综放技术

2024-09-19

综放技术（精选12篇）

综放技术篇1

1 矿井概况

新疆库尔勒金川煤矿距库尔勒市30km, 矿区面积6.97km2, 矿井核定生产能力1.8Mt/a, 低瓦斯矿井。矿井采用片盘斜井开拓方式, 通风方式为中央并列抽出式, 副井采用JK-3/20E型提升绞车提升人员及物料, 主井运输系统安装有DTC100/21.4/400型大倾角运输机。金川煤矿W8201综放工作面位于西翼采区, 布置在8-2+3+4煤层中, 煤层平均厚度9.67m, 倾角19°;工作面走向长度1590m, 斜长142m, 采高2.5m, 放煤高度7.17m。工作面采用倾斜长臂后退式采煤, 采用采煤机割煤, 液压支架放煤, 前后溜刮板运输机运煤, 工作面采用自然垮落法控制顶板。

2 回撤支护设计

2.1主要参数的确定

因工作面煤层松软破碎, 顶板支护不及时易造成冒顶现象, 尤其是在工作面收尾回撤阶段易发生顶板事故。根据W8201综放工作面实际情况, 在进行回撤支护设计时, 应全面考虑工作面布置情况及设备的回撤需要, 合理的确定支护参数:

(1) 根据工作面来压步距, 确定工作面停采线位置。

(2) 确定回撤工作面采高, 根据留设顶煤或底煤情况, 确定回撤通道的宽度。

(3) 确定回撤时工作面铺网长度及位置。

(4) 根据顶板煤层厚度及稳定性, 确定锚杆、锚索的支护参数。

(5) 确定回撤通道煤壁支护及防护措施。

2.2.1停采线位置的确定

当综放工作面停采位置正好位于周期来压期间时, 工作面压力大, 围岩位移量增加, 顶板支护质量下降, 顶板稳定性差, 这给工作面撤架带来很多困难, 因此停采线位置应位于老顶周期来压之后。W8201工作面老顶初次来压步距为30~45m, 周期来压步距为20m左右。为确保工作面巷道支护强度和设备安全顺利回撤, 可将停采线延长3~5m。

2.2.2回撤期间采高的确定

(1) 降低采高可有效减少回撤空间, 有利于停采期间对顶板的控制。

(2) 确定合理的采高满足支架回撤的高度和支架转向的要求。

(3) 采高应留有一定的富余量, 要充分考虑停采及支护回撤期间顶板的下沉量, 采高过低易造成回撤支架高度不够和压死架现象。

W8201工作面使用ZF5000型液压支架, 支架的支护高度1.7~2.8m, 根据历年工作面回撤期间顶板下沉及支架收缩情况分析, 备用采高取0.5m, 因此回撤期间采高确定为2.2m。

2.2.3回撤期间割煤工艺的确定

由于工作面煤层平均厚度为9.67m, 两顺槽巷道开口时布置在煤层顶板内, 沿工作面推进相反方向逐渐过渡到煤层底板, 故在工作面停采前要逐步抬刀, 使工作面停采时布置在顶板内。

2.2.4回撤通道宽度的确定

根据工作面回撤支架转弯时宽度的计算和历年来回撤经验分析, 支架降到最低高度1.7m时回撤通道要求的宽度为2.5m, 考虑到外部其他因素影响留设0.5m宽的富余量, 确定支架回撤通道的宽度为3m。

2.2.5工作面回撤支护方法的确定

工作面停采过程中顶板采取“锚网+钢带+锚索+钢丝绳”联合支护。

(1) 工作面回撤铺网前4m锚杆采用Φ18×1800mm的金属锚杆, 锚杆间距为800×800mm, 后8m锚杆采用Φ18×2200mm的等强锚杆, 锚杆间排距为600×800mm, 金属网采用12号铁丝编制, 尺寸为1×8m, 锚网搭接不小于100mm, 并采用14#铁丝进行联网, 钢带相互搭接布置。

(2) 在距停采线12m铺设单层网, 10.8m时铺设双层金属网, 在回撤通道的煤壁侧施工三排Φ18×1800mm的锚杆用来支护工作面煤壁;同时在回撤通道的煤壁侧至底板1m高的位置施工拉架锚杆, 每两副支架前施工1组Φ18×2200mm的等强锚杆, 组间距为3500mm, 每组施工3根锚杆, 间排距为300×300mm。

(3) 在回撤通道的中间位置每隔1副液压支架施工一排锚索, 间距为3500mm, 锚索采用Φ15.24×8000mm钢绞线制作。

(4) 在每副液压支架前插板上方中间位置需架设1根工字钢, 工字钢另一端 (煤壁侧) 采用单体进行支撑, 工字钢长度为3.5m。

(5) 从距液压支架顶梁端0.4m开始每排锚杆敷设一根6×7+NF钢丝绳, 通过锚索将钢丝绳两端固定在工作面机头机尾处, 钢丝绳要绷紧拉直, 中间每隔0.5m, 用双股14#铁丝将钢丝绳与金属网连接固定。

附:综放工作面停采支护剖面图。

(6) 工作面停采前上下端头及两安全出口的支护。为保证工作面设备的安全顺利回撤, 必须预先对工作面上下端头及安全出口进行加固, 以确保支护顶板稳定可靠。工作面停采支护到上下两端头;两安全出口均采用双排单体配合工字钢梁支护, 单体间距为0.5m。

3 设备回撤方法

在工作面回撤中部、上端头、吊装硐室以外30m位置均安装30吨回柱绞车, 用于回撤工作面所有设备。首先回撤后部刮板运输机、再回撤前部刮板运输机及采煤机;最后回撤液压支架。回撤液压支架时采用在回撤通道内布置两副支架进行掩护撤架, 每回撤一架掩护架将向前拉移一次, 始终确保回撤三角区支护安全可靠。

4 效果评价

我矿通过对多个综放工作面搬家转面经验分析, 逐步优化工作面停采支护技术, 尤其是停采铺设双层金属网和锚索加钢丝绳联合支护, 能有效控制回撤三角区与回撤通道的顶板, 使在液压支架回撤过程中不出现破碎顶板、包裹及扯网现象;回撤通道工字钢配合锚索支护能有效控制支架上部顶板, 确保回撤三角区形成, 保证液压支架安全顺利回撤;锚索与钢带的联合支护, 使工作面顶板的主动支护与被动支护形成一体, 能有效地将顶板支护形成稳定的整体;回撤通道煤壁采用锚网梁与单体支护, 解决了煤壁和顶板发生片帮冒顶及大面积离层的现象。

5 结语

采用上述方案支护, 杜绝了回撤设备和液压支架期间顶板大面积下沉及冒顶、撕扯锚网、压死架等现象, 确保了工作面安全顺利回撤。该方案在技术上可行, 安全上可靠, 使工作面搬家转面时间由原来的20天缩短到15天, 为同类工作面回撤支护积累了宝贵经验, 该技术现已在全公司范围内全面推广使用。

参考文献

[1]李志超.综采工作面停采的顶板支护技术研究[J].价值工程, 2013, 21.

[2]张永涛, 陈跟马.综放工作面末采顶板支护技术[A].2012年全国煤矿安全学术年会论文集[C].2012.

[3]李永生, 刘彦昌.锚网支护在综采工作面回撤通道中的应用[J].煤炭科学技术, 2010, 04.

[4]赵总彦, 齐光辉.综放工作面动压条件下设备回撤通道施工技术[J].煤矿安全, 2009, 12.

综放技术篇2

一、认真组织班前会，正确教育引导职工。我利用班前会对职工进行安全生产教育和贯彻上级文件，正确引导他们，教育他们爱岗敬业，与煤矿同呼吸共命运。

二、坚持民主管理，维护职工权益。大事集体研究上会解决，小事通气协商解决，搞和谐，保持班子的互相信任，互相了解。

三、认真抓安全工作。半年来，我始终把安全工作放在重中之重，严格按照《三大规程》操作，坚持“四不放过”的原则，郑重宣誓“服从命令，遵纪守纪，规范操作，杜绝三违，自保互保，文明上岗”。

综放技术篇3

关键词：不规则综放面旋转开采支护高效安全

0 引言

在煤炭开采过程中，由于地质条件、布置方式等原因，以工作面某条巷道的某一点为中心，工作面按一定角度边开采边旋转，这种采煤方法就是工作面旋转开采[1]，一般包括直线段开采和曲线段开采两部分[2]。柴里煤矿的特殊地质条件，使该矿工作面布置都是不规则的，走向旋转，倾斜长度延长或缩短，布置极为复杂。为了确保矿井产量，完成全年生产任务，采取扇形旋转开采方法，为提高三角煤或不规则煤的回采率探索出了一条安全、高效、经济的途径。

1 工作面概况

柴里煤矿23上605综放面，受断层等地质条件影响，工作面开采形状不规则，采用刀把方式布置，工作面面长整体为150m，将切眼与顺槽采用非垂直布置的方式，切眼与运输顺槽成140°夹角，并以补充轨道巷作为轨道顺槽，旋转区段长度约145m。工作面布置示意图如图1所示。

图1 23上605综放面平面图

2 旋转开采工艺及技术措施

2.1 工艺过程

工作面在开采过程的初期阶段，使用旋转开采的方式，一般来说，旋转区段长度在145m左右。这就是说在旋转开采施工作业145m左右时，开采的工作面需要调正，并且与两巷垂直，而后开始正常作业。

找到运输机头并以此为圆心，一般取150m作为半径，根据机尾旋转运行的轨迹划出对应的扇形图，在图中用A、B、C、D分别加以标记，切眼机尾初始位置记为A点，机尾至三角区离开补轨内缩处记为B点，过完三角区机尾外延进入距轨道巷最远处记为C点，机尾再次进入轨道巷记为D点，工作面调正位置记为E点。在实际开采作业场地作好标记，依据这些标记对照机尾的运行轨迹是否偏离扇形区域。如图2所示。

旋转开采大致分三个阶段：①AB段，带采0～2m长煤柱。②BCD段，调架延长0～3m。BCD段三角区无支架或延长架间出现空隙段时，须用双楔棚配合单体支护，维护量相对较大。③DE段，属于正常过渡段。

图2 工作面旋转开采示意图

2.2 旋转开采技术措施

①旋转开采技术要使用单向割煤、单向推溜方式进行。②保证支架自由旋转与强制旋转相结合，确保支架始终处于良好的状态。③按照机尾每割6刀找直一次面，采煤机割一通刀，把工作面找直。④采三角区局部煤时，加溜槽挺机尾，确保煤机割透煤壁，加设顶网，用双楔棚和单体支柱支护，棚距为600mm。空顶长度最大3m，架设双楔棚5棚，打齐戗柱后回料，维护工作量大。⑤加强泵站、液压系统的检修和保养，确保泵站压力≥30Mpa。所有支架必须升紧，达到规定初撑力。⑥要对端头顶板加强控制，进行端头10m长网下穿料。

3 结论

①柴里煤矿利用该技术，先后顺利开采了23下606、23上605、23上602、23下605、23下602、23上612等多个工作面，不仅缓解了生产接续紧张局面，实现安全生产，而且极大提高了煤炭资源回收率，延长了矿井服务年限。②综放旋转开采技术应用，3年多回收了近40万吨煤炭资源，多创经济效益2.6亿元。③该旋转开采技术成熟稳定，是于山东枣矿集团安全高效开采的技术保障，也为其他相似条件下的开采提供了经验。

参考文献：

[1]刘日成，李金海，徐春超等.不规则综采工作面旋转开采实践[J].辽宁工程技术大学学报（自然科学版），2012，31（5）：712-715.

