俯斜工作面

俯斜工作面（共4篇）

俯斜工作面 篇1

1 二三采区煤柱工作面概况

二三采区煤柱工作面开采的是古生界二迭系山西组的二1煤层, 位于我矿二水平一采区和三采区之间, 面积约27456m2。北起二三采区运料下山, 西到F9-1-10断层保护煤柱, 南至2303、2305工作面停采线, 东止-270运输大巷。工作面走向长73m, 倾斜长360m, 走向10°~25°, 倾向100°~115°, 倾角16°~22°平均倾角19°, 煤层平均厚度为7.39米, 储量利用厚度为7.14m, 煤层直接顶板为砂质泥岩, 厚度约7.04m, 煤层直接底板为砂质泥岩, 厚度为5.94m, 老底为灰色中粒砂岩 (S9) 厚9.76m。

工作面运输、回风顺槽沿倾向布置, 回风顺槽由原二三采区运料上山扩修而成, 水平布设工作面切眼, 应该沿斜向俯斜开采, 爆破落煤, 通过单体柱配合π型钢梁两梁六柱对棚支护, 全部垮落法对采空区做处理, 工作面煤的运输工作由SGW-40T刮板输送机来完成。

2 影响工作面安全开采因素及对策

2.1 出煤速度慢、护顶不及时、工人劳动强度大。由于工作面是俯斜开采, 工作面坡度大等特点, 工作面煤壁在放炮后煤炭自装率极低, 工人劳动强度大, 出煤速度慢, 超前护顶不及时, 工作面控顶不到位, 即使运用的是俯斜开采时顶板岩块平行层理的分力指向煤壁侧, 顶板岩块之间出现挤压力使顶板裂隙闭合, 能够稳定、连续的工作;同时, 对节理裂隙角发育的顶板, 煤壁周围的顶板比较容易发生冒落, 可通过如下措施解决: (1) 减少工作面顶板悬露时间, 科学的安排劳动组合, 使一次落煤长度缩短, 放炮后快速窜梁、护顶, 出煤时分组进行, 设置顶板支护要及时有效。 (2) 减小顶梁端面距, 为避免煤壁处的顶板冒落, 开采时不应留出顶梁端面距, 这就要求我们在回采放炮过程中, 对循环进度严加管理, 不允许超挖, 且在裂隙发育地段一定要通过手镐掏梁窝提前进行窜梁护顶。

2.2 老塘的矸石下滑易推倒切顶支柱

采空区冒落的矸石会因为自身的重力, 而可能直接窜入工作面空间, 从而埋下安全隐患。如果倾角过大, 冒落的矸石向下山方向的侧向压力, 极易将支柱推到, 应通过相应的措施严加防范: (1) 使用菱形网封当矸石, 将侧向压力分解开来, 由于菱形网和采场的顶、采空区的底和工作面切顶线之间构成了一个整体的隔离层, 确保了老塘的矸石不会窜入工作面采场, 同时也倾向方向上也形成了和冒落的矸石在推力的反作用力, 进而使切顶线侧支拄所承受的侧向压力大大降低, 还增加了工作面支护安全性。 (2) 靠工作面老塘侧支柱沿工作面走向打抬棚一趟, 即提高了工作面支架的整体稳定性又提高了切顶效果。

2.3 初次放顶时切顶线支柱易失稳。初次放顶期间, 顶板多会产生局部冒落甚至不冒的问题, 而当顶板大矸块突然冒落, 切顶线支柱很容易在这个时候失稳, 采取的措施是: (1) 安装工作面时将菱形网铺在顶板及放顶侧的底板上, 进行工作面的安装时, 先将用于封闭老塘侧的菱形网从顶梁上沿放顶侧挂到底板, 以防初次放顶后局部冒落的矸石涌入工作面采场;但若放顶后顶板仍不冒落, 则采用强制放顶, 让顶板进行冒落。 (2) 工作面每隔8m-10m增设一组木垛, 增加工作面支柱的稳定性, 工作面所有支柱全部配齐防倒链。

