 498 t。
四、大采高厚煤层在我国的应用与发展研究
大采高厚煤层开采技术的应用, 虽有效提高了安全生产工艺技术的水平和资源回收的效率, 但是由于工作系统大多采用进口的设备, 需要较高的资本投入。也正是由于这个原因, 国内一些矿井生产企业并不中意这种开采技术, 制约了大采高厚煤层开采技术在我国的广泛应用与发展。
为了使大采高厚煤层开采工艺在我国得到持续推广, 应积极研究并探索应用国产设备进行大采高综采面生产的可行性。为了研究这种可行性, 对一般覆岩活动规律进行了模拟分析。根据模拟结果得到了煤层工作面初次、周期来压时的矿压显现的基本规律, 即初次来压时步距在50 m左右, 周期来压时步距大于15 m。工作面推进过程中, 煤层上方的土层能够基本形成具有一定承载力的岩层结构, 一定程度对上覆岩层起到了控制的效果, 由此证明国产设备对上覆岩层的运动有着良好的适应性。为了进一步确定这一结果的正确性, 进行了工业性实验。实验过程中, 初期来压时步距在50 m, 周期来压时步距在16 m。初次来压时, 采场顶板下沉部分越来越大, 为了保证其稳定性, 需要结合现有支护技术控制定顶板下沉对采场的影响, 避免出现冒顶、突水等事故。由于周期来压时顶板所承受的强度会越来越大, 支护所承载的荷载也会越来越大, 因此应适当减少支架的工作阻力, 以确保支护装置的良好性。由此可见, 分析总结到采用国产设备进行厚煤层大采高工艺施工, 可以节约投资成本, 简化生产环节, 为其在我国的广泛应用奠定了坚实基础。
五、结论
软煤层大采高 篇5
内蒙古达拉特旗苏家沟煤矿4101工作面回采煤层为4-2中煤层, 倾角平均为2°, 煤层厚3.12～4.98 m, 平均厚4.58 m, 煤层较稳定, 煤层结构较简单;含夹矸0～1层, 最大厚度0.18 m。工作面煤层地质构造简单, 直接顶为细砂岩, 厚度为1.60～11.68 m, 无伪顶;直接底为层状泥岩, 厚1.65～7.75 m。4101工作面内煤层埋深30～100 m, 最薄处为终采线附近, 煤层埋深约30 m。煤层及顶板岩层裂缝发育, 顶板稳固性差, 回采时应加强顶板控制[1]。
2工作面主要设备
2.1液压支架
液压支架选用ZY/6800/23/47两柱掩护式支架, 主要技术特征见表1。
2.2采煤机配套
工作面使用MG400/940-WD型采煤机, 其主要技术特征见表2。
2.3刮板输送机配套
4101工作面使用SGZ800/1050输送机, 该机采用双中链布置, 电机可高低速转换, 链条强度大, 寿命长, 其技术特征见表3。
2.4其他配套设备
工作面选用桥式转载机, 设计长度50 m;泵站系统选用BRW/315/31.5卧式柱塞泵, 2泵1箱;选用BPW/315/6.3型喷雾泵站, 2泵1箱;变压器3.3/10 kV两台, 1.14/10 kV一台, 0.66/10 kV一台, 组合开关2台, 其他开关4台, 回柱绞车2台, 设备列车20辆, 单轨吊1部 (100 m) 。
3工作面回采工艺
采用双滚筒采煤机实现落煤和装煤, 由刮板输送机、转载机、胶带输送机实现运煤, 由液压支架支护顶板, 采用全部垮落法控制顶板[2]。
3.1割煤工序
采煤机为双向割煤, 往返一次割2刀煤。
3.2进刀方式
采用端部斜切进刀的方式。具体工艺过程:斜切进刀→推溜→割三角煤→空刀→拉架→割煤等。输送机弯曲段长度为22 m, 采煤机全长为15.8 m, 进刀距离确定为49.6 m, 即29架。