[2]彭建勋.旋转采煤技术在高档普采面中的应用[J].煤炭科学技术，1995，23（10）：36-38.

[3]屠世浩，郝明奎，谢耀社.孤岛煤柱综采工作面旋转开采关键技术[J].中国矿业大学学报，2004，33（5）：520-523.

[4]刘桂仁，任保明.倾斜煤层综采面旋转开采方法[J].西安科技学院学报，2001，21（4）：319-321.

[5]杨洪武.岩浆岩下轻放工作面旋转开采技术[J].煤炭技术，2006，

25（9）.

[6]王琪，赵明洲.综采工作面连续多次旋转开采技术及应用[J].煤炭科学技术，2009，37（6）：14-16.

作者简介：赫章文，男，柴里煤矿生产技术部主任工程师，1996年毕业于河北建筑科技学院，2008年又毕业于山东科技大学在职工程硕士研究生班，取得在职工程硕士研究生学位，曾发表论文多篇。endprint

摘要：在特殊地质条件下的不规则工作面的综采，开采难度较大，回采率、生产效率低。通过技术实践，采取扇形旋转开采，合理调整旋转支架间距和支架间局部补强单体支护，克服旋转支架间的空顶面积，不仅增强了刀把工作面切眼和顶板的支护稳定性，而且提高了煤炭的回收率。柴里煤矿在23上605等多个工作面成功实施了旋转开采，实现不规则综放面安全、高效生产，取得了很好的经济效益，为相同或相似条件下的不规则综放面的高效安全回采提供了技术指导和经验借鉴。

关键词：不规则综放面旋转开采支护高效安全

0 引言

1 工作面概况

图1 23上605综放面平面图

2 旋转开采工艺及技术措施

2.1 工艺过程

图2 工作面旋转开采示意图

2.2 旋转开采技术措施

3 结论

参考文献：

[1]刘日成，李金海，徐春超等.不规则综采工作面旋转开采实践[J].辽宁工程技术大学学报（自然科学版），2012，31（5）：712-715.

[2]彭建勋.旋转采煤技术在高档普采面中的应用[J].煤炭科学技术，1995，23（10）：36-38.

[3]屠世浩，郝明奎，谢耀社.孤岛煤柱综采工作面旋转开采关键技术[J].中国矿业大学学报，2004，33（5）：520-523.

[4]刘桂仁，任保明.倾斜煤层综采面旋转开采方法[J].西安科技学院学报，2001，21（4）：319-321.

[5]杨洪武.岩浆岩下轻放工作面旋转开采技术[J].煤炭技术，2006，

25（9）.

[6]王琪，赵明洲.综采工作面连续多次旋转开采技术及应用[J].煤炭科学技术，2009，37（6）：14-16.

关键词：不规则综放面旋转开采支护高效安全

0 引言

1 工作面概况

图1 23上605综放面平面图

2 旋转开采工艺及技术措施

2.1 工艺过程

图2 工作面旋转开采示意图

2.2 旋转开采技术措施

3 结论

参考文献：

[1]刘日成，李金海，徐春超等.不规则综采工作面旋转开采实践[J].辽宁工程技术大学学报（自然科学版），2012，31（5）：712-715.

[2]彭建勋.旋转采煤技术在高档普采面中的应用[J].煤炭科学技术，1995，23（10）：36-38.

[3]屠世浩，郝明奎，谢耀社.孤岛煤柱综采工作面旋转开采关键技术[J].中国矿业大学学报，2004，33（5）：520-523.

[4]刘桂仁，任保明.倾斜煤层综采面旋转开采方法[J].西安科技学院学报，2001，21（4）：319-321.

[5]杨洪武.岩浆岩下轻放工作面旋转开采技术[J].煤炭技术，2006，

25（9）.

[6]王琪，赵明洲.综采工作面连续多次旋转开采技术及应用[J].煤炭科学技术，2009，37（6）：14-16.

综放工作面支架井下封存技术篇4

1方案比较

1.1回收上井

3109外工作面支架按传统模式回收, 通过轨道运输上井检修, 然后重新下井进行3107外工作面支架安装。

2007年5月初, 对三水平轨道下山及三水平大巷等支架回收线路进行了现场调查。三水平轨道下山200 m巷道无法通过支架车, 三水平新泵房至三水平轨道下山底高度不够, 需落道36 m, 深度0.4 ～0.6 m;行人下山底至三水平大巷、四部猴车底高度不足, 需落道35 m, 深度0.4 m, 井下需整修巷道270 m。其优点是支架可上井认真检修, 安装新工作面支架状态最好;缺点是井下整修工作量较大, 三水平轨道下山整修200余m, 三水平大巷整修70余m, 需要安排岩巷队整修, 耗费工时1 800个, 支架上井下井需4个月, 消耗大量人力、物力、财力。

1.2井下大巷存放

3109外工作面支架按以往模式回收, 通过轨道运输至三水平南北大巷卸车, 在大巷存放并进行检修, 待3107外工作面掘进完毕后倒运至3107外工作面进行安装。

三水平南大巷可存放支架40组, 北大巷-550 m石门可存放40组, 剩余46组支架没有存放地点。优点是减少支架上、下井轨道运输时间, 不需要大量整修井下巷道, 节省上下井过程的人力、物力、财力;缺点是支架井下检修倒运至新工作面安装, 支架状态一般, 支架存放运输途经三水平南北大巷前, 必须扩帮200余 m以满足井下存放需要, 耗费工时800个, 整修工作量较大。

1.3就地封存就近安装

3109外工作面结束后将回采巷道密闭, 支架就地封存, 待3107外工作面掘进完毕后倒运至3107外工作面进行安装 (图1) 。

3109外综放工作面结束后, 及时将各种材料、配件回收上井或倒运至新面, 10 d内回收完工作面前后大槽、运输巷转载机、胶带, 通风区及时在回采巷道进行密闭, 将工作面支架就地封存;待上部3107外工作面掘进完毕, 在3107外工作面正对3109外工作面终采线方向掘中切割, 距贯通前20 m开启3109外工作面, 与3109外工作面停采位置贯通, 并增设必要的通风设施, 然后3109外工作面安装设备扩出架道, 同时3107外工作面开始安装前后部输送机。以上工作完成后, 回撤3109外工作面支架, 直接运至3107外工作面进行安装, 3109外工作面回收完毕后进行永久密闭, 同时3107外工作面安装完毕。优点是减少支架上下井轨道运输时间, 运输路线不需要整修, 节省三水平南北大巷扩帮200余 m工程量, 节省大量人力、物力、财力;缺点是支架就地存放, 井下检修倒运至新面安装, 支架状态一般, 存在自然发火隐患。

1.4比较结果

三矿对以上3套方案进行综合比较, 认为就地封存就近安装方案技术上可行, 经济上合理。3109外工作面支架2006年5月投产使用, 井下使用时间仅1 a, 主要构件完好, 立柱、千斤顶和其他零部件未出现过大的损坏现象, 支架状态较好, 而且该工作面生产期间未出现过CO。经研究决定, 选择就地封存就近安装方案。

2封存安全技术措施

(1) 3109外工作面结束时, 其净高必须达到2.2 m, 架间、架前、前后槽两帮浮煤杂物清净, 每组支架底座处顶梁下打2根木点柱, 前梁边打1根单体加强柱, 以防止封存期间在顶板压力作用下支架高度过低。

(2) 3109外工作面停产前, 不扩煤墙侧出架道, 工作面必须及时支护, 严禁空帮、空顶, 煤墙按要求打齐木锚杆, 严禁偷工减料。

(3) 3109外工作面结束后, 工作面上、下两端头必须垛好煤袋, 煤袋必须接帮接顶, 并注一定数量的罗克休封闭, 防止漏风。

(4) 3109外工作面结束后, 必须在10 d内回收完各种材料、配件、设备, 然后及时在通风区建密闭墙, 且保证密闭墙质量合格。

(5) 3109外工作面支架封存前, 要认真检修每一组支架, 更换坏立柱、千斤顶、操作阀、单向阀、液压管、密封圈等配件, 防止支架自降。对每组支架立柱、千斤顶活柱除锈、抹油。

(6) 3109外工作面支架停产前3 d供液乳化液浓度不低于5%, 封存前对工作面所有支架、上下两端头单体支柱进行2次注液, 保证初撑力符合规定要求。

(7) 3109外工作面出支架前, 及时安装运输设备, 按措施要求扩出出架道。

(8) 3109外工作面支架封存密闭后, 通风区要每班安排瓦检员对回采巷道密闭及有害气体进行检查, 发现问题及时汇报处理。注浆队必须定时定量向工作面采空区进行注浆, 保证注浆质量。运输巷密闭要留有泄水孔, 安排专人在运输巷排水。

(9) 积极组织3107外工作面掘进贯通, 减少3109外工作面支架封存时间。

(10) 3109外工作面支架运出后必须安排专人进行检查、检修, 更换损坏的立柱、千斤顶、操作阀、单向阀等, 否则不得在3107外工作面安装使用。

(11) 扩出架道、支架回收、支架安装、巷道贯通等项目必须制定专项措施, 否则不准施工。

3结语

(1) 鹤壁煤电三矿3109外综放工作面支架在井下工作面封存, 通过采取切实可行的安全技术措施, 成功实现了短时间支架安全转移安装, 减少了支架上下井运输环节, 3109外综放工作面从回收到3107外工作面安装完毕历经1.5个月, 缩短工期2.5个月, 保证了工作面正常接替, 节约了大量的人力、物力、财力, 带来了可观的经济效益。