3 俯斜开采的经济技术效果评价

工作面面长一致, 便于劳动组织, 由于倾斜长壁工作面的回采巷道可以保持固定的方向, 这样可以保证工作面的面长基本不变, 从而减少了因增减工作面支柱数量和运输机长度所占用的辅助工作量和辅助工作时间, 以及对生产的影响。

4 存在问题

4.1 切顶线必须有专人维护, 在压力显现异常时必须立即采取措施。

4.2 初次放顶前, 固定支架的工作量大, 并且要牢固, 否则易造成工作面切顶支柱失稳。

4.3 长距离的倾斜巷道对工作面的运料及行人造成较大困难。

5 结论

5.1 俯采方法在煤层赋存条件允许时优势较明显。

5.2 采取一定的措施控制老塘矸石并加强工作面支护, 采煤工作面采用俯采方法可不受煤层倾角12度的限制。

摘要：对工作面大倾角俯采问题的分析, 有针对性的采取了使用菱形网, 防止老塘矸石向工作面采场的窜动, 针对俯采工作面初采初放时, 工作面切顶线支柱容易失稳的特点, 采取了加打木垛以及靠老塘侧支柱加打抬棚等措施, 缩小工作面顶梁端面距, 防止煤壁处顶板漏顶等一系列措施, 给工作面安全回采提供了可行性的方案, 安全效益与经济效益明显。

关键词：大倾角,俯采

俯斜工作面 篇2

关键词：较薄厚煤层,综放俯斜开采,工艺参数

0 引言

综采放顶煤技术在全国推广应用已多年, 取得了良好的经济和社会效益, 综放开采技术以前多用于走向长壁工作面, 而用于倾斜长壁俯斜工作面较少。晋煤集团坪上煤业有限公司在较薄厚煤层倾斜长壁工作面推广应用综放开采技术, 在淮南集团公司属首家, 取得了良好效果。

晋煤集团坪上煤业有限公司是设计年生产能力为400×104t的现代化特大型矿井。该矿在矿井及采场设计方面大胆创新, 设备选型和人员配备按高产高效标准进行。为了确保矿井高产高效, 迅速实现达产目标, 该矿在1212 (3) 第一个投产工作面装备了大功率综放设备。实践证明, 该工作面采用综采放顶煤技术开采效果显著, 最高日产达11 360 t, 最高月产达23.3×104t, 创淮南矿业集团公司综放工作面单产最高记录。

1 工作面开采技术条件

1.1 地质概况

为充分采出煤炭, 矿井经过优化设计, C13-1煤层西一采区上部工作面均布置倾斜条带工作面, 实行俯斜开采。C13-1煤层属较薄厚煤层, 煤层由西向东倾斜长度逐渐增大, 煤层倾角逐渐变小。

1212 (3) 工作面位于矿井-600 m水平西一采区, 工作面沿倾斜方向长度为1 370 m, 工作面长200 m, 煤厚3.4 m~4.75 m, 平均3.9 m, 煤层倾角为6°~8°, 平均7°, 煤层赋存稳定, 结构简单, 煤层普氏系数为0.8~1.7, 煤容重为1.34 t/m3。根据工作面巷道揭露和对工作面三维地震勘探分析, 整个工作面共有5条小断层构造, 落差均在0 m~1.2 m以内, 对回采影响不大。

1.2 综采技术参数

1.2.1 合理的采放比

由于该工作面煤层厚度在3.4 m~4.75 m, 而液压支架高度在1.7 m~2.8 m, 若采高偏大, 则采放比偏小;若减小采高, 增大采放比, 则支架活柱的伸出量偏小, 在回采过程中如基本顶大面积来压, 则有压死支架的可能, 不利于支架安全管理。为了两者兼顾, 确定工作面采高为2.2 m~2.4 m, 放煤高度为1.2 m~2.55 m, 采放比为1∶0.55~1∶1.16。

