坚硬顶板（共7篇）
坚硬顶板 篇1
平煤股份二矿兴建于1955年9月8日, 1957年10月1日正式投产, 是平顶山矿区早期开发的一座矿井, 开采山西组己16、己17、庚20 3层煤, 年设计生产能力21万t/a, 服务年限20 a。目前己组煤已开发殆尽, 经过资源调整和矿井技术改造, 主战场转移至庚20煤层。庚20煤层顶板为平均厚5.01 m的致密坚硬暗灰色厚层状石灰岩, 坚硬不易垮落, 极易形成大面积悬顶, 造成摧垮性冒顶事故。针对这些问题, 平煤股份二矿进行了矿压观测及数据分析, 总结出坚硬顶板活动规律, 研究了坚硬顶板工作面顶板控制方法, 保证了矿井的安全开采。
1 研究区概况
矿井主要开采的石炭系太原组庚20煤层埋藏深度600 m, 煤层顶底板分别为石炭系太原组L5和L6+7灰岩, 平均煤厚1.8 m, 属可开采中厚煤层, 煤层倾角8°～12°。自开采庚组煤以来, 曾发生多起顶板事故, 严重制约矿井安全生产。
2 矿压监测数据分析
此次观测地点设在顶板压力大、突水严重的庚20-21040采煤工作面。
该面采用目前先进的KBJ-2004B型矿用多功能压力监测仪, 实行针对性的24 h在线监测, 且监测工作贯穿回采工作全过程。共设5个监测分站, 每个监测分站有4个监测点。每个测点主要对所采用的ZY4000-12/25型掩护式支架初撑力变化、循环末阻力、支架最大阻力、采煤工作面上下出口及顶板破碎区压力变化进行监测。
根据整个回采期间监测数据, ZY4000-12/25型掩护式支架最大初撑力1 227 kN, 最小590 kN, 初撑力合格率保持在80%以上;工作阻力最大2 060 kN, 最小1 472 kN, 平均1 815 kN, 为额定工作阻力的80%;距回风巷最近的2个监测点初撑力、工作阻力值均较高, 工作阻力接近安全阀开启值 (2 060 kN) , 且安全阀开启次数是其他位置的2倍。
随着工作面的推进, 矿压显现程度不断变化, 主要表现在采空区顶板悬露面积增大, 顶板压力增大, 支架支护阻力增大。初次来压时, 工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加, 支架压力增大, 矿压显现程度比较剧烈, 尤其是工作面中部、机头位置压力较大。来压时工作面中部最大工作面阻力为3 880 kN, 为支架额定工作阻力的97%, 工作面两侧来压时循环阻力分别为额定工作阻力的86%, 85%。周期来压时, 中部支架最大荷载平均3 603.3 kN/架, 为支架额定工作阻力的90%。
3 矿压显现规律分析
3.1 工作面推进速度对矿压显现的影响
工作面推进速度对矿压有较大影响。快速推进时顶板的垮落步距较大, 直接顶初次垮落步距大, 基本顶初次来压步距大, 周期来压步距平均值大。当工作面以5～6 m/d速度快速推进时, 顶板的垮落步距较大。与普通综采面推进速度相比, 其周期来压步距平均大2.7 m。顶板初次垮落后, 顶板一般有2～3 m的悬顶。周期来压时, 上下位基本顶断裂的时间基本一致, 断裂线位置超前煤壁4～5 m;当工作面以3～5 m/d速度快速推进时, 直接顶一般有1～2 m的悬顶, 断裂线超前煤壁3 m左右。工作面推进速度决定顶板的破坏影响范围, 两者呈负相关关系, 即推进速度快时断裂线超前煤壁的距离较长, 对顶板的破坏影响范围小;推进速度慢时断裂线超前煤壁的距离较短, 对顶板的破坏影响范围大。工作面快速推进与一般推进相比, 快速推进时顶板下沉量大于一般速度推进时的下沉量, 且快速推进时下沉速度有一突变点。例如测点距煤壁7～8 m, 顶板下沉速度变化很快, 直到顶板发生垮落, 而之前顶板下沉速度则低于后者, 表明工作面快速推进时顶板垮落具有突发性的特点。工作面推进距离与顶板下沉量、下沉速度关系如图1所示。
3.2 工作面快速推进矿压显现特点
(1) 来压影响时间短, 影响范围小。
由于工作面的快速推进, 来压后工作面可较快摆脱来压影响, 使得工作面来压的影响时间缩短, 影响范围减小。
(2) 来压次数增加。
工作面平均来压步距29.6 m, 最大33 m, 按工作面日推进6 m/d计算, 则平均4～5 d就有1次来压。
(3) 整个工作面来压时间趋于一致。
来压步距最大相差10 m, 即不到2 d的时间, 基本呈平稳趋势。
(4) 构造对顶板来压影响大。
节理、裂隙、断层越发育, 来压影响范围、影响度及来压强度越明显。
4 坚硬顶板控制
庚组工作面顶板虽然较坚硬, 但遇到复杂的断层构造时, 局部顶板相对较脆, 伴生的节理、裂隙多, 易断裂破碎, 容易发生冒顶事故。因此, 必须加强顶板支护和现场管理, 从而实现安全生产。
4.1 加强顶板支护
(1) 加强端头支护。
当工作面上下端头出现缺梁、缺柱或无支柱时必须立即补齐, 及时支护。
(2) 加强特殊地段支护。
当采面过断层、破碎带、地质条件发生变化时, 应超前支护, 并加大支护密度。
(3) 带压擦顶移架。
移架时, 同时打开降柱和移架手把, 及时调整降柱手把, 使顶梁紧贴顶板, 支架移动后停止降柱, 移架到规定步距后立即升柱, 从而减轻移架时由于顶板岩层活动而造成的影响。
(4) 铺网护顶。
将金属网铺设在煤层与支架顶部, 割煤拉架后将其置于支架上, 它能有效将顶矸阻挡在支架之上, 既保证顶板不漏顶不冒顶, 又能保证生产的原煤不受矸石污染, 提高原煤质量。
(5) 倒挑梁篷顶配合液压支架。
当工作面顶板状况恶劣, 工作面液压支架超前拉出实现及时支护后, 仍不能维护煤壁机道空顶, 端面距仍超过规定时, 必须采用煤壁垂直工作面倒挑梁篷顶的支护方式配合液压支架管理煤壁空顶。
4.2 加强现场管理
(1) 制订针对性强、操作性强的技术措施, 并严格落实。
当遇到断层等地质构造时, 参考矿压情况, 及时制订专门的、针对性强的安全技术措施, 相关管理部门认真监督贯彻执行。
(2) 强化班组建设。
班组是煤炭企业最小生产单位, 是企业实现安全生产的基础, 也是有效控制事故发生的基本环节。要实现煤矿的安全生产, 安全管理的各项工作, 包括操作规程、作业规程、安全技术措施等都必须要在基层班组中认真落实;其次要切实加强班组建设, 特别是加强对班组长的培训和安全教育, 提高他们的技术水平和安全意识, 使他们在顶板控制中发挥积极作用。