3.3移架工序
工作面支架采用手动控制移架, 先移架后推溜, 依次跟机移架。移架时, 应滞后采煤机前滚筒1#—3#架进行。片帮宽度超过0.6 m时, 必须及时移超前架, 防止掉顶[3]。
3.4推溜方式
(1) 由端头向工作面推溜。
当采煤机由端头向工作面返空刀至少35 m时, 使用成组控制推溜, 从端头向工作面逐次推进。
(2) 工作面向端头推溜。
当采煤机斜切进刀至直线段后, 使用成组操作从直线段向端头逐次推溜;推移输送机时, 应滞后采煤机后滚筒10#—13#架, 推移后的弯曲段不得小于22 m, 最大水平弯曲1°～2°, 垂直弯曲不超过3°, 严禁从两端向中间推溜, 以免造成输送机中间鼓起搭桥, 使支架发生咬架事故。
3.5支架护帮板使用工序
打开护帮板, 尽可能紧跟移架工, 及时打护帮。收护帮板要超前采煤机前滚筒5架, 收打护帮板要到位。
4顶板控制
4.1工作面
根据工作面顶底板岩性、煤厚、工作面长度等条件以及支护强度计算, 选用97架ZY/6800/23/47两柱掩护式支架作为中间架支护工作面顶板, 选用6架ZYG/6800/23/47两柱掩护式过渡支架支护两端头顶板, 经使用, 支架的初撑力、工作阻力均满足了支护载荷的要求。
工作面放顶采用全部垮落法控制, 该工作面初采时, 推进7 m (即出切眼) 后顶板随之垮落, 随着工作面的推进, 有效地掌握了周期来压, 该工作面基本周期来压步距为9.75 m, 来压平均步距为19 m。通过对周期来压步距数据和推进度的控制以及支架护壁板的应用, 较好地控制了顶板断裂位置, 工作面自开采到结束未出现顶板溜矸和片帮事故。
4.2两巷
两巷顶板在掘进时均留有顶煤, 顶板支护为锚杆—锚索—钢筋网联合支护, 破碎和下沉带为架工字钢棚支护, 无伪顶, 基本顶以粗、中泥质砂岩为主, 稳定性较差。因此, 在原有锚杆和锚索联合支护的情况下, 在运输巷和回风巷超前20 m范围内打2排戴帽单体液压支柱, 其排距为1.2 m, 柱距为1.0 m。顶板下沉和破碎严重时采取了补加单体支护措施。支柱采用3.5 m的单体液压支柱, 柱帽使用塑料高强柱帽。要求支护必须牢靠且支柱呈直线排列。打好的单体支柱要上好保险绳, 防止倒柱伤人。
自工作面运输巷下帮到回风巷上帮总长度为158.4 m, 液压支架控制的顶板范围为154.5 m, 两巷还剩余3.9 m (即上、下两安全出口) 需采取单体液压支柱进行支护;又由于工作面设备需经常进行上窜下滑状态的调整, 上下两端剩余的长度始终不是均分的, 所以必须根据现场实际情况进行支护, 以确保两端头顶板的稳定性, 同时还必须做好放顶工作和单体支柱的回收工作。
5安全保障措施
伪斜开采是防止液压支架上窜下滑的有效措施。根据4101工作面回采实践, 控制下端头超前上端头1 m较为合适, 既能抵消支架在推移过程中产生的下滑累计误差, 又能保证支架与前部槽处于垂直状态。
在实际移架操作过程中, 经常会发生支架向上倾倒和支架与刮板输送机不垂直的现象, 产生该现象的主要原因是在移架时不注重支架中心距的调整与管理:①移架时不收侧护板, 移架后侧护板处于打开状态, 由此累计误差逐渐增多最后将支架顶梁向上侧推, 并带动支架整体向上倾倒。②移架时收侧护板, 移架后侧护板不打开或打开后支架的支护宽度未达到规定的宽度, 当累计误差逐渐变大或减少时, 便出现支架与刮板输送机不垂直的现象。