1.2.2 合理放煤步距的确定

合理的放煤步距是提高煤炭采出率、降低含矸的重要因素。放煤步距偏小, 放煤时顶煤还没放完, 采空区矸石先于顶煤窜到放煤口, 按照“见矸就收”的放煤原则, 这时就有部分煤炭丢失;放煤步距偏大, 顶板矸石先于支架后方的煤垮落到放煤口, 这样也将丢失部分煤炭, 两种情况均会造成采出率下降;又因工作面是俯斜开采, 煤的自重、破碎度等因素对放煤步距均有一定的影响, 俯采时, 煤层倾角越大, 放煤步距要相应增大;煤的破碎度好, 则放煤步距也要相应增大。合理的放煤步距应该是放煤时, 最后放出的煤和采空区的矸石同时到达放煤口时停止放煤, 煤炭丢失率最小, 含矸率最低[1]。

1.2.3 放煤工艺

放煤方式主要有单轮顺序放煤、单轮间隔放煤、多轮顺序放煤。多轮顺序放煤煤矸混合物最薄, 其次为单轮间隔放煤, 单轮顺序放煤煤矸混合物最厚。由于较薄最大限度煤层的顶煤厚度较小, 故选用单轮顺序放煤。该工作面所选支架为低位放顶煤支架, 即收缩尾梁插板和摆尾梁进行放煤, 工作面煤层厚度不均匀, 开切眼到改作线煤层逐渐增厚, 结合后部运输机能力, 不同的煤层厚度采用不同的放煤方式放煤。工作面初次回采期间煤层较薄, 放煤量较小, 放煤时采取分段单轮顺序放煤。随着工作面的向前推进, 煤层厚度逐渐增大, 放煤量相应增大, 放煤时采用单轮顺序放煤, 这样可以在充分发挥后部运输机能力的同时, 以最短的时间完成放煤任务, 从而确定工作面的推进度, 实现高产。从实际看, 这种放煤方式的选择效果很好, 采出率达到93%以上, 灰分小于规定指标。

1.2.4 端面距的确定

端面距的大小直接影响工作面的推进度和顶板管理。端面距偏小, 则每刀进尺少, 影响推进度;端面距偏大, 工作面易发生掉顶事故, 顶板管理难度增大。

根据实测资料发现顶板垮落与端面距成非线性关系, 随着端面距的增加, 冒顶几率相应增加, 当增大到一定程度后, 冒顶的几率急剧上升。另外, 端面距与工作面回采方式有关, 俯斜开采冒顶几率相应减小, 有利于顶板管理;同时与煤的普氏系数和煤的节理有关, 煤的普氏系数越大, 冒顶几率越小, 节理越发育, 冒顶几率越大[2]。

综上所述, 该工作面所选端面距为630 mm, 较为合理。

1.2.5 支架初撑力的确定

支架必须有较高的初撑力, 以减少顶板的初次下学沉量, 而支架的工作阻力不必过高, 否则会增加对顶煤的完整性的破坏。所以该工作面泵站压力选为26MPa~28 MPa。

2 技术管理

2.1 顶板管理

工作面无护帮板, 而割煤后裸露的顶板为煤层, 如果顶板管理不善, 随时有片帮掉顶事故发生, 工作面在架采过程中, 煤机割煤后, 及时伸出伸缩梁临时支护顶板, 随后10 m拉移支架, 若局部煤层软, 有片帮掉顶现象时, 及时拉超前支架支护顶板。

上下端头管理十分重要, 直接影响到2个安全出口的畅通, 对上下端头各5架范围采取不放煤, 以减少上下出口三角处的冒顶、窜煤矸, 在上下三角煤壁用3 m长的半圆木提前使用斜跨棚, 有效地控制了上下三角煤壁顶板管理。

