放顶煤开采管理

放顶煤开采管理（共9篇）

放顶煤开采管理 篇1

1998-03,自我公司使用低位放顶煤开采方法以来,先后发展、更换了ZFS3000/15/24、ZFSB4200/17/28、ZF5400/17/30三种液压支架,公司的年原煤产量达2×106t。走向长壁后退式低位放顶煤综合机械化采煤方法的使用对公司的发展起着决定性的作用。作为一名长期在采掘一线工作的基层技术管理人员,亲自经历了这一发展过程,现结合实际工作中的情况,简要分析了ZF5400—17/30型低位放顶煤开采过程中的细节管理。

1 细节管理

1.1 采煤方法

综放工作面采用的是走向长壁后退式、低位放顶煤综合机械化采煤方法。

1.2 工作面安装、初采

工作面安装工作的关键是支架防倒措施。如果采取的措施不正确,就可能引发安全事故。

支架防倒措施主要有以下几点:①支架落平板车时,要先将人员全部撤至安全掩体内,采用上、下端头绞车对拉的方式卸车。整个过程由班长指挥作业,相互联系时使用信号,严禁晃灯或口喊。卸车后,调向时,要重新摘挂钩,先在下坡头支设支柱,戗稳支架后才可以松绳摘挂钩。在此过程中,工作人员要站在支架上方作业,严禁在下方作业,以防支架倾倒。如果确实需要在下方作业时,戗稳支架后,要由专人监护,并与上端头的绞车司机联系好,防止出现松绳的情况。②支架入位后,上端头的绞车不能松绳,在下坡头仍用单体柱顶架,使其支架与上一架靠紧。如果支架入位地点的倾角比较大,则采用75大链与上一架连接,在支架底座下铺垫木头,使支架平稳、牢固。③安装支架时,支架上方挑上长度、大小合适的方木或破木,使支架升紧,严密接顶,将操作手把置于零位。移架时,要用单体液压支柱辅助,确保割煤时支架的钻煤进度。④工作面要防止咬架、挤架、歪架、倒架等情况发生,并及时调整。如果需要扶架,作业区禁止人员停留,所有人要撤到距离作业点5 m外的支架人行道内。⑤如果工作面底板局部松软,支架下陷,则要根据实际情况采取相应的处理措施。当支架底座陷入不深时,要先在支架前探梁下支起单体柱,收缩支架前立柱,并将底座抬起,用板木垫在底座下,严禁身体任何部位伸入座底下,然后伸起支架,回出单体柱前移,防止单体柱倒落伤人。⑥如果工作面支架倾斜,则必须及时调架。具体的调架方法是,降架20~40 cm,在支架倾倒侧用单体柱顶端顶住支架顶梁,单体柱两端需垫胶皮或木板,严禁金属直接接触,先缓慢送液。待单体柱撑紧后,人员躲到其他支架间远方操作单体柱,直到支架扶正,回掉单体柱,升紧支架。调架应从间距大的两架开始,如果煤帮有空顶时,需先在煤帮支设戴帽点柱或板梁,维护严密顶帮后方可降架。在调架过程中,在架两侧10 m以外的安全处各设一警戒,禁止人员通行。

初采时,通风瓦斯管理是重点,具体包括以下几点:①初采时,落山大顶未塌。在采空初采时,必须加强对通风瓦斯的管理,增加瓦斯检查次数,做好瓦斯检查工作。②当工作面大顶未塌,工作面采空区空间增大,进度达6~10 m时,通风队必须对工作面采取相应的措施,以保证工作面作业空间的有效风量。在此过程中,可以采用“机头隅角打风帐”的办法,减少进入采空区的风量。③在初采期间,通风队瓦检员要随时掌握工作面瓦斯的涌出情况,发现异常及时与通风调度联系,及时采取相应的处理措施。初采期间,可适当增加配风量。④人员在处理冒顶时,需构顶,或在支架上方打木垛前,一定要由瓦斯员检查冒顶区域或支架上方的瓦斯浓度。当瓦斯超限时,严禁工作人员上去作业。

1.3 支架、煤溜前后窜动的调整

走向长壁后退式、低位放顶煤综合机械化采煤时,鉴于进风巷与回风巷的高差变化,如果按照正常的推进速度极可能出现支架、煤溜前后窜动的情况,严重时还会造成支架倾倒,影响生产安全。这就要求管理人员要及时掌握进风巷与回风巷的推进位置,提前预判、调整采煤机的截割方向(采煤机的截割方向应该与支架窜动方向一致,即支架向哪个方向窜动,采煤机就向同一方向多插斜)。

1.4 遇到相关地质构造时的顶板管理

一旦综采工作面遇到断层、无炭柱、底鼓、褶曲等地质构造时,顶板破碎,就必须要加强对其的管理,具体包括以下3点:①严格遵守“先支后回”的原则。只有将顶板、煤帮支设牢固,才能进行其他作业。②严格执行“敲、帮、问、顶”制度。靠近煤壁工作前,操作人员用长柄捅杆躲于安全支护下,并将顶帮活矸、危岩处理干净,保证退路畅通,同时,用帽柱、贴帮柱等将顶帮护严,保证一切安全后才能作业。对于大块活矸、危岩,必须由班长亲自组织相应的处理工作,要保证工作的及时性。③当综采工作面遇到断层、无炭柱、底鼓、褶曲等地质构造时,在揭露前和刚结束后,煤岩交错时是顶板管理的关键时期,施工队组必须高度重视顶板控制工作,控制好采高。过构造期间,支架要确保达到初撑力(不小于24 MPa),而且必须要编写有针对性的补充措施。在顶板破碎地段,为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮,可预先注入化学材料或带压移架,确保相关工作的安全推进。

1.5 工作面回收

为了满足工作面回收时的安全生产需要,在工作面停采线前后10 m、装架地点和在拆架巷完成后,要在工作面两端头抹角的顶板处补打锚索,加强顶板维护,以确保施工安全。

在施工过程中,如果发现顶板压力增大、离层、变形、顶板有响声等异常情况,要立即停止作业,撤出工作面内的所有工作人员,待压力稳定后再根据顶板的情况由外向里逐排维护。

工作面回架时,要确保打木垛质量,在靠煤帮处留至少500 mm宽的通风道,尽量保持全压通风。

当支架调向、拖运或其他设备拖运时,必须由专人指挥,所有人员必须撤至安全地点。调向时,调向绞车、重物和变向轮构成的三角合力区内不得有人,并远离钢丝绳的波动范围,司机要站在绞车或回柱机的压柱后操作。在钢丝绳未松开前,任何人不得进入牵引区,以防断绳、脱钩伤人。

2 结束语

本文所谈的细节问题是笔者对ZF5400—17/30型低位放顶煤开采过程的总结,也可以说是事故经验、教训。只有细节管理到位,才能在生产过程中少走弯路,避免安全事故的发生,希望所述的相关内容能为同行的安全生产提供一些借鉴。

摘要：走向长壁后退式低位放顶煤综合机械化采煤方法是山西省阳泉市南庄煤炭集团有限责任公司现在采用的采煤方法,它适用于中厚煤层的开采工作中。在开采过程中,如果细节管理不到位,就会在生产过程中走弯路,甚至引发安全事故。

关键词：低位放顶煤,细节管理,采煤方法,中厚煤层

综采放顶煤开采技术研究与实践 篇2

【关键词】综采放顶煤；开采；安全措施

放顶煤采煤法基本特点和类型，就是在厚煤层中，沿煤层（或分段）底部布置一个采高2～3m的长壁工作面，用综合机械化采煤工艺进行回采，利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架方（或上方）放出，并予回收的一种采煤方法。该方法始于20世纪40年代，我国从20世纪80年代初开始研制厚煤层放顶煤的综采设备，由于这种采煤法具有掘进率低、适应性强、易于实现高产等特点，该技术在我国得到了迅速发展，现如今我国是世界上采用放顶煤采煤法最多的国家之一，在放顶煤综采设备的制造、回采工艺、提高煤的回收率和降低含矸率、以及防止自燃发火措施等方面都积累了较丰富的经验。

1.顶煤放出规律

根据放矿理论，矿石从采场内是按近似椭圆球体形状留出来的，即原来所占的空间为一个旋转椭球体，如图1所示。在放矿过程中形成的椭球体称为放出椭球体1，停止扩展而最终形成的椭球体称为松动椭球体3，放矿后形成放出漏斗2和移动漏斗4。如果放顶煤高度为 ，则放出椭球体1长轴为 ，近似于 ，短轴为2b1。高度为 的水平煤岩分界面将下降为一漏斗面2，由于下降时煤岩的滚动，漏斗面实际上是由一定厚度的混矸层组成，最大直径近似于4b1。生产实践表明，放出椭球体短轴与长轴的关系式如下：

b1=（0.25～0.3）h/21

1—放矿椭球体2—放出漏斗3—松动椭球体4—移出漏斗

图1 放矿椭球体概念示意图

从放矿理论上讲，放出椭球体表面上的颗粒将大体上同时到达放煤口。放煤的同时，放出椭球体周围的煤岩也将向放煤口移动，充填放煤留下的空间，且与放出椭球体相似，为一松动椭球体，其高度H为：