(3) 加强监察执法力度。
安检科等监察部门要严格执行《煤矿安全管理条例》, 坚持“四不放过”原则, 严查“三违”人员, 一经查出, 必须参加“三违”学习班, 学习合格后方可上岗。
5 结语
(1) 庚组工作面坚硬顶板的复杂多变, 通过分析研究矿压监测数据, 探索出基本顶来压规律, 总结出工作面推进速度对矿压的影响及工作面的矿压显现总体特点。
(2) 通过带压擦顶移架、加强端头支护、倒挑梁篷顶配合液压支架支护、铺网护顶等措施有效地加强顶板支护, 通过制订针对性强的安全措施、加强班组建设及监察执法力度等加强现场管理, 实现了安全高效生产。
坚硬顶板薄煤层不稳定技术研究 篇2
1 现行的开采状况
据相关的调查显示, 韩梁矿区有46对矿井的井内是有一组薄煤层的, 据估算, 它的资源的储藏量在4500万t、它的厚度在0.3m~0.7m, 约占整个矿区的70%, 储藏量差不多在3150万左右。到现在为止, 已经有9对矿井进入了厚度不到0.7m的薄煤层进行开采工作, 现在的开采方式是以掘代采, 这个方法的缺点就是:
1) 以掘代采的方法, 它的开采的范围比较小, 开采煤的产量比较低, 资源的丢失量比较大;
2) 以掘代采的方法, 它没有完整的通风系统, 只能依靠局部的通风机进行通风, 这种通风方式属于不正常的通风, 不能很好的实现全负压的通风, 这就造成了大量的粉尘、瓦斯在矿下积聚;
3) 在薄煤层采用的以掘代采的方法增加了开采的成本, 由于开采的范围小, 也使得工人的工作效率比较低, 劳动的强度比较大。
2 薄煤层的条件特点
2.1 薄煤层的赋存条件
在平顶山的韩梁矿区的石炭统太原矿区的一组薄煤层中, 煤层的深度在130m~220m。矿区内的薄煤层比较平缓, 它的倾角在1°~14°, 平均的倾角在7°左右。揭露的厚度在0.3m~0.7m, 平均的厚度在0.5m, 属于不稳定的煤层, 这样的煤层结构是比较简单的, 局部的厚度在0.05m~0.10m。
2.2 薄煤层顶底的板岩性
在石炭系的太原组的地层主要是灰、深灰色的灰岩、泥岩等组成的, 根据它的板岩性分成下部灰岩段、中部灰岩段和上部灰岩段。
薄煤层的直接顶板主要是深灰色的灰岩, 它的厚度比较大, 分布比较稳定, 刚性比较强, 属于稳定的岩层。薄煤层的顶板凹凸不平、底板主要是泥岩, 分布稳定, 属于中等稳定岩层。
3 采用的开采方法
我们根据实际存在的问题, 提出了两种开采方法:一是盘区布置倾斜长壁无人工作面开采方式;二是上下山布置走向长壁无人工作面开采方式。
3.1 巷道布置
盘区布置:我们是沿着薄煤层的走向布置运输和回风大巷, 然后沿着薄煤层的倾向布置回采的巷道。工作面主要是俯仰斜的布置。
上下山布置的特点:我们主要是沿着薄煤层的倾向的布置上下山, 然后沿着薄煤层的走向布置回采的巷道, 工作面主要是走向布置。
3.2 采用的回采方法
根据工作面内的最后一个回采单元然后依次向外推进, 每一次的回采都是一个单元。回采单元的推进方向是从工作面回风巷侧向进风巷推进的, 第一个中巷作为第一个回采单元, 然后以此类推, 这样就可以做到所有的中巷都必须沿着空留巷。
3.3 如何落煤以及出煤
采用的是煤电钻打眼、使用炸药爆破的方式落煤的。在矿区的工作人员都必须在回采单元的进、回风巷道内, 采用平行的方式回采推进的方向, 做到每次打3个炮眼, 每个炮眼的距离在0.5m左右, 在每一次的爆破后都要采用哪个螺杆配合弧形的挡板进行落煤, 这样就防止了大面积的垮落。
3.4 如何的通风良好
矿下的工作面在完成前面的工序后, 工作面就会形成极大的负压通风, 这样就可以保证在矿下开采时能够有效的稀释和排出大量的粉尘和瓦斯。这就需要:
1) 采空的区域的煤壁的最大的距离在4m, 最小的距离要在3m左右;
2) 在回采单元内的进风巷采空区的侧面设置2道移动的风门, 在回采单元内工作的运输巷设置调节的风门, 这样就可以做到很好的几条街矿下的进风量;
3) 在采高0.3m~0.7m, 落煤的宽度在3m~4m, 风速在0.25m/s~4.00m/s时, 计算采场的最大的进风量就是216m3min;
只要通风的构筑物和供风量达到了上面说的要求, 在矿下的工作通风量就会有保障, 这样就可以排出在工作中产生的大量粉尘和有害的气体, 做到采掘现场的工作安全的进行。
4 安全培训
要定期组织全体工作人员认真学习关于薄煤层的岩层的性质和开采时应该注意哪些问题, 让工人严格遵守矿区的规章制度, 按照规定的方法进行开采薄煤层的煤矿, 这样就会节约不少的人力, 然后定期的进行考试, 对于不合格的工人, 定期进行学习, 再通过考试后在进行上岗工作, 这样就大大保障了工人在矿下工作的安全。
5 结论
在平顶山的韩梁矿区的薄煤层的开采的技术的研究和设备的工艺上, 都做到了安全可靠, 在使用上面谈及的开采方法之后, 不仅减少了工人的数量, 同时也降低了工人劳动的强度, 大幅度的提高了工作效率, 在保证通风设备的设置安全合理下, 使得工人的安全得到了保障, 这也大大减少了瓦斯爆炸事件的发生, 这些对于平顶山韩梁矿区的发展有着深远的影响。
摘要：研究坚硬顶板薄煤层不稳定技术, 将平顶山韩梁矿区作为研究对象。在这里有一片煤层的厚度仅仅不到0.7m厚, 它的赋存十分的不稳定, 坚硬顶板的致密极其坚硬且凹凸不平。在平顶山的这片矿区所采用的开采方法对资源的浪费很严重, 造成了资源过度的损失、生产效率很低, 使得开采的成本很高。还有在开采的矿下, 不能很好的通风, 这样就造成了大量的粉尘、瓦斯积聚在一起, 顶板的控制很困难, 抗水害能力极差。在这样的情况下, 我们想出了一套解决方案。我们采取了单元分割采煤法、分段的跳采、采用螺杆出煤、还有无人工作面的开采技术, 这些都已经取得了不小的成果。
关键词：坚硬顶板,薄煤层,开采技术
参考文献
[1]周学斌, 贺学.螺旋钻采煤技术在极薄煤层开采中的应用[J].煤炭工程, 2010 (3) .
[2]杨俊海.薄煤层开采应用综合机械化探讨与实践[J].科技风, 2010 (11) .
[3]张国恩.薄煤层开采技术中矿压显现规律[J].中国矿山工程, 2009 (2) .