2.2 运输巷中的带式输送机管理

运输巷中的带式输送机运煤过程中, 胶带有下滑现象, 通过增加部分阻尼板, 从而增加胶带摩擦阻力, 有效地防止了胶带下滑。

2.3 防治水

工作面从初次回采开始成立了水文观察小组, 及时掌握工作面水文情况。工作面初次放顶期间采高严格控制在2.5 m~2.6 m, 采空区不放煤, 既确保采空区来压支架有足够的压缩量, 又减小基本顶垮落高度。回采前, 在运输巷安装能力足够的排水设备和管路, 确保工作面出水后及时排出积水。

3 结语

采用大功率综放设备, 工作面生产能力大, 设备事故率低, 推进度快, 从而确保了矿井稳产高产, 实现矿井高产高效。有利于顶板管理, 工作面回采过程中未出现大面积片帮垮顶事故, 有利于安全生产。综放开采适应性强, 该面煤层厚度不同, 工作面在不调整采高情况下, 适当调整放煤方式即可, 遇地质构造带, 煤层变薄时, 适当降低采高, 采空区不放煤, 可顺利通过异常区, 当煤层厚度增大时加强放煤, 确保煤炭最大程度回收, 工作面采出率达到93%以上。工作面采高小, 又为俯采, 不易片帮掉顶, 有利于顶板管理。

参考文献

[1]钱鸣高, 许家林.煤炭工业发展面临几个问题的讨论[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (2) :1-6.

俯斜工作面 篇3

1 工作面地质条件

4703工作面原设计走向长1300m, 倾斜长110m, 可采储量81×104t。由于在工作面运输顺槽施工中南部揭露煤层变薄、受多条断层影响等, 走向长缩短到820m, 倾斜平均长93.2m, 可采储量减少至50.8×104t。为提高矿井资源回收率, 达到精作细采, 经过对工作面北部煤层赋存条件较差区域进行钻探、巷探, 掌握了较准确的煤层赋存资料, 决定对该区域运输顺槽进行改造, 工作面采用大坡度俯采通过地质构造带以提高工作面回采率, 见图1。

4703工作面运输顺槽改造后, 北部区域走向长160m, 倾斜长110m, 开采煤层厚度6.8~7.2m, 平均7.0m, 工作面采3m放4m。受小型构造影响, 煤层倾角-6°~+15°, 工作面部分区域的俯采坡度达到-25°左右。煤层顶板为含砾粗砂岩, 厚度8.38m, 泥质胶结, 层理发育;煤层直接底为厚度4.14m的粉砂岩, 泥质胶结, 遇水松软膨胀, 老底为粗砂岩, 厚度3.58m。

2 大坡度俯斜综放开采关键工艺难点分析及保障措施

2.1 采煤机割煤工艺难点分析及保障措施

采煤机在俯斜工作面中工作时, 机身和滚筒重力沿煤层方向的合力使采煤机有滑向煤壁的趋势, 采煤机向煤壁侧的转矩和沿煤层的分力对导向装置产生影响, 这个力最终由导向装置、煤壁和运输机各部件的摩擦阻力来平衡。同时由于前部运输机也向煤壁侧倾斜, 导致采煤机滚筒装煤效果较差, 前部运输机撒落煤量较多, 造成采煤机多次往返扫浮煤, 并且由于前部运输机底槽沿工作面底板倾斜放置, 中部槽上的煤使得输送机所受的载荷不够均衡, 再加上输送机链条的重力作用, 使下帮的载荷链负荷增大, 加之采煤机机身下滑, 采煤机紧贴煤帮, 落煤不能有效装入前部输送机中。经现场实验观测, 工作面从水平向倾斜侧过渡回采时, 由于煤层倾角大, 且采煤机的卧底量有限 (仅有210mm) , 达不到工作面俯采坡度要求, 因此采取了采煤机开帮前在煤帮侧人工台阶式下底方式, 使输送机坡度达到-25°~-30° (与工作面俯采坡度保持一致) 进行回采见图2, 当工作面运煤时把前部输送机靠煤壁侧先吊起来, 使输送机倾斜度保持在-13°~-15°左右, 确保其正常运行。因此, 割煤工艺过程中, 必须控制好煤帮侧人工下底、前部输送机倾斜度和采煤机的牵引速度, 并适当调整割煤工艺增加采煤机开机率, 以保证工作面正常回采。