H=（2.2～2.6）h

由于工作面支架上的放顶煤口互相临近，放煤时放煤口间距l直接影响放煤效果。当l>2b1时，当第二个放煤口放煤时，不会因已放过第一放煤口而发生混矸现象，但放煤口之间有脊背煤损， 越大，脊背煤损越大；当l<2b1时，如放煤高度仍为h，必将有一部分矸石混入放出的煤中，但脊背煤损明显降低。因此，在一定放煤高度条件下，合理确定放煤口间距是十分重要的。

值得注意的是顶板冒落的性能，当直接顶较稳定不随放顶煤而运动时，放出体的顶部将出现缺球现象。但若直接顶在顶煤放空后冒落时，将给支架带来冲击载荷，因而直接顶的稳定性是重要的。

2.放顶煤采煤工艺及综采设备

2.1采煤工艺简述

采煤机割煤分段进行，一般每15m为一段，先割上刀，然后移架放顶煤，再割下刀继续放顶煤，移前部输送机，一直把顶煤放完。再进行第二阶段的割煤和放顶煤工作，直到采完全部工作面为止。顶煤较硬，可以上下刀一齐割煤，然后再移架放顶煤，推移输送机并继续放顶煤，直到放完为止，再采下段煤。放顶煤过程一般分两个阶段，第一阶段是通过移架使顶煤垮落、破碎，不破碎的可以打眼放炮，但费工费时。一般要求顶煤强度不大，普氏系数不大于1，这样才能保证移架后，顶煤垮落自动破碎。第二阶段是放煤，即把已破碎顶煤最大限度的回收出来。

2.2液压支架

从放顶煤方式看主要有两种：一种是底开门插板式，如FY280-14/28型；掩护梁开窗式，如FYS300-19/28型。从放顶煤效果看底开门插板式较好，因为它降低了放煤高度，底煤回收率比开天窗式的高，同时后面掩护梁可上下摆动能增加放顶煤效果，也可压碎大块煤，使放煤窗口不易被堵。

从工作面输送看，有单输送机和双输送机两种。单输送机液压支架虽然节省了一台输送机，同时放煤速度快，但主要缺点是，放煤时煤块四溅，煤尘大，工作面被阻断，很不安全；由于顶煤窗口高，顶煤回收率低；结构复杂，造价高。这种支架在缓倾斜厚煤层中使用缺点较大，然而在厚煤层倾斜工作面俯斜推进时，由于用两台刮板输送机比较困难，这种支架还是有一定价值的。

2.3采煤机和刮板输送机

在缓倾斜长壁工作面，放顶煤用的刮板输送机和采煤机与普通综采工作面所用相似。底层煤采高一般在2.5～2.8m，而且采比较松软的煤层（f=1.5 ）常用的MLS3-170型和MLS3P-170型采煤机及其配套的SGW-250Ⅱ型和SGD-630/180PB型刮板式送机都能适用。

在急倾斜厚煤层中用水平分层放顶煤采煤法时，因工作面长度短，用7m长机身的采煤机，需要斜切进刀，这是很困难的。采用MS950-400型短壁采煤机及配套的2×18/400型刮板输送机。这种采煤机只有3m，功率小、重量轻、结构紧凑，能自开缺口，操作维修也较方便。

3.放顶煤采煤的巷道布置

3.1缓倾斜特厚煤层巷道布置

在底板开掘岩石集中巷，一方面可以集中运输，另一方面可作为灌浆巷。如果煤层自燃发火不严重，煤质较硬，可把区段平巷布置在靠底板的煤层内。

3.2急倾斜水平分层放顶煤巷道布置

在急倾斜水平分层采煤中采用放顶煤，首先将原煤层分成若干分段，根据放顶煤经验，分段高度为6～15m，除在每分段底部煤层中布置分层回风巷和封层运输巷外，如果煤自燃发火严重，在每段煤层底板岩石中布置分层灌浆巷，以便回采后及时通过钻孔向采空区灌浆。为了运送综采设备，在底板岩石中开掘一条伪倾斜轨道上山，通往各分段巷道。

急倾斜特厚煤层放顶煤采煤，各分段高度 ，以顶煤能全部垮落为依据。这样：

hh

式中：h—煤层高度，m，一般为2.8；

ks—煤的一次松散系数，其值为1.15～1.3。

h=h

当厚煤层h大于12～15m时， 最大取3m，h1太高，煤层容易片帮，煤坚硬时h1可取大点。H大于20m时，就要采用分层开采。

对自燃发火煤层，放顶煤采煤法对于缓倾斜特厚煤层，厚度h自然生成，这时可用上式反过来求底分层采高h1，则：

的采区走向长度L，主要根据自燃发火期决定，就是通过采取措施后，在煤层仍能自燃发火的期限内把整个区段采完。对急倾斜特厚煤层，采区走向长度L为：

L=≤

式中： A月—工作面月产量，t；

T火—煤的自燃发火期，月；

α—煤层倾角，（°）；

m—煤层厚度，m；

h—分段高度，m；

γ—煤的容重，t/m3；

c—分段回采率，一般为0.8。

对缓倾斜煤层，采区走向长度为：

L≤

式中：l—工作面长度，m。

4.放顶煤开采的安全措施

放顶煤采煤法虽然有明显的经济效益，但由于放顶煤是利用矿山压力破煤造成了大量的破碎煤体存在，因此，可以说放顶煤开采的主要安全问题是煤层的自燃发火。我国特厚煤层一般都具有自燃发火的危险，所以在推广放顶煤开采时亦应着重研究自燃发火灾害的防治措施。根据以往的经验，防止地下自燃发火要从地面、井下以及工作面等方面开展工作，并要以预防为主。

4.1地面防灭火措施

一是用黄土、矸石等回填塌陷区，断绝地下采空区与地面地空气联系，使采空区不漏风，达到灭火的目的；二是打钻孔向采空区进行黄泥灌浆或灌入CO2气体，达到灭火和防止自燃发火的目的。

4.2回采中的防灭火措施

一是向采空区灌浆，主要是灌黄泥浆；二是向支架后面采空区喷洒阻化剂，目前使用较多的是MgCl2及CaCl2，取得了较好的效果；三是在工作面前方巷道中，向煤层打眼，用泵向煤层注水或注阻化剂溶液；四是均压灭火，调整风流负压，防止向采空区漏风。

4.3采后灭火措施

主要是采后密闭采空区，并向采空区灌黄泥浆或阻化剂溶液。

4.4预报措施

安装束管监测系统，收集CO含量、温度和其他有关参数，以便在地面集中监测并预报井下自燃发火情况；同时派专人定期巡回检查各可能发火点，遇见发火情况立即处理。

4.5直接灭火措施

预先制定避灾路线并在井下储备足够的灭火器材，配备齐全消防管路并确保足够水源，井下出现火灾时，要及时撤出人员，并立即组织灭火和抢救伤员。

5.结论

放顶煤技术易于实现高产的优点，使得该技术在厚煤层开采中被大量采用。文中基于放矿理论及大量生产实践，得出如下结论：

（1）在一定放煤高度条件下，合理确定放煤口间距是十分重要的。

（2）直接顶的稳定性对顶煤放出率及安全影响较大。

（3）综采设备的配套选择及巷道的布置，应依据煤层厚度及煤层倾角等因素选择。

（4）放顶煤技术自身的特点决定了防止煤层自燃发火是放顶煤采煤法安全工作的重点。

【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，2009：124-125.

[2]于海涌，吴健.放顶煤开采理论与实践[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992：43-45.

放顶煤开采技术研究 篇3

1 韩王矿23032工作面采用放顶煤开采的概述

1.1 23采区开采工作现已基本结束, 23032工作面为23采区轨道煤柱的最后一个工作面, 23采区的平均煤厚5.7m, 23031工作面开采了顶分层, 铺设有菱形金属网, 采高为2.0m, 还剩余3.7m厚的煤层。

1.2 23032工作面由于紧邻23沉淀池、顶底板有水、施工条件困难等原因 (下风道口距23沉淀池联系巷只有7m) , 如果沿底掘进此段巷道达到负坡30°左右, 溜煤槽无法运输, 且施工有水, 给施工带来很大困难, 没有安全保证。按照原设计, 此工作面为托金属网假顶开采 (不放顶煤) 。23032工作面采用放顶煤开采的可行性论证:

(1) 当工作面下风道施工到23032切眼位置后, 掘进头已没有淋水, 考虑到资源不可再生和资源的可贵, 技术部门根据现场的实际情况和充分考虑施工的困难程度对工作面放顶煤进行了评估, 经过评估后认为可行。由此对工作面设计进行了调整和优化, 具体实施方案是在切眼向上掘进时先做了8m平巷到煤层底板, 这时巷道上托煤1.5m~1.7m, 再往上沿煤层底板掘进26m (上托煤1.5m~1.7m) , 同时工作面上风道也为沿底托煤掘进。 (2) 工作面上风道外口与23轨道的贯通是本次能否完全进行放顶煤的关键点。由于工作面上风道外口与23轨道贯通是在5m平距内高差相差4m (上山) , 坡度达到40°, 且顶板破碎, 施工区队 (修护区) 在此采用撞楔法、单体柱维护法、干部跟班蹲守法等超常规的措施, 顺利将此巷贯通。 (3) 该工作面煤厚稳定, 总厚度约为5.7m, 此前已回采一层, 采高为2m, 23032工作面平均煤厚为3.7m。煤层结构较简单, 为单纯的单斜构造, 煤层倾角7~9°。工作面顶板为23031回采时铺设的金属网假顶, 其上为破碎砂岩和粉砂岩;底板直接底为15m厚的泥岩, 老底为砂质页岩。工作面标高为-39m~-33m, 且为沿底二层工作面。 (4) 根据目前应用放顶煤开采成功的一些矿井经验和放顶煤开采技术规定, 要求煤厚一般在4m~12m之间, 简易支架放顶煤或炮采放顶煤采放比以1: (1.5~3) 为宜, 该工作面放顶煤最大煤厚3.7m, 煤层采放比为1:1.5, 其煤厚适合放顶煤开采的要求, 符合要求。 (5) 对于Л型钢放顶煤开采, 煤层倾角一般应小于15°, 最大不超过20°。23032工作面放顶煤采煤, 工作面煤层倾角为8°~10°, 适宜放顶煤开采。 (6) 顶板以中等稳定且能随采随冒岩层最为适宜。该工作面已采过顶层, 顶板为金属网假顶, 顶板能随采随冒落, 且周期来压不强烈, 煤层直接底板为沙质页岩, 岩性较硬, 能满足放顶煤回采要求。 (7) 根据工作面在掘进期间, 瓦斯相对涌出量为0.3m3/min, 未发生瓦斯动力现象。 (8) 根据该工作面周围已回采地区水文观测资料, 预计涌水量为0.2~0.3m3/min, 工作面地质构造简单, 在掘进过程中没有发现其他异常情况。因此, 从煤层赋存状况分析, 23032工作面适宜放顶煤开采。

1.3 应用情况及技术。经过对该工作面的回采, 对韩王矿的下一步资源回收总结了丰富的经验, 将对此采煤方法进一步的总结和研究, 继续进行改革和深化, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验。

放顶煤开采具体使用技术有:预注水软化顶煤的理论与技术;预爆破弱化顶煤和顶板的理论与技术;裂隙方位与工作面方位匹配的理论与技术;优化顶煤参数, 合理支架选型技术;提高初末和端头放煤的震动放煤技术。

1.4 经济效益分析。放顶煤开采技术以提高工作面顶煤放出率为主, 解决相应的顶煤损失问题, 针对煤层赋存条件, 实施上述相应的技术, 可将工作面顶煤放出率提高80%-90%以上。一般可在原有顶煤放出率的基础上, 再提高5%-10%, 其经济效益是可观的, 也是放顶煤开采可持续发展的优势所在。

23032工作面采用放顶煤开采增加资源储量约2305吨, 并且是优质发热量高的块炭, 可为企业创造纯利润34.57万元, 为企业创造了良好的经济效益。放顶煤开采计算理论产量5743吨 (放顶煤按70%回采率) , 实际产量达到了6222吨, 放顶煤回采率得到了提高。

2 放顶煤开采的优势

2.1 采用放顶煤开采, 韩王矿可以减少1/3工作面搬家次数, 回采巷道万吨掘进率降低了一倍。原来分三层回采时, 一个工作面要搬三次家, 改用放顶煤开采后, 一个工作面分两次采完, 减少一次搬家次数, 搬一次家按三天计算, 一个工作面可以节约人工约5万元。韩王矿原回采巷道万吨掘进率较高, 以21021工作面为例, 21021万吨掘进率为300m/1.66万吨=180.7, 而21022工作面万吨掘进率为310m/3.64万吨=85.16, 降低了一倍还多。

2.2 采用放顶煤开采解决了复杂顶板条件下工作面的上下风道巷道布置受地质因素制约较多的矛盾。韩王矿21022 (西) 工作面上风道处在原回采过的工作面假顶下, 而下风道布置在C-17断层下, 上托煤厚2-3m, 所处的顶板和地质条件不同, 但由于采用放顶煤开采, 对生产没有造成很大的影响。

2.3 对坚硬顶板条件下, 大顶不易垮落, 工作面初次来压、周期来压对工作面威胁巨大, 可以通过开采顶层工作面, 强制放顶使大顶跨落, 然后在底分层采用放顶煤开采。韩王矿21、23、25地区煤层顶板为厚达21-27m的砂岩顶板, 属及不容易垮落顶板, 一般大顶初次来压步距为30-40m, 垮落面积约2000m2 (垮落面积随工作面切眼长度成反比) , 在25地区曾经发生过大顶初次来压飓风将工人矿帽吹飞, 工作面柱下陷1m以上的强大压力显现现象, 如直接采用放顶煤开采, 采高过大, 支柱支承力难以支承强大的顶板初次来压和周期来压。

2.4 直接放顶煤开采回采率低 (70%左右) , 含矸率高的不足。采过顶分层工作面后, 下分层放顶煤是在金属网下进行, 顶矸被挡在了煤层之上, 煤矸不会混下, 提高煤炭质量并可以提高回采率。经计算我矿23032工作面放顶煤理论产量5743吨 (放顶煤按70%回采率计算) , 实际产量6222吨, 放顶煤回采率达到了91%。

2.5 韩王矿开采二1煤中部为硬块炭, 直接采用放顶煤, 顶煤不易跨落, 在顶层工作面回采时, 支柱对底板产生破坏, 底板向上鼓起以及采用在顶层工作面底板进行震动性爆破等方法, 使中层硬块炭分解为易于跨落的煤体, 在底层放顶煤时其上部煤体变的较为松散, 容易形成冒落漏斗, 冒落顶煤的流动角形成60°-70°, 上部煤体遵循松散煤岩放落规律而自然下落。

2.6 可以解决韩王矿薄煤层和厚煤层地带无法布置工作面, 造成资源丢失和浪费。对于韩王矿二1煤平均煤层厚度6m, 局部受沉积和断层切割影响, 煤厚从4.8m-7m不等, 原来大部分采用分三层进行开采, 每层采高2.0m, 底层低于1.5m或高于2m的就不再布置工作面或将高于2m的部分丢失了, 资源是一个极大的浪费。采用放顶煤开采这种工艺后, 工作面上托0.5-3.5m厚的煤都可以通过放顶煤的方式安全经济地将资源回收出来, 极大地提高了资源的回收率。

3 结论

23032工作面的放顶煤开采试验项目研究, 成果丰硕, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验, 现在我们正在21022工作面进一步的研究试验。

摘要：韩王矿属于煤与瓦斯相对比较突出的矿井, 通过采用放顶煤开采方式进行作业, 具有较好的优越性。本文通过对韩王矿23032工作面采用放顶煤开采进行概述, 并详细阐述放顶煤开采的优势, 尽管23032工作面的放顶煤开采在试验阶段, 但成果丰硕, 给韩王矿乃至类似矿井的工作面开采提供了技术资料和成熟的经验。

关键词：韩王矿,放顶煤开采,创新

参考文献

[1]朱少刚.浅谈综采放顶煤开采技术[J].科技信息 (科学教研) , 2007 (24) .

[2]郭玉峰.综采放顶煤开采技术研究[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2009 (11) .

放顶煤开采管理 篇4

摘 要：放顶煤开采是一个破坏原岩平衡状态的行为，这一行为将引起周围岩体的移动，煤层开采过程中的覆岩移动规律是煤矿开采地压控制的基础，准确判定煤层开采后上覆岩层的变形移动规律对于顶煤松动预裂技術优化和矿压防治工作意义重大，本文将岩土工程界运用广泛的数值模拟软件FLAC3D用于模拟煤层开采引起上覆岩体的移动，通过计算机模拟得到了在采场中随工作面推进的上覆岩体移动规律。

关键词：FLAC3D；覆岩；规律

1 概述

放顶煤开采是一个破坏原岩平衡状态的行为，这一行为将引起周围岩体的移动，放顶煤的开采将导致围岩移动变形、岩层卸压使得上部岩层地应力降低、裂隙发育，一方面使煤层透气性大幅度提高，为被保护层的卸压瓦斯抽采提供了可能，另一方面削弱了煤与瓦斯突出的潜能，在对煤层开采工程以及岩石工程等开挖工程问题进行研究时，人们普遍采用现场试验、数值模拟以及相似材料模型相结合的研究方法，其中采用计算机数值模拟研究方法能较全面的分析煤层开挖过程中上覆岩层的移动变形、应力随煤层开采的时空变化规律。放顶煤开采过程中会导致煤岩层顶底板和上覆岩层的移动变形，在顶底板一定范围内造成地应力降低，研究煤层开采上覆岩层的移动变形规律有助于进一步研究煤层压力、渗透性变化及顶煤松动预裂技术优化提供基础。

2 FLAC3D简介

FLAC起源于流体动力学，是快速拉格朗日差分分析的简称，该分析方法最早由用于固体力学领域，FLAC3D程序是快速拉格朗日差分分析方法的三维应用，是FLAC模拟软件向三维空间的扩展。目前已经成为采矿工程等岩石力学计算中的最重要数值方法之一，该程序软件在边坡稳定性评价、动力学、地下洞室施工设计、地质构造及块体运动学、巷道支护设计及评价、隧道工程、河谷演化进程再现、矿山工程等多个领域研究中得到广泛应用，特别适合求解岩土力学工程中非线性的大变形问题。

