末采支护技术

2024-11-06

末采支护技术(精选6篇)

末采支护技术 篇1

一、引言

小搬家停采位置是综采工作面面临的最主要问题。为了保证搬家期间员工的安全, 确保搬家工作的顺利进行, 要重视顶板支护的强弱。

二、工作面工况

矿山冲积层采区首采工作面是顶分层综采工作面。其伪顶是泥岩, 厚度约0-013m, 颜色为黑色, 质地较软; 直接顶是粉砂岩, 厚度约4-7m, 颜色为灰黑色, 质地致密呈块状粉; 基本顶是中砂岩, 厚度约8- 16m, 颜色为灰白或白色, 具有波状层理, 质地坚硬; 直接底是含碳质的粉砂岩, 厚度约516-712m, 颜色为黑色, 质地致密。薄煤综采工作面:基本顶是石灰岩, 厚度约412-511m, 颜色为褐灰色, 质地坚硬; 直接顶是泥岩, 厚度约312-513m, 颜色为灰色; 直接底是砂质泥岩, 厚310-313m, 颜色为灰色; 老底砂岩, 厚2118m, 颜色为灰白色, 呈中粒状。顶分层综采工作面:直接顶为粉砂岩, 厚度约18 -1813m, 中上部颜色为灰或灰白色, 下部颜色为灰黑色, 质地坚硬;直接底分两部分, 顶部是含黄铁矿的薄膜, 下部是粉砂岩, 厚度约319 -414m, 颜色为灰黑色; 老底是细砂岩, 厚度约5186- 719m, 由于含有碳质颜色灰黑色, 呈块状, 具有波层理结构。以上对各综采工作面的顶底板岩性进行了深入的研究和分析。为了便于工作面拆除工作, 要在坚持末采顶板控制要求的基础上, 结合具体情况, 改革末采的顶板支护方式。

三、基础支护方式

矿山综采工作面采用的传统扩帮支护方式有很大的局限性和缺点。采用木棚支护, 其直径的选择有很大的局限性。过大会影响出架空间, 过小无法提供足够稳定的支护强度。采用抬棚与插梁的方式作为抹角处的支护, 其施工周期长、施工难度大、物料的准备和运输都有很大困难。对机尾抹角, 要采用大抬棚, 其尺寸、质量都很大, 给工作人员带来很大的工作量和工作强度;对于机尾交叉点的处理, 要综合使用大小抬棚, 抬棚尺寸的不同更是增加了工作的难度。

四、锚网、锚索支护方式

(1) 锚网联合锚索支护

不同于传统的收尾扩帮方式和施工工艺, 锚网加锚索联合支护的方式改进了锚网支护的参数, 结合了锚网支护和锚索支护的优点, 构成了一种新型的支护方式。都采用锚网支护作为综采工作面的两巷支护, 工作面两巷规格和扩帮规格参数一样, 分别为317m-218m和2m-218m。薄煤的参数有所不同, 工作面两巷规格和扩帮规格分别为317m-214m和2m-210m, 采用锚网支护。其他参数不能一概而论, 要根据具体情况和工艺来设定。

现场实际情况: 扩帮处分为实体煤和支架支护两部分。为了解决顶板维护困难的问题, 采取了机组进1刀支护1排的工作方式, 而且增大了支护强度和稳定性。为了确保施工安全, 可以设置双趟布置, 减小锚索组距和锚杆间排距, 及时清理断层附近的破碎顶板。为了应对意外事故, 至少准备30架相同规格的木支护材料, 以备不时之需。

(2) 优势

能够帮助施工人员施工出合理的断面并且留出富余的拆除断面, 即便是施工难度很大的情况, 也能收获很好的效果, 能够有效的处理机尾抹角、车窝施工和工作面扩帮, 极大减少了扩帮的工作量。机组扩帮是一种高效、安全的工作方式。由于其改变了作业环境和作业方式, 有效地避免了可能存在的安全隐患, 保证了施工人员的人身安全和工程的顺利实施。其运作方式节约了资源, 提高了工程的安全系数。此外, 逢锚必退的工作方法简化了工作面设备拆除的工序, 提高了工作效率。

五、改进末采顶板支护技术, 方便拆除工作面

5.1改进末采顶板支护技术

采用锚网与锚索联合支护的方法维护顶板, 综合考虑了工作面的顶板条件以及施工的现场环境, 改善了抹角和车窝的顶板支护方式, 形成了一个采用锚网支护工作面及两巷、锚索稳定的结构体系。要根据顶板岩性合理设置锚索组距, 确保锚索的牢固。要加大调架的力度, 保证调架的稳定。调整工作面采高和角度, 使采线与预定停采线相平行, 保证采线位置和角度的精准。为了应对意外和未知情况的发生, 要预备至少30架规格相同的木支架, 以备不时之需。要严格遵照相关技术指标和设计要求, 确保各项设备和部件的规格准确, 创造一个良好的作业条件。