2.2 移架工艺利弊分析及保障措施

工作面采用本架操作和及时支护, 全封闭支护顶板的支护方式。大坡度俯斜综采比近水平煤层条件下综采移架顺利得多。小坡度状况下移架时, 其操作是先打开拉架手把, 然后再缓慢打开降柱手把, 当支架开始前移时, 立即停止降架, 并要求降架高度必须高于相邻架侧护板下檐高度, 以保证擦顶移架和全封闭管理顶板, 支架到位后打开升柱手把使之达到最大初撑力。而大坡度状态下的移架较为简单、优越, 只要打开拉架手把, 无须降架, 支架即顺利前移。有效地避免了对采场上覆岩层的“反复支撑”破坏, 又使顶板对煤壁由“悬壁梁”的受压状态, 改变为“双铰简支梁”的受压状态, 既减轻了煤壁所受上覆岩层的压力, 又使煤壁受压均衡, 有效地克服了煤壁片帮冒顶及其它诱发因素。

大坡度移架简单、顺利的原因在于:沿支架的推进方向由其自重产生了水平分力 (下滑力) Wsinα和支架载荷力P产生的水平分力Psinα与拉架力共同克服了移架摩擦阻力见图3。经过计算发现, 俯采坡度达到25°时的拉移力比水平时小12%。但由于煤层坡度大, 支架的稳定性变差, 支架的重心和合力作用线有所前移, 易导致支架钻底和顶梁前倾, 并容易将支架前柱压成死柱最终造成倒架、挤架等现象, 给支架管理带来严重困难。因此要加强调架工作, 提高调整支架状态的频次和质量, 尤其特别注意调架的及时性, 移架时支架前柱升缩量必须大于后柱升缩量100mm操作, 并随移架调整, 采用移架调架一体化进行作业, 提高支架支撑顶板的强度与可靠性。

2.3 大坡度俯斜综放开采安全管理分析及保障措施

4703工作面由于俯斜开采段机道及工作面平均坡度达到25°左右, 局部达到35°, 煤块落至输送机后下滑力大, 易翻滚, 威胁设备操作人员安全;工作面移架、人工煤帮下底时架前窜矸、架间翻矸现象时有发生, 作业人员安全无法保障。因此在回采过程中为防止块煤下滑力大翻滚伤人, 在输送机机头安装两组缓冲链, 缓冲链间距控制在3-5m之间, 有效减小煤块抛落距离, 使煤块成自由落体落至搭接输送机内达到正常运输, 同时在输送机转载点安装语音联系信号, 有人员通过时及时停止输送机;工作面移架前相邻支架间设置金属防护网防止架间窜矸伤人, 并在工作面俯斜开采段指定专人负责该项工作, 发现问题及时处理。由于保障措施到位, 俯采期间没有发生人身事故, 安全管理达到了预期目标。

3 工作面矿压显现特点

大坡度俯采工作面的顶板重力沿层面方向的分力指向煤壁侧, 挤压岩块使顶板裂隙密合, 有利于强化顶板的稳定性, 煤壁位移和片帮现象也将减弱。但是, 采空区的垮落岩块易窜入支架前梁顶部, 使俯斜工作面支架前柱的压缩量和载荷明显大于后柱。

俯斜开采工作面前方的支承压力比水平或仰采时要大, 但压力峰值远离工作面煤壁处, 即使直接顶被压裂的程度较水平开采严重一些, 但在支承压力的分力和其自身层向分力的作用下, 压裂裂隙受到挤合, 使直接顶的整体性得到加强, 压裂块体之间力的联系得到了补充。所以, 俯斜开采有利于顶板管理, 回采过程中煤壁片帮较少。