3 煤层赋存情况

孔庄煤矿井田内主要含煤地层有太原组、山西组及下石盒子组，含煤地层总厚度约487.37m，含煤20多层，煤层平均总厚度约15.79m，含煤系为3.24%，其中可采或局部可采煤层5层（7、7下、8、17、21）总厚度约9.79m，主要煤层含煤系数为2.01%。井田内的主要可采煤层为7煤层和8煤层，本矿井尚未开采17、21两层煤。

7号煤层位于山西组中下部，上距下石盒子组底部分界砂岩约72m，下距8煤4.17～40.18m之间，西翼岩浆岩侵入严重，煤层两极厚度为2.00～6.52m，一般厚度为4.54m，7煤结构较简单，只有少数工作面煤层中有夹矸，夹矸厚0.40～1.40m，另外在7251工作面出现了面积为60000m2含矸区域，夹矸最大厚度1.20m，夹矸将煤层分为上3.70m，下为0.80m，夹矸岩性多为砂质泥岩、细砂岩。如图1所示：

目前7#煤层采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法，其中机采2.5m，放顶煤层厚度2.3m，由于顶板处煤层层理、裂隙较发育，易破碎垮落，局部揭露煤层底板泥岩，层理、节理较发育，泥质胶结，稳定性差，为防止冒顶事故发生，需要对放顶过程中的上覆岩层移动变形规律进行研究，以便为开采设计提供科学依据。现采用数值模拟研究的方法研究走向长壁后退式综采放顶煤采煤时对上覆岩体的影响。

4 模拟模型的建立

4.1模型模拟参数选取 本数值模拟试验建立工作面沿走向模型，通过数值模拟计算，从理论上研究放顶煤层开采对上覆煤岩体移动变形影响作用。

FLAC3D数值模拟软件中包含了11种材料本构模型，其中包括七种塑性模型和三种弹性材料模型以及一种空单元模型，岩石工程界常用的摩尔-库伦模型就属于七种塑性模型中的一种，针对开采保护层的物理模型，我们采用摩尔-库伦模型。

考虑到使用摩尔-库伦模型时剪切模量、剪胀角、密度、粘聚力、体积模量、摩擦角等

是摩尔-库伦模型所需输入的参数，该模型的破坏包络线对应于摩尔-库伦判据加上拉伸分离点。由于本次模拟研究研究具有一般性，目的在于得到各个因素对应力变化的影响情况，所以本次数值模拟将所需的参数取实测的平均值，各个参数取值如表1：

4.2 模拟区域范围确定 一般来说煤层开采后顶板覆岩移动远大于底板岩层移动，本文主要研究煤层放顶开采后上覆煤岩移动规律。考虑到煤层、顶板及底板三者之间的变形协调规律以及煤层采出后在包括顶底板在内的围岩原始应力要发生变化、产生变形、移动乃至破坏，其波及范围往往很大，但是按照圣维南原理，其影响范围仍有一定的限度。为最大限度模拟本区域煤层开采后的上覆岩层移动变形规律，模拟范围的确定是一个难点，模拟区域过小往往不能准确的再现开挖工程中周围岩体的移动、变形、破坏规律，模拟区域过大则计算时间长、工作量大。本次数值模拟模型的范围：煤层顶板以上3.9m砂质泥岩外加30m的间接顶板，煤层底板以下2.5砂质泥岩外加30m的间接底板以及4.65m厚的煤层，考察停采线和开切眼各向外扩展50m作为模型的左、右边界，倾向模型的上、下、左、右边界取法同走向模型。倾向模型和走向模型都采用类似的约束边界条件，煤层边界以上的岩层作为外载荷施加在模型的上边界上，其他方向采用应力边界条件。

4.3 模拟网格的划分 煤层在放顶开采后所导致的上覆煤岩移动、破坏是一个渐进的演变过程，随着采空区范围的不断扩大，应力的不断调整而发展变化的，必须通过对开采过程进行数值模拟才能够使之转化成实际的动态问题来掌握其发生、发展演化史。据此结合工作面的推进进度，将走向模型分解成一连串的4个模型分别模拟开采10m，30m，50m，100m进行分步开采。

接着要将网格离散，网格的离散原则上是划分得越细越好，但是由于计算机容量和计算速度的限制，不可能将网格划分得过细。本次模拟试验研究将走向、倾向模型均划分成132800个单元，同时考虑到边界效应，网格划分采用等间距与不等间距相结合。

5 上覆岩体位移变化规律模拟

通过对上述模型进行煤层的开挖模型模擬，分别模拟了煤层开采的工作面推进10m、30m、50m、100m时上覆岩体的竖向的移动变形规律，模拟结果如图2～5所示。

6 模拟结果分析

图6即为煤层工作面上覆岩体观测线垂直移动量随开采长度的变化规律图，当煤层开采的工作面推进到30m时，采空区上部观测线移动量左右对称，最大向下移动量为11.8mm，工作面煤柱边沿下部观测线未出现下移，基本呈倒V字形。

随着工作面的进一步推进，采空区越来越大，设置在上覆岩层中的观测线移动量也相应增加，移动量向工作面侧偏斜，由左右对称逐渐向非对称转移，而且随着工作面的推进，下移量由小变大，在煤柱边沿下部也逐渐出现了向下移动变形的状况，当煤层工作面开采到100m时，观测线最大下移量为89.0mm。

7 结论及下一步工作

通过数值模拟得到采场中随工作面推进的上覆岩体移动规律，工作面推进后，采空区上部岩层随之向下移动，且移动呈左右对称，基本呈倒V字形，煤柱底板侧几乎不移动；随着推进距离加大，上部岩层移动量加大，且底板侧移动量大于顶板侧，移动中心整体向底板侧偏移。本次模拟的数据量不够大，下一步一方面要以10m为一个单元详细对比分析上部岩层随推进距离影响变化量，计算得到顶板最活跃范围；另一方面，将模拟推进距离增大到500m，计算得到具体推进多少米后覆岩不再移动，重新稳定达到平衡，从而指导生产。

参考文献：

[1]闫长斌，徐国元，李夕兵.爆破震动对采空区稳定性影响的FLAC 3D分析[J].岩石力学与工程学报，2005，24（16）：2894-2899.

[2]彭文斌.FLAC 3D实用教程[M].北京，机械工业出版社，2008：110.

[3]何学秋.含瓦斯煤岩流变动力学[M].徐州：中国矿业大学出版社，1995.

[4]蒋承林.煤与瓦斯突出的球壳失稳机理及防治技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，1998.

[5]刘宝安.下保护层开采上覆煤岩变形与卸压瓦斯抽采研究[D].合肥：安徽理工大学，2006.

放顶煤开采常见问题与研究 篇5

关键词：放顶煤开采,采出率,瓦斯涌出量,自燃,综放支架

0 引言

放顶煤开采技术是厚煤层采煤开采过程中的一次技术性革命, 放顶煤开采技术可实现底层落煤与顶层放煤同时进行或工序间隔时间短, 其采高是分层开采的2倍~5倍, 适用于5 m~20 m厚煤层的开采, 能实现一次性全高开采。因此, 在条件适宜的工作面, 具有高产、高效、低耗、低成本、巷道布置及生产系统简单、相对安全和经济效益显著等突出的优点, 近年来在实践中广泛应用并取得了极大的成功。但是, 在放顶煤开采中也存在许多安全与技术问题, 如瓦斯涌出量增大、工作面煤尘浓度超标、自燃危险性增加、顶板管理难度增大等, 比分层开采时显得愈益突出。因此, 加强对这些安全技术问题的研究, 不仅有助于提高矿井安全生产, 还可使放顶煤开采技术不断完善和推广。

1 放顶煤及其开采的特点

1.1 放顶煤的特点

放顶煤的特点有:a) 一次采高增大, 由于一次采高的增大, 开采所需的直接顶厚度要远大于普通采高, 若垮落的直接顶不能充满采空区, 在老顶比较坚硬的条件下, 采空区易形成很大的空洞, 从而导致瓦斯积聚, 当老顶来压时对支架造成冲积, 同时岩石垮落与支架发生摩擦易起火花;b) 上覆岩层的活动范围大, 与分层的顶分层开采相比, 放顶煤开采一次采全厚所引起的上覆岩层的垮落、移动及破碎范围要大一些;c) 破碎顶煤的存在, 放顶煤支架上部存在一层破碎顶煤, 它是传递上部岩层载荷的中介, 也是支架控制的对象。由于其刚度小, 而且破碎顶煤是在支架后方放出, 所以, 顶煤的破碎程度及放出情况影响支架荷载和支架与围岩之间的相互关系。例如:放顶煤支架前柱工作阻力大于后柱, 工作面支架支承压力分布宽, 超前工作面距离较大, 与分层开采相比工作面来压强度变化不明显。