426综放工作面防治水工作总结篇5

审阅：总工程师：

科长：编制：姬永飞

生产部地质测量科二〇一五年六月十二日

陈家山煤矿426综放工作面2013年1月17日设计，2013年2月1日开始掘进，2013年10月21日内圈系统形成，2014年7月16日完成井巷工程，2014年11月1日开始生产。工作面掘采过程中，面对严重的水害威胁，通过优化工作面设计、合理留设面间煤柱、加大工作面排水能力、加强水情水害预报等一系列措施，实现了安全生产。现将426工作面的防治水工作总结如下：

一、工作面基本情况

426工作面位于四采区西翼主系统左侧，上侧为422采空区，下侧为设计的430综放工作面。工作面形成可采走向长度1462m，倾斜宽度165m。地质构造以衣食村向斜构造为主，构造核部位于工作面中部，受构造控制，工作面整体呈两头高中间低的趋势。煤层呈中间厚两端薄的趋势，厚度3.1-9.2m，平均6.3m，地质储量212.6万吨，可采储量164.4万吨，综合回收率77.3%。截至2015年6月12日工作面已推采1054m，余408m。工作面前落山从2014年12月12日推采至214m时开始出水到2015年6月5日推采至1021m时停止出水，出水段长度807m，出水期间涌水量由小变大再变小，最大涌水量为86m3/h。截至2015年6月底426工作面共生产原煤111.7万吨，回采率88.3%。

二、工作面所受水害威胁情况

1、顶板含水层较强含水性的威胁

426工作面与已经开采结束的416、420、422工作面同属于向斜构造控制范围。鉴于向斜构造的富水特征，并经开采416、420、422工作面证实，区域顶板含水层富水性较强，其中416工作面开采时，最大涌水量达到190m3/h。422工作面开采时，最大涌水量达到79m3/h，虽然顶板水经416、420、422工作面开采已有释放，但顶板含水性的不均一性和释放的不彻底性使得426工作面顶板含水层对开采的威胁依然存在。2、422工作面大量采空区积水的威胁

422工作面2011年11月开始回采，2012年12月回采结束。实际开 1 采长度1636m,倾斜宽度165m,采高平均5.0m。鉴于区域构造所制，422工作面采空区全面积水，积水量42.7万m3，水位高程1023m，426工作面最低高程928m，水柱高度95m。422采空区积水量大，水压较高，该积水对426工作面开采存在严重威胁。

422与426工作面之间实际留设煤柱宽度为70m（含422卸压巷），422回顺与卸压巷间的煤柱宽度为26m；422灌浆巷与426运顺间的煤柱宽度为40m。在422采空区积水水位1023m，426工作面最低高程928m，水柱高度95m的情况下，要确保安全，必须满足面间有效煤柱宽度能抵御侧向静水压力，导水裂隙带不沟通且有一定的保护厚度。

三、工作面掘采期间的防治水工作

1、高度重视，严密论证，科学决策

⑴鉴于426工作面水文地质条件的复杂性，该面的防治水工作始终受到公司、矿井各级领导的高度重视。掘采期间一直将422工作面的防治水工作作为矿井安全生产的重点工作。

⑵设计阶段提交了《426综放工作面煤柱留设方案》，用各种方法进行了煤柱强度验算，根据计算，422与426工作面间煤柱内虽然存在灌浆巷，但其对煤柱的弹性核区的强度影响不大（仅巷道松动圈有一定影响），弹性核区宽度35.4m以上即可满足抵御422采空区侧向静水压力；面间煤柱宽度大于60.4m可满足导水裂隙带不沟通，且有大于5m的保护厚度，确定了422与426工作面间煤（岩）柱留设宽度。经反复研究确定了采面布置方案。

⑶426工作面掘进期间，根据已查明的水文地质情况和上侧采空区积水情况，分析制定了《426工作面掘进期间防治水安全技术措施》，并严格执行，地测科详细观测，收集，整理水文资料，并上图分析，为回采期间防排水工作提供了第一手资料。

⑷依据查明的422采空区和426工作面水文地质资料及426工作面掘进期间收集的水文情况，分析制定了《426综放工作面回采期间防治水技 2 术方案》，2014年8月27日邀请专家对《426综放工作面防治水技术方案》进行了充分讨论，特别对面间煤柱安全性的验算方法、参数选取、工作面排水设施配置等进行了详细分析，论证。专家认为制定的防治水技术方案合理、可行，留设的面间煤柱宽度足够，可以抵抗422采空区积水压力。同时提出了一系列针对性意见和建议：一是加强排水设施管理保证工作面排水能力，开采期间做好水文地质分析预报，密切注意水情变化情况；二是开采推进到向斜轴部范围时，机头20m不放顶煤，确保两工作面导水裂隙带不沟通；三是通过钻孔疏放水形式适当降低422采空区水位。在科学论证的基础上结合可行的防治水方案和专家意见制定了严密可靠的防治水安全技术措施及现场排水措施，加之严格的管理和措施的落实，最终实现了安全开采。

2、工作面掘采期间的防治水工作及措施

⑴控制422采空区水位：422采空区积水水位较高、水量大，且有灌浆水等补给，造成采空区积水自卸压巷闭墙外泄2-3m3/h。为保证闭墙安全，使水位不继续上涨，停止向422采空区补浆，同时在闭墙外安装水泵进行排水，使闭墙不再泄水。

⑵加大排水能力：随着426工作面开采采空区面积不断增大和受向斜构造控制，下山开采过程中工作面涌水量逐渐增大，加之420采空区积水通过煤柱裂隙渗透，最大涌水量达到86m3/h。矿井进一步加大了工作面排水能力，配备了大功率水泵。

426工作面预测回采期间正常涌水量为6-40m3/h，最大100m3/h。工作面开采前在426运顺最低点1040米和930米处施工了两个水仓，容积均达到60m3。1040米处水仓安装离心泵4台，其中D85-45×6/110KW离心泵2台，扬程270米，流量85m3。D85-45×4/75KW离心泵2台，扬程180米，流量85m3；930米处水仓安装D85-45×4/75KW离心泵2台，扬程180米，流量85m3。两处水仓6台离心泵连接铺设的3趟4寸管路将水排至416水仓，连接一趟4寸注氮管路作为应急排水使用。426工作面下山 3 开采段涌水通过水沟可直接进入1040米处水仓，4台水泵可同时排水，使工作面排水能力达到245m3/h。

工作面上山开采过程中在426运顺750米和670米处增设了两个水仓，容积均达到60m3,3台泵排水能力达到180m3/h。

⑶加强排水系统维护管理，确保排水设施及设备的完好，保证排水正常：426排水系统维护管理是安全生产管理的重点环节，排水设施及设备的完好、可靠使用是426工作面能否正常生产的关键点，为保证排水工作顺利开展，我矿多次召开专题会，进行详细的工作安排，提出了具体的落实措施。机电车间每天对水沟班班进行清理，确保水沟畅通，杜绝出现涌水外泄乱流现象；对水仓进行清淤工作，水仓淤泥厚度不能超过500mm；对排水设备进行检查、维护，确保设备工况达标，台台完好，排水正常。科室、区队加大隐患排查整改力度。机电车间每班安排一名班长及跟班队长进行现场检查并协调排水工作，并三次向矿调度室汇报排水情况及排水设施、设备状况。现场安检员三班向调度室汇报防排水工作存在的问题及整改情况。

⑷查明水文地质情况，分析研究，准确预测预报：在工作面设计时查明了上侧采空区积水量，并分析对开采工作面的威胁程度。工作面掘采过程中，及时详细的收集了水文资料，并分析研究，每月根据采掘计划安排，准确预测预报。

⑸严密的监测措施：工作面出水期间，地测科每天下井测定涌水量，做到当天测定，当天通报，上图分析，同时对422、420采空区出水量变化进行监测、分析涌水关系，便于提前采区措施防范。综采队跟班队长及班长每班三次向调度室汇报出水点异常变化情况，科室跟班人员每班三次向调度室汇报426运顺涌水量变化情况。发现异常时及时采取了相应的措施进行处理。

⑹我矿防治水领导小组对426工作面的防治水工作起到了积极的指导、检查督促及协调作用，从开采方案的制定、各项防治水措施的编制及 4 落实、超前的工作安排，杜绝了水害影响正常生产。

3、工作面涌水量观测、资料收集、整理、分析工作

⑴2014年12月12日426工作面开始出水后，地测科每天9点安排防治水人员对426工作面涌水量进行测定，并及时向调度室汇报涌水量大小、出水点和当日推进度。为准确测定涌水量大小，测水方法采用多种方法进行（如流速测定法；水仓容积观测法；测定水泵出水口涌水量大小统计水泵能力，排水时间计算法），涌水量测定以后，取其平均值作为测定结果，升井后，及时上图，并做好记录，分析工作。

⑵地测科每两天在调度室完善图纸，将当前推采进度、涌水量大小体现出来，便于相关领导决策。每旬对426工作面防治水工作进行小结，每月对426工作面防治水工作进行汇总。

426工作面水文地质条件复杂，防治水工作难度大。在矿领导、相关科室及单位的密切配合和共同努力下，水害治理未对工作面安全生产造成影响，目前水害威胁已解除。这项工作的圆满完成为矿井安全生产做出了较大贡献。

四、经验与不足

通过对426综放工作面防治水工作的认真总结，也为矿井今后类似水文地质开采条件下的防治水工作积累了经验，但也有些不足，要深刻反思予以改正，促进防治水管理水平提高一个台阶。

1、好的经验 ⑴技术管理方面

查明了426工作面上侧422采空区积水和掘采期间水文地质情况，并对两面之间煤（岩）柱留设宽度的安全性进行了验算，依据水文资料分析确定了以安全生产为前提可行的防治水技术方案，并邀请专家进行了安全论证，制定了切合现场，可操作的安全技术措施。使水文地质透明化、水害威胁清楚化、水害防治明了化，防治措施具体化，现场操作合理化。