4 应用效果及经济评价

4703工作面俯采期间, 根据煤层倾角变化, 及时调整工作面回采工艺, 在煤帮、架前人工下底, 对工作面围岩破碎地段采取措施加强顶板支护, 有效防止倒架、咬架、窜矸事故的发生, 保证了工作面大坡度俯采的顺利进行与安全回采。4703综放工作面地质构造段共推采134m, 多回收煤炭16.2×104t, 工作面回采率达到86.4%, 这对资源已接近枯竭矿井具有十分重要的现实意义。

5 结论

综上所述, 红会四矿复杂地质条件下, 通过积极采取应对措施, 可实现综放工作面跨地质构造带大坡度俯斜开采的安全顺利进行, 对相似条件下综放工作面回采具有一定借鉴意义和参考应用价值。

摘要：综放工作面俯采坡度过大是制约正常回采的重要因素, 届时工作面顶板围岩稳定性变差, 架前或架间窜、翻矸现象频繁, 严重影响安全生产。本论述以红会四矿4703综放工作面开采实践为例, 通过采取对应措施, 实现了地质构造带内综放工作面大坡度俯斜开采的正常进行与安全生产, 取得良好效果与经济效益。

关键词：构造带,综放工作面,大坡度,俯采

参考文献

[1]刘吉昌.倾斜长壁开采[M].北京:煤炭工业出版社, 1993:404-412.

[2]周玉华.综采工作面大倾角俯采的生产实践[J].煤矿开采, 2005, 10 (1) :32.

[3]蒋金泉, 顾兵.大倾角采场围岩应力分布特征[J].矿山压力与顶板管理, 1993, 3:100-114.

[4]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].北京:中国矿业大学出版社, 2003, 58-60.

俯斜工作面 篇4

1采区概况

西一区18层一分段底板层综放面区内构造比较复杂, F1断层贯穿全区, 落差沿走向变大, 在6.0～10.0 m之间, F2、F5两断层贯穿区内, 落差3.5, 4.0 m。受断层影响, 区内煤层呈不规则变化, 整个煤层呈扭曲状, 煤层变化非常大。回风巷受断层影响煤层变薄, 煤厚3.0～11.0 m, 运输巷煤厚基本正常, 平均厚13.6 m, 属厚煤层。工作面走向长740 m, 倾斜长102 m, 可采储量136万t。从切眼向外至245 m煤层倾角为12°, 245 m向外煤层倾角变缓为7°, 整个煤层倾角为9～12°。工作面初期开采, 自开切眼沿走向向外平均350 m范围内, 属俯斜开采地段, 俯角平均19°。煤质中硬, 煤种为1/3焦煤。顶板为灰白色中砂岩, 底板为灰白色细砂岩。