1.2 放顶煤开采的基本特点

放顶煤采煤就是在厚煤层中, 沿煤层或分段底部布置一个采高2 m~3 m的长壁工作面, 用综合机械化采煤工艺时行回采, 利用矿山压力的作用或辅以人工松动方法使支架上方的顶煤破碎成散体后由支架后方或上方放出, 并予以回收的一种采煤方法。与分层综采相比有以下优势:a) 可进行平行开采, 在平行工作面上进行多点同时采煤, 极大地提高了采煤效率, 能实现高效高产;b) 能有效减少能耗, 减小材料损耗从而降低成本;c) 巷道掘进量少, 能有效提高巷道掘进效率, 使掘进更加连续, 生产更加集中;d) 放顶煤开采技术适应性强, 能够很好地适应缓斜厚煤层中煤层厚度不均匀变化较大、落差、破碎顶板等相对复杂煤层的开采;e) 在急倾斜厚煤层的水平段开采时, 放顶煤开采能够实现高效安全的机械化开采。因此, 放顶煤开采技术以其在厚煤层开采中的优势, 得到了广泛应用, 但是, 采用放顶煤开采技术也存在一定的问题。

2 放顶煤开采技术的主要问题

2.1 采出率相对较低

针对厚煤层的开采, 国家对工作面的采出率和采区的产出率有很严格的规定。在实际开采过程中, 由于煤层厚度变化比较大, 而且由于煤层中断层的存在, 分层开采的采出率根本达不到要求。使用放顶煤开采技术虽然克服了这些影响因素, 但是采出率仍然不是很高, 仅能达到81%~86%, 煤炭损失率比较大。综放工作面煤炭损失包括:放煤工艺造成的损失、设备条件限制造成的损失及设计参数问题造成的损失。

2.2 自燃

采用综放开采技术开采厚煤层时, 易发生自燃现象, 其主要影响因素有:a) 综放开采回采率低, 导致丢煤比较多, 为自燃埋下了隐患;b) 综放开采相对于分层开采, 加剧了工作面顶板的活动程度和范围, 顶板冒落高度更大, 采空区不能及时冒落严密, 使采空区有一定的通透性;c) 综放开采整体掘进速度比较慢, 采空区氧化自燃带不能很快进入到窒息带, 而且综放开采采空区空间大, 空气流动慢, 为采空区氧化自燃提供了蓄热的条件。

2.3 瓦斯涌出量的问题

在工作面推进速度相同的条件下, 综放面产量是分层机采面产量的1倍~4倍。因此, 在开采瓦斯含量相同的煤层时, 综放面的绝对瓦斯涌出量将成倍增加。但是, 与分层开采的第一分层相比, 综放面的相对瓦斯涌出量会明显减少。其原因:在第一分层开采时, 底部煤层中的瓦斯由于卸压而大量涌入第一分层采空区, 而放顶煤开采是煤层全厚整体推进, 不存在这种状况, 因而单位瓦斯涌出量是减少的。而且综放面一次采全厚使瓦斯涌出相对比较均匀[1]。

此外, 综放开采过程中, 工作面上方冒落带和裂隙带的高度相对于分层开采要高很多, 增大了对邻近层的影响范围, 加大了邻近层瓦斯的卸压和排放程度。因此, 在邻近层赋存条件相同的条件下, 综放面上邻近层的绝对瓦斯涌出量比普通机采面大。

由于综放面支架上方存在数倍于采高的冒落放煤区, 因此采面上下隅角处容易积聚大量瓦斯, 这部分瓦斯将通过放煤口和支架上方的裂隙向工作面涌出, 从而在支架上方和放煤口附近形成了瓦斯局部积聚, 为矿井安全生产带来隐患。

2.4 支架和配套设备的问题

在放顶煤开采过程中, 工作面的过渡和端头支架的问题是一大很难克服的技术难题。在实际生产中, 工作面端头很难找到一种合适的支架和理想的放煤方法, 这不仅影响采出率, 而且影响采煤进度, 丢煤严重, 加大了火灾隐患, 使工作面工作的环境复杂化。使放顶煤开采全套设备无法得到有效发挥, 影响高效安全生产。

3 解决措施

3.1 提高采出率的措施

提高综放回采率应全面考虑影响回采率的因素, 根据实际开采情况, 来选择合适的措施, 其主要途径有:a) 优化采区设计与巷道布置, 尽量减少采区煤柱, 采区设计尽可能向大采长、大走向方向发展, 合理留设煤柱尺寸, 认真研究不留瓦斯尾巷的瓦斯抽排系统;b) 选择合理的综放架型;c) 加强工作面两端头支护, 减少工作面端头损失;d) 减少工作面初采与终采损失;e) 加强工作面煤层注水, 使煤体软化, 使顶煤及时冒落, 提高放煤效果;f) 选择合理的综放工艺, 同时加强放煤工艺管理, 减少采放工艺损失。

3.2 放顶煤开采自燃的防治措施

在实际防治过程中, 应考虑可行性和可操作性来选择合理的防治措施。常用的方法有:根据煤层自燃期合理推进工作面进度, 工作面建立防灭火系统和火灾监测系统, 在开采过程中及时对采空区进行预防性灌浆或注惰性气体等预防性措施, 防止自燃。要合理选择停采位置, 避开漏风区。工作面收尾时, 要及时回撤支架, 并构筑永久防火墙。

3.3 瓦斯灾害防治措施

综放面瓦斯防治的整体思路是加大风量、抽排瓦斯和强化局部积聚瓦斯处理。其中, 最直接最有效的方法就是抽排瓦斯, 在矿井巷道设置三进一回的方法, 把位于隅角和支架上面的瓦斯抽排干净, 使采空区进入工作面的瓦斯分流进而得到稀释, 然后可在远煤壁打眼爆破, 让瓦斯缓慢释放[2]。

3.4 综放支架与配套设备

综放支架的选择, 必须保证对工作面顶板实现有效控制, 还应与矿井地质条件、其它配套设备、采煤工艺相适应, 同时还要满足并安全高效生产。目前, 放顶煤液压支架的发展趋势为:a) 大采高放顶煤液压支架, 最大高度3.8 m~4.5 m以上的两柱式放顶煤支架和四柱式放顶煤支架;b) 强力放顶煤液压支架, 特别是10 000 k N~15 000 k N的大工作阻力支架, 能适应各种硬煤和特厚煤层综放开采的要求;c) 分体组合式直线型轻型放顶煤液压支架, 其适应性非常强, 适用于中小煤矿和边角煤的回收。

4 结语

在国内, 虽然综放开采技术在厚煤层开采方面体现出了极大的优势, 并得到了广泛的应用。但是, 综放开采技术还存在很多难以解决的问题, 因此, 还需要加强综放开采技术的研究, 不断解决生产中遇到的各种问题, 不断完善综放开采技术, 促进厚煤层开采的高效、高产。

参考文献

[1]高兴栋.南屯煤矿深部仰斜松软煤层综放开采的瓦斯涌出规律与防治技术研究[D].青岛:山东科技大学, 2004.

综采放顶煤开采技术与问题探究 篇6

1.1 综采放顶煤开采技术主要应用的设备

采煤机, 前部刮板输送机、后部刮板输送机、放顶煤液压支架;顺槽里还有转载机、破碎机、转载机自移装置、皮带机自移机尾、皮带机、乳化液泵站、喷雾泵站、移动变电站、防爆开关等。

1.2 顶煤冒放性的定量评价方法

放顶煤法是开采厚煤层的一种有效方法, 而顶煤自身是否可以顺利的冒落和放出是影响顶煤法的重要因素, 同时对煤炭回收率也有直接影响。对此我国的科研工作者采用回归公式法以及模糊聚类法等对顶煤冒放性进行计算研究。在采煤现场应用较多并且简单快捷的方法是“7因素加权模糊推理法”。这一方法对地质因素以及技术因素两方面做了综合评价。对于同样可以影响到顶煤冒放性的其他辅助措施并未进行评价。

1.3 综放面顶板结构与支架围岩关系

对于综放面顶板结构同支架围岩之间的关系在学术界及工程界没有一个统一的观点, 长期以来备受争议。一些学者认为放顶煤会导致顶板压力变大, 所以一些矿井采用了吨位较大的支架, 结果出现了钻顶现象以及歪架现象等, 耽误了矿井的生产, 导致经济效益下滑。而有的学者则认为放顶煤能够降低顶板压力, 所以部分矿井使用了一些小吨位的支架, 结果导致出现立柱压爆和油缸严重变形事故。对综放面顶板结构与支架围岩之间的关系有一个统一的观点, 从而对支架设计以及选用给予有效指导, 是目前亟待解决的问题。

1.4 综放支架受力与顶板结构的关系

采空区的充填程度和顶板结构都能对综采造成一定的影响。一般来说, 支架所承受的压力不会受到顶板的较大影响, 所以在支架的配套过程当中并不需要完全按照顶板的压力进行设计, 可以通过对每层进行压力检测, 从而进行对支架的压力选择。一般要按照以下步骤选择对坚硬梁式顶板结构的支架调整:先是对顶厚度进行预测, 这一过程要保障预定放出率, 根据放出率的多少进行有规划的调整;其次根据矿井的顶板岩层情况对坚硬梁式结构的位置进行预判。