处理倾倒和支架与刮板输送机不垂直的具体措施:①出现倾倒现象后, 必须立即进行调整, 调整方法为, 自2#架开始 (由于1#—2#架之间始终有200～300 mm的间隙) 向下翻架, 同时将3# 架的侧护板推出, 使得2#的顶梁向下侧翻, 由此依此类推逐架调整;按此方法进行4～5刀的调整, 便可将支架倾倒现象调整过来。②支架与刮板输送机不垂直, 相伴而生的就是挤架、支架座箱向下摆等不利于移架的现象。处理方法为:出现上述现象后必须及时调整, 调整操作必须以有侧护间隙的位置开始顶调支架, 顶调支架的原则是自上而下逐架调整。支架调整必须借助于单体支柱和侧护板进行操作, 单体支柱柱头一端顶于所调整支架的顶梁, 另一端顶于相邻 (下方) 支架的座箱, 将注液枪安于单体支柱三用阀上并用绳捆住注液枪手柄, 使之处于打开状态, 利用邻架操作阀送液, 在送液前根据支架应该调整的方向, 将侧护千斤顶推出或收缩, 由此逐架进行调整, 即可将支架调整到正常工作状态。
6结语
大采高综采工艺, 在河南煤化集团鹤煤公司虽是首次尝试, 但与本部综采技术相结合, 达到了事半功倍的效果;根据以上经验, 再结合工作面具体情况, 因地制宜地采取有效措施, 从而排除、解决影响生产的各种因素, 使工作面自采出切眼起走向正规作业循环, 同时也填补了河南煤化集团鹤煤公司大采高综采回采工艺的空白。
摘要：内蒙古达拉特旗苏家沟煤矿是河南煤业化工集团鹤煤公司整合矿井, 位于鄂尔多斯市达拉特旗。以内蒙古达拉特旗苏家沟煤矿厚煤层回采工艺为基础, 探讨了如何实现大采高回采的工艺, 并对此提出了解决方法和建设性意见, 实现了矿井安全高效回采, 为该地区类似矿井大采高回采提供了参考。
关键词：大采高,回采工艺,中厚煤层
参考文献
[1]耿宏标, 李玉祥, 王建华.中厚煤层大采高回采工艺探讨[J].煤炭技术, 2001, 20 (11) :19-20.
[2]陈昆木.厚煤层大采高回采工艺探讨[J].煤炭技术, 2008, 27 (10) :160-161.
软煤层大采高 篇6
关键词：厚煤层,大采高,煤炭开采,安全开采
0引言
煤炭在中国国民经济中占有重要地位。随着中国市场经济不断发展, 煤炭开采逐渐向集约化、高产高效方向发展。厚煤层在中国储量丰富, 大约在中国探明储量中占47.7%。每年中国厚煤层产量大约占全国煤炭产量的一半。厚煤层为中国煤炭工业实现可持续发展提供可靠保障, 但是, 由于厚煤层开采时, 上覆岩层折断厚度很大, 岩梁折断距及折断岩梁运动空间相对较大, 这些都导致了大采高工作面支架承受较大载荷, 进而严重影响支架工作稳定性。同时, 由于工作面采高加大, 设备灵活性将会严重受到限制, 设备与工作面地质条件适应性大幅降低, 使得顶板控制更加困难, 工作面煤壁偏帮现象严重, 顶板冒顶事故加剧, 在坚硬顶板条件下甚至会出现采空区动力灾害。这些都严重制约着厚煤层开采发展[1]。
1 厚煤层开采需要解决的问题
由于厚煤层开采厚度较大, 而且在开采过程中会伴随着许多现场实际问题, 这些会导致在煤炭开采过程中出现煤炭资源浪费现象, 这就要求改进开采工艺, 提高回采率, 实现煤炭资源开采效率最大化[2]。