根据具体的施工情况和技术要求, 先打第一排顶锚杆, 与支架前梁距离为100mm。可以同时使用两台锚杆机平行作业, 提高施工速度, 缩短施工时间, 但是要确保两台锚杆机的规格和施工指标相同。为了减少空顶距离和时间, 禁止机组跑通刀, 并进行临时支护, 如在空顶处打单体支柱, 确保支护的稳定。按扩帮锚杆的排拒挂线, 机组每跑一定距离都要重新标定, 确保施工的质量。采用迈步布置设置临近的两排锚杆钢带, 可以提高顶板的稳定性。除第一排和最后一排以外的锚杆, 要拆下十字头后再进一步扩帮, 通常采用单体支柱顶溜的方法进行扩帮打顶锚杆的工作。为了确保工作面扩帮的顺利完成, 到最后一排时要及时打锚索和帮锚杆。工作面机头端头支架处的扩帮高度有严格要求, 通常设为216m, 方便出端头支架的拆除。

5.2锚网扩帮的安全管理

为了确保支架的支撑力, 在工作面末采前, 要重点进行支架的检修和调整, 确保支架与采线相垂直;要按照标准检查锚杆和锚索, 保证锚杆和锚索的稳定性、固力和预紧力;为了满足联网的需求, 要搭接好网片设备;为了确保施工安全, 避免顶板事故, 要对临时支护设施做全面的检查;为了防止漏电等现象的发生, 要停电闭锁, 确保人身安全;为了防止单体支柱弹起造成不必要的人员伤亡, 要检查单体支柱, 确保其于支架连锁稳固;采用规格相同的木支架以备不时之需。

5.3工作面拆除前期准备

为了给后续工作奠定良好的基础, 做了良好的前期准备工作, 方便工作面拆除工作。起吊锚杆的位置已经设置成最合适的位置;严格遵守采高要求, 用机组联合人工将浮煤清净;拆除了不利于工作面拆除和运输工作的障碍, 如拆开或挽起钢绞线, 避免由于锚索过长或巷道过低可能带来的影响;顺平了工作面扩帮后与两巷底板, 铺设了一条凭证的拆除轨道;严格遵照规格标准设计机尾, 如末角、曲率半径等, 尽量避免由于设计不合理带来的不利影响, 更有效的控制极尾空间;严格遵照规格标准设计出架车窝, 设置合适的深度, 方便绞车的安装和出架, 确保工程的顺利实施, 保证施工人员的人身安全, 努力创造一个安全、高效的施工环境。

六、结语

本文提出的顶分层综采工作面末采扩帮工艺的优化模式是一种安全高效的工作模式, 在确保施工人员安全的情况下, 可缩短传统工作面拆除时间的20%, 极大地减少了工作时间, 提高了工作效率, 对矿井施工行业的发展有重要的推动作用。

摘要:本文针对煤矿矿山的顶板及作业条件, 并结合了工作面末采工艺技术, 分析了顶板支护关键技术, 有利于提高矿山综采面作业安全、质量和效率。

关键词:综采工作面,顶板支护,关键技术,作业安全

参考文献

[1]薛建志, 刘广利.浅谈综采工作面几个技术问题[J].煤矿现代化, 2010 (06) .

[2]张勇.综采大采面末采顶板支护方式技术研究探索分析[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2010 (01) .

末采支护技术 篇2

山西省阳泉固庄煤矿位于阳泉市西北, 其15#煤七采区的15704回采面煤层厚5.18~8.58 m, 平均厚6.88 m, 煤层倾角3°~5°, 煤层结构复杂, 工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤一次采全高采煤方法。15704回采工作面回采完毕, 为保障综采工作面收尾时的拆迁工作安全进行, 使综采设备拆除顺利完成, 因而对现场顶板和巷道的控制要求很高, 通过对锚网索联合支护理论进行分析, 并在15704回采工作面应用实践, 使理论与实践相结合, 取得了良好效果。

2 锚网索联合支护作用机理

锚网索联合支护是利用锚杆预紧力和锚杆工作阻力的作用, 增加顶板承载能力, 同时把锚索埋入岩层内部进行预加应力增加, 并使传递主体结构的支护应力至深部稳定岩层。其作用方式一般有3种:自承拱作用、组合梁作用、悬吊作用。

3 现场实践

3.1 参数选择

综采工作面末采撤架时, 为了使锚网索联合支护能够有效地控制顶板和巷道, 必须采用合适的参数[1]。15704回采工作面末采时顶锚杆采用φ22×2 400 mm单向左旋无纵筋螺纹钢, 杆体材质采用20Mn Si, 锚深2 300 mm。顶药卷采用型号为K2340 (在上) 和Z2360 (在下) 的两卷树脂锚固剂, 两药卷彼此相接, 在一个孔内。顶锚杆带120 mm×120 mm×8 mm铁垫片 (中孔直径23 mm) , 贴紧顶板。顶锚杆预紧力达100 N·m, 锚固力达7 t。