2邻区邻层自然发火情况

西一区18层一分段底板层综放面, 瓦斯绝对涌出量为5.0 m3/min, 相对瓦斯量2.48 m3/t, 属重点瓦斯管理工作面。煤层自然发火期3～6个月, 属易发火煤层。该工作面在掘进期间, 当运输巷掘进至原设计切眼位置时, 遇到邻区邻层火区而无法继续向前掘进, 被迫退后50 m重新设计切眼位置, 以保证工作面能够顺利回采。西一区18层一分段底板层综放面与上覆15煤层层间距为12～30 m, 区域内邻区邻层开采情况、自然发火情况及发火隐患地点分析如下:①该工作面在掘进开切眼期间与-80 m消火道旧巷相透, -80 m消火道旧巷见煤点处出现高温点, 开采前1个月由综采一队注水队在-80 m消火道高温点处累计打15个消防火钻孔, 注凝胶进行处理, 消灭了高温点。②西一区15层一分层于1993年1月23日开采, 至1994年6月30日回采完毕。该区段底板层于1994年8月14日, 利用北五区15层四段工作面直接过渡到该区段煤柱, 在1994年9月25日工作面CO浓度增到1.2×10-4时被迫封闭。于1999年7月7日第2次开采, 距1994年9月25日发火终采线间隔150 m煤柱, 停采时间是2000年10月3日。③西一区15层北上块一分层, 于2000年1月9日开采, 2000年5月25日停采。底板层于2001年8月12日开采, 2002年1月19日停采。西一区北上块的2条入风上山与西一区18层一段原切眼联通, 贯通时发现旧巷内CO浓度达1.5×10-3。一分层穿层巷道已充浆2 000 m3, 底板层穿层巷道已充浆1 460 m3, -60 m旧巷充浆5 096 m3, 通过观测, CO绝迹, 无高温隐患。④西一区15层北下块, 于2002年12月1日开采, 2003年9月10日停采。⑤西一区15层北中块, 于2004年4月28日开采, 2004年9月4日停采。⑥西一区15层中上块, 于2001年1月20日开采, 2001年4月25日停采跳面, 2001年5月6日距第1终采线30 m, 跳面切眼形成第2次开采, 于2001年7月16日停采。⑦西一区15层中下块, 原三采区238采煤队回采工作面, 于2004年7月27日开采, 2004年11月17日停采。封闭前顶板瓦斯抽放巷CO浓度达1.4×10-3。该面充浆16 060 m3, 通过观测CO绝迹, 但对底板尾巷取样分析, CO浓度达1.0×10-6。⑧西一区15层南块, 于2002年7月12日开采, 2002年11月28日停采。

3井下移动式膜分离制氮装置

3.1工作原理

DM-800型井下移动式膜分离制氮装置主要由2台矿用隔爆型螺杆空气压缩机、1台压缩空气预处理段、1台膜分离器组成。空气压缩机为整套机组提供空气原料;空气预处理段将空气加热和净化, 保护膜不受污染, 提高膜的工作效率和使用寿命;膜分离器用来完成氧气和氮气分离。膜分离器由多束半渗透中空纤维组成, 每个分离器含有数以万计的纤维丝。中空纤维膜分离气体的总过程由溶解和扩散两部分组成。压缩空气经过除水、除尘、除油污、加热、加压, 使纯净的空气达到最佳状态, 然后进入膜分离器, 在膜的高压侧表面以不同的溶解度溶于膜内, 在膜两侧压力差的推动下, 混合气体的分子以不同的速度向膜的低压侧扩散, 渗透较快的氧气、水蒸气及少量的二氧化碳等, 透过膜后在膜透侧富集, 而渗透相对较慢的氮气、氩气等则在滞留侧富集, 从而达到混合气体分离之目的, 得到纯度较高的氮气。

3.2技术参数

DM-800型井下移动式膜分离制氮装置主要技术指标:外形尺寸3.0 m×1.2 m×1.6 m (拖车4台) ;氮气产量800 m3/h;氮气纯度≥97% (O2浓度≤3%) ;氮气出口压力≥0.8 MPa (可调) ;制氮机功率为24 kW (额定工作电压～660 V) ;空压机功率为2×132 kW;空压机排气压力1.2 MPa;空压机排气量>17.7 m3/min;空压机排气温度<80 ℃;膜分离系统操作状态压力1.1～1.3 MPa, 温度50～55 ℃。

4在防灭火中的应用

4.1硐室的位置选择

DM-800型井下移动式膜分离制氮装置各部分外壳全部为钢制材料, 外形为铁箱包装, 分别装在4台平板车上。操作时, 采用智能化微电脑自动控制系统, 主要元件均为进口件, 其中膜组件是美国麦道公司产品, 微电脑是日本欧姆龙公司产品, 气动阀是德国堡德公司产品。西一区18层一分段底板层综放面俯斜开采地段选择使用膜分离制氮装置, 对采空区进行注氮防灭火, 既充分考虑到制氮机设备精密、造价昂贵、体积较大、对工作环境要求高等特点, 同时又考虑井下的具体条件, 便于供电电缆、供水管路和注氮管路的敷设, 有利于工作面防灭火, 因此决定将制氮机安设在条件比较好的-145 m运输巷变电所附近的岩石平巷内。