煤炭资源开采中的核心问题还是如何安全高效实现煤炭回采率最大化。a) 冒顶及偏帮现象严重。厚煤层在储量及产量上占有优势地位, 但由于工作面开采厚度较大, 导致大采高工作面超前支承压力集中更加接近于煤壁。研究表明:大采高工作面前方应力集中程度较高, 应力梯度变化明显;下端头应力明显大于上端头应力, 在距离工作面30 m范围之内这种现象极为显著, 因此, 这段范围内巷道应是巷道支护重点, 由于工作面超前支承压力更加接近于煤壁, 将会加剧工作面偏帮现象产生, 同时导致工作面冒顶事故出现;b) 极易出现采空区动力灾害。由于厚煤层采高加大, 这就需要垮落更多岩层来充填采空区, 一旦直接顶不能充满采空区, 老顶及上位岩层将会与直接顶一起垮落到采空区, 成为一部分垮落带, 而如果这种情况出现在坚硬顶板及坚硬岩层中, 就极易引发采空区动力灾害, 从而为矿井安全生产造成安全隐患;c) 机械设备配套问题。由于采高加大, 机械设备逐渐向大型化、复杂化发展, 这就导致采矿工作人员对于设备的维护量及管理难度加大, 由于在大采高工作面中折断岩梁的步距及运动空间较大, 这将使工作面支架承受较大规模的载荷, 进而影响支架总体稳定性, 这些都将严重影响支架—围岩关系。由于设备大型化, 使得设备机动性能大大降低, 从而影响工作面推进进程;d) 煤炭开采作业安全性。在厚煤层大采高煤矿开采过程中, 瓦斯防治技术存在严重难题。在实际开采过程中, 即使是在具有瓦斯含量低特点的矿井, 也会由于煤炭开采强度大、岩石卸载严重等因素, 出现工作面瓦斯含量超限, 另外由于采空区存在漏风危险, 也会引发采空区出现浮煤自燃现象。这些问题的存在都严重制约着厚煤层大采高开采技术的发展与推广, 同时也影响着煤炭开采作业的安全性与高效性。
2 厚煤层大采高开采技术的特点与现状
厚煤层大采高综采工作面的特点是支架高度大、采煤机功率大, 同时需要强力刮板输送机及相应巷道辅助运输设备与之配套使用[3]。采用大采高综采工艺回采厚煤层时, 设备往往需要进口, 装备大采高综采工作面时的初期投资甚至有时会与装备同等规模综采工作面初期投资10倍相当, 庞大的初期矿井建设投资严重制约着中国厚煤层大采高综采工艺实施。因此, 一旦解决厚煤层综采配套设备及相应回采工艺的技术难点, 将会对中国厚煤层开采安全技术水平产生重要影响。目前, 中国正在积极探索大采高回采工作面围岩运动规律及围岩应力分布情况, 从而为确定支架支护阻力和结构高度等支架主要技术参数提供可靠依据。大采高综采设备逐渐向大型化、机械化、自动化发展。通过利用其它学科向采矿技术的渗透发展, 使得中国大采高综采技术发展更加成熟。
为了使厚煤层大采高开采工艺在中国实现大规模推广, 应当积极研究应用国产设备进行大采高生产的可行性分析。通过分析总结国产设备进行大采高生产的可行性, 可有效解决厚煤层大采高工作面初期投资大的问题, 从而简化矿井生产环节, 为厚煤层大采高工艺在中国的广泛应用提供可靠技术装备基础。
3 中国目前大采高开采的主要技术措施
伴随着长壁工作面开采推进, 垮落带高度也将随着采高加大而增高。而在厚煤层大采高工作面中常常会出现垮落, 直接顶岩层不能完全填满采空区, 从而使得老顶等坚硬岩层下方存在较大运动空间。折断后的岩梁在其运动回转过程中往往会对工作面支架产生强烈动载荷及较大偏心载荷, 进而影响到工作面支架稳定性。正是由于以上原因存在, 使得大采高工作面老顶来压更为强烈, 且伴随有严重局部冒顶和煤壁偏帮现象。为了解决这些问题, 在厚煤层大采高工作面开采时应注意采取以下措施。
3.1 偏帮防治