顶锚索选用φ17.8×7 500 mm 1860钢绞线, 铰线结构1×7, 锚深不低于7 100 mm。当煤层厚度发生变化时, 以锚入老顶灰岩1 000 mm为准, 锚索长度根据实际情况确定, 外露锚索9~10 cm, 多余部分剪断。锚索药卷为K2340, 规格φ23×400 mm的快速树脂锚固剂和型号Z2380, 规格φ23×800 mm的中速树脂锚固剂配合使用, 要求快速药卷与中速药卷在同一个眼中使用, 彼此相接, 快速药卷在上, 中速药卷在下。锚杆锚索基本参数如表1所示。

3.2 铺网工作

15704回采工作面距停采线13 m时, 开始铺设顶网。在撤架巷内铺单网, 工作面煤帮网铺到底板, 支架上方铺双网, 双网铺到撤架巷内距支架前梁1.5 m。铺网采用金属经纬网, 规格为1.2 m×10 m。用14#铅丝联网, 每0.2 m联一道, 保证联网效果。沿工作面顶板先铺两趟单层金属网, 网的长边与工作面走向平行, 网与网的短边压茬0.6 m, 长边压茬0.2 m, 然后开始铺第三趟网, 网与网长短边压茬均为0.6 m, 第三趟网以后所铺的网长短边压茬尺寸均与第三趟网相同。网与网长短边的压茬必须交错进行。

铺设金属网一方面可以全面护顶, 使顶板受力均匀;另一方面可使局部岩石脱离岩体时, 在网的撑托作用下不致冒落下来, 有效地控制了围岩的破坏, 保证了整体支护体系发挥正常支护作用。

3.3 支护方式

在支架前梁下共安设两排锚杆, 当工作面支架前梁端头距停采线4.2 m时, 切断机组和前部运输机电源, 在每架支架前梁端头 (收回伸缩梁) 前方0.3 m处安设一排顶锚杆, 顶锚杆安设完毕后及时伸出伸缩梁。当工作面支架前梁端头 (收回伸缩梁) 距停采线3.6 m时, 切断机组和前部运输机电源, 在每隔3架支架前梁端头 (收回伸缩梁) 前方0.3 m (即相邻两架支架的缝隙前方) 处安设一排顶锚索。顶板和巷道支护共布置五排, 第一、二、三、四排交错布置锚杆和锚索;第五排布置锚杆。第一、二、三排锚索间距3 m, 锚杆间距3 m;第四排锚杆间距1 m、2 m, 锚索间距3 m;第五排锚杆间距1 m。在停采线处, 工作面煤帮侧铺金属帮网, 安设三排帮锚杆, 间距1 m, 排距及其它参数与顺槽相同。顶锚索布置如图1所示。

锚网锁联合支护对顶板弯曲变形具有明显的限制作用, 锚杆、锚索和锚固区域的岩体互相作用, 组成锚固体, 形成统一的承载结构。比单体锚杆更能有效地阻止顶板岩层节理、裂隙的发生和扩展, 从而提高了顶板岩层的完整性和稳定性。

15704回采面末采撤架巷净高2.6 m, 支架顶梁前端至工作面煤帮侧3 m。采用锚杆、锚索、网、单体液压支柱联合支护方式。撤架巷内帮铺金属网后, 安设三排帮锚杆, 在距顶板0.25 m布置第一排锚杆, 间距为1.5 m;第一、二和三排锚杆排距为0.8 m, 其它参数与顺槽相同。15704回采面末采撤架巷内帮锚杆布置示意图如图2所示。

撤架巷锚网支护是主动支护, 它能及时加固围岩, 充分发挥围岩自身强度, 以减少围岩的变形和松动;既能有效地控制围岩变形, 又能极少占用巷道有效空间, 从而增加巷道断面的利用率, 并提高了支护的安全性。

3.4 施工工艺

回采工作面距停采线3 m时, 所撤支架停止前移, 升紧支架 (初撑力达23 MPa以上) , 收回伸缩梁, 将所有支架推拉千斤与前后部运输机的连接头摘开。割第一刀煤, 切断机组和前部溜电源, 上顶网, 安第一排锚索和锚杆, 清理工作面, 送电;割第二刀煤, 切断机组和前部溜电源, 上顶网, 安第二排锚索和锚杆, 清理工作面, 送电;割第三刀煤, 切断机组和前部溜电源, 上顶网, 安第三排锚索和锚杆, 清理工作面, 送电;割第四刀煤, 切断机组和前部溜电源, 上顶网, 安第四排锚杆和锚杆, 清理工作面, 送电;割第五刀煤, 切断机组和前部溜电源, 上顶网, 安第五排顶锚杆, 铺帮网, 安帮锚杆, 清理工作面, 送电。