煤矿坚硬顶板水力致裂技术研究 篇3
1 工程地质概括
龙顶山煤业开采的15#煤层平均厚度4.29 m, 直接顶为K2石灰岩, 厚度7.42~8.5 m, 平均8.00 m, 致密坚硬, 节理裂隙较发育, 在井田内该岩层特别稳定, 单向抗压强度平均127.57 MPa, 单向抗拉强度平均7.56 MPa;抗剪强度平均16.11 MPa, 属坚硬顶板。由于直接顶岩层厚度大, 致密坚硬, 回采过程中不易垮落, 易形成大面积悬顶。因此, 为了安全开采, 需要对直接顶进行弱化处理。
2 坚硬顶板弱化机理
坚硬顶板弱化的主要目的是减小顶板初步垮落的极限步距, 其主要原理是减小顶板悬顶面积, 释放顶板聚积的能量[1]。其具体措施如下。
(1) 改变坚硬顶板在工作面发生切顶的应力条件, 一般采取强制放顶来实现, 手段为爆破法弱化坚硬顶板。
(2) 改变坚硬顶板岩层的物理化学性质, 一般通过顶板预注水弱化顶板来实现, 手段分为高压水和静压水。
爆破弱化的方法是利用炸药爆炸形成的人工破碎区和裂隙区将坚硬顶板大面积破坏, 从而大大降低顶板岩体的强度, 提高顶板节理和裂隙的发育程度, 进而极大降低顶板抗剪切破坏的能力, 使其容易破碎冒落。同时, 爆破弱化还对顶板岩石剪应力分布进行再次调整和弹性能量的释放, 避免在工作面支架处发生切顶断裂及台阶下沉, 从而避免顶板大范围垮落形成飓风灾害。
注水弱化是利用钻头在坚硬顶板中形成钻孔, 注入高压水或静压水实现破坏顶板整体性、降低强度的方法。高压水在钻孔端部形成水楔, 产生巨大应力作用使顶板微小原生裂隙得到大幅扩展, 从而破坏其整体性以减轻顶板来压强度。静压水能溶解顶板岩石层理间的胶结物和部分矿物, 减小层理间粘结力, 同时岩石的软化性增强、强度显著降低, 从而达到弱化坚硬顶板的目的。
3 坚硬顶板水力致裂控制方案
3.1 坚硬顶板需控岩层确定
按照垮落带直接顶和老顶分层碎胀后能填满采空区空间的原则, 得出理论的垮落带高度计算公式h, :
碎胀系数KZ取1.3, 设计采高3.3 m, 则需要控制的最大顶板厚度为11 m。由此初步确定工作面顶板岩层处理范围为沿工作面顶板至上方11 m的垂直高度, 11 m岩层中下部为平均厚度8 m石灰岩直接顶, 8 m以上3 m老顶分层的为中细粒砂岩。
3.2 水力致裂参数的确定
(1) 注水压力的确定
式中:Pf——破裂水压力;
σz——垂直应力;
λ——侧压力系数;
σth——直接顶岩体抗拉强度;
ps——瓦斯压力。
作用在单元体上的竖向应力来自上覆岩层的岩石重量, 一般为:
式中:σz——竖向主压力, MPa;
H——直接顶埋深, m, 取130 m;
g——重力加速度, 9.8 m/s2;
ρs——上覆岩层密度, 平均取2.6 t/m3;
竖向应力取3.31 MPa, 直接顶岩石抗拉强度7.56 MPa, 瓦斯压力取0 MPa, 计算得不同侧压力系数下的破裂水压力见表1。
考虑到管路损失, 注水泵的额定压力应在20 MPa以上。具体水力致裂破裂水压力可通过井下现场调压试验确定。
(2) 注水流量与注水时间的确定
注水流量 (也称注水速度) 是指单位时间内的注水量。为了便于各钻孔注水流量的比较, 通常以单位时间内每米钻孔的注水量表示。由于岩体的节理裂隙相对较为发育, 在水力致裂过程中水的滤失较为严重, 滤失一方面减低裂尖扩张的净水压力, 同时会导致煤岩体大量吸水, 在一定的岩层条件下, 钻孔的注水流量随钻孔长度、孔径和注水压力的不同而增减, 钻孔50 m深, 矿上现用200 L/min的泵来满足注水要求。
根据矿上现有泵站情况以及钻孔情况, 初步确定单孔最长压裂时间约为25分钟, 为保障安全, 水力致裂时间不宜超过30分钟。
3.3 钻孔布置
在综采工作面两条顺槽中每隔30 m布置一个钻场, 利用现有钻场, 每隔30 m向顶板打一个钻孔。其中钻孔与巷道中线夹角53°, 与水平面夹角20°, 钻孔深度为50 m。为保证顶板充分致裂, 在钻孔中利用水力割缝每预置多条裂缝, 实际裂缝数根据现场实际情况定[2]。
同时为保证顶板能充分致裂, 根据前期水压致裂效果和现场实际情况, 可在两顺槽超前支护段垂直顶板向上打补充钻孔, 保证两顺槽三角区顶板充分致裂, 靠近工作面煤壁每隔8 m打一个, 钻孔深度9 m, 钻孔深度较浅, 可用锚索钻机φ32钻头施工, 具体见图1。
3.4 封孔
(1) 封孔方式
封孔器具有使用方便, 操作简单, 以及可以重复使用等优点, 并且考虑到钻孔深度较大, 顶板坚硬致裂所需水压力较大, 所以初次放顶期间用于弱化顶板的钻孔采用高压膨胀胶管封孔器封孔。钻孔封孔段的孔径要圆, 孔壁要平, 弯度要小, 孔壁直径比封孔器胶筒直径大5~10 mm为宜。封孔器封孔法操作方便, 简化封孔工艺, 且封孔器可以重复利用, 材料消耗少, 封孔成本较低。按注水压力选择与其适应的封孔器型号, 按钻孔大小选择合理的封孔器直径[3]。
(2) 封孔深度
封孔深度取决于注水压力、顶板岩层的裂隙发育程度、岩层的渗水性及钻孔方向等。一般对于注水压力高、顶板岩层裂隙发育及渗水性能强的上向钻孔, 其封孔深度要大;而顶板岩层裂隙发育少时, 则可以适当减少封孔深度。本次水力致裂用于弱化顶板, 为确保顶板致裂效果, 钻孔深度50 m, 预置水力割缝, 所以确定封孔深度不小于2 m, 封孔时应尽量先深封孔, 在注水过程中监测到水压力有明显下降后可将封孔器向外拔出一段再继续水力致裂, 使裂缝充分扩展。封孔段有效长度应不小于1 m。
4 现场效果
综采工作面按设计的水压致裂参数进行了工业性试验, 通过对工作面垮落步距实测数据的分析, 工作面水压致裂取得了如下效果:顶板的垮落步距明显减小, 矿压显现缓和。经过工作面水压致裂处理后, 直接顶初次垮落步距为5 m, 基本顶初次来压步距为31 m, 周期来压步距为8 m。
5 结论
(1) 坚硬顶板工作面在回采过程中, 悬顶面积过大, 在来压或顶板垮落时容易引起冲击地压等地质灾害, 利用水力致裂法可有效坚硬顶板整体性和致密性, 有助于提高坚硬顶板工作面回采作业的安全水平[4]。
(2) 工业性试验表明, 该方案能有效缓和顶板矿压显现, 防止顶板突然垮落时引起地质灾害, 从而证明对于龙顶山煤业15#煤层综采工作面坚硬顶板弱化是合理的[5]。
参考文献
[1]靳钟铭, 徐林生.煤矿坚硬顶板控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1994.
[2]朱德仁, 钱鸣高, 徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨[J].煤炭学报, 1991, 16 (2) :11-18.
[3]宋永津.大同煤矿采场坚硬顶板控制方法与工程效果[J].煤炭科学技术, 1991 (12) :18-22.
[4]闫少宏, 宁宇, 康立军, 等.用水力压裂处理坚硬顶板的机理及实验研究[J].煤炭学报, 2000, 25 (1) :32-36.