1.5 综采放顶煤长壁采煤法的类型

主要是走向长壁和倾斜长壁采煤法。在推进方向上按倾角有仰斜开采和俯斜开采的形式, 倾斜长壁采煤法适于缓斜薄及中厚煤层, 以及被断层或岩浆岩破坏的不能布置走向长壁工作面的采区。倾斜长壁采煤法的煤层倾角在12°以下时开采效果较好。倾斜长壁采煤法的特点是, 工作面煤壁也较长, 工作面运输巷与回风巷是沿着煤倾斜方向掘进的, 而开切眼是沿煤层走向方向掘进的。形成回采工作面后, 沿煤层倾斜方向向上 (仰斜) 或向下 (俯斜) 回采。然而, 一些小的角度, 处于-5°水平以下的煤层倾角、倾向多变呈波状起伏的煤矿, 为了自身利益近年来依然采用这样的方式, 因为属近水平煤层。煤层倾角、倾向多变且呈不规则的波状起伏加上小断层发育, 最终导致整体技术失效并牵连矿区受损。

1.6 综采放顶煤大采高支架

一般, 按我国煤炭行业的划分, 采高在1.3m以下的就算薄煤层, 与之相适应的液压支架, 就是薄煤层液压支架。大采高的话, 在以前, 4m以上就算大采高了, 近几年来, 行业技术的发展、采煤工艺的发展, 大家普遍认为, 这一标准应该适当提高, 比如五米以上地大采高支架, 而综采放顶煤一般要求需要大截深滚筒配合与采高相适应的综采支架来配套, 现在国外有最高6.2m采高的支架, 现在德国准备研制一次采8m的液压支架, 不过目前在国内只有大柳塔煤矿使用的国外6m采高的液压支架。但是技术的不成熟所带来的问题也相对比较严重。

2. 综采放顶煤开采存在的问题

2.1 绝对瓦斯量增加

每一个矿井都有瓦斯涌出, 这就是绝对有瓦斯涌出, 但是有个基本量, 相对安全的数值, 如果涌出量超过安全数值就需要控制这就是相对量, 即相对安全的涌出量, 矿井中, 单位时间涌出的瓦斯量称为绝对瓦斯涌出量, 平均每采一吨煤所涌出的瓦斯量称为相对瓦斯涌出量。但是, 当绝对瓦斯量增加到一定的数值后, 由于久久不能散去, 导致瓦斯量增加, 一旦顶层开始下降, 那么大部分的瓦斯量都涌入下方, 对开采人员的生命安全以及矿身的安全造成破坏。

2.2 粉尘影响

国标:煤矿作业场所粉尘接触浓度管理限值判定标准如下:

粉尘种类游离Si O2含量 (%) 呼吸性粉尘浓度 (mg/m3) ;煤尘≤5 5.0;岩尘5~10 2.5;10~30 1.0;30~500.5;≥50 0.2;水泥尘<10 1.5;煤尘 (游离Si O2含量<10%) Coal dust (free Si O2<10%) ;总尘46;呼尘2.5 3.5一旦超出了这一指标, 就会造成呼吸困难, 影响人身健康, 但是在综采放顶煤开采技术当中, 由于本身的技术限制, 导致通风差, 所以最终导致粉尘无法大量排除, 从而影响整体煤矿内部人员安全。

2.3 炮采影响

在煤矿中采矿的主要形式有炮采、普采、综采三种, 炮采就是放炮落煤, 爆破或者人工装煤;普采就是机械落煤, 机械装煤运煤, 单体液压支架+铰接项梁;综采就是破、装、运、支、处全是机械化自动化, 但是一些公司为了图取暂时的利润, 往往忽略机械环节, 完全依靠人力进行采煤, 这样就造成很大的危险性。

摘要：本文介绍了综采放顶煤开采技术, 并分析了其中的问题。

放顶煤开采管理 篇7

该矿31011工作面对应地面位于扒厂西, 地表大部分为耕地。在扒厂西有座桥, 桥下有一条市内铁路, 受地表沉陷影响, 桥身有一定的变形。为了路桥的安全, 经鹤壁市委协调, 在桥的旁边修一条公路直接与铁路平交过去, 故31011工作面也由放顶煤开采改为顶分层开采。待工作面完全找到顶板后停采, 地面公路修好后再重新采煤。

1 31011工作面概况

31011工作面位于井田南部三水平, 开采二1煤层, 地面标高+140 m, 工作面标高-370～-441 m。该工作面西部为2304采空区, 东为尚未开采的3103工作面, 南为3101放顶煤工作面采空区, 北部为未开采的3101 (北) 工作面。

(1) 煤层情况。

含煤地层为石炭二叠系, 山西组二1煤层为主采煤层, 赋存稳定, 地质构造简单。走向NE, 倾向SE, 倾角28°, 平均煤厚6.5 m, 结构简单。

(2) 工作面储量。

工作面回风巷长320 m, 运输巷长285 m, 平均走向长302.5 m, 倾向长150 m, 斜面积45 375 m2, 可采储量395 069 t。

(3) 煤层顶板。

直接顶为砂质泥岩, 黑色, 呈层状, 具有水平层理, 富含植物化石, 薄层状, 厚9 m。基本顶为中粒砂岩, 中厚层状, 成分以石英为主, 含有褐色矿物, 层面含白云母片, 钙矽质胶结, 平均厚度1.5 m。

(4) 煤层底板。

煤层直接底板为黑色砂质泥岩, 含植物根化石, 薄层状, 层面含碳质, 易破碎, 遇水膨胀, 厚3 m;基本底为黑灰色中细粒砂岩, 成分以石英为主, 中厚层状, 钙质胶结, 厚19.6 m。

(5) 采煤方法。

采用走向长壁倾斜分层采煤法。支护形式:工作面采用2.4 m长Π型钢梁、对棚, 二梁六柱支护, 顶板最大控顶距3.4 m, 最小控顶距2.4 m, 放顶移架步距1 m, 对棚距0.7 m, 主副梁间距不大于0.2 m。

2 开采实施方案

31011工作面现为放顶煤工作面, 倾斜长度150 m, 煤层平均厚度6.5 m, 倾角约28°, 工作面回风巷、运输巷沿煤层底板布置。工作面由放顶煤开采改为走向长壁倾斜分层开采。

2.1 采煤方法

(1) 由底板找顶板时, 工作面采煤按10°左右起坡, 每排抬高0.18 m。

(2) 减少顶眼装药量, 每眼最多不能超过1.5卷, 炮眼必须用炮泥封满。

(3) 煤壁松软时, 顶眼禁止放炮, 只能用手镐落煤, 以防空顶流煤。

(4) 为防止推槽后采空区侧顶煤不落, 采煤前对煤壁高压注水压裂顶煤。沿工作面倾斜方向每3 m布置一个注水孔, 注水孔布置在梁头下方300 mm位置, 仰角45°, 孔深 6 m, 不足6 m时打到煤层顶板为止, 工作面放炮前必须用黄泥将注水孔封满, 以防瓦斯事故。

(5) 工作面爬坡找顶期间, 由跟班队长负责每采一排必须及时探顶煤厚度, 并做好记录, 升井后交技术员保存备查。当顶煤厚度达2 m或小于2 m时, 必须分段采煤, 每段长10～15 m, 每段必须首先在最上边剥开一个缺口, 缺口上侧煤墙用塑料网、背木、板梁等背实, 然后从缺口开始由上至下逐棚采煤, 且采煤时不得打顶眼, 只准打底眼。底眼装药量为1.5卷/眼乳化炸药, 且外部用黄泥封满。

(6) 工作面爬坡期间, 采空区侧严禁放煤。

2.2 支护管理

(1) 加强抬棚支护, 抬棚必须对接、升紧、升牢, 不实处用木楔背实。

(2) 严禁棚距超宽, 煤壁松软, 片帮、空顶段可适当加密, 棚距由0.7 m改为0.6 m。

(3) 煤壁侧出现片帮、流煤空顶时, 要求用木料背板将顶板刹实, 严禁空顶作业。

(4) 坚持给支柱二次补液, 初撑力大于90 kN。

(5) 严禁工作面超高, 采高控制在1.8 m以下。

(6) 料场备有足够的背木、板梁等, 确保木垛数量。工作面上、下两头各打一个木垛, 中间每间隔10～15 m打一个木垛。采煤窜梁及移槽需拆木垛时, 必须及时盘在紧贴原位置的上方或下方。

(7) 在生产过程中, 如果发现煤墙片帮、支架歪扭变形等压力显现增大时, 必须立即将人员撤至安全地点, 待隐患处理完毕, 经跟班干部检查确无隐患时方可继续作业。

工作面找顶期间, 必须加强工作面工程质量管理:支柱必须迎山有力;棚距严禁超宽;棚梁严禁夹斜;失效支柱应及时更换;严禁空顶, 及时用木料刹实背严。

3 结语

在特定条件下, 采用适宜的开采方法, 才能取得较好的综合效益。

(1) 工作面由放顶煤开采改为顶分层开采, 可以减缓地表沉陷。

(2) 顶分层开采在下个工作面回采时, 可降低瓦斯突出的危险。

水库下三软煤层放顶煤开采实践 篇8

米村煤矿26扩大区位于工业场地南部边缘, 地表有宋沟水库, 26扩大区开采煤层标高为-20.0~-118.0 m, 走向长200~1 050 m, 倾斜宽340~590m, 面积521 400 m2, 二1煤层坚固性系数为1, 属豫西典型的三软煤层, 煤厚1.7~12.3 m, 平均厚6.3m。其位置对应的地面标高为+272.5~+280.6m。