由于锚网索支护具有进度快、效率高、强度高、质量安全可靠、省材料、成本低, 最大限度地保持了顶板和巷道围岩的完整性、稳定性, 把围岩从载荷体变为承载体, 变被动支护为主动支护, 充分发挥顶板和巷道围岩自身的支持作用。

4 结论

15704回采工作面末采撤架采用锚网索联合支护顶板和巷道, 增加了顶板和巷道承载能力, 支护效果好, 使顶板形成一个有机整体, 整体护顶作用效果显著, 并且能够防止局部岩石脱离岩体, 在网的撑托作用下不致冒落下来, 有效地控制了顶板和围岩的破坏, 保证了整体支护体系发挥正常支护作用。

参考文献

综采工作面末采贯通让压技术 篇3

伊泰集团纳林庙煤矿二号井主回撤通道使用垛式支架及单体液压支柱支护。621-12综采工作面与主回撤通道贯通时, 贯通期间遇有强烈的周期来压, 顶板岩层在回撤通道上方沿工作面全部断裂, 完全靠工作面液压支架和回撤通道内的联合支护支撑, 由于老顶岩梁力的平衡被破坏, 断裂的老顶及上覆岩层通过直接顶压在工作面液压支架、回撤通道垛式支架、液压单体支柱上, 使顶板压力增大, 导致工作面支架和通道的垛式支架的活柱行程不断缩短, 大量单体压弯。见图1。

为了把压死支架撤出, 首先把架箱底板放炮掏空, 支架下落, 再通过绞车拉出, 导致本次回撤天数达到17天。

本次搬家消耗了大量人力、物力, 存在较大的安全隐患, 为保证下一工作面的安全高效顺利回撤, 我们经过认真研究分析, 总结规律, 提出了工作面末采贯通让压技术。

2 末采贯通让压技术

末采贯通让压技术就是通过顶板进行矿压观测, 掌握顶板的周期来压规律, 在工作面与主回撤通道贯通前, 通过调整工作面推进速度和采高, 调节周期来压步距, 在工作面即将贯通时, 调整出现最后一次周期来压, 使老顶的压力得到充分的释放。这样, 在工作面贯通、回撤时, 回撤通道上方避开了来压峰值, 新的悬顶面积不足以构成一次周期来压, 减小了回撤通道内的支护阻力。

技术关键是贯通前仔细做好矿压监测工作, 掌握周期来压规律, 在距回撤通道50m左右时, 即开始进行周期来压步距调整工作。根据实际情况, 控制好采高和推进速度。

3 621-13工作面末采矿压观测

3.1 观测设备

工作面观测设备采用综采支架工作阻力连续记录仪监测支架工作状况。连续记录仪型号为KBJ-60Ⅲ-1 (以下简称“尤洛卡”) 。该工矿仪监测数据不仅及时、充分, 而且可调节观测数据的间隔时间, 观测的数据可储存到工矿仪里, 并由红外采集器采集数据, 采集数据方便、完整。数字压力计有两个压力测孔, 可同时测量两个测点的压力, 并连续记录在压力计内, 数据采集器携带至井上后通过无线通讯适配器将数据自动地传送到PC计算机处理。

3.2 观测方案

为了分析沿工作面不同部位顶板的来压规律、显现程度、支架的支护质量以及开采条件的影响, 掌握整个工作面的压力分布情况, 以便采取针对性的有效控制措施。工作面测区布置如下:沿工作面自上而下布置四个测区, 即Ⅰ测区 (4#~8#架) , Ⅱ测区 (40#~42#架) , Ⅲ测区 (58#~62#架) , Ⅳ (106#~110#架) , 采用直读式压力表和数码连续记录压力计, 从开切眼开始连续监测支架载荷和顶板压力, 整体研究621-13综采面采场矿压显现规律和支架工况。

在每个测区支架的立柱上安设工作阻力连续记录支架左、右立柱的工作阻力, 监测仪采集支架工作阻力的时间间隔设置为5min/次;同时观测每个测区处煤壁的片帮、端面的冒顶情况, 掌握工作面不同部位及整个工作面的矿压显现情况。综采面矿压观测方案见图2。

3.3 工作面末采矿压规律分析

工作面支架阻力 (额定工作阻力8640kN/架) 随工作面推进循环的变化规律

监测时间:2010.11.27~2010.12.8。

工作面推进距离:168m。

工作面支架支护阻力随工作面推进距离的变化规律见表1。

工作面周期来压期间, 平时压力在5348kN/架 (26MPa) 左右, 占额定工作阻力的61.9%。来压时压力一般在7394kN/架 (36MPa) 左右, 占额定工作阻力的85.6%, 周期来压步距28m。