坚硬顶板 篇4
1 工作面概况
某矿的12091工作面情况如下:埋深230m左右, 走向长430m, 倾向长115m。该工作面内煤层赋存稳定, 煤层顶、底部各有一层酥煤, 煤层平均厚度5.84m。煤层直接顶为泥岩, 厚度0.93m左右;底板为灰黑色粉砂岩, 含植物化石碎片。工作面绝对瓦斯涌出量为3.9m3/min, 有煤与瓦斯突出危险。
2 工作面支架优选配套选型的原则
1) 《煤矿安全规程》规定突出煤层不能采用放顶煤开采, 而使用单体液压支柱的炮采工作面不能满足安全高效开采的要求。2) 工作面瓦斯涌出量大, 要求支架需有足够的通风断面;3) 工作面顶板坚硬, 老顶来压势必给工作面造成强冲击, 要求支架具备较高的强度, 以及较大的初撑力和工作阻力。4) 适应采煤工作面地质条件的变化。5) 满足设计生产能力要求。6) 设备性能参数匹配。刮板输送机的生产能力应大于采煤机的生产能力;乳化液泵站的输出压力和流量应满足支架额定初撑力及支架移架的初撑注液速度的要求;放炮落煤步距应与支架推移步距相适应;刮板输送机各中部槽推移连接装置与支架推移千斤顶连接装置的结构和间距应匹配。
3 工作面支架装备优选配套分析
3.1 分体顶梁组合悬移液压支架
支架简介:1) 分体结构顶梁, 需要铺顶网;2) 预留双前伸梁位置, 标准配置右、单前伸梁;3) 具有组合支架的特点:稳定性好、操作简单、性价比高;4) 支架高度根据用户地质情况确定, 最高支架2500mm。适用范围:1) 炮采、炮采放顶煤;2) 除地质条件较好的工作面以外, 适应软煤、破碎顶板、软底、层理节理发育好的煤层;3) 压力较小的工作面;该系列支架通过拖梁连在一起, 两个顶梁以拖梁为支撑移动, 在工作面拖梁全部前移后一次移动到位, 克服了悬移支架稳定性较差的弊端。但是适应性较差, 当工作面应力较大时, 支架的稳定性也成了问题。
3.2 整体顶梁组合悬移液压支架
3.2.1 支架特点
1) 支架稳定性好。由于工作面支架通过托梁系统联为一个整体, 使得支架稳定性明显增强, 安全性极大提高。如果某架上方出现顶空或未支撑好, 相邻支架通过前后托梁托起该支架整体支护顶板, 使其不歪扭、不倾倒、不下落, 有效避免了工作面歪架、倒架。2) 护顶面积大。标准顶梁规格为宽0.96米、长2.6米的整体箱式结构, 护顶面积可达95%以上 (与综采支架相同) , 由于对顶板实现了全封闭管理, 所以在破碎顶板工作面不会出现漏顶现象, 支护效果良好。3) 移架速度快。由于该支架液压系统采用集中控制, 而使前移动作简单, 移架速度快, 极大地提高了工效。4) 可用于松软底板工作面。支架在坚硬底板工作面使用时可不用底盘;在松软底板工作面使用时, 可加装两柱共用的底盘。5) 采高增大, 支护力调节范围宽。良好的稳定结构及可加长、加强的顶梁, 当配以大直径或加长支柱时, 采高可达3米。
3.2.2 适用条件
1) 炮采或炮采放顶煤;2) 除地质条件较好的工作面以外, 适应软煤、破碎顶板、松软底板, 层理、节理发育紊乱的煤层, 煤层厚度变化较大的工作面;3) 工作面倾角≤18°;4) 适应煤层厚度:2米以上;
4 整体顶梁组合悬移液压支架选型计算
1) 支护强度计算。该矿工作面直接顶为泥岩, 厚度0.93m, 比重2.6 t/m3;老顶为大占砂岩, 厚度24.1m, 比重2.7 t/m3;煤层厚度5.84m, 分二层开采, 单层采高2.9m。根据常规顶板来压强度计算公式, 即按4~8倍采高计算顶板最大来压强度, 取8倍采高则:
ZH2000/15/35Z型支架配备4根支柱时支护强度为0.690MPa, 大于工作面顶板最大来压强度, 能满足支护要求。
2) 工作阻力。ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架的宽960mm, 长2900mm。支架支护面积为2.784m2, 所受顶板的压力为:P=625.47×2.784=1741.3KN
可见所选支架额定工作阻力2000KN, 是满足要求的。
3) 部分经济技术指标对比。采用单柱+π梁和ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护, 均采用三班生产, 部分经济技术指标对比如表1所示。
5 结论
综上分析, 可以得出如下结论:
1) 从支护工艺看, 采用ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护减少了很多工序, 如单柱反复支、撤, 顶梁反复拆移以及戗柱、对柱的支设等。2) 从安全方面看, 采用ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护本质上更安全, 且对“人”的素质要求不高, 降低了人员操作的安全风险。3) 从劳动组织方面看, ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护用人少, 劳动强度低。4) 从经济技术指标方面看, ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护更优。分二层开采减少了一套巷道系统, 特别是采用整体顶梁组合悬移液压支架能极大的提高月产量, 使月产量达到3.708万吨。
综上所述, 采用ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架开采现有煤层技术上可行, 安全上可靠, 经济上合理且效益明显。
摘要：根据某煤矿工作面地质构造、矿压、瓦斯赋存及经济效益的情况, 结合突出煤层坚硬顶板条件支架选型的原则, 对不同种类支架优缺点进行比较分析, 最后通过计算对工作面支架进行了选型。保证了工作面生产安全, 提高了矿井经济效益。
关键词：突出煤层,坚硬顶板,选型,支架
参考文献
坚硬顶板 篇5
1 事故的征兆与主要机理
煤壁压酥及片帮 (有时可达0.5~1m以上) , 顶板下沉速度急剧增加, 一般顶板下沉速度在0.1~0.5mm/h, 顶板来压时可达到7~10m m/h, 瞬时速度1.5~2.0m m/m in。顶板出现台阶下沉, 金属液压支柱出现明显下缩并发出响声;支架安全阀开启, 支柱的载荷急剧增大, 有时能听到顶板深处断裂声, 煤壁侧顶板掉碴、断裂, 摩擦支柱“放炮”, 信号柱折断发生劈裂声等。
压垮型冒顶事故的主要机理:在工作面初次来压和周期来压时, 由于老顶断裂, 顶板急剧下沉;特别是顶板出现台阶下沉时, 如果工作面支架的强度不足, 就会发生压垮型冒顶事故。
2 原因分析
2.1 在初次来压和周期来压期间支柱载荷过大
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的直接原因。在初次来压和周期来压期间, 当工作面推进到老顶断裂线附近时, 如果工作面支护系统的支撑力, 不足以支撑老顶的附加载荷与直接顶的重量时, 支柱就超载被折损, 从而压垮工作面, 造成冒顶事故的发生;其中多数发生在木支架工作面或支护强度达不到要求的工作面。