4.2注氮管路的敷设

根据采空区“三带”的划分, 0～20 m为破碎带, 20～50 m为氧化带, 50 m以上为窒息带。但是在特殊情况下, 由于地质条件相对比较复杂, 工作面回采完毕后出现联通现象, 因此很难确切划分出采空区“三带”。充分考虑到该工作面邻区邻层火区的复杂性, 矿方决定由通风区负责敷设2趟Ø108 mm、长1 000 m的玻璃钢管主干注氮管路。靠近采空区处提前敷设3趟注氮管路, 各趟管路出口位置必须错开20 m。当第1趟管路进入采空区20 m后即开始注氮, 并及时准备敷设第2趟管路;当第2趟管路进入采空区20 m时后即开始注氮, 此时2趟管路都进行注氮, 同时要及时准备敷设第3趟注氮管路。当第1趟管路进入采空区60 m后必须停止注氮, 而此时第2趟管路已经进入采空区40 m, 并继续注氮;第3趟管路已经进入采空区20 m, 并及时准备和主干管路对接后即开始注氮。如此循环作业, 使源源不断的氮气注进采空区, 在20～60 m间形成1条由氮气组成的隔绝带, 隔绝邻层邻区火区, 达到防灭火目的, 保证了正在开采的工作面安全。

4.3防灭火工艺流程

自然状态下的空气→空气压缩机 (变成高压空气) →冷却器→C级精密过滤器→流态电加热器→T级精密过滤器→H级精密过滤器→A级精密过滤器 (变成纯净的高压空气) →膜组件 (分离出纯度≥97%的氮气) →2趟玻璃钢主干管路→靠近工作面采空区的3趟玻璃钢支干管路→进入采空区20～60 m之间 (形成隔绝带) 。

5采空区防灭火效果分析

综采一队于2005年4月6日进入西一区18层一分段底板层综放面开始回采。当工作面向前推进50 m左右时, 消火检查员发现, 在一尾巷内出现高温点, CO浓度达4×10-5, 一尾巷进行了及时封闭。当工作面向前推进120 m左右, 一尾巷观测管内CO浓度达6.65×10-4。放煤时工作面、回风、上隅角CO微量, 软煤帮放顶刮板输送机风流中CO浓度达4×10-5, 窗内CO浓度达1.4×10-4;不放煤时工作面、回风、上隅角CO无, 软煤帮放顶刮板输送机风流中CO浓度达到2.4×10-5。矿组织通风区和有关单位, 对影响该工作面的邻区邻层采空区及其相关的巷道及时进行打闭、喷碹等堵漏工作, 同时在该区域的消火道内向邻区邻层采空区打消防火钻孔, 利用消防火钻孔进行灌浆处理。由于工作面初采期间为俯斜开采, 灌浆后大量积水流到工作面而淹采场, 因水患导致工作面无法正常生产。为了解决采空区自燃问题, 2005年4月29日, 开始启动第1组移动式膜分离制氮装置, 对该工作面采空区进行注氮防灭火。由于在采空区20～60 m范围内形成1条隔绝带, 控制了邻区邻层采空区和该工作面采空区火区影响, 使其火区内的CO隔绝在采空区内, 保证了工作面不出现CO。6月16日在-145 m运输巷变电所附近的岩石平巷内, 安装第2组移动式膜分离制氮装置。至此, 2组移动式膜分离制氮装置 (4台空压机) 连续不断地启动运转。到10月1日停止注氮为止, 第1组移动式膜分离制氮装置运行了3 073 h, 氮气流量平均为795 m3/h, 累计注氮气2.44×106 m3;第2组移动式膜分离制氮装置运行了2 303 h, 氮气流量平均为720 m3/h, 累计注氮气1.66×106 m3。9月份连续对火区进行检查、观测和采空区抽样化验分析证明, 火区确已熄灭。