4 621-13工作面末采贯通前让压过程

根据顶板周期来压观测数据, 在贯通前调整采高和工作面推进速度, 调整周期来压步距, 贯通前顺利实现压力释放, 是实现快速安全回撤的关键因素。

顶板的破断运动不仅取决于岩石性质、结构、厚度等情况, 而且与采高、推进速度等因素有关。采高是影响回采工作面矿压显现和顶板破断运动的主要因素之一。工作面采出高度越大, 上覆岩层破坏范围越大, 破坏程度亦越严重;推进速度对工作面矿压显现也有一定影响。对厚层老顶而言, 推进速度越快, 老顶岩组形成的极限垮距越大, 反之将减少。所以主要通过调整采高和推进速度来控制周期来压步距、位置及强烈程度。

通过对621-13综采工作面矿压显现规律分析, 621-13综采工作面回采过程中, 在距回撤通道26.8m左右时, 工作面曾来一次周期来压, 从45-80号液压支架的安全阀全部开启。当时预测在贯通前后正赶上另一次大型周期来压, 将给回撤带来极大困难。

为了控制周期来压步距, 综采队降低了工作面推进速度, 每天只有一个班生产, 等距离主回撤通道还有8m时, 综采队转至621-14综采工作面试生产的办法来进行人为的调节, 故意让工作面停产3天, 用来改变周期来压步距。在工作面停产期间如期迎来了最后一次周期来压, 使周期来压步距得到了有效控制, 从而在工作面贯通前压力得到了充分释放。重新生产后, 通过采取加快工作面推进速度、采高降至4.2m左右等手段进行调节, 在工作面贯通后几乎没有感觉到明显的顶板压力, 回撤通道支护的单体液压支柱没有因压力而造成任何损坏。

5 总结

通过末采让压技术, 能够有效地躲开周期来压, 从而实现了通过人为手段成功地控制周期来压步距的目的, 为实现综采设备安全回撤创造了条件。

参考文献

[1]张明清, 岳宗洪, 吴桂义, 等.综采工作面下行式支架回撤技术的理论研究与实践[J].煤炭工程, 2008, (4) :35-38.

[2]张连海, 和新亮, 张显峰, 等.林西矿综采工作面回撤巷道支护技术实践[J].煤炭科学技术, 2009, (5) :25-26.

综采工作面末采层位精确贯通技术 篇4

1 原贯通方式及存在问题

纳林庙煤矿二号井搬家使用多通道快速回撤技术, 该技术是在设计终采线时预先布置主回撤通道, 在主回撤通道之外相距25~30 m布置辅助回撤通道, 在主、辅回撤通道之间根据工作面长度, 相距50~60 m布置几条联络巷道, 收尾回撤通道布置如图1所示[2]。工作面离主回撤通道一定距离 (一般12 m) 开始挂网上钢丝绳, 然后与主回撤通道平行贯通。贯通后利用多通道实现多处同时回撤, 从而实现快速回撤。

纳林庙煤矿二号井621-01、621-02综采工作面在主回撤通道往工作面方向, 每隔50 m掘1条探巷, 探巷长度20 m;根据探巷的顶板高度调整工作面的采高。因为6-2煤层厚度约6.4 m, 工作面中间离探巷较远的地段仍然处于无基准的状态, 贯通精度下降, 使得工作面顶底板与主回撤通道顶底板出现台阶 (图2) 。有的工作面顶板超高主回撤通道顶板达到1.0 m, 有的工作面底板比主回撤通道底板低至0.8 m, 这样造成刮板输送机无法推至主回撤通道, 使用绞车无法拉移液压支架。工作面底板与主回撤通道顶板间距不到2.7 m, 采煤机滚筒直径为2.7 m, 采煤机通过时造成撕网、漏顶, 危及作业人员安全。

如果在不能正常贯通区域对底板进行放炮处理, 形成斜坡, 使支架能够推进至主回撤通道, 则会浪费大量的人力、物力、工时、材料, 同时也存在较大的安全隐患。621-02工作面由于末采层位贯通较差, 贯通时出现台阶, 不得不对底板进行放炮处理, 导致搬1次家时间达到26 d。

2 工作面末采层位精确贯通施工方法

根据621-01、621-02综采工作面与主回撤通道之间存在无法顺利贯通的问题, 观察发现纳林庙煤矿二号井6-2煤层有2层条带标志层, 第1层位于巷道第1层夹矸上部约2.0 m处, 宽0.2 m;第2层位于第1层标志层上部约1.0 m处, 宽度也为0.2 m, 沉积比较稳定, 于是决定将第1层亮煤条带作为标志层。

在621-03主回撤通道内, 以第1层亮煤带为参考线, 利用卷尺每隔5 m对巷道坡度、撇底煤厚度、巷道高度进行素描。再在工作面相应位置, 即每架液压支架将要与主回撤通道贯通的对应位置处, 量出顶底板与标志层的距离。从工作面距离主回撤通道10 m开始, 以回撤通道内标志层与顶底板的距离为标准, 调整提卧刀, 使工作面内顶底板与标志层的距离与回撤通道内的标准距离逐渐一致。由技术人员每刀进行层位对照, 得出每架支架处顶底板与主回撤通道的关系, 再指导采煤机司机何时提刀, 何时刹刀, 并控制合理采高 (图3) 。