1 水库下放顶煤开采安全性分析

1.1 影响煤炭开采的水体类型

矿区内水体主要分为地表水和地下水2类。地表水有宋沟水库, 该水库位于26扩大区的中西部, 水库面积约13.8万m2, 蓄水量50万~80万m3, 水源主要为大气降水和矿井排水, 深度为17~20 m, 水面标高一般为+275 m。压煤量约250万t。

地下水按埋藏条件分为松散层内含水层和基岩内含水层2种。松散层内的水主要是由大气降水和地表水体补给[1]。根据米村煤矿地质报告和26扩大区钻孔资料, 该区松散层含水层主要为第四系上部及底部冲击砾石、黄土砾石层含水层, 富含水性较弱, 与二1煤层开采无水力联系, 基岩含水层通常包括灰岩溶裂隙含水层、砂岩裂隙含水层等, 这些含水层经煤炭开采疏放, 富水性较弱, 对26扩大区二1煤层的开采已无影响。

宋沟水库是26扩大区地表水体, 采煤后上覆岩层破坏和导水裂隙带发育的高度是否波及宋沟水库底裂隙, 是26扩大区实现水体下安全采煤的关键问题。

1.2 二1煤开采上覆岩层破坏高度计算

影响上覆岩层破坏形态和导水裂隙带发育最大高度的因素很多, 如上覆岩层的力学性质及结构特征、采煤方法、顶板控制方法、煤层倾角、煤层厚度及开采强度等。当煤层埋藏深度和采煤方法确定后, 则覆岩的力学性质及结构特征与覆岩的破坏高度密切相关。如果采区上覆岩层为脆性岩层, 受开采影响后岩层容易产生断裂, 覆岩破坏高度大;如果覆岩为塑性岩层, 受开采影响后不易断裂但容易下沉, 则覆岩破坏高度降低[2]。

根据26扩大区内地面地质勘探钻孔柱状图分析, 26扩大区煤层上覆岩层主要由中、细粒砂岩, 粉砂岩, 砂质泥岩, 泥岩等岩层互层组成, 经统计得出砂岩、粉砂岩、泥岩所占比例为0.31∶0.26∶0.43, 属中硬型覆岩。

目前, 煤炭开采形成的覆岩破坏高度尚无统一的多元相关计算公式, 大多采用经验公式, 岩性中硬时冒落带高度计算公式:

导水裂隙带高度计算公式:

其中, Hm为冒落带高度;Hli为导水裂隙带高度;∑M为累计采厚[3]。采用放顶煤一次采全高时, 其上覆岩层破坏高度与分层开采更为严重。因此, 为能更准确地反映实际冒裂带情况, 公式中“±”一律取“+”号[4]。按照上述公式, 对宋沟水库下26扩大区不同埋深, 煤厚取点计算冒落带、裂隙带高度。计算结果见表1。

由表1知, 26扩大区二1煤层开采后导水裂隙带最大高度57.07 m, 而26扩大区最小埋深为292.5 m, 煤层开采造成的地表渗水裂缝实测不足5m, 中部完整岩层和第四系黄土厚度仍在200 m以上, 起到了隔水作用, 导水裂隙带不会涉及地表上的水体, 开采宋沟水库下煤层是安全的。

2 开采方案

虽然水库不会对煤层开采安全构成威胁, 但由于水库下游一侧有1条长113 m的堤坝, 采煤可能造成坝体破坏, 这不仅影响水库的蓄水, 而且一旦坝体失稳溃坝, 会对水库下游住户的安全构成威胁。因此, 开采26扩大区煤炭必须确保坝体的安全和稳定性。通过调整开采工作面的开采顺序, 合理布置工作面开采边界等关键因素, 使坝体处于地表压缩变形区, 从而使坝体不出现拉伸性地表裂缝[5]。

2.1 开采技术因素分析

(1) 工作面推进方向确定。由于坝体一般长度较大, 约113 m, 如果工作面推进方向与坝体长轴垂直, 坝体横跨工作面上方, 在工作面开采边界处的上方附近将引起较大的拉伸变形, 在坝体上形成横向裂隙。如果坝体长轴方向与开采工作面或开采边界基本一致, 长轴方向平行于工作面推进方向, 坝体长轴方向仅受到工作面开采动态变形影响, 坝体处于有利位置, 开采对坝体影响较小。因此, 采煤工作面推进方向应与坝体长轴平行[6] (图1) 。

(2) 工作面采宽确定。工作面采宽引起地表沉陷沿倾斜方向为非充分采动或极不充分采动, 减小倾斜方向的采动程度系数, 可以减轻采动对坝体的影响程度。工作面长度相对较小时, 对围岩的破坏也较小, 特别是对上覆岩层破坏较小[7]。由于坝体附近的煤层埋藏深度在377 m左右, 根据条带开采设计要求, 工作面采宽为采深的1/10~1/4时地表移动平缓[8], 同时考虑开采效率, 工作面开采宽度定为70 m, 即小于采深的1/5。

(3) 工作面位置和开采边界的确定。在布置工作面时调整工作面与坝体相对位置, 尽可能使工作面开采后在坝体附近引起的地表变形为压缩变形而非拉伸变形。这样坝体受到压缩变形不会出现地表裂缝和坝体裂缝, 对于由黄土和料石堆积的坝体来说有利于稳定。根据坝体的位置, 按照最大下沉角计算井下采空区中心[9], 从而确定坝体与工作面相对位置 (图2) , 坝体在工作面两巷处, 这样坝体下沉虽然较大, 但是处于沉陷压缩区, 有利于坝体稳定。

(4) 工作面开采顺序和时间的确定。采用跳采方式, 使不同工作面间形成的拉伸区与压缩区相抵消或部分抵消, 以减小坝体最终承受的拉伸变形, 尽量使其为压缩变形。由于各工作面的开采时间不同, 每一个工作面开采后引起的坝体变形分散而不相互叠加, 地表及坝体移动变形的剧烈程度大大减小, 有利于减小坝体附近的地表变形值。

(5) 工作面推进速度确定。由于地表最大下沉速度与工作面开采推进速度为正比关系, 在采煤过程中, 合理选择推进速度能保证坝体的安全。如果开采速度过慢, 容易使工作面前方出现边界效应, 不利于坝体的保护;如果开采速度过快, 容易加大坝体的变形速度, 也不利于坝体的保护。根据地质采矿条件计算, 确定工作面的平均开采速度保持在2.6m/d, 并且尽可能匀速推进, 以实现连续生产, 减小坝体受动态变形的影响。

使以上5个因素相结合, 实现了水库坝体下厚煤层放顶煤的安全开采, 确保了水库坝体的安全运行和煤矿的安全生产, 可以总结为三软煤层水库下放顶煤开采技术“五因素”。

2.2 开采方案设计

水库下设计开采的工作面有260051、260061、260071、26071及26081, 根据“五因素”确定的各工作面开采顺序为:260061工作面→26071工作面→260051工作面→26081工作面→260071工作面 (图3) 。

(1) 根据地表移动变形分布规律, 先开采260061工作面, 在坝体处引起压缩变形, 坝体在第1次采动影响期间承受压缩变形, 不会出现裂缝, 只承受动态移动变形的影响, 首采工作面的宽度小于采深的1/5, 为非充分采动。

(2) 第2个开采工作面为26071工作面, 这样布置类似于大采宽条带开采, 地表移动变形量大幅度减小, 同时第1个工作面开采在坝体处形成的压缩变形与第2个工作面形成的拉伸变形部分抵消, 减小坝体的变形。

(3) 第3个开采工作面为260051工作面, 由于距离坝体相对较远, 同时260061工作面开采引起的地表移动也已基本结束, 该工作面对坝体的影响较小。

(4) 第4个开采工作面为26081, 工作面开采宽度小, 距坝体相对较远, 对坝体影响也较小。

(5) 最后开采260071工作面, 由于工作面宽度小, 两边的工作面开采引起的地表移动均已基本稳定, 该工作面开采以后坝体处下沉值增大, 但由于为非充分采动, 对坝体的影响有限。

3 结语

2011年8月, 宋沟水库坝体下5个采煤工作面全部开采结束, 坝体处于均匀下沉, 没有出现裂缝, 保证了水库的安全。水库下放顶煤的安全开采实践说明, 考虑工作面推进方向、采宽、工作面位置及边界、开采顺序和时间、推进速度“五因素”开采技术在水库坝体下采煤得到了成功运用, 为类似条件矿井开采提供了较好的借鉴。

参考文献

[1]张振普.煤矿安全生产管理与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

[2]郭文兵, 柴华彬.煤矿开采损害与保护[M].北京:地质出版社, 2008.

[3]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.