⑵现场管理方面

领导组织相关科室和单位多次召开防治水工作安排专题会，井下现场专题会，当场解决生产中存在的问题，现场布置任务，落实责任。对所辖区域内排水设施设备进行专人看护，专人检查，对水沟、水仓、沉淀池及时清淤，保证排水畅通，严禁水上转载机，已经发现追查处理，对影响生产的单位和人员，一律严肃处理，地测科每天下井测定涌水量，做到当天测定，当天通报，上图分析。科室、区队加大隐患排查整改力度。坚持科室跟班制度，现场检查并协调排水工作。坚持科室、综采队、机电车间、安检员现场三汇报制度。领导超前的工作安排，现场严格的管理，相关科室和单位的协调配合，使各项防治水安全技术措施和工作在现场落到了实处。

2、不足

⑴在增设水仓时未考虑周全，工作面推采上山布置3#水仓时，对资料分析不透彻，使3#水仓的使用未能甩掉水害，继续增设4#水仓。施工的3#水仓如向外50m，即可满足工作面排水需要，甩掉水害，不用增设4#水仓。因此3#水仓布置的不合理位置，导致4#水仓的施工造成人力资源浪费，加大了材料投入。

综放工作面大面积冒顶浅析篇6

关键词：破碎顶板支架阻力片帮冒顶支护

南屯煤矿93上10是九采区剩余不多的3上煤，该工作面从2010年9月至今，由于种种因素的作用和影响，导致工作面长时间大面积发生严重的偏帮、冒顶事故，严重的影响了正常的生产和安全，直接影响综放技术发挥优势和效益，造成了很大的经济损失。顶板支护质量是该工作面顶板控制的最薄弱的环节。

1 工作面开采条件

1.1 基本概况

93上10工作面位于九采区北部，工作面西北部为93上12工作面采空区；西南部与九采三分区回风巷相邻；东南部未开采；东北部临近大东章保护煤柱；93上12泄水巷由工作面东北部下伏穿过。工作面上顺切眼东距九采—670水仓外环约63m；上顺槽东南距九采西翼煤层下山约80m。地面标高（49.9～53.2m），平均51.55m，工作面标高（—508.4～—646.3），平均—557.4m。该面走向长度1138.4m，倾斜长度198.5m。煤层厚度（3.4～6.1m），平均5.05m。煤层倾角（2～10°），平均7°。工作面处于冲击地压发生的深度，经专家分析，93上12工作面具有冲击地压危险。 1.3 工作面设备布置。本工作面基本支架选用ZFQ6200—18/35型液压支架共127架，端头支架选用ZFQP6500—19/32型液压支架共6架，从上顺槽至下顺槽依次编号为1～133号支架，下端头最后一架为正常架。

乳化泵选用GRB—315/31.5型3台，装备三泵两箱；输液管路选用高压胶管，耐压45MPa以上。泵站安设在93上10综放工作面上顺槽联络巷内，距工作面约1300m。

1.4 矿压基本资料。93上10综放工作面直接顶的初次垮落步距为20m；该面老顶初次来压步距为42m；第一次周期来压步距为27m，第二次周期来压步距为23m，第三次周期来压步距为21m，周期来压步距平均为23.7m。

2 工作面支架阻力统计及顶板（顶煤）破碎冒顶状况描述

2011年9月，工作面已平均推进800米，据工作面结束还有338.4m。通过一个月对工作面支架阻力统计可以看出，整个工作面支架阻力普遍很低，其中前柱合格率最高为28%，后柱合格率最高为14%。

从统计数据来看，支架压力分布很不均匀，特别是支架压力长时间没有改变，始终处在很低的状态。支架的前后柱失衡也比较严重。两顺槽超前支护段内，压力显现明显，特别是溜尾处，顶板下沉量较大工作面顶板从支架前方煤壁滑坡处断裂，受周期来压的影响，顶板破碎加剧，大块矸石从面前冒落，多数支架其前梁被压趴下，前梁至溜槽高度仅1.0m，采煤机难以通过。

本工作面从开始回采以来支架立柱就不断地更换，尤其到2011年10月份一次性更换达130多颗立柱，大大的浪费了人力物力，但立柱更换上没有几天再次现漏液现象。可见支护设备的老化和检修质量。

3 事故原因分析

3.1 在工作面回采时没有足够的认识对复杂条件下发生非常规的片帮、冒顶事故进行分析、预测和处理，没有做好顶板管理工作。

3.2 支架设备的老化加上检修质量不达标，造成工作面支柱大量损坏，使支架始终处于对顶板形成不了足够的阻力。

3.3 泵站的安设位置距离工作面太远无法形成对支架（支柱）足够的压力。

3.4 因为本工作面有冲击地压危险，在工作面生产开始已对工作面进行断顶卸压和针对本工作面所进行的防冲工作，煤体的破碎也和其有一定的关系。所以本工作面推进比较缓慢。工作面的压力始终在支架的前方。

4 治理措施

4.1 带压移架。工作面在顶板破碎严重的区域可以上顶网，减少放煤量，加固顶板自身的吸合力。在移架的时候要带压移架，移架时先启动推拉千斤顶，在逐渐卸载，使梁与顶板保持一定的支撑阻力，带压前移，这样一定程度上减轻了顶板岩层的活动量，减少了顶板的下沉量，可有效控制顶板。

4.2 注玛丽散对顶煤进行加固。针对1#架～133#架顶板破碎片帮区域及巷道受压变形严重区域，采用注玛丽散对顶煤进行加固，钻孔布置在支架前梁下100～200mm处，根据工作面煤层注射马丽散的实际应用及厂家提供的相关经验数据，一般情况钻孔深度下可定为5.5m，钻孔仰角可定为30°，水平方向应垂直煤帮，同时由现场施工技术员根据煤厚变化调整钻孔深度及角度，原则上钻头应打到煤层直接顶，暂定每4.0m布置一个钻孔，单排布置。结合注射现场实际，初步设计每孔注浆量马丽散催化剂、树脂各10桶，根据现场情况可适当减少或增加注浆量，合理控制注浆量。

4.3 工作面顶板破碎处进行扩棚维护。在工作面采高小，顶板破碎处放炮落煤，工字钢棚支护，拉移支架托顶的方式进行处理。扩棚支护采用工字钢或板梁（3.95m，板梁断面不小于160×140mm）配合液压单体支柱（1.6、2.2、2.5、2.8m），工字钢或板梁走向布置，一头担在支架前梁上不少于300mm，另一头支设两架3.0m倾向工字钢或板梁抬棚，抬棚下支设单体，第一架抬棚距离前梁头不小于2.2m，第二架抬棚距前梁头不小于3.0m靠帮支设，尽量减少空顶距离，片帮严重及顶板破碎处加密单体支护，每架倾向抬棚支护两个支架的走向工字钢，刚性接触处必须垫木板皮防滑，倾向工字钢或板梁须用8#以上双股铁丝十字交叉与走向工字钢固定牢固。每个支架上两根走向工字钢或板梁，工字钢或板梁棚上铺设单层金属网，用板皮或板梁背顶，板皮间距小于0.5m。支架上走向工字钢或板梁间距750±100mm，距前梁边缘不小于200mm。

5 经验教训

93上10工作面发生大面积长时间的顶板事故，可以充分认识到工作面异常复杂的地质条件与其应对措施的不足，对今后类似条件的工作面开采应吸取经验教训。

综放技术篇7

姚桥煤矿7521综放面在该矿东三采区下部, 综放面标高为-477～-636 m, 走向长1 678～1 719 m, 倾向长236.18～183.4 m, 煤层厚3.1～7.3 m, 倾角1°～15°, 储量271.9万t, 回采煤量209.2万t。切眼安装支架123台, 其中ZFY6800-16/28型支架113台, ZFG7200-18.5/32型过渡支架10台。1#切眼安装支架82台, 过渡支架6台;2#切眼安装支架31台, 过渡支架4台。

综放面内构造比较复杂, 揭露断层22条, 以北东向与北西向断层为主。落差大于5.0 m的断层5条, 其中有一条断层最大落差高达14 m。由于受F153∠15°～40°H=14.0 m落差的影响, 7521综放面布置成刀把形, 即7521工作面 (下称:大面) 推进110 m后需要与7521改切眼 (下称:小面) 对接, 为确保综放面与小面对接工作安全顺利进行, 在工艺、安全、技术、生产组织和现场管理等方面都是一个值得研究的课题。

2 大小面对接技术要求

2.1 煤机回采技术要求

煤机回采高度控制在2.6 m±0.1 m, 顶板不要出现台阶或下沉。根据大面两顺槽的角度确定好机头、机尾每刀煤机的卧底量, 使得上飘或下刹的幅度与两顺槽的角度一致。大面机头、机尾处角度要跟上巷道角度, 保证机头、机尾回采合理。在回采过程中, 对照中线以及激光两条控制线, 采用边回采、边调整的方法, 随时掌握支架、溜子在推进过程中的动态变化规律, 以及大面机头第一节普通溜槽与小面的第一节溜槽的相对位置。严格控制好大面溜子上窜下滑, 掌握好推溜移架顺序, 合理控制好回采层位, 确保大面直线度。目前大面机头、机尾高差约5 m, 平均倾角2.5°, 随着煤机继续推进, 要根据大面两顺槽高差和倾角变化情况以及控制线精确测量的大小面对接时, 大面机头第一节普通溜槽与小面的第一节溜槽的距离, 及时调整大面伪斜角度和甩面比例, 保证合适的加溜槽 (8块溜槽) 对接空间。当大面推进至距小面10 m左右时, 将前部溜子机头位置控制在合理区域内, 并确保溜子基本处于平衡状态。调整好对接点的回采层位, 保证对接点溜子铺设平直。加强对接前大面放煤管理, 确保顶煤放净。对接前两刀, 大面机头6台支架不放煤。

2.2 锚帮支护要求

大面机头1#～6#架上双网, 确保大小面对接前双网要落地。大面机头3台支架提前6刀, 每刀上一根4 m钢梁, 与3#架搭茬不小于0.5 m, 大小面对接前钢梁要不少于3根, 同时将这3台支架架缝调整出来, 使用单体沿大面走向, 在钢梁下打好一排点柱。由于大面机头动压显现, 大面到小面对接位置后, 由大面机头向外20 m, 全断面卧底, 保证卧底后高度不低于2.8 m, 同时该区域行人侧中间加打一排超前单体。对接前两刀, 大面机头10台支架每割一刀上一块半圆木, 铺金属网垂至煤壁底板, 并使用木锚杆对煤壁进行锚帮, 再架半圆木倾向棚, 打好贴帮柱。锚帮布置如图1所示。