以此为对照标准, 技术人员指导采煤机司机掌握好提卧刀标准, 使工作面内顶底板与标志层的距离与图中参照距离逐渐调整一致 (图4) 。

621-03综采工作面于2009年1月8日0:00班与工作面主回撤通道顺利贯通, 贯通后的工作面顶板略低于主回撤通道顶板, 支架前梁上部刚好与主回撤通道的工字钢梁下平面一致, 支架前梁托住工字钢梁后, 工作面顶板不下沉;贯通后的工作面底板略高于主回撤通道底板, 高度控制在0~100 mm, 便于回撤支架。工作面顶底板与主回撤通道顶底板误差控制在0~100 mm, 工程优良率达97%。此次回撤共投入432人, 搬家共用12 d。

3 应用效果

通过层位对照技术, 能够准确、合理地进行工作面与主回撤通道贯通, 保证了搬家回撤工作的安全、高效。621-03综采工作面使用末采层位精确贯通技术, 回撤时间较621-02工作面缩短了14 d, 大大节省了人力、物力, 给综采工作面安全快速搬家提供了技术保证。

4 结语

根据标志层位实施精确贯通, 简单实用, 只使用卷尺即可实现, 投入非常少, 在有标志层的煤层中可以广泛推广。针对没有标志层的煤层, 可以从主回撤通道向工作面施工水平钻孔, 以水平钻孔作为标志层, 此法可以在使用多通道回撤技术的厚煤层煤矿中推广应用, 具有广泛的推广应用价值。

参考文献

[1]吕世明, 王君嵬.综采工作面安全优质快速回撤技术[J].煤炭技术, 2010, 29 (4) :79-80.

末采支护技术 篇5

1工作面概况

23130综放工作面位于跃进煤矿23采区,开采2-1煤层,地面标高为+510~+522 m,工作面标高为-292~-335 m。工作面设计走向长1 124 m,倾斜长185 m,煤层平均厚7.5 m,煤层倾角10°~16°,该工作面2009年5月正式进入回采,2011年5月封闭结束。工作面煤层平缓,地质构造简单,地压大,易底鼓、片帮和冒顶,在接近切眼处煤层有起伏,对回采稍有影响。由于采深较大,地压现象明显,巷道变形较严重,工作面采用U型通风方式,漏风通道多,上邻23110采空区,与23区专用回风巷相邻。

2末采及撤除期间面临的问题

23130作为该矿第1个综放工作面,在末采和撤除期间没有经验,且防灭火班组建立时间短,对井下防灭火技术的研究及实践还需要探索,防灭火技术还不成熟。停采后,用彩条布封闭顶帮时,支架上部靠近煤壁处漏空大,埋下了安全隐患。

3末采期间防灭火技术

由于煤的自然发火周期短,对防灭火技术的要求高,跃进煤矿根据实际情况,采取多种防灭火方法,多管齐下地进行了综合防治。

(1)注胶。

在工作面距终采线40 m时,综采队在上、下隅角每隔3 m进行1次垛煤袋墙封堵,墙体宽0.8~1.0 m,并且接顶接帮。袋墙垛完后,对其进行注胶封堵(图1),充分填满上、下隅角袋墙空间。由于胶体脱水速度慢,持久性好,能长期滞留在易发火部位,降低煤体复燃的可能性。同时,由于存在大量固料,即使脱水也能堵塞漏风通道,尽可能减少了采空区的漏风量。

(2)注氮。

随着工作面的不断前移,在距终采线23 m时,充分利用工作面上、下隅角及架间埋入采空区的注氮管路(图2),采用地面制氮机和23区制氮机连续不断地注入氮气,以减缓采空区遗煤的氧化过程,降低采空区中的氧气含量,即破坏煤炭自燃的一个要素,使其氧含量降到煤自燃临界值以下,从而达到防止煤体自燃的目的。注入氮气后增加了采空区内混合气体的总量,能够减小采空区内外之间的压力差,从而起到减少采空区外部向内部漏风的作用。每班巡检注氮管路的完好情况,严禁氮气漏泄于巷道中,并保证氮气浓度不小于97%,工作面及上隅角风流中O2浓度不低于18%。同时,调整好井下及地面制氮机房的制氮效率,加大对23130的注氮量,使氮气量不低于500 m3/h,确保了防灭火工作的正常开展。