2.2 支柱初撑力不足或有较大悬顶
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的主要原因。增阻式支柱由于受压缩后工作阻力才能增加, 因此, 当支柱初撑力不足或初撑力未能充分发挥作用时, 顶板就会沿煤壁断裂呈台阶下沉;如支架工作阻力不足、支护强度低, 就会引起压垮型冒顶事故;或当台阶下沉又有较大悬顶时不及时处理悬顶而照常回柱, 也会造成压垮型冒顶事故的发生。
2.3 直接顶冒落后不能充满采空区或离层后与上覆坚硬岩层冒落不同步
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的重要原因。当直接顶冒落后不能充满采空区, 随着工作面推进, 老顶岩梁跨度越来越大, 以致逐渐弯曲下沉, 最后当断裂不能形成铰接时, 垮落岩块突然向下运动, 对采场形成冲击, 强迫直接顶从煤壁处下切, 使靠近煤壁处的支柱折断, 造成冒顶事故。或当直接顶离层后, 上覆坚硬岩层与直接顶冒落不同步, 以致坚硬岩层冒落时冲砸直接顶从煤壁处下切, 造成型冒顶事故。
3 防治对策
3.1 支护质量与顶板动态监测是防止压垮型冒顶事故的前提
坚持支护质量与顶板动态监测, 及时监测支柱工作阻力、顶板下沉量及下沉速度、支柱下缩量及其变化情况等, 掌握老顶活动规律、初次来压和周期来压步距, 适当加大工作面支护强度。
初压期间加强工作面初压预报。每班安排一名顶板观测员用动态仪进行现场观测, 并对支柱初撑力和末排工作阻力进行监测, 填写初压预报通知单, 下达区队、安监处、调度室及有关领导。现场有技术、安监、调度专业人员分三班盯现场, 负责初压措施的落实, 在顶板下沉速度大于15mm/min时, 及时发出撤人预报。
3.2 合理支护参数与支护强度是防止压垮型冒顶事故的关键
要根据初次来压及周期来压大小, 加大工作面支护强度及密度, 沿煤壁增设贴帮柱, 沿放顶线支设丛柱或密集支柱, 或配合木垛强化支护, 以提高采场总支撑能力;要减小每次放顶步距, 以一排支柱的步距为宜, 最多不超过两排支柱;适当加大控顶距 (一般最大控顶到6~7排) , 以提高采场总支撑能力及有效支护空间。在条件适应的工作面, 尽可能采用切顶墩柱;综采工作面以采用垛式液压支架为宜。
某煤矿已回采工作面, 顶板为厚度16.6m的坚硬中砂岩, 属典型的坚硬顶板工作面, 在进行工作面支护设计时, 先由“单体支柱工作面顶板支护设计决策支持系统”进行工作面顶板控制设计。该工作面咨询资料提供的支护密度为1.19棵/m2, 排距1m, 柱距0.72m, 结合开采的实际情况, 为增大安全系数, 保证支护强度, 维护好顶板, 确定支柱柱距为0.65m, 排距1.0m, 基本支柱的实际支护密度为1.41棵/m2, 其支护强度大于咨询结果, 通过回采, 工作面没有因支护强度而出现压垮型冒顶的迹象, 实践证明所选的支护参数是安全可靠的。加强采煤工作面两个质量 (支柱维修质量和支架支设质量) 、三个环节 (泵站压力达到18MPa.;新支设的支柱必须进行二次注液, 达到初撑力;支柱必须穿铁鞋) 的管理;支柱必须穿φ300mm的铁鞋, 穿鞋后仍钻底时, 穿φ400mm的大铁鞋, 以确保工作面支柱的初撑力不低于90K1V, 同时要抓好泵站压力和管路系统的完好, 保证泵压不低于18MPa, 为支柱初撑力提供重要保证。同时靠放顶线排支柱支设一排趄柱, 每5m支设一组“丛柱”, 从而保证工作面有足够的支护强度。
3.3 人工强制放顶、高压注水软化顶板技术是防止压垮型冒顶事故的保障
及时采用人工强制放顶, 积极推广高压注水软化顶板技术, 缩小初次垮落和周期垮落步距, 降低来压强度。加强面后悬顶管理, 及时进行人工强制放顶, 放顶采用岩石电钻打眼, 眼深3m, 眼距2.0m, 与顶板夹角55~70°。每孔装药量为1.5kg, 第一次放顶平行工作面打眼, 以后垂直工作面打眼。放顶步距为5m, 先在切眼放一次, 目的是首先切断采空区顶板与原顶板的联系, 充分利用顶板下沉产生的张力, 提高放顶效果, 同时由于放顶, 利用岩石的膨胀, 减小顶板的运动空间, 降低来压强度, 减少来压冲击。高压注水软化顶板就是通过向顶板注压力水, 一方面起软化作用, 促使坚硬顶板改变力学性质, 另一方面对顶板有压裂作用, 能使坚硬顶板变为易垮落顶板。
3.4 控顶区顶板控制是防止压垮型冒顶事故的补充
严格执行《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》关于顶板管理的规定, 要求控顶范围内顶底板移近量按采高≤100mm/m控制, 不出现台阶下沉。如出现台阶下沉无论有无悬顶, 均应适当加大控顶距, 待煤壁侧至少有两排支柱安全空间后才能回柱放顶;如出现较大悬顶, 又呈现台阶下沉时, 必须进行人工强制放顶或采取加强支护措施, 如套支3.2m长钢梁、加密丛柱等措施;及时对控顶区的顶板进行超前控制, 对变形支柱及时整改, 确保迎山力和初撑力时时合格。
4 结论
坚硬顶板工作面回采管理难度大, 要实现安全生产, 必须充分考虑坚硬顶板的特点, 从支护质量与顶板动态正常科学监测、支护参数和支护强度的合理选取、人工强制放顶、控顶区顶板控制等几方面采取针对性的措施, 才能有效防止压垮型冒顶事故的发生。
摘要：压垮型冒顶事故的主要原因是:在初次来压和周期来压期间支柱载荷过大, 支柱初撑力不足或有较大悬顶, 直接顶冒落后不能充满采空区或离层后与上覆坚硬岩层冒落不同步。支护质量与顶板动态监测是防止压垮型冒顶事故的前提, 合理支护参数与支护强度是防止压垮型冒顶事故的关键, 人工强制放顶、高压注水软化顶板技术是防止压垮型冒顶的保障, 控顶区顶板控制是防止压垮型冒顶事故的补充。
坚硬顶板 篇6
徐矿集团新疆天山矿业公司俄霍布拉克煤矿1#煤为主要可采煤层, 该煤层基本顶较厚, 平均厚度在26 m左右, 整体性强, 其岩性主要以砂岩和粗砂页岩为主, 顶板按岩性及胶结情况与Ⅲ或Ⅳ类顶板相似, 抗压强度700~1 000 kg/cm2, 属难冒落或极难冒落的顶板。矿井在1#煤1108工作面初放时曾发产生过较强风暴, 引起伤人事故, 出现将整面支架压垮及采煤机压坏现象, 给矿井安全生产带来了严重威胁。鉴于此在1110工作面初采时必须对顶板采取措施, 进行强制放顶, 避免老顶大面积悬顶, 否则一旦达到极限跨距时将突然跨落, 造成工作面大面积来压, 产生较大的动压显现, 直接影响矿井安全生产。
2 概况
2.1 工作面概况
1110工作面位于主采煤层1#煤中, 工作面标高+1 642~+1 728 m, 该面位于主斜井以东, 上部为1108工作面, 该面回采862 m停采, 外面还有820 m左右由于水文地质条件复杂没有回采。下部为未采区, 东部距第Ⅶ勘探线170 m, 西部为1104设计工作面。切眼在1108工作面切眼以里420 m处。工作面走向长2 187 m, 倾向长177 m, 煤层平均厚度3.6 m, 倾角9°~15°, 平均12.5°, 煤层较稳定。