现场实践表明, 通过两柱式液压支架可有效控制偏帮现象出现, 与此同时, 还可以配合采取以下防止偏帮措施:a) 在液压支架上设置护帮高度大于0.8 m的护帮装置, 必要时甚至可以安装二级护帮装置;b) 在采煤机上部安装45°挡煤板;c) 采煤机回采割煤后应及时打开护帮板, 实现对前方暴露顶板的超前临时支护, 从而减少端面距;d) 合理安排回采作业方式, 从而有效提升工作面推进速度;e) 对煤壁采取化学注浆方式, 实现对煤壁整体强度的提高;f) 合理提升工作面支架的初撑力及工作阻力, 实现改善煤壁处围岩应力状态的目的, 有效减少端面顶板下沉量及偏帮程度。
3.2 工作面支架倾倒与下滑防治
大采高综采工作面装备逐步走向重型化、复杂化, 在工作面倾角大于8°时将会使得刮板输送机和工作面支架下滑及支架倾倒, 而在倾角较大的工作面, 这一现象将会更加突出。在厚煤层大采高工作面回采过程中, 不仅要采取普通防倒、防滑措施, 还应配合以下措施:a) 严格控制工作面采高, 尽量避免留顶煤现象出现, 使得支架得以直接与工作面顶板接触。一旦出现冒顶事故, 应及时接顶, 有效控制顶板;b) 工作面头尾支架应安设顶梁千斤顶、底座及后座千斤顶, 实现对其锚固, 当倾角过大时, 可以每隔数台支架增加斜拉防倒千斤顶;c) 厚煤层大采高工作面应配套使用大采高专用端头支架, 并设有防倒防滑功能措施, 进而实现对输送机机头和转载机的推移功能, 另外还应与工作面平巷形状及巷道支护形式相适应。
4 结语
厚煤层大采高工作面具有采煤工艺技术安全可靠、煤炭资源回收率高等优势。由于其初期投资较大, 应切实有效研究国产工作面配套装备。实际经验表明, 厚煤层大采高工作面所遇到的问题都有相应解决措施[4]。在一定的开采技术条件下, 如何有效加大开采强度, 提高煤炭回采率, 提高煤炭资源开采效率将会是中国提升规模经济的主要途径。对于实际煤炭生产单位, 应当因地制宜, 合理选择煤炭回采工艺, 扩大矿井规模, 从而大幅提高经济效益。同时, 广大科研单位应当研究大采高工作面支架可靠性与适应性及与厚煤层大采高工作面相关的关键技术, 提出切实有效的技术措施, 实现煤炭资源安全高效开采, 为中国煤炭开采业做出贡献。
参考文献
[1]王金华.我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术, 2006, 34 (1) :50-55.
[2]郭保华, 涂敏.浅谈我国大采高综采技术[J].中国矿业大学学报, 2003 (10) :40-41.
[3]姜福兴.采场覆岩空间结构观点及其应用研究[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (1) :30-33.
软煤层大采高 篇7
1 9307综采工作面地质概况
9307工作面位于-500水平东二采区, 工作面标高-468.1m~-548.2m, 地面标高+36.88m。9307工作面地层倾角为6°~33°, 平均30°, 煤层厚度2.2m~4.1m, 平均厚度4m。工作面中部煤层中发育一伪顶泥岩区, 区内伪顶泥岩厚度0~3.0m;直接顶为细砂岩, 厚22.6m;直接底为泥岩, 厚2.6m。煤层直接顶板细砂岩裂隙发育一般, 富水性弱。回采过程中上覆老峒及上部采空区内动水将入工作面。工作面中西部面内有105钻孔, 终孔于7煤底板, 终孔标高-469.1m, 封孔良好。回采时最大涌水量100m3/h, 正常涌水量80m3/h。相对瓦斯涌出量0.08m3/t, 属低瓦斯, 煤尘爆炸指数35.06, 有爆炸危险, 属Ⅱ级自燃发火煤层。
2 9307综采工作面回采工艺及主要设备