锚帮支护具体要求如下: (1) 用风煤钻边打眼边锚帮。煤帮松软的地方将悬煤找掉后重新打眼锚帮, 片帮严重时可加大锚杆密度。 (2) 锚帮时上排锚杆距顶0.4 m, 中间一排间距0.9 m, 两排锚杆呈三花眼布置, 排距0.9 m, 间距0.8 m。

当大面回采至前溜机头溜槽与小面溜槽对齐且顶板支护安全可靠时, 开始拆除安装工作。

2.3 构筑隔离墙防灭火要求

大小面对接前5刀, 沿机头切顶线老塘侧打设一道隔离墙, 对接前3刀, 沿切顶线老塘侧再打设一道隔离墙, 并将墙体内压外喷罗克休防灭火材料, 阻止新鲜空气进入采空区, 防止煤炭自燃。从机头至6#架, 使用2 m半圆木沿倾向均匀打设2个牢靠稳固的木垛。当对接前机尾老塘悬顶距离较长时, 同样打设两道隔离墙, 墙体之间压注防灭火材料。当老塘垮落及时时, 可以只打一道隔离墙, 并内压外喷罗克休防灭火材料。

大小面对接期间, 对接点范围支护情况如图2所示。

3 大小面对接设备拆除安装技术要求

3.1 拆除工作

将7521运煤通道和改溜子道中的3部溜子全部拆除装车回收上井, 打通运输通道。

将大面前、后溜靠近机尾的第一块抬高槽至机头与支架连接的推溜、拉溜蛤蟆头、溜槽哑铃销、挡煤板、齿条销子等拆除, 并掐开大面前、后溜链子。然后依次拆除前、后溜机头电机、齿轮箱、机头架、过渡槽、抬高槽, 并装车回收上井。

在靠小面方向拨出车场, 准备解体支架和预存支架。将大面的2台过渡支架解体, 并装车依次运出回收上井。

先进1台普通支架。运输线路:7521小面溜子道→7521运煤通道→7521改溜子道→拨出的车场。

3.2 安装工作

过渡支架拆除完之后, 将车场预存的1台支架卸车, 靠近小面支架先安装1台。然后添加8块后部溜槽, 与大、小面后部溜连接时, 使用回柱机拉回头将所需加的溜槽运至后溜机头位置, 将上链、底链延长足够长度, 在底链端头拴牢一根旧钢丝绳, 依次从所安装的溜槽中穿过, 带紧钢丝绳钩头, 穿出底链, 然后接好, 再用手拉葫芦或单体将溜槽调整到位, 再接好上链, 上好哑铃销、马蹄块。安装剩余3台支架。用改溜子道回柱机拉回头将每台支架运到位, 由大面向小面方向依次添加支架, 再用单体、手拉葫芦辅助调整支架就位, 然后联接好拉后溜千斤顶。支架安装到位后, 停掉油泵, 等油管压力释放后, 由支架维修工将主油管及水管改到所装支架上, 升好支架, 确保初撑力。

用添加后部溜槽的同样方法添加前部8块溜槽, 与大小面前部溜连接好。然后装好前部溜蛤蟆头, 经全面认真检查, 确认无误后由专职电工将前后部溜子送电试车, 确保前后部溜子运转正常。

3.3 大小面对接工作流程

控制溜子上窜下滑, 调整大小面对接尺寸→按支护技术要求, 及时支护老塘和对接点的顶板→卧底整道、确保7521运煤通道及7521改溜子道轨道铺设合格, 距顶板高度足够→回收1部转载机机头、2部转载机机尾、3部转载机整体, 确保运输通畅装车运上井→7521改溜子道拨出车场, 先运进1台普通支架预存车场→回收大面前、后溜机头至抬高槽装车运上井→依次拆出2台过渡支架到车场解体装车运上井→安装1台预存的普通支架→添加、对接后部溜子→依次添加剩余3台支架→添加、对接前部溜子→确保设备都完好→通电试运转。

3.4 大小面对接误差补救办法

溜槽对接尺寸与理想尺寸相差较多, 溜子下滑不到位时, 要拆除小面前溜与支架钩头, 使用小单体由小面机头依次向对接处抵推前部溜槽, 使大小面溜槽能够对接。

溜槽下滑超过预计位置, 拆除小面前溜与支架钩头, 使用小单体由对接处向小面机头方向依次抵推前溜溜槽, 使大小面溜槽能够对接。

4 结语

7521综放面地质条件复杂, 断层多, 落差大。在综放面大小面对接过程中, 经过技术人员的现场探索, 在工艺、安全、技术、生产组织和现场管理等方面都进行了深入的研究, 使7521综放面大小面对接支架工艺技术获得成功, 并取得了明显的经济效益。

摘要：姚桥媒矿7521综放面构造比较复杂, 揭露断层多, 落差大于5.0 m的断层5条, 其中有一条断层最大落差高达14 m。由于受断层落差大的影响, 7521综放面布置成刀把形, 通过大切眼与小切眼对接技术的实践及探索, 总结出在复杂难采地质条件下综采放顶煤大小面对接技术与安全生产管理的经验。

关键词：综放面,大小面对接,煤机,支架

参考文献

[1]侯俊领, 蔡瑞春, 齐远智.综采工作面准确快速对接技术的应用[J].能源技术与管理.2009 (1)

[2]闻敢年, 滕友东.综采工作面大小面的对接方法[J].煤炭科学技术, 1999 (9)

提高综放回采率的技术措施篇8

1 工程概况

1.1 设计区域的地质状况

开采煤层为山西组3煤层, 主体为走向NE-NNE、倾向SE-SEE的单斜构造。煤 (岩) 层倾角在5°~15°, 平均为8.7°。煤层厚度在7.77m~8.64m, 平均厚度为7.9m, 硬度f在1.91左右, 为软-中等硬度煤层。3煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩, 其次为泥岩, 厚度0.35m~11.36m。老顶以中-细砂岩为主, 局部见有伪顶, 多为泥岩, 铝质泥岩或炭质泥岩。3煤层直接底板为粉砂岩或泥岩、砂质泥岩, 或粉-细砂岩互层, 厚度0.20m~14.36m。老底为中-细砂岩或粉砂岩, 厚度14m左右。煤岩类型为半亮型煤, 煤类为气煤。

1.2 采区煤炭损失

下图为杨村矿工作面流程工艺图。

根据阳泉矿区对综放工作面煤炭损失的统计和分析, 各部分煤炭损失的构成如下, 如图2所示。

由图2可知, 工作面内放顶煤工艺造成的煤炭损失占采区总煤损的44%, 居第一位。通过对兖矿集团杨村煤矿综放工作面的实地观测和分析认为, 综放工作面的丢煤主要由两个方面组成, 即开采设计引起的煤炭损失和放煤工艺不合理造成的煤炭损失。

2 煤炭损失分析

(1) 开采设计引起的煤炭损失:初采损失、末采损失、工作面端头损失、架间丢煤损失。

(2) 放煤工艺造成的煤炭损失:放煤步距煤损、放煤方式煤损、放采比不当造成的煤损。

3 采取的技术措施

3.1 合理选择综放设备

工作面选用MG300/700-WD交流变频牵引采煤机, 采用低位放顶煤支架, 使用后刮板运输机放煤, 为顶煤破碎和放出提供良好的条件。工作面两端设置过渡架和端头支架, 放出两端全部的顶煤。在开切眼、设备安装后到初次来压前人工挑落放出顶煤, 减少工作面初采时顶煤的损失量, 减少端头损失。

3.2 合理选用放煤工艺

3煤层平均厚度为7.9m, 为厚煤层, 采用多轮顺序放煤方式。采高为2.8m, 放煤高度为5m, 放煤时尽量使顶部和采空区侧的矸石同时达到放煤口, 从工作面下端开始放煤, 加强顶煤的回收。并且根据现场实际状况确定合理的放采比。

3.3 合理确定工作面参数及方向

设计工作面长度为200m, 平均推进度在900m左右。工作面采用两刀一放正规循环作业方式, 循环进度为0.6m。设计区域一采区为倾向长壁俯采开采, 有利于顶煤的回收, 适当加大放煤步距。二采区为倾向仰斜开采, 适当减少放煤步距。

3.4 加强放煤管理

(1) 制定各种安全技术措施和现场管理方法, 严格控制丢煤。根据具体工作条件, 因地制宜地确定合理放煤步距和放煤方式, 使放煤效果达到最佳效果。

(2) 加强工作面工艺管理, 特别是综放工艺管理。提高放煤工的技术水平, 增强责任心。

(3) 强化科学管理和监管, 使回收率的提高建立在切实可靠的基础上。

4 结论

本文通过对杨村矿工作面现场实际的工程调查, 从多方面综合考虑, 提出了提高回采率的具体的针对性措施, 是目前该矿提高经济效益的有效途径。

摘要：综放工作面的回采率是衡量开采技术措施的重要因素之一, 高产、高效、低耗等特点是与其他开采方法相比较为明显的优势, 但其回采率低是普遍存在的问题。本文结合杨村煤矿工程实例设计, 总结放顶煤工艺的煤炭损失, 浅谈提高综放工作面回采率的措施, 针对性地提出几项具体措施。

关键词：综采放顶煤,煤炭损失,回采率,措施

参考文献

[1]曹怀轩, 等.提高综放工作面顶煤回收率的途径及实践[J].中小企业管理与科技, 2009, 01:217-218.

[2]陈延芳.提高综采放顶煤工作面回采率的探讨[J].煤, 2014, 07:81-82.

[3]王国祥, 等.鹤煤八矿井田断层和煤层组合特征分析[J].西部探矿工程, 2010, 05:151-152.

[4]王一栋.杨村矿下组煤底板带压开采突水临界条件研究[D].中国矿业大学, 2014.

[5]李宝安.回采率的计算及提高回采率的途径[J].煤炭技术, 2005, 06:51-52.