2.2 顶底板岩性
1#煤平均厚度为3.25 m, 煤层平均倾角为14.5°。老顶:粗砂岩, 厚度80~110 m。直接顶:砂岩, 厚度为25~70 m, 灰白色, 粗砂岩为主, 底部含粗砾石, 块状构造。伪顶:泥岩, 厚度为0.6 m, 深灰色, 泥质结构, 块状构造。直接底:泥岩, 厚度为1.2 m, 灰色, 块状, 垂直裂隙发育。老底:粉砂岩, 厚度为4.9 m, 灰色, 细砂结构, 块状构造, 含细砂岩条带, 见较多白云母碎片。老顶上20~40 m到地表戈壁层。煤层坚固性系数为4, 煤层赋存全区稳定。1#煤层顶板抗压强度700~1 000 kg/cm2, 属难冒落或极难冒落的顶板。
2.3 相邻工作面顶板来压分析和矿压显现特征
该面相似的已回采结束的1105工作面, 其矿压观测如表1所示。
该面上部1108工作面在回采未留下矿压观测资料, 回采时由于未对顶板采取措施, 在推进到220 m时发生老塘顶板大面积垮落, 并产生强烈风暴, 将工作面支架全部压垮, 采煤机压坏, 风暴还造成多名工伤的重大事故。1#煤煤层上方坚硬厚层砂岩顶板是造成风暴发生的主要因素, 主要原因是该层砂岩顶板容易聚集大量的弹性能, 在顶板破断或失稳过程中, 特别是在初放过程中大量的弹性能突然释放, 形成强烈震动, 产生较强风暴, 从1105综采工作面矿压观测结果及1108顶板事故分析可得出: (1) 工作面初次来压步距为61 m; (2) 工作面的顶板管理重点在初放期间, 初次放顶来压步距大, 煤壁片帮严重, 支架安全阀80%开启, 瞬时释放的能量大, 产生巨大的风暴, 极易造成人员伤害, 严重影响安全生产; (3) 煤层埋藏浅, 老顶及地表戈壁层对直接顶压力大。因此, 采取必要的措施来大幅度降低顶板中聚集的能量, 就能减轻初放过程中顶板带来的危害。
3 两道长孔及架后浅孔爆破强制放顶技术机理
当开采的煤层顶板坚硬, 初次冒落步距在40 m以上, 断裂后有周期性悬顶出现时, 在回采工作面后方 (支架后方) 提前采用松动爆破的办法松动煤层顶板即在工作面切眼, 利用钻机提前向工作面煤层顶板施工钻孔, 在钻孔中安装适量的炸药, 提前爆破松动煤层顶板达到放顶的效果。在工作面两道利用钻机打长孔对煤层上方的坚硬顶板进行预裂爆破, 超前预爆破处理顶板, 即超前工作面一定距离, 向煤层顶板岩体内布置炮孔, 超前工作面进行预爆破, 在顶板岩体中造成人工爆破裂隙带, 同时扰动和削弱原生弱面 (节理、裂隙等) 之间及原岩的摩擦粘结强度。随着工作面的推进, 岩体中原岩应力场受采动应力的影响, 使得原生及人工裂隙不断的扩展和分支, 改变了岩体力学结构特征, 从而大大降低岩体的强度, 加快了采空区顶板岩体的变形破坏速度, 提高了顶板的可冒性, 减少了悬顶面积, 降低了工作面来压峰值, 并使压力峰值向工作面前方煤体内移动, 最终实现工作面支架在允许载荷条件下安全运行。
4 爆破方案与施工措施
4.1 爆破方案的确定
为保证矿井的安全生产, 决定在1110工作面对顶板进行强制放顶, 具体方案:在切眼形成后, 在支架安装之前, 沿工作面倾斜方向布置一排钻孔, 钻孔间距1.5 m, 孔深2.0 m, 工作面推进1.5 m后, 用放炮方式将顶板切断, 在工作面两道打长孔对煤层上方的顶板进行预裂爆破, 为工作面回采时老塘顶板提前垮落创造条件。
4.2 架后浅孔爆破施工
根据1110工作面煤层及顶底板条件, 确定1110综采工作面回采前在采空区侧 (支架后) 实施爆破。爆破参数为距采空区煤壁侧1 m处打一排炮眼, 孔径45 mm, 孔距1.5 m, 眼孔垂直顶底板, 孔深2 m, 每孔装药量0.9 kg, 封泥长度1 m。分上下两段两次爆破。工作面设备安装前, 在支架后、距老塘侧1 m (两排顶锚杆之间) 与每架支架中心线交点处布置好炮眼, 炮眼用7655风锤配φ42 mm钻头施工, 炮眼向煤帮侧倾斜与顶底板面75°, 孔深2 m, 孔距1.5 m。当工作面支架设备全部安装完毕后, 再向前推进两刀, 然后切眼由下向上逐个装药, 装药方式为正向装药, 炮眼装药后用黄泥封实, 装水炮泥后继续用黄泥封实;分上下段 (从切眼中部平分) , 分别串联至上下出口硐室内, 放炮员对上下段分别放炮, 放炮只能由一个放炮员担任;放炮前面内所有人员撤出出口75 m;放炮前保护好放炮影响范围内的高低压电缆、管线;放炮后15 min后放炮员检查放炮效果, 检查有无未起爆的电雷管, 发现问题立即处理。
4.3 长孔爆破施工
根据1110工作面煤层及顶底板条件, 确定1110综采工作面回采前在切眼上、下口各打一个深孔炮眼, 在上、下顺槽从切眼向外20 m处呈放射状又各打了3个深孔炮眼, 然后在上顺槽依次向外每隔35 m打一个深孔炮眼, 对顶板进行预裂爆破, 对顶板预裂爆破超前工作面回采不少于50m。为利于钻孔、装药、充填堵孔施工, 上、下顺槽炮孔长度取60 m, 仰角控制在30°以内。炮孔顶端装药高度为15 m, 炮孔底端装药高度为5 m。钻孔采用SKZ-120A型潜孔岩石钻机。炸药采用二级煤矿许用乳化炸药, 防静电塑料壳包装, 规格:直径60 mm, 长度500 mm, 重量3.0 kg/m, 联结方式为丝扣联结式。每孔装药72 kg。封孔采用刚-塑-刚结构堵孔方式, 前端专用堵孔水泥主要用于抵抗和反射沿炮孔轴线传递的爆炸应力波, 同时被动产生适量位移, 缓冲并降低爆炸应力波强度;中部充填的黄土细砂等塑性材料能够使爆炸应力波迅速衰减, 同时随着自身被压缩密实, 对爆炸气体的阻力也迅速提高;后端专用堵孔水泥是为了进一步加强对炮孔的封堵作用, 彻底避免冲孔事故的发生, 同时也有效的防止了出现空气冲击波及飞散物的危害。起爆方式:采用电雷管起爆导爆索, 导爆索起爆炸药的起爆方式。每个炮孔均设置有主、副两根导爆索, 同一炮孔雷管段发必须一致。
4.4 管理措施
为便于工作面初放期间的顶板管理, 在工作面设计时, 应将切眼选择在:靠近构造 (断层、褶曲等) 的影响范围内;在相邻工作面采动影响范围内;在其它特殊地段, 如切眼淋水处, 顶板大都有原生裂隙, 顶板致密性差。但设计时切眼选择还应考虑切眼支护, 不能给掘进及切眼刷大时顶板管理带来太大困难, 以取得综合效应。加强工作面工程质量管理, 确保支架初撑力不低于24 MPa。
5 强制放顶后效果分析
爆破后, 支架后采空区侧顶板形成高度2.5~3.5 m、宽度2 m左右的沟槽和炮震裂隙带, 在工作面向前推进至走向20 m时采空区顶板开始垮落, 推进至50 m时采空区顶板全部冒落至采高范围之上, 推进至40~50 m时只发生工作面煤壁局部片帮现象, 目前工作面已回采结束, 没有发生因采空区顶板大面积冒落而引发的风暴或其它破坏现象。
顶板经爆破处理后, 形成的沟槽和炮震裂隙带, 产生了弱面, 大幅度降低了顶板中聚集的能量, 确保了初放期间的顶板管理安全。
