大采高超长工作面（精选8篇）
大采高超长工作面 篇1
1工程背景
霍州煤电集团有限公司506工作面上覆基岩厚130～300 m,地表形态属中高山地形,全部为松林、灌木丛。工作面位于978 m水平五采区南翼,其东侧与504采空区相邻,西侧为北峪越界矿越界小窑巷道,南端为316采空区,北邻五采区胶带巷。煤层厚3.5～5.7 m;倾角1°～5°。直接顶为泥岩、砂质泥岩,厚2～7 m;基本顶为K8中砂岩,厚2～5 m。直接底为泥岩、砂质泥岩。工作面走向长1 750 m,倾向长320 m,设计采高5.1 m。煤层整体呈背斜相间的褶曲构造形态,工作面顶板节理发育,工作面构造类型属中等复杂。5061巷中部揭露F1、F2两条断层;F1断层落差2.5 m,预计向工作面内落差增大,对回采有一定影响;F2断层落差1.3 m,预计向工作面内落差减小,对回采影响较小。工作面煤层顶底板岩石力学参数见表1。
2504工作面矿山压力显现规律
504工作面与506工作面相邻,工程地质条件具有相似性。在504工作面正常回采期间对顶板压力进行了实时监测,共安装14台在线监测仪(分别安装在3#、12#、21#、30#、39#、48#、57#、66#、75#、84#、93#、112#、121#、130#支架上),每个测站分别在支架左右立柱高压腔安装1台矿用数字压力计,测点及仪器布置如图1所示[1,2]。
通过数据分析可以得出,504工作面各支架来压时平均末阻力在9 000～10 000 kN之间,两端头支架外支架最大末阻力在10 000～11 000 kN之间;504工作面初次来压步距34～38 m。由表2可知,工作面顶板初次来压时动载系数1.4～1.8,平均1.7,工作面顶板周期来压时动载系数在1.2～1.7之间,平均为1.41。
3大采高工作面支架工作阻力计算
目前,液压支架工作阻力计算的主要方法有载荷估算法、实测统计法和理论分析法[3,4,5,6]。
3.1实测统计法
根据煤炭行业标准 MT 554—1996可知,基本顶的分类指标为基本顶初次来压当量pe,即:
pe=241.3lnLf-15.5N+52.6hm
式中,Lf为基本顶初次来压步距;hm为煤层采高;N为直接顶充填系数,N=h/hm;h为直接顶厚度。
由504工作面矿山压力显现规律可知,基本顶初次来压步距为38 m;采高为5.3 m;直接顶厚2.0 m。通过计算可以得出pe=1 150 kPa。
根据基本顶分级指标(表3)对基本顶进行分级。由计算结果可以确定基本顶为Ⅳb级。
根据煤炭行业标准MT 554—1996,Ⅳ级基本顶沿米支护强度下限:
RH=(241.3lnLf+52.6hm-15.5N-455)BCCk
式中,hm为工作面最大采高,取5.3 m;Lf为基本顶初次来压步距,取38 m;N为直接顶充填系数,取0.4;BC为支架控顶距,取5.375 m(截深0.8 m,刮板输送机槽宽1.0 m);CK为备用系数,取1.6。
代入数据计算得RH≈5 980 kN/m。
液压支架工作阻力FS实下限:
FS实=RHSC/KS
式中,SC为支架中心距,取1.75 m;KS为支撑效率,取0.85。
在采煤机截深为800 mm的条件下,支架工作阻力下限FS实≈12 312 kN。
3.2顶板载荷估算法
根据504工作面支架阻力实测数据分析,工作面动载系数最大达1.8,对应的顶板载荷估算为6.5～7.0倍采高。随着工作面倾斜长度的增加,工作面顶板来压动载系数还会有所增大,因而506综采工作面按照支架承受的6.5～8.0倍采高的岩石柱质量估算。
估算支架支护强度:
q=(6.5～8.0)hmγ
式中,q为支架承受的强度;γ为顶板岩石容重,取25 kN/m3;hm为煤层最大采高,取5.3 m。
通过计算可得q=0.86～1.06 MPa。
液压支架额定工作阻力FS顶为:
FS顶=PSSCBC/kS
式中,PS为液压支架额定支护强度,860～1 060 kN;SC为液压支架中心距,取1.75 m;BC为支架最大控顶距,取5.375 m(截深0.8 m,刮板输送机槽宽1 m);KS为液压支架的支撑效率,两柱掩护式支架取0.85。
代入数据计算得FS顶=8 798～11 730 kN。
3.3压力平衡拱高度估算
由504工作面矿压显现规律可知,顶板最大动载系数为1.8,由表1可得K8砂岩单向抗压强度86.09 MPa,泥岩单向抗压强度26.13 MPa。根据压力平衡拱原理,支架阻力FS压的验算:
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式中,γ为岩体容重,取25 kN/m3;K为动载系数,取1.8;f为顶板岩层的坚固性系数,取6.5;L为工作面长度,320 m。
代入数据计算得FS压=12 257 kN。
4结语
(1)根据煤炭行业标准(实测统计回归公式)可以估算出506工作面支架工作阻力下限为12 190 kN;根据顶板载荷可以估算506工作面支架工作阻力下限为8 798～11 730 kN;根据压力平衡拱高度可以估算出506工作面支架工作阻力下限为12 257 kN。
(2)对506综采工作面而言,当倾斜长度达到320 m时,通过实测统计法、顶板载荷估算法以及压力平衡拱高度估算法,可以得出支架工作阻力下限值在12 000 kN左右。因此,其配套液压支架工作阻力应不低于12 000 kN。
(3)建议506工作面支架主要参数分别为:支架型式为两柱掩护式;支架高度2 600～5 500 mm;支架工作阻力13 000 kN(P=46.9 MPa);一级缸内径420 mm;支护强度1.17～1.38 MPa;支架中心距1 750 mm;支架控制方式为本架手动控制。
参考文献
[1]张新蛮,曹怀建,韩磊.浅埋大采高综采工作面矿压显现规律研究[J].煤炭工程,2012(2):48-50.