(3)注浆。

在工作面回风巷推进至距终采线35,25,10 m时,依次分别向采空区压入3趟Ø100 mm的注浆管(图3),注浆管离底板不低于1.5 m,每趟注浆管前端1.5 m长度范围内设计十字交叉孔。在每趟注浆管出口进入采空区10 m后,开始向采空区实施注浆,浆液按水灰比5∶1进行配比,浆液添加物为粉煤灰,同时加入阻化剂,以对采空区遗煤进行阻化湿润,注浆量以工作面下拐溢浆为标准。由于水灰比较小,结石率高,可有效充填煤岩裂隙及其孔隙的表面,增大氧气扩散阻力,减小煤与氧的接触和反应面;浆水浸润煤体,增加了煤的外在水分,也由于吸热冷却了煤岩;加速采空区冒落煤岩的胶结,增加了采空区的气密性。灌浆时,严格按照“循环适量”的原则,严禁长时间在一个地方大量灌浆。

(4)注阻化剂。

工作面距终采线15 m时,每天检修班时间利用远距离注胶泵对后部刮板机后方暴露的煤或矸石喷洒阻化剂1个循环(图4),每天喷洒30袋,阻化剂溶液浓度在15%~20%,喷洒面积覆盖所有暴露的煤岩体。阻化剂能够增加煤在低温时的化学惰性,或提高煤氧化的活能,形成液膜包围煤块和煤的表面裂隙面,同时充填煤柱内部裂隙,增加煤体蓄水能力,水分蒸发吸热降温,从而减缓煤在低温时的氧化速度,延长煤的自然发火期。

(5)采用束管分析。

安排专人每天抽取采空区和自燃隐患点气样,并利用KSS200C煤矿自燃火灾束管检测系统对其进行分析化验,掌握其发展变化趋势,同时根据气体浓度变化作出科学分析判断,及时做好预防工作。

4停采期间防灭火技术

工作面终采前,施工单位在23胶带巷安设局部通风机(风筒穿过回风巷斜石门挡风墙),风机功率2×22 kW,Ø600 mm风筒。接风筒至工作面下隅角。回风巷风筒吊挂在回风巷上帮,工作面风筒吊挂在支架下两立柱之间。运输巷局部通风机安设在运输巷斜石门与胶带下山联络巷之间(运输巷掘进时风机位置),风机功率2×22 kW,Ø600 mm风筒。风筒吊挂在运输巷上帮,接到距终采线5 m处。同时安设“双风机、双电源”、自动倒台装置及风电瓦斯闭锁装置。

终采后,工作面风量控制在500 m3/min左右,测风员每2 d至少进行1次测风,确保风量稳定。

在作业面绞车窝(位于工作面上拐处,开口正对工作面,便于拆除工作面时撤出支架)施工,工作面扩帮完成后,综采队及时将下隅角刮板输送机头及运输巷的装载机、破碎机整体运出一段距离后,集中所有人员用最短的时间在23130运输巷距工作面煤壁5 m处建造2道木段密闭。木段墙体厚度0.8 m,断面15 m2。建墙时要掏槽、掏帮,墙上留返水孔、观察孔、注氮孔,返水孔距底板150 mm高,观察孔、注氮孔距底板1.5 m高。同时在作业现场悬挂1台完好的便携式瓦检仪,严禁出现瓦斯积聚或超限作业现象。在密闭建到2/3高度时,同时开启回风巷、运输巷局部通风机。建墙标准如图5所示。

工作面作业处绞车窝施工完成后,立即对绞车窝周边进行全断面封闭。运输巷密闭完工后,自密闭墙至下隅角进行全断面喷浆封闭。封闭厚度不小于100 mm。喷浆封闭前应预埋钢管,封闭后,及时注胶充填严实。

负责该工作面的专职瓦斯检查员和防灭火人员应认真检查好工作面上隅角及架间的CO气体,每5架设1个测点,每班至少检查2遍,并及时向通风科和队值班室汇报,发现高温隐患点时,做好标记,重点检测,重点汇报,并建档跟踪管理。工作面每拆除1架,防灭火人员就用CO便携仪和红外线测温仪对其进行测定,一经发现有高温点,立即采取措施进行处理。

同时,每2架间打3个眼,每天不间断依次进行注水工作,但是没有起到好的效果。而后研究决定改为打2个眼,1个垂直顶帮向上,另1个倾斜深入采空区,保证打眼的质量,封闭好钻孔,全天不间断注水,充分湿润工作面顶帮煤体,消除自然发火隐患。

加强瓦斯抽放力度,防止上隅角瓦斯聚集。同时,继续加大采空区注氮力度,每班对制氮管路进行巡检,确保氮气不泄漏于巷道中,氮气浓度不小于97%,工作面及上隅角风流中的氧浓度低于18%。

5实施效果

通过以上防灭火技术的应用实践,23130工作面在末采及撤除期间,瓦斯和CO气体浓度呈逐渐下降趋势,充分保证了工作面的正常撤除,整个末采、终采和撤除工作在30 d内完毕,创造了该矿拆除工作面时间的最短记录,尤其是在综放工作面撤除方面填补了空白。