深部综放沿空巷道围岩控制技术篇9

综放沿空巷道稳定与否取决于多种因素, 其中巷道围岩性质、地应力大小、支护方式与参数、巷道断面形状等因素能够对综放沿空巷道的稳定状态产生极大的影响[3]。其中, 围岩性质和地应力主要取决于地质条件, 通常人们主要通过改变支护方式与参数、巷道断面来研究控制深部综放沿空巷道围岩的技术和方法, 以保证巷道围岩稳定和生产安全。为此, 笔者从控制支护方式与参数、进行巷道断面优化两方面来研究如何有效控制深部综放沿空巷道围岩稳定。

1 深部综放沿空巷道支护方式优化

传统的回采巷道支护方式包括棚式支护和锚杆支护。常用的棚式支护主要有工字钢支架、U型钢可缩性拱形支架和环形支架等, 棚式支护一般属于被动支护, 基本不具初撑力, 只是在围岩变形后, 随围岩变形的增加, 支架支护阻力才逐渐增长。锚杆支护属主动支护, 与棚式支护相比, 锚杆支护由于具有成熟的技术、较为简单的施工方法且经济效益显著等特点, 目前已为越来越多的煤矿所采用[4]。

与普通的回采巷道相比, 深部综放沿空巷道具有明显的特点: (1) 综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中, 巷道围岩结构破碎, 在掘进和回采过程中, 巷道将发生较大变形。 (2) 对于综放沿空巷道而言, 由于巷道上方为顶煤, 上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大, 回采过程中的矿压显现将更加剧烈。 (3) 综放工作面年产量多在200万t左右, 开采强度大, 机械设备体积较大, 且所需风量剧增, 这就要求巷道具有较大的断面。 (4) 深部综放沿空巷道埋深大, 地应力相对较大。

由于以上原因, 仅采用锚杆支护综放沿空巷道, 往往不能有效控制围岩, 特别是顶煤的离层, 为此, 需采用“锚杆+锚索+金属网”联合支护形式, 以保证生产的安全。一些特殊的地质构造部位 (如断层附近、向斜或背斜的轴部等) , 由于构造应力的作用, 可能需要“锚网索+金属梁”支护方式, 甚至是“锚梁网索+金属支架”复合支护方式才能有效控制特殊地段的巷道围岩。

例如, 某煤矿9302工作面回风巷埋深700余米, 留3 m的护巷煤柱, 沿煤层底板掘进, 属深部综放沿空巷道。掘进时, 原有支护方案采用锚网索+钢筋托梁组合支护:采用Ø20 mm×2.2 m无纵筋左旋螺纹锚杆, 锚杆间排距均为700 mm, 铺设菱形金属网;锚索为Ø18 mm钢绞线, 长6.0 m, 间排距均为2.0 m, 钢筋梁由2根Ø12 mm的圆钢焊接成梯子形。

在施工前方约400 m巷道中, 由于地质构造条件较好, 所以顶、底板和两帮的支护情况较好。但当掘进到一向斜轴部附近时, 顶板开始出现淋水, 且明显发现支护区顶板离层, 甚至出现局部顶板和锚杆一同冒落的现象, 因此, 严重影响了矿井正常生产及矿工的人身安全。经过勘察表明, 该区域处于向斜轴部, 且区域内断层、裂隙较为发育, 岩层松散破碎程度较为严重, 顶板以含水量较大的层状砂、页岩为主, 在此基础之上原有的支护方案已不能满足对巷道围岩变形的有效控制, 因此, 必须采取其他支护方式来改善对巷道围岩变形的控制。

经过长时间的研究表明, 对于出现过离层、冒顶现象的巷道, 在原有锚网支护的基础上需增设12#工字钢梯形棚, 向斜轴部附近新掘进的巷道采用矿用工字钢梯形棚进行支护, 在向斜轴部20 m以外的地方再采取原锚网索+钢筋梁的组合支护方式。支护方式进行上述改变的巷道, 包括在原有支护基础之上增设工字钢梯形棚的巷道和新开掘采取架棚支护的巷道, 都顺利通过了不利地质条件区域, 且对巷道围岩变形也形成了有效控制, 提高了矿井高效、安全、生产的水平。对于采用锚网索支护的深部综放沿空巷道而言, 增大锚杆或锚索的直径、长度, 减小锚杆或锚索的间排距, 都能明显提高支护强度, 降低巷道围岩的变形量。

2 综放沿空巷道断面优化

矩形和梯形断面形状具有施工简单、成型容易等优点, 因此目前国内综放沿空煤巷主要采取这两种断面形状。但通过对矩形和梯形断面形状的弹性力学、岩石力学研究表明[5,6], 上述2类巷道断面在4个拐角处容易产生应力集中, 严重影响巷道围岩的稳定。理论研究表明, 巷道最佳断面形式是椭圆形状, 且为使巷道各处均为等压条件, 从而维护巷道围岩的稳定性, 断面的长短轴之比应对应于巷道沿长短轴方向的地应力之比。实际生产过程中, 因为椭圆形断面巷道施工困难、断面利用率低而很少选用。与椭圆形断面相比, 直墙半圆拱形具有易于维护、巷道顶板稳定、易于施工等优点, 目前多数岩石巷道主要采取这种形式;但在煤巷掘进过程中, 由于直墙半圆拱形上的半圆拱形巷道施工较复杂、成型困难等缺点, 因此用得很少。由于深部综放沿空巷道的特殊性, 尤其是综合机械化掘进易于完成直墙半圆拱形断面的开挖, 因此, 直墙半圆拱形断面可优先应用于综掘施工的深部综放沿空巷道中。下面将对这两种断面在浅部、深部巷道围岩中的影响进行数值模拟计算。

2.1 计算模型和方案

以某矿9302工作面回风巷综放沿空巷道为例, 工作面煤层平均厚5.2 m[7]。

通过控制不同埋深的条件, 模拟2种巷道断面形状对围岩应力应变的影响, 本文主要通过控制埋深300, 600 m两种情况来进行数值模拟计算。巷道断面模拟主要参数如下: (1) 矩形断面为4.0 m (宽) ×3.0 m (高) ; (2) 直墙半圆拱形断面宽4.0 m, 高3.0 m, 其中直墙的高度1.0 m。

通过得出的计算结果, 可以分析得出2种巷道断面形状分别在埋深为300, 600 m的条件下的应力应变分布情况, 从而选择合适的巷道断面形状。

2.2 两种断面巷道的围岩应力位移比较

当埋深为300 m时, 矩形断面巷道在顶底4个拐角产生了应力集中;直墙半圆拱形巷道在底板2个拐角处出现应力集中现象, 其应力集中情况与矩形巷道底板2个拐角处产生的应力集中情况基本相同;与矩形巷道相比而言, 直墙半圆拱形巷道中半圆拱与直墙的交界处产生的应力集中现象要小许多, 且拱形巷道顶部的应力变化不明显。在埋深为300m时, 矩形与直墙半圆拱形巷道的垂直应力差别不明显。与此同时, 在巷道垂直位移方面, 矩形断面稍大于直墙半圆拱形。

当埋深为600 m时, 矩形和半圆拱形断面巷道围岩的垂直应力分布特征与埋深为300 m的情况基本相同, 但是两种断面巷道围岩的垂直应力最大值差异增大。由此可以看出, 随着埋深越来越大, 矩形巷道断面与半圆拱形巷道断面的垂直应力差别将随之增大。当埋深为600 m时, 矩形巷道顶部煤岩体垂直位移量明显大于半圆拱形巷道的垂直位移量。因此得出, 随着深度逐渐增大, 直墙半圆拱形巷道与矩形巷道相比, 能够更有效地控制巷道顶部的煤岩体变形量。

比较浅埋和深埋下不同断面的应力变化特征可得, 随着巷道埋藏深度逐渐增加, 矩形断面与直墙半圆拱形断面巷道所受到的垂直应力差别也越来越大。因此, 在埋深不断增加的情况下, 直墙半圆拱形巷道较之于矩形断面巷道, 其分布均匀平缓的巷道应力和相对较小的集中应力等优点也将随之变得越来越显著。

根据以上分析可知, 相比较矩形巷道而言, 尽管直墙半圆拱形断面施工技术较为复杂, 且成型困难, 但是其有效地降低了沿空巷道围岩的应力集中程度, 并且能够有效控制巷道顶部煤岩体的变形量;尤其是随着开采深度的逐渐增大, 直墙半圆拱形断面这一优点将变得尤为显著。因此, 在选择巷道断面形式 (特别是埋深较大的情况下) 时, 一般以选用直墙半圆拱形断面形式为宜。与钻眼放炮掘进相比, 综合机械化掘进工艺具有巷道围岩破损小的优点, 并且更容易形成拱形断面, 从而有利于维护深部综放沿空巷道围岩的稳定状态。

2.3 应用实例

试验地点为某矿9302综放工作面回风巷, 埋深达720 m, 煤层平均厚度为5.2 m。9302回风巷断面形式为直墙半圆拱形, 巷道采用综合机械化掘进以减少对巷道围岩的破坏, 巷道支护方式选择锚网+锚索联合支护。通过巷道矿压监测, 获得掘进和回采期间的巷道矿压显现规律。

掘进期间, 9302回风巷的两帮移近量和顶底移近量为50~60 mm;当掘进面距工作面60 m距离以外时, 巷道围岩基本稳定。

回采期间, 巷道两帮移近速度与顶底板移近速度相比略大, 最大移近速度发生在距工作面10 m范围内, 分别为120, 105 mm/d;回采期间, 两帮累计移近量最大为890 mm, 顶底板移近量最大达780 mm。

9302回风巷综放沿空巷道矿压观测显示, 直墙半圆拱形断面和锚网索联合支护方式对于深部综放沿空巷道是合适的, 并且有效降低了9302深部巷道围岩的变形量, 确保了矿井生产的高产高效。

3 结语

根据深部综放沿空巷道的特点, 从巷道支护方式及参数、巷道断面优化两方面讨论了综放沿空巷道的控制技术。

(1) 深部综放沿空巷道围岩结构特殊, 采动影响剧烈, 巷道围岩变形量大, 稳定性维护较困难, 应采用锚梁网索联合支护方式;一些地质构造地段, 可采用锚网索+金属支架复合支护方式。

(2) 上述数值模拟计算结果表明, 矩形巷道顶底拐角处容易发生应力集中现象, 且集中应力程度较高, 使得巷道围岩变形量增大, 随着埋深的增加, 这种现象将更为明显;而直墙半圆拱形尽管巷道施工技术复杂、成型困难, 但是其在底板2个拐角处产生的集中应力与矩形巷道基本相同, 半圆拱和直墙交界处的集中应力要远小于矩形巷道, 且顶部拱形处应力变化平缓;此外, 直墙半圆拱形巷道能够有效降低深部综放沿空巷道顶部煤岩体的变形量。因此, 在深部综放沿空巷道顶板的稳定维护过程中, 首选直墙半圆拱形。

参考文献

[1]何满潮.深部开采工程岩石力学的现状及其展望[C]//第八次全国岩石力学与工程学术大会论文集.北京:科学出版社, 2004, 88-94.