[2]张飞,范文胜,孙建岭,等.超长工作面综放开采矿压显现规律研究[J].煤炭技术,2010,29(4):61-63.
[3]郝存义,段军.6m大采高综采面支架合理支护强度确定[J].煤矿开采,2010,15(6):18-20.
[4]杨宝贵,姬鹏奎,祁越峰,等.上湾矿7m特厚煤层大采高开采支架工作阻力的确定[J].煤炭工程,2011(7):14-16.
[5]王彪谋,周国际.王家塔煤矿大采高液压支架合理工作阻力研究[J].煤矿开采,2010,15(5):72-73.
[6]韩磊.软煤、厚硬顶板、极近距离煤层合理开采关键技术研究[D].淮南:安徽理工大学,2008.
大采高超长工作面 篇2
【关键词】大断面 切眼 支护技术
神华宁夏煤业集团羊场湾矿于2008年6月装备了一套6.2m大采高综采设备,根据设备配套要求,按照先摆支架后稳输送机、上采煤机的顺序进行切眼设备安装。这就使切眼断面一次达到宽×高=8400mm×4050mm的要求。宽断面一次成巷最关键是顶板控制技术。工作面概况
大采高首采工作面Y120201位于2#煤层12采区,总走向长度3720m,工作面倾斜长350m,煤厚6.85～7.37m,平均厚7.0m,煤层倾角3°～14°,平均为8°。2#煤层伪顶岩性为泥岩,直接顶岩性为粗砂岩,老顶为粉砂岩。切眼施工工艺
2.1 掘进工艺
(1)受掘进条件的限制,8400mm宽的切眼不可能一次掘够宽度。采用先导硐施工4700mm宽,成巷后再扩帮370mm宽的方式。
采用ABM20S型掘锚机及配套设备施工。使用ABM20S型掘锚机来完成割煤和装煤及临时支护、永久支护工序,破碎机破碎、转运。具体为:每次掘进前,司机将掘锚机调整到巷道前进方向的中间位置,按由左向右,由上向下的顺序割煤,逐步扩大到设计断面的要求。循环截割深度不大于1000mm。截割下的煤落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭装入中部运输机,运输机再将落煤转载至破碎机处,再利用带式输送机转运至运输大巷处的带式输送机上。采用掘锚机自带顶护板完成临时支护,最大控顶距离为2300mm。每一循环截割完毕后施工人员将钢筋网及钢带放在顶板液压支撑架横梁上,然后靠两个液压缸顶起液压支撑架到顶板。两个尾部液压稳定架缸稳定住掘锚机,并且辅助支撑顶板。在液压缸顶起液压支撑架到顶板的同时,锚杆机开始永久支护工作。截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。顶锚杆及两帮最上两排锚杆紧跟迎头,两帮锚杆中最下两排锚杆滞后迎头不得超过15m。锚索永久支护滞后工作面迎头不得超过30m。
(2)在距离4700mm导硐成巷施工50m之后(综掘机滞后掘锚机的距离不小于50m),采用S150J型综掘机进行3700mm的扩帮施工,采用由下向上左右循环截割。通过综掘机二运皮带将渣运输至切眼导硐掘进使用的刮板输送机运出。采用金属前探梁(1.5寸和2寸的钢管各三根,每根5.0m,φ20mm的圆钢三根,每根长500mm,卡子6个,每个前探梁2个)临时支护,循环进度为150mm(两片网),最大控顶距离为1800mm。截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。锚索永久支护滞后迎头不超过30m。
2.2 顶板控制
(