回采工艺:
根据采区和工作面设计以及煤层的赋存条件, 该面采用走向长臂大采高综合机械化一次采全高后退采煤法, 全部垮落法处理采空区顶板, 选用国产无链牵引MG600/1385-WD型采煤机单向割煤, 端部斜切进刀, 截深0.8m, 滚筒直径2m。工作面采用一台SGZ1000/1050型刮板输送机, 运输巷采用一台SZZ1000/400型转载机, 配备一套PLM3000轮式破碎机, 铺设四部胶带输送机运煤。
工作面选用67架ZY6800/20/42支持掩护型液压支架支护顶板, 移架采用追机作业, 分段依次顺序移架。上下端头支护均采用锚网梁支护。工作面上、下两巷自出口向外超高段使用HDJB-1000型金属铰接顶梁, DZ型系列单体液压支柱做腿, 配合半圆木扶双排一梁一柱走向棚的超前支护, 扶双排走向棚的超前支护。
3 大采高综采工作面存在的问题
根据国内倾斜厚煤层大采高综采工作面开采经验以及徐矿集团张双楼煤矿9307工作面的实际情况, 该工艺主要存在以下几个面的问题:
3.1 工作面片帮, 架前漏顶
大倾角大采高工作面在遇有来压或构造时, 极易出现煤壁大面积片帮, 片帮后端面距加大, 顶板失去煤壁支撑, 常造成冒顶事故。9307工作面上部比中部、下部易片帮;煤层增厚、坡度增大处易片帮;正断层交面处易片帮、工作面来压期间易片帮。因此必须及时采取有效措施, 防止事故的发生。
3.2“三滑一倒”问题
“三滑一倒”问题即工作面的支架、采煤机及刮板输送机的下滑和支架的倾倒。
3.2.1 工作面输送机下滑
大采高综采工作面的装备重量大, 工作面倾角较大, 工作面输送机在回采工程中本身自重有下滑趋势, 加上原煤向下运输、采煤机割煤时产生的阻力和采煤机牵引运行的综合作用下, 会使工作面输送机在推移过程中产生向下滑移, 进而带动液压支架下滑, 从而影响生产。
3.2.2 采煤机下滑
因为每层倾角过大, 采煤机因为重力分量的作用而产生下滑。
3.2.3 支架的下滑倾倒[2,3,4]
工作面输送机的下滑往往会牵动液压支架的下滑;另外由于煤层倾角的增大, 液压支架在合力力矩的作用下发生旋转而倾倒的可能性急剧增加;现场支架工人操作不当, 特别是排头支架和支架尾部的操作, 而造成的支架下滑倾倒, 支架倒滑后, 不能有效支护顶板, 严重时影响工作面生产。
4 工作面主要技术安全措施[5]
4.1 支架的防倒、防滑
对于倾斜煤层大采高综采工作面, 存在的主要问题是工作面大采高液压支架的防倒防滑, 根据国内倾斜煤层综采工作面开采经验, 从工作面布置、安设防倒防滑装置等方面开展工作:
(1) 工作面伪倾斜开采。为防止工作面刮板输送机上窜下滑, 工作面按伪斜推进, 机头超前机尾一定距离。根据张双楼煤矿开采实践, 当煤层倾角≥25°时, 要求运输巷与切眼夹角成94°布置, 即下端头超前10m。调面时移架、推刮板输送机工作应协调及时, 移架、推刮板输送机后应保证“三直一平”, 切实做到工作面“七条线”要求。
(2) 工作面液压支架安装防倒、防滑千斤顶及活动侧护板, 防倒、防滑千斤顶采用下端头3个支架连锁, 这类装置是利用支架上装设的防倒、防滑千斤顶, 在移架时产生一定的推力, 以防止支架倾倒、歪扭, 并能进行架间调整。有效地控制了支架的迎山度和支架下滑。另外, 在掩护支架上装设的可活动侧护板, 除了用于架间防矸外, 也具有一定的防倒、调架作用。
4.2 打密集支柱及挂网