[2]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2805-2811.

[3]钱鸣高.20年来采场围岩控制理论和实践的回顾[J].徐州:中国矿业大学学报, 2000, 19 (1) :1-4.

[4]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰, 等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

[5]徐芝纶.弹性力学[M].北京:高等教育出版社, 1990.

[6]蔡美峰.岩石力学与工程[M].北京:科学出版社, 2002.

综放工作面过断层技术研究与实践篇10

关键词：综放,断层,技术,实践

综放工作面生产易受到断层、褶曲、沿空顺槽变形等多种因素的影响, 其中, 断层是影响工作面安全生产的主要因素之一。东滩煤矿东翼一采区、三采区断层众多, 从最近回采的一采区1304、1305综放工作面统计, 每个采煤工作面平均过断层20条, 其中落差接近或超过煤层厚度的断层8条。生产过程中揭露断层时易造成顶板局部破碎甚至出现冒顶事故, 工作面推进缓慢, 成本增高, 严重制约安全高效生产。因此, 合理分析断层对生产的影响, 制定有针对性的巷道掘进和工作面回采过断层综合技术方案, 对矿井安全生产具有十分重要的意义。

1 地质资料收集

工作面设计前, 首先由地质部门收集相关地质资料, 对相邻工作面或巷道揭露过的断层情况进行分析, 并在工作面平面图中对预测的断层产状标注说明, 标注内容包括断层的位置、落差及可能的延伸距离等, 然后由分管技术负责人、技术管理部门共同分析、制定工作面布置方案。

2 断层影响分析

断层落差大小与煤层厚度和顶底板岩层岩性、厚度及硬度是决定工作面能否顺利通过断层的关键因素, 可分为以下几种情况:

(1) 如果H≤ (k-h) , 可直接布置工作面回采此断层。

(2) 如果H> (k-h+2.5+2.5) , 则不考虑工作面通过此断层。

(3) 如果H≥ (k-h) , 工作面要通过此断层必须截割部分顶底板岩石。此时, 就要分析煤层顶、底板是否存在硬度f≤6的岩层以及其厚度, 来确定工作面是否能回采此断层。

(4) 如果煤层顶板为硬度较小且极易掉落的岩层时, 易频繁引发冒顶事故, 不利于顶板维护, 过断层不考虑截割顶板岩层, 可通过的最大断层落差为H=k-h+2.5。

3 巷道掘进期间过实施断层方案

(1) 巷道掘进过断层施工方案制定要综合考虑巷道支护安全、工作面回采设备的安装及正常运行、巷道排水、设备运输等方面的要求。

(2) 过断层区域的巷道层位要尽量沿煤层布置;当断层落差较大需要截割顶 (底) 板岩石时必须控制割岩厚度, 割岩厚度不大于2.5m。

(3) 过断层区域的巷道坡度要平缓, 以不大于10°为宜。

(4) 当巷道两帮揭露断层产状差异较大时, 要以巷道回采帮的产状参数为准制定施工方案。

(5) 在过断层区域要采取加密锚杆 (索) 、缩小棚距、锚架联合支护、顶部铺双层金属网等加强支护措施, 确保顶板支护可靠。

(6) 巷道掘进至距离断层预计揭露位置50m时, 要采取“边探边掘”, 每掘进5m钻探一次, 钻探的深度≥15m;钻探发现异常情况时必须加密探测孔, 以便准确掌握断层产状, 合理控制掘进层位。

(7) 当掘进过程中揭露隐伏断层或探测的断层实际落差与预测不一致时, 要充分考虑工作面回采要求, 掘进迎头需要后退下扎或后退上挑重新掘进时必须后退, 并合理确定后退距离和施工坡度。

(8) 过断层区域的巷道高度不低于正常段的巷道设计高度;巷道变坡点前后10m巷道高度应适当加大。

4 采煤工作面过断层控制方案

4.1 综放工作面过断层提刹刀量及范围确定

4.1.1 工作面过断层时提刹刀情况确定

⑴沿工作面推进方向由上盘向下盘通过正断层和沿工作面推进方向由下盘向上盘通过逆断层时, 均需要进行提刀。

⑵沿工作面推进方向由下盘向上盘通过正断层和沿工作面推进方向由上盘向下盘通过逆断层时, 均需要进行刹刀。

4.1.2

工作面揭露断层后, 工作面推进一个截深, 断层面向延伸方向的移动距离及沿工作面采煤机超前断层面位置刹刀距离计算。

(1) 工作面推进一个截深, 断层面向延伸方向的移动距离计算公式。

式中:La-工作面推进一个截深断层面向延伸方向的移动距离;

S-断层倾向延展长度;

L-断层走向延展长度;

J-煤机截深。

(2) 沿工作面采煤机超前断层面位置刹刀 (提刀) 距离计算公式。刹刀 (提刀) 距离计算:

A= (k÷a) ×La式中:

A-超前断层面刹刀 (提刀) 距离;

k-工作面过断层时最大允许割矸量 (留底煤量) ;

a-工作面每推进一个截深的刹刀 (提刀) 量;

La-工作面每推进一个截深断层移动距离。

4.2 东滩煤矿综放工作面过断层原则

(1) 工作面揭露断层前, 应根据断层在工作面的实际 (或预计) 揭露位置, 超前15~20m开始调整断层附近15组支架的截割层位, 超前进行提刹刀, 合理破底或留部分底煤, 在距离揭露断层3m时调整完毕, 支架尽量保持水平推进, 确保揭露断层后的顶板支护。

(2) 过断层时必须截割部分顶底板岩石时, 首先截割考虑底板岩石, 割底厚度超过2.0m时, 再考虑截割顶板岩石, 最大割顶、底量控制在2.5m以内。

(3) 严格把握截割层位, 超前提刹刀, 杜绝出现大幅度提刹刀现象, 提刹刀量控制在100~130mm, 对安全生产较为有利。

(4) 工作面过断层期间, 断层面前后各10组支架采高控制在 (3.0±0.1) m, 便于顶板控制。

(5) 工作面顶板完好区域的支架要升实达到初撑力, 因顶板破碎无法达到初撑力的支架必须与相邻支架衬平, 顶板破碎、煤壁片帮时, 要拉移超前支架, 缩小空顶距。

(6) 工作面过断层需要提刀时, 采煤机必须超前2~3刀进行挑顶后方可提刀, 如果同时进行挑顶和提刀, 容易导致采煤机挑顶困难, 采高降低, 造成生产被动。

(7) 工作面过断层期间, 因断层产状突变导致割矸厚度大于2.5m的区域超过10组支架, 煤机截割困难时, 要考虑采用松动爆破来配合煤机截割。

5 实施效果

综放技术篇11

关键词：顶煤回收率含矸率煤层

潞新矿区4#煤层平均厚度为12m左右，采用综采放顶煤采法。综放面顶煤韧性高、整体偏硬，冒落块度大，破断角一般大于90°；直接顶则冒放性好，冒落块度小，破断角一般小于90°；所以当打开放煤口，不可避免地会造成部分矸石先于煤块到达放煤口，造成含矸率增加。并且由于采用大插板支架，相对而言对混矸层扰动激烈，次数增多，则必然引起煤矸混合而少放煤、多含矸，甚至经常出现为了多放煤而造成含矸率高的情况。该种条件下放顶煤的不利因素占了两个，既要放煤，又要防止混矸，需要根据所能承受的最大混矸率尽可能的把更多的顶煤回收回来。因此，需要对此种条件下的煤层回收率与含矸率进行分析，寻求解决方案。

1 煤层综放面回收率和含矸率之间的关系

在采煤过程中，煤的采出率与含矸率相互关联，在提高采出率的同时，含矸率往往会同时增加，两者之间的变化是非线性的。初始推进工作面时无混矸，随着放煤的进行，采出率急剧增加，并且出现混矸，含矸率逐渐增加。当煤放到一定程度后，采出率增加变缓，而含矸率增加迅速。通过对这一规律进行分析，当采出率与含矸率确定时，必须对商品煤的社会效益和经济效益进行综合考虑，进而对最佳的采出率与含矸率进行选择和确定。目前，多数煤矿通过见矸关门的方式控制矸石，有时在放煤口由于出现架前、架间漏煤，导致混矸严重，增加了放煤难度。对于小放采比煤层，通过对支架结构进行调整，改善放煤工艺，进而获得合理的采出率和含矸率。

顶煤高度、脊背煤损失和放煤管理水平影响顶煤放出率。如果顶煤较薄，并且放出率较小，在这种情况下，工作面总采出率接近普通综采采出率，采出率随着顶煤放出率和权重的增加逐渐降低。当顶煤厚度超过一定值时，煤损（脊背煤损失和放煤管理水平）趋于定值，顶煤的放出率仅受顶煤厚度的影响，工作面总采出率随着顶煤放出率和权重的进一步增加逐渐加大。当顶煤厚度足够大时，工作面总采出率趋与顶煤的放出率相当。采出率、含矸率与顶煤厚度之间的关系如图1所示：

综放含矸率与采放高度比之间也存在很大的关系。从理论上讲，煤岩分界面不存在厚度，实际上是煤岩构成的混合层。如果顶煤较薄，则不易控制，混矸层更容易扰动，进而出现混矸。因此，合理的采放高度比必须同时考虑有助于提高采出率和降低含矸率。

2 提高顶煤回收率的措施

2.1 升高采煤机割煤高度

升高支架的高度，使得采煤机的割煤高度增加，靠采煤机的强力破煤效果割掉一部分坚硬顶煤，降低顶煤的厚度，会在一定程度上提高支架顶梁破煤效果，拟设计工作面将割煤高度由3.0m提高至3.5m便是一个举措。

2.2 利用支架的反复支撑和矿压提高破煤效果

顶煤从工作面煤壁到垮落面的松裂破碎阶段处于塑性极限平衡和块体结构铰接平衡状态。由于失去了原来底煤的支撑，进入工作面控顶区后，顶煤靠近采空区，受支架反复支撑力的影响，导致其应力状态发生变化，造成垂直位移速度和水平位移迅速增大，对于顶煤来说，其裂隙、层理等出现扩展和连通。在支架反复支撑的影响下，沿已开裂的裂缝，顶煤开始出现松动破裂，受下位顶煤的垂直位移速度大于上位顶煤的影响，使得顶煤内发生离层，支架顶梁上的部分下位顶煤松动破碎程度大于上位顶煤。但在工作面端面空顶区的顶煤一般仍然处于挤压铰接状态，这使工作面端面顶板保持稳定而不发生冒顶现象。

2.3 加强放煤工艺的管理，提高放煤工的素质

放煤工的素质和技术是放煤工艺的决定因素，放煤工对放煤工艺的掌握、理解程度和操作水平直接影响到顶煤采出率。因此加强放煤工的技术培训，提高放煤工的素质，增强放煤工的责任心，建立合理规范的放煤工艺及其管理办法是提高放顶煤采出率的一个重要措施。

3 主要结论

①潞新公司顶煤硬度大，冒放块度大，而直接顶较为软弱，块度小，造成含矸率较高。

②通过升高采煤机割煤高度、反复支撑支架、加强管理等措施有效提高了顶煤回收率。

参考文献：

[1]张居仁，魏国山，陈海江.浅谈综采放顶煤工作面回采工艺及提高回采率的措施[J].中小企业管理与科技（上旬刊），2010（07）.