[4]郭文兵, 邵强, 尹士献, 等.水库下采煤的安全分析[J].中国矿业大学学报, 2006, 23 (3) :324-328.

[5]郑跃进, 董兆伟, 张正禄.大坝失稳的尖点突变模型[J].武汉测绘大学学报, 1998, 24 (2) :170-173.

[6]郭文兵, 杨治国, 詹鸣.“三软”煤层开采沉陷规律及应用[M].北京:科学出版社, 2012.

[7]郭文兵, 邓喀中, 邹友峰.条带开采地表移动参数研究[J].煤炭学报, 2005, 30 (3) 182-186.

[8]郭文兵, 邓喀中, 邹友峰.条带开采的非线性理论研究及应用[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

放顶煤技术在残煤开采中的应用 篇9

关键词：残煤,残煤开采,放顶煤技术

1 全集团公司残煤开采概况

辽源矿业集团公司煤炭开采已有90多年的历史，而开采残煤是在解放后的60年代开始的。辽源矿业集团公司开采残煤大体可分为三个阶段：60～70年代开采的残煤主要以开采日伪时期掠夺式开采后留下的残煤，这部分残煤储量稳定，可采储量较大，一般以当时的分层假顶采煤法、部分水砂充填采煤法、巷柱采煤法等较正规采煤法开采。第二阶段是在80年代以后至90年代中期，由于矿井储量减少，为了稳定矿井的生产能力，相继开展了较大规模的查找残煤工作，与此同时对残煤的有关二次开拓、巷道布置、残煤采法、回采工艺及有关的生产系统管理等，结合生产实践也都同时进行了研究，并逐渐地形成了几种比较合理的模式。第三阶段是90年代以后，在基本定型采煤法的基础上又引进了单体液压支柱及98年引进的π型钢梁支护，使得残煤开采中顶板支护的问题又得到了进一步的保证。因此，自95年以后残煤开采纳入正规的生产管理程序。残煤的开采，使得全集团公司每年约有50～70万吨的增产煤量。

残煤查找及开采残煤对西安矿乃至全公司都是至关重要的，它为稳定产量，提高经济效益发挥了重要作用。炮采放顶煤技术在全集团公司应用较早(单一长壁扒顶煤采煤法)，也积累了一定的经验。残煤开采顶板管理是个关键，炮采放顶煤支护材料由木支护、摩擦支柱到单体支柱，控制顶板由木梁、绞接顶梁、发展到π型钢梁，到现在基本形成单体液压支柱配π型钢配套支护顶板，增强了顶板的支护强度，从使用π型钢梁支护到现在，炮采放顶煤工作面发生顶板事故显著减少。工作面生产能力一般都稳定在万吨以上。

2 炮采放顶煤技术在残煤开采中的应用

全集团公司从98年开始推广单体支柱和π型钢梁配套支护的炮采放顶煤，到2007年末，已采出煤量约1000万吨。

炮采放顶煤采法巷道布置：

1)开拓系统。采残煤要尽量利用原有巷道系统以减少岩石掘进量。特别是现在，在各井(区)的可采储量急聚地减少的情况下，应该对所有的残煤储量块段全部查清，并对残煤块段分布、赋存状况、可采量以及现有巷道的可利用情况，确定所有残煤的可采状况，由此来确定现有巷道的报废与保留，同时，对于残煤较大块段的区域也要适当地布置开拓岩石巷道。

2)采区设计与巷道布置。残煤开采巷道布置应考虑完善各生产系统，不能因为是采残煤、块段小、开采时间短等而简化生产系统。依据残煤疏松易冒，煤层变化大的特点，主要巷道应尽量利用原有巷道，区内共用巷道应尽量开凿在煤层下部的小槽煤中，其它准备巷道应多送煤巷，少送岩巷。对于煤层倾角在30°以上煤层，应考虑斜切分层布置，即风道在煤层底板布置，溜子道在煤层顶板布置，阶段高为10～14m较为合适。对于煤层倾角在30°以下的煤层，可考虑沿煤层底板布置风道和溜子道。

3)工作面设计及回采工艺。炮采放顶煤采法工作面设计是单体液压支柱和π型钢梁配套支护顶板，π型钢梁梁长2.4m或3.2m，采用三梁九柱，成组成对布置，工作面铺单层金属网，移梁采用一步一齐方式。回采工艺为：

打眼;采用五花眼，眼距为1.0m进度1.0m。

放炮;采用乳化炸药分段爆破。

敲邦问顶及铺网，网扣100mm。

移梁;将一个π钢梁上的三个单体柱卸载，前移π型钢梁到煤壁，然后升起三个单体柱。另一π钢梁同样前移与前一个π钢梁对齐。

放顶煤;当后一个π钢梁与前一钢梁对齐后，即可开始放顶煤。放顶煤必须在砂帮侧，距底板0.5m位置剪口，放煤口为0.5×0.5m。每个放煤口间距为1.2m，放煤后必须及时将放煤口链好。

3 炮采放顶煤采法应注意的几个问题

3.1 顶板厚度的确定

合理的采放高度是提高工作面回采率的根本保证，若顶煤厚度2m左右则有一部分顶煤落在老塘里拿不出来，若顶煤太厚则在放煤时容易一点爆破，使矸石先于煤放下来，这样一是顶煤放的不充分，二是影响煤质。当然对于倾斜煤层来说，只能沿煤层底板布置巷道，而顶煤厚就是剩余的残煤厚度，而对斜切布置的工作面，一般采放高度控制在12～14m左右，实践证明，采区回采率能达到85%以上，煤质也能得到保证。

3.2 炮采放顶煤关键的工艺是放顶煤，顶煤放的不好，直接关系到煤炭的回收及经济效益

单体支柱与π型钢梁配套支护的放顶煤工作面，放顶煤必须在每组π型钢梁移齐即在最小控顶距时进行，其它工艺的任何过程都不准放顶煤，这样有效的控制顶板。放煤口应在砂邦侧不准高于工作面底板0.5m，放煤口的大小可根据顶煤破碎程度不准大于0.5×0.5m。放煤口间距为1.2m，放煤必须每个放煤口轮换间歇放煤，严禁在一点集中放煤。在任何情况下，都不准将顶煤放到低于顶板线，放煤时，严禁老塘出现悬顶，放顶煤的操作工人要站在放煤口的上侧(另有一人监视顶板和周围异常情况)。放顶煤时只准用铁锹、手镐在放顶线外侧攉煤，不准使用长柄工具从老塘内往外扒或往外捅煤炭，大块煤炭不准放炮崩。放煤完成后，放煤口必须用补上、链好，以防淌矸。

3.3 顶板管理

炮采放顶煤工作面采用单体支柱与π钢梁配套支护，三梁九柱，比铰接顶梁支护增加了工作面的支护强度，控顶面积小，冒顶事故减少。从1998年开始到现在全集团公司的炮采放顶煤工作面，很少发生冒顶事故。在残采中，由于顶煤酥松破碎，有时顶板会出现凸凹不平的现象，因此，必须加强链网，网扣一般为100mm。对顶网破碎的地方应及时补网。还有就是在残采区巷道内布置矿压观测点，采用矿压观测仪对顶板压力情况采集数据进行分析，做到早预报、早预防。

3.4 瓦斯管理

炮采放顶煤工作面必须设专职瓦斯检查员，并做到现场交接班，经常检查工作面的瓦斯情况，整个工艺过程中，瓦检员必须在现场，不得离开。瓦斯检查员必须佩带一氧化碳检定器，随时检查一氧化碳变化情况，并要求认真做好记录。

采区投产前，要提前按规定设好瓦斯断电仪。放顶煤的整个工艺过程中，都必须有瓦斯检查员在现场监视瓦斯变化情况。顶板每活动一次都必须检查一次瓦斯变化，并要认真做好记录。采区投产前对邻区的密闭要严格检查，密闭要完好，不得漏风。残煤采区要有独立的通风系统，配备边界道的采区，其边界道必须给两道永久链锁风门。

3.5 消防火管理

残煤开采，消防火工作是关键。因此，对残煤采区必须成立消防火专业队，负责采区的日常消防火工作。在残煤采区发展巷道期间，凡遇到超高、冒顶地点一律采取木垛接顶支护，杜绝闷顶。对于顶板十分破碎区域采取手掘或打穿杆护顶法掘进。对采区内的高顶或打穿杆处，进行插管注入泥浆或阻化剂。对工作面内遇到的旧巷，预先打钻灌浆。工作面开采期间，排、入风道后砂口保持落顶严实，不得滞后放顶线。加强采空区和风流中一氧化碳的检查，班班填写检查记录。加强工作面推进度，月推进度不小于25m。通过上述措施，全集团公司近几年残煤开采还未出现过因发火而封采区事故。

4 几点体会和建议

1)炮采放顶煤技术灵活方便，适应力强，特别适用于残煤采区，具有投资少、见效快的特点，减少了采区的巷道掘进率。

2)炮采放顶煤技术有利于采区防火，因老塘浮煤集中到采空区的下部，而且被矸石或活砂覆盖，则氧化机会少，向采空区注入阻化剂、石灰水等最易淹没下部浮煤，防火效果较好。实践证明，采空区煤炭回收得越充分越对防火有利。