6结语

末采支护技术 篇6

6101综采工作面贯通时遇顶板周期来压, 顶板岩层在主回撤通道与工作面交接处全部断裂, 断裂的顶板压在工作面液压支架、主回撤通道内垛式支架及液压单体支柱上, 导致二分之一的单体被压弯或压断, 支架活柱行程缩短, 顶板下沉导致回撤高度不够, 使工作面无法安全高效回撤。

为保证工作面的安全顺利回撤, 对6102综采工作面矿压显现规律观测、分析总结后, 提出了综采工作面末采贯通让压技术, 并在后续工作面末采贯通过程中应用, 效果显著。

1综采工作面末采贯通让压技术

综采工作面末采贯通让压技术是观测顶板周期来压的规律, 在工贯通前, 调整综采工作面的推进速度和采高, 调整工作面顶板周期来压的步距, 使综采工作面出现一次顶板周期来压, 让综采工作面的顶板压力得到释放, 使工作面贯通、回撤时, 避开了来压峰值, 顶板的悬顶面积无法构成一次周期来压, 减小回撤时顶板压力, 保证了回撤工作的安全进行。

1.1矿压观测系统

矿压观测系统在工作面布置130个数字压力计, 通过一台数据采集器进行顶板压力数据信息采集, 数据采集器携带至井上后通过适配器将数据信息传送到计算机并将数据分析处理。

1.2矿压观测方案

为了分析6102综采工作面顶板在不同部位的来压规律、显现程度及支架的工作阻力, 在工作面布置以下测区:Ⅰ测区 (6#~10#架) 、Ⅱ测区 (42#~46#架) 、Ⅲ测区 (60#~64#架) 、Ⅳ测区 (108#~112#架) 。

1.3工作面支架阻力随工作面推进的变化规律

(1) 监测时间:2008.12.1~2008.12.8, 工作面推进距离:317.7~376.2米, 煤层埋深:178~185.5米。

1) 工作面Ⅰ测区支架支护阻力的变化规律, 支架平时压力在5625 k N/架 (27 MPa) 左右, 占额定工作阻力的65.67%。来压时压力在6725 k N/架 (33 MPa) 左右, 占额定工作阻力的77.83%, 安全阀均未开启, 工作面Ⅰ测区周期来压步距平均为28米。

2) 工作面Ⅱ测区支架的工作阻力的变化规律, 支架平时压力在7336k N/架 (36 MPa) 左右, 占额定工作阻力的84.9%。来压时支架压力在8316KN/架 (40MPa) 左右, 约占液压支架额定工作阻力的96.69%, 最大时达到8787 k N/架 (43.12 MPa) , 60#架安全阀开启4次, 64#支架安全阀开启5次, 工作面Ⅱ测区周期来压步距平均为24米。

3) 工作面Ⅲ测区支架的工作阻力的变化规律, 支架平时压力在6853k N/架 (33.63MPa) 左右, 占额定工作阻力的85.74%。来压时压力在8117KN/架 (40MPa) 左右, 占额定工作阻力的91.98%, 87#支架的安全阀开启3次, 93#支架的安全阀开启2次, 工作面Ⅲ测区周期来压步距平均为23.5米。

4) 工作面Ⅳ测区支架的工作阻力的变化规律, 液压支架平时压力在6113 k N/架 (30 MPa) 左右, 占额定工作阻力的70.75%。来压时支架压力在7335k N/架 (36MPa) 左右, 占额定工作阻力的84.9%, 113号支架安全阀开启2次, Ⅳ测区内其它支架安全阀均未开启, 工作面Ⅳ测区周期来压步距平均为25米。

(2) 监测时间:2009.4.23~2009.4.30, 工作面推进距离:1221~1289米, 煤层埋深:130~108米。

1) 工作面Ⅰ测区支架支护阻力的变化规律, 支架平时压力为5797.35k N/架 (28.93 MPa) 左右, 来压时支架压力在6882.35 k N/架 (33.7MPa) , 达到额定工作阻力8640k N/架 (42.4MPa) , 工作面Ⅰ测区周期来压步距平均为26.5米。

2) 工作面Ⅱ测区支架的工作阻力的变化规律, 支架平时压力为6595.15k N/架 (32.37 MPa) 左右, 来压时支架压力在8452.5k N/架 (41.48MPa) , 工作面Ⅱ测区周期来压步距平均为25.5米。

3) 工作面Ⅲ测区支架的工作阻力的变化规律, 支架平时压力为6082.65k N/架 (29.85MPa) 左右, 来压时支架压力在8071.35k N/架 (39.6MPa) 左右, 工作面Ⅲ测区周期来压步距平均为26.5米。

4) 工作面Ⅳ测区支架的工作阻力的变化规律, 支架平时压力为5118.8k N/架 (25.12 MPa) 左右, 来压时支架压力在5874.8k N/架 (28.83MPa) 左右, 安全阀均未开启, 工作面Ⅳ测区周期来压步距平均为27米。

2综采工作面末采贯通前让压过程

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