6 结语
根据1108工作面回采时现象分析, 在工作面推进到220 m以前, 工作面老顶垮落, 并伴有一定的风暴产生, 在1108工作面推进到220 m时又一次发生大面积老顶垮落, 并产生强大风暴, 将整个工作面压垮, 对工作面设备和人员都产生了很大的伤害, 说明工作面在推进到200 m以前老塘老顶并未完全垮落将老塘充满。在1110工作面采取了对顶板进行了预裂爆破结合架后浅孔爆破强制放顶技术, 避免了1108工作面大面积来压产生的巨大危害, 并为该矿的安全生产打下良好的基础, 1110工作面回采期间产量稳定, 并在2011年1月12日创下了该矿建矿以来1#煤层9 209 t的综采最高日产纪录。
1110综采面初放成功地应用了两道长孔结合架后浅孔爆破强制放顶技术, 该技术可大幅度的降低顶板积聚的能量, 初放步距控制在50 m, 周期来压步距在26 m, 消除了顶板大面积悬顶造成的安全隐患, 确保了初放期间的顶板安全, 技术可行, 安全可靠, 提升了矿井的本质安全水平;坚硬顶板综采工作面初放, 采取架后浅孔爆破强制放顶技术和综合性的防治措施后, 可达到预期效果;架后浅孔爆破强制放顶技术为该矿类似综采工作面初放顶板管理提供了依据, 为其它同类矿井顶板管理提供了参考, 具有推广和应用的价值。
摘要：顶板管理是煤矿安全生产的重要难题, 坚硬顶板管理更是难上加难。俄霍布拉克煤矿开采的1#煤顶板就属于坚硬顶板, 该矿通过1#煤1110回采面两道实施长孔结合架后浅孔爆破强制放顶技术, 实现了工作面安全放顶, 简化了回采工艺, 提升了矿井本质安全水平。
坚硬顶板 篇7
关键词：坚硬顶板,薄煤层,巷道布置,回采工艺
韩梁矿区中厚煤层储量已基本开发殆尽, 资源枯竭, 一些矿井进入开采一组煤薄煤层。韩梁矿区一组煤层位于太原群灰岩内, 属不稳定薄煤层, 煤层顶板为瘤状石灰岩, 凸凹不平, 且坚硬不易冒落。煤层厚薄不均, 揭露厚度0.3～0.7 m, 平均厚度0.5 m, 采用传统的中厚煤层采煤法无法开采。现用的方法为以掘代采, 存在资源采出率低、工人劳动强度大、作业环境条件差等问题。且采场不能实现全负压通风, 致使顶板、透水、瓦斯、煤尘事故时有发生, 给矿井的安全生产造成极大危害。因此, 研究适合该地区厚0.7 m以下薄煤层的经济合理、安全可靠、资源采出率高的采煤方法, 对矿区生存发展及社会影响具有重要意义。
1 现开采状况
韩梁矿区的46对矿井井田内赋存有一组煤薄煤层, 估算资源储量总计4 500万t, 厚度0.3～0.7 m, 占70%, 储量约3 150万t。一组煤的开采服务年限大多3～5 a。目前, 已有9对矿井进入厚度0.7 m以下薄煤层的开采, 采煤方法多是以掘代采, 存在的缺陷是:①以掘代采, 独巷掘进开采范围小, 产量低, 资源丢失多;②没有完整的通风系统, 靠局部通风机供风, 属非正常通风, 不能实现全负压通风, 不能有效排除生产中产生的粉尘和有害气体;③薄煤层以掘代采排矸量大, 增加采矿成本, 工效低, 工人劳动强度大。
2 研究区条件
2.1 煤层赋存条件
韩梁矿区石炭统太原组一组煤, 主要指一4、一5、一6煤层, 煤层埋深130～220 m。矿区内一组煤层产状平缓, 倾角1°～14°, 平均倾角7°。揭露厚度在0.3～0.7 m, 平均厚度0.5 m, 属不稳定薄煤层。煤层结构简单, 局部含厚0.05～0.10 m夹矸, 夹矸多为炭质泥岩, 少数为泥岩。
2.2 煤层顶底板岩性
石炭系太原组地层主要由灰、深灰色灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩和一组煤组成, 依其岩性组合分为下部灰岩段、中部砂泥岩段和上部灰岩段。
煤层直接顶板为深灰色灰岩, 厚度较大, 分布稳定, 刚性较强, 岩体质量分类为Ⅱ类, 属稳定岩层。顶板凹凸不平、致密坚硬, 呈瘤状结核与下伏煤层接触。底板为泥岩及砂质泥岩, 分布稳定, 岩体质量为Ⅲ类, 属中等稳定岩层。顶板正常情况下属弯曲下沉型, 小面积开采顶板年下沉量为30 mm, 大面积开采顶板弯曲下沉初次冒落步距为40 m。遇地质构造易冒落。
3 提出的开采方法
根据矿区一组煤层赋存条件和现有矿井对一组煤层采矿实践, 提出2种采煤方法:①盘区布置倾斜长壁无人工作面采煤法 (图1) ;②上下山布置走向长壁无人工作面采煤法 (图2) 。
3.1 巷道布置
盘区布置:沿煤层走向布置运输和回风大巷, 沿煤层倾向布置回采巷道, 工作面为俯仰斜布置。
上下山布置特点:沿煤层倾向布置采区上下山, 沿煤层走向布置回采巷道, 工作面为走向布置。
巷道布置除传统的盘区 (或采区) 大巷 (或上下山) 和区段平巷、切眼外, 增加了单元分割巷道, 把工作面沿走向每隔8～15 m分割成若干个回采单元, 每个回采单元之间由中巷分割, 解决煤层薄、赋存不稳定造成的开采时通风、运输等困难, 方便人员和采掘装备进入和撤离采场, 并能使工作地点粉尘和有毒有害气体及时得到稀释排放。
3.2 回采方法
工作面内从最后1个回采单元依次向外推进, 每次回采1个单元。回采单元内采场推进方向为从工作面回风巷侧向进风巷侧推进。第1中巷作为第1回采单元的进风巷兼做运输巷, 第2中巷为第1回采单元的回风巷;回采第2单元时第2中巷作为第2回采单元的进风巷, 第3中巷作为回风巷兼做运输巷。其他回采单元依此类推, 所有中巷均须沿空留巷。
3.3 落煤及出煤
煤电钻打眼、炸药爆破落煤。工作人员均位于回采单元的进、回风巷道内, 炮眼平行于回采推进方向, 每次打3个炮眼, 炮眼间距0.5 m, 循环进度1.0 m。爆破后工作面落煤用螺杆配弧形挡煤板出煤。为防止顶板大面积垮落, 每连续回采几个单元跳采1次。
3.4 巷道掘进与矸石排放
(1) 运输大巷和回风大巷掘进。
沿煤层顶板掘进, 煤岩巷道。巷道掘进时, 先采上部煤层, 后掘进下部岩石, 巷宽2.5 m, 采煤宽度4.5 m, 巷道掘进矸石充填于一侧采空区内, 并用混凝土砂浆喷射封闭。
(2) 回采巷道掘进。
巷道宽2.0 m, 采煤宽度4.0 m, 掘进矸石充填于回采巷道外侧采空区内, 并用泥浆喷射封闭。
(3) 单元中巷掘进。
由回采工作面回风巷向进风方向掘进, 掘进矸石用矿车运至回采单元内, 在回采单元进回风巷采空区侧砌筑矸石条带, 矸石条带宽0.8 m, 并用泥浆喷射封闭, 主要作用是解决矸石排放、采空区顶板支护及防止采空区漏风问题。在矸石条带外每间隔1 m打1根木柱, 作为顶板来压信号柱, 剩余矸石充填采空区内。
3.5 回采工艺
回采循环作业顺序依次为:打眼→装药→放炮→洒水降尘→煤电钻连接螺杆→挡煤板和螺杆出煤→砌筑矸石条带→打信号柱→矸石带喷射泥浆→采空区注浆。应注意:①初采炮眼平行于第1回采单元采场推进方向 (垂直于工作面回风巷) , 炮眼深度1.5 m, 采宽1.2 m。②第2排及其之后的炮眼垂直于单元采场推进方向, 炮眼深度4.7 m, 采宽0.9 m。③第2排炮爆破完后, 回采单元进入正规循环作业, 循环进度1.0 m。④工作面回采的同时, 第3中巷开始掘进, 在第1回采单元沿采面回风巷侧用第3中巷掘进矸石砌筑矸石条带。