在工作面下出口正对工作面1050刮板输送机头处, 紧靠转载机的下帮打一排单体密集, 共6棵, 间距0.5m;密集支柱垂直顶底板, 初撑力不低于11.5MPa, 支柱必须穿铁鞋, 支柱与顶板之间垫板皮;每次拉完机头, 必须重新打好密集支柱并挂好双层金属网, 否则严禁运行工作面刮板输送机;密集、挂网时, 工作面上刮板输送机、转载机、煤机停电闭锁。金属网参数为5.0m×1.2m, 紧贴密集上帮吊挂。
4.3 安设挡矸帘
挡矸帘采用液压挡矸帘, 工作面大倾角范围安装液压挡矸帘, 每道不超过15架, 挡矸帘下边距离工作面刮板输送机上面不得超过300mm。煤机通过时打开挡矸帘, 通过后立即放下挡矸帘, 滞后不得超过5架。挡矸帘损坏后立即更换, 工作面备用挡矸帘不得少于2副。
4.4 工作面防滚煤矸
煤矸在刮板输送机里飞滚时, 闭锁1050刮板输送机;板输送机上方间隔15架设一液压挡矸帘;在两立柱上安装特制金属档矸网;人员走人行道, 严禁闲杂人员在支架立柱前方行走或停留;工作面作业点上方5m处支架下设置一道挡矸坝, 挡矸坝是两根半圆木倾向平行放置, 再横亘两根半圆木, 半圆木上铺金属网, 半圆木与半圆木间、金属网与半圆木间均用8#黑铁丝系牢捆扎好而成;人员在工作面内工作时, 时刻注意工作面煤帮、顶板和工作地点上方情况。
4.5 防止片帮控制顶板
由于本工作面极易发生煤壁片帮, 首先从管理上加强工作面工程质量管理, 严格控制工作面采高, 杜绝支架超高使用, 确保支架处于良好状态;发生片帮后, 若端面距大于0.34m, 及时移超前架;若移完超前架后, 端面距仍大于0.34m, 且不超过1.0m时, 采取用厚120mm的半圆木搭接在支架前梁上挑起护顶的措施, 半圆木前端抵住煤帮, 与支架搭接长度不少于0.3m, 在煤壁侧半圆木的下方打上单体支柱;若移完超前架后, 半圆木护顶失效时或端面距大于1.0m时, 则采取过顶做超前档措施。过顶做超前档方法:用直径180mm以上圆木做梁, 扶走向棚, 圆木搭在支架前梁上, 搭接长度不少于0.3m, 一架两棚, 一梁两柱, 柱子选用DZ系列单体及穿铁鞋, 拴好防倒绳, 梁上用板皮或半圆木接实背严;顶从顶、帮稳定的地点拉茬, 自上而下进行。清理好退路, 确认顶板稳定安全可靠, 方可上梁接顶。过顶期间人员进入煤壁区作业, 工作面刮板输送机、煤机必须停电闭锁, 工作面严禁操作支架, 任何与过顶无关的人员不得进入煤壁区。
5 应用效果
通过对大采高综采工作面存在问题的分析, 结合9307工作面实际情况, 采取了支架防倒防滑措施、打密集支柱及挂网、安设挡矸帘、工作面防煤滚矸、防片帮控顶等措施有效的提高了工作面的安全系数, 避免了顶板事故的发生, 实现了安全生产。9307工作面采用大采高综采以后, 日产量高达4kt以上, 平均月产可达120kt, 与9419综采放顶煤工作面相比, 实现了倾斜厚煤层开采的高产高效。
参考文献
[1]孟宪锐, 王鸿鹏, 刘朝晖, 等.我国厚煤层开采方法的选择原则与发展现状[J].煤炭科学技术, 2009, 01:39-44.
[2]贾维志, 徐伟.大倾角大采高综采工作面高产高效实践[J].安徽建筑工业学院学报:自然科学版, 2010, 18 (03) :34-37.
[3]王国法.大采高技术与大采高液压支架的开发研究[J].煤矿开采, 2009, 14 (1) :1-4.
[4]宁桂峰, 曾明胜.大倾角大采高液压支架设计研究[J].煤矿开采, 2011, 16 (4) :71-73.