[2]王涛.提高综放工作面煤炭回收率浅析[J].价值工程，2010（30）.

[3]富强，吴健.3.5m～5.0m煤层综放开采采出率与含矸率分析[J].煤，1999（02）.

作者简介：

方云龙（1977-），工程师，潞安新疆煤化工（集团）有限公司生产技术处。endprint

摘要：通过对潞新矿区井下回采工作面的调查，分析煤层综放面回收率和含矸率之间的关系，并提出相应的解决措施，达到提高工作面采出率的目的。

关键词：顶煤回收率含矸率煤层

1 煤层综放面回收率和含矸率之间的关系

2 提高顶煤回收率的措施

2.1 升高采煤机割煤高度

2.2 利用支架的反复支撑和矿压提高破煤效果

2.3 加强放煤工艺的管理，提高放煤工的素质

3 主要结论

①潞新公司顶煤硬度大，冒放块度大，而直接顶较为软弱，块度小，造成含矸率较高。

②通过升高采煤机割煤高度、反复支撑支架、加强管理等措施有效提高了顶煤回收率。

参考文献：

[1]张居仁，魏国山，陈海江.浅谈综采放顶煤工作面回采工艺及提高回采率的措施[J].中小企业管理与科技（上旬刊），2010（07）.

[2]王涛.提高综放工作面煤炭回收率浅析[J].价值工程，2010（30）.

[3]富强，吴健.3.5m～5.0m煤层综放开采采出率与含矸率分析[J].煤，1999（02）.

作者简介：

方云龙（1977-），工程师，潞安新疆煤化工（集团）有限公司生产技术处。endprint

摘要：通过对潞新矿区井下回采工作面的调查，分析煤层综放面回收率和含矸率之间的关系，并提出相应的解决措施，达到提高工作面采出率的目的。

关键词：顶煤回收率含矸率煤层

1 煤层综放面回收率和含矸率之间的关系

2 提高顶煤回收率的措施

2.1 升高采煤机割煤高度

2.2 利用支架的反复支撑和矿压提高破煤效果

2.3 加强放煤工艺的管理，提高放煤工的素质

3 主要结论

①潞新公司顶煤硬度大，冒放块度大，而直接顶较为软弱，块度小，造成含矸率较高。

②通过升高采煤机割煤高度、反复支撑支架、加强管理等措施有效提高了顶煤回收率。

参考文献：

[1]张居仁，魏国山，陈海江.浅谈综采放顶煤工作面回采工艺及提高回采率的措施[J].中小企业管理与科技（上旬刊），2010（07）.

[2]王涛.提高综放工作面煤炭回收率浅析[J].价值工程，2010（30）.

[3]富强，吴健.3.5m～5.0m煤层综放开采采出率与含矸率分析[J].煤，1999（02）.

作者简介：

某矿综放工作面过断层技术研究篇12

关键词：综放工作面,过断层技术研究

引言

通过对深部大倾角轻放开采关键技术的综合研究, 确保回采巷道和工作面支架与围岩体系的有效控制, 防止冲击矿压、瓦斯、自然发火等对工作面的影响, 确保该条件下工作面的安全生产和高产高效。为矿区和我国类似条件下煤层的开采提供借鉴。

1 技术方案

1.1 现场实测调研及基础资料分析。

1.2 数值计算、物理模拟、理论分析。

1.3 制定技术方案并现场实施。

1.4 现场实测、控制、分析、总结不断修改技术方案。

1.5 通过现场试验研究开发出深部大倾角综放开采技术。具体技术内容如下:

2 深部综放条件下巷道和工作面矿压显现规律

通过现场钻孔应力计和电磁辐射仪实测, 获得综放条件下巷道制成压力的分布规律:工作面顶煤越软, 煤体内的塑性区范围越大, 支承压力影响范围也就越大。

3 深部大倾角综放工作面高产高效开采关键技术

针对矿井煤层倾角大的特点, 采用伪斜技术控制溜子、支架上窜下滑, 省去了使用防倒防滑千斤顶, 具有操作简单, 节省时间, 技术简单, 控制溜子、支架上窜下滑可靠等特点。

综采放顶煤工作面回采率的高低是降低采煤成本, 取得安全技术经济效益的关键。通过强化现场管理, 制定回收率考核办法, 加强放顶煤工艺现场管理, 减少工作面上下端头放煤损失, 减少工作面过断层放煤损失, 减少工作面初采煤炭损失, 放煤要控制矸石不要窜入架后阻挡煤炭放出等措施有效地提高了综放工作面的煤炭回采率, 降低了煤炭开采成本, 减少了掘进巷道, 取得了很好的经济效益。

4 工作面冲击矿压预测预报技术

对于工作面的冲击矿压危险, 需要采用早期冲击矿压危险程度评定、及时预测预报和综合治理及解危等相结合的方法进行。

5 冲击矿压、瓦斯、自然发火综合防治

工作面存在着冲击矿压、瓦斯、自然发火等多种灾害事故危险, 因此需要研究和探讨大采深水旱交接、多巷道、多煤柱条件下, 发生冲击矿压、瓦斯涌出以及煤自燃等三种灾害发生的机理及监测预报治理措施。

通过对冲击矿压, 瓦斯事故以及煤层自燃等三种灾害影响因素的分析, 建立了工作面自然灾害危险性评价的模型, 并对工作面的自然灾害进行了评价。工作面属于自然灾害较危险的工作面。而对冲击矿压、瓦斯和煤层自燃三种自然灾害防治最有效的方法是向采空区注浆和护巷煤柱煤体注水相结合的措施。

6 创新点

6.1 采用伪斜技术控制溜子、支架上窜

下滑, 省去了使用防倒防滑千斤顶, 具有操作简单, 节省时间, 技术简单, 控制溜子、支架上窜下滑可靠等特点。

6.2 深部大倾角轻放工作面巷道支护技

术实现了工作面两道、切眼锚网支护, 降低了工人劳动强度, 降低了巷道材料费用, 适用深部矿压大的采煤工作面巷道支护, 加快了掘进速度。

6.3 深部工作面防治煤炭自燃技术向采

空区注浆或压注阻化剂、加强工作面上隅角防火检查、工作面两道每隔10米设一道高分子材料墙。该技术操作简单, 技术可靠, 投资少, 避免了采空区煤炭自燃, 实现了安全生产。

6.4 深部大倾角开采瓦斯防治技术包括

工作面上隅角安装压入式风机、抽出式风机和安装压风管, 在压风管上钻上小孔排出压风释放瓦斯;工作面机巷老塘侧刮风帐。该技术操作简单, 技术可靠, 投资少, 避免了瓦斯积聚, 实现了安全生产。

6.5 矿井深部采用大倾角工作面冲击地

压防治技术采用磁辐射仪和钻屑法对工作面冲击地压预测预报, 防治冲击地压技术, 有效避免了深部综放面发生冲击地压, 实现了安全生产, 实现了高产高效, 实现了工作面稳产高产。

7 应用情况

该项目已在矿井深部煤层综放工作面应用深部大倾角综放开采关键技术并在其矿推广应用。

该矿地质条件复杂, 断层多, 煤层倾, 多种自然灾害并存 (包括冲击地压、瓦斯、自燃发火、火区等) , 开采难度大, 采用该技术项目后, 近四年共采出煤炭400多万, 比高档放顶煤每月多采出2万多吨煤, 每月创造经济效益400多万元。提高了煤炭产量, 节约了大量的材料费用, 提高了煤炭回收率, 少掘进巷道, 减轻工人劳动强度, 降低吨煤成本。

7.1 采用大倾角综采复杂技术后, 材料

道减小了变形量, 避免了因修复材料道造成的材料、工资浪费;工作面上下两道不用回棚, 减少了钢材丢失率;

7.2 采用大倾角综采复杂技术后, 工作面上下两道不用回棚, 每班少用3人;

7.3 采用大倾角综采复杂技术后, 避免

了轻放综采工作面冲击地压、瓦斯、煤层自燃等事故的发生, 有明显的安全经济效益;

7.4 减轻了巷修工作量。采用大倾角复

杂综采技术后, 巷道支护技术先进, 减少了巷道变形量, 改善了工作面的环境, 从而减少了对工作面的维护工作, 减少了大量的维护人力、材料的投入, 每年可节省材料、维护费用20多万元;

7.5 采用窄煤柱, 减少了煤炭丢失, 一

般情况下, 小煤柱或沿空掘巷可使巷道掘进率降低5%~10%, 可降低吨煤成本12~40元。

该项目既可在上海大屯能源股份有限公司直接应用, 也可在国内类似赋存条件下的综放工作面开采提供技术指导, 丰富综放开采技术理论。

该项技术成果通过鉴定后, 必将有更广泛的市场和远大的推广前景。该技术向国内同类型煤矿推广后, 将解决煤矿深部煤层开采技术难题, 解决断层多、巷道地压显现大、有冲击地压、瓦斯危害等自然灾害矿并存的开采技术, 经济效益显著, 社会效益明显。

参考文献