3.6 通风
工作面运输巷、回风巷及切眼掘进完成后, 工作面形成全负压通风, 以保证采场风量能够有效地稀释和排出粉尘和瓦斯: ①采空区侧所砌筑的矸石条带距煤壁最大距离为4 m, 最小距离为3 m;②在回采单元进风巷采空区侧设2道移动风门, 在回采单元内工作面运输巷设调节风门, 调节采场进风量;③采高0.3～0.7 m, 落煤宽度3～4 m, 风速0.25～4.00 m/s, 计算采场最大进风量216 m3/min, 确定配风量为210 m3/min;④调节风门调节风量为150 m3/min, 掘进面局部通风机吸风量200 m3/min, 风门漏风50 m3/min, 工作面配风量为610 m3/min。只要通风构筑物和供风量达到以上要求, 工作面风流即能够及时排出回采过程中产生的粉尘和有毒、有害气体, 确保采掘场所环境和温度适宜生产作业。
3.7 顶板控制
该区一组煤层顶板灰岩呈瘤状结核与下伏煤层接触, 凹凸不平, 致密坚硬, 厚层状分布, 不易冒落。根据采矿经验, 在采长100 m时初次垮落步距为40 m。因此确定采煤工作面采长为100 m, 每采30 m跳采1次。每个回采单元回采时用掘进矸石砌筑条带, 对回采单元四周进行封闭支撑, 使顶板长久处于悬空状态, 每间隔1 m打信号柱1根, 观测顶板来压情况。
3.8 设备
采场设备除一般采煤工作面所需的胶带输送机、刮板输送机, 掘进工作面局部通风机、煤电钻、风动钻岩机、小水泵、喷浆机等外, 主要增加了螺杆出煤装置。螺杆出煤装置由螺杆、动力、挡煤板3部分组成。①螺杆:杆径采用30 mm厚壁钢管, 长10 m, 两端焊接与煤电钻配接的端头, 中间焊接螺旋叶片。螺旋叶片采用3.0 mm普通钢板旋曲而成, 外径260 mm;②动力:配备MZ-15T型煤电钻作为出煤动力;③挡煤板:弧形挡煤板高240 mm, 采用4.0 mm弧形钢板与50 mm槽钢焊接而成。
4 试验及效果分析
2009年6月, 在鲁山县西岭矿进行薄煤层采矿布置及工艺试验。试验目标:①检验盘区布置方式在生产过程中通风、运输及巷道开掘、巷道支护的可靠性;②检验盘区内回采单元设计参数的合理性;③检验瓦斯、粉尘、自燃防治的安全可靠性;④检验顶板及采空区管理的安全性;⑤检验回采工艺的稳定性、实用性;⑥检验生产效率及成本。
4.1 试验过程
第1试验工作面是一6煤层103面, 倾斜长度270 m, 采长60 m, 煤层倾角平均8°, 揭露煤厚0.3～0.7 m。第1回采单元回采同时掘进第2、第3中巷, 中巷间距10 m。单元初次爆破深度1.5 m, 第2次爆破后安装螺杆出煤, 相继钻眼、砌筑矸石条带、安装移动风门等, 按研究工艺进入正规循环。现场记录, 第1回采单元5 d采完, 循环进度1 m, 平均每班循环2次。每回采3个单元 (间距30 m) 跳采5 m, 首采工作面共进行了5次跳采, 每次跳采步距均为35 m, 共回采18个回采单元, 采煤面积10 800 m2, 采出原煤8 300 t, 生产天数91 d, 日均产原煤91 t。①各工序的平均作业时间为:打眼、装药放炮时间45 min;②放炮后通风、洒水降尘5 min;③出煤15 min, 矸石条带砌筑、喷浆35 min;④运输线路及其他影响30 min。
第2试验工作面为105工作面, 开采条件及参数同第1工作面, 工作面采长90 m, 倾斜长度280 m, 可采倾斜长度270 m, 工作面可采面积24 300 m2, 回采单元宽度10 m, 每回采3个单元跳采1次, 跳采6次, 采煤面积20 250 m2, 采出原煤17 000 t, 工作面生产天数98 d, 平均日产原煤173 t。
4.2 效果及数据分析
(1) 炮眼布置及装药。
炮眼位于煤壁中间, 从回采单元两侧进回风巷钻进, 每侧打2个炮眼, 间距0.5 m, 平行于顶底板和回采单元采场推进方向, 煤眼深度为单元长度的一半减300 mm。使用矿用瞬发雷管和矿用硝铵炸药, 炮眼实行间隔装药多雷管起爆, 每个煤眼平均装炸药1 200 g, 雷管5发。每圈炸药间隔300 mm填水炮泥, 炮眼外端1.0 m水炮泥封口。两侧炮眼装药完成后一次起爆。
(2) 出煤螺杆参数。
螺杆长度依据回采单元长度选定为10 m;螺旋叶片直径较大易与顶底板碰撞, 且运行阻力大, 较小时出煤慢、残留浮煤多, 叶片Ø260 mm的螺杆使用较方便;螺旋叶片螺距一般100～350 mm, 螺距大出煤速度快, 螺杆运行阻力大, 工人劳动强度大。经试验, 螺距150 mm使用方便, 运行平稳。
(3) 弧形挡煤板的使用。
原煤从煤壁崩落后一侧为煤墙, 另一侧为采空区, 采空区侧无阻挡物, 出煤时由于螺杆旋转力量的作用, 散煤会向采空区侧推移, 使螺杆工作效率降低。在螺杆采空区一侧安装挡煤板后, 能提高螺杆工作效率。
(4) 顶板与采空区。
第1试验工作面采长60 m, 每采3个回采单元跳采1次, 回采过程中顶板微量下沉, 信号柱和封闭的矸石条带受力压实;第2试验工作面在第3回采单元采过一半后顶板来压, 信号柱发出响声, 砌筑的矸石条带受力压实, 矸石严紧, 但未出现顶板断裂及冒落现象, 过48 h后顶板趋于稳定, 最终测定顶板下沉量8～25 mm。
(5) 通风及瓦斯管理。
初期通风管理较易, 回采两循环后采场风速为1.13 m/s, 工作面最大班作业总人数为20人, 工作面一次起爆炸药最大消耗量为4.8 kg, 计算爆破需风量160 m3/min, 采场温度计算需风量37 m3/min。工作面总进风600 m3/min, 回采单元进风190 m3/min, 人均供风量30 m3/min。瓦斯传感器位于采场回风出口, 爆破时瓦斯浓度为0.41%, 因此采场供风量和瓦斯、粉尘排放效果符合《煤矿安全规程》要求。
(6) 采场布置参数确定。
①采长:按照矿井对采面单产要求, 工作面采长60～100 m。②回采单元宽度:回采单元宽10 m, 出煤螺杆易于操作, 人员体力损耗适中。③跳采步距:每采3个回采单元 (即30 m) 跳采1次, 跳距6 m, 即跳采步距36 m。
(7) 回采工效。
采煤工作面直接工平均工效为4.6 t/工, 经过对回采工艺和循环作业方式的改进, 回采工效可提高到5.8 t/工。
5 技术要点
①采用单元分割采煤法, 改变了以掘代采现状, 提高了资源利用率, 工作面实行负压通风, 解决了不稳定薄煤层开采中通风、运输、粉尘及有毒有害气体排放等问题, 降低了万吨掘进率;②实施跳采技术, 解决了致密坚硬、不易垮落的不稳定薄煤层开采中顶板控制、防火、防水等安全问题;③采用螺杆出煤, 实现了工作面无人作业, 改善了工作环境, 提高了生产效率, 减轻了工人劳动强度;④回采与掘进平行作业, 实现矸石回填, 降低矸石运输成本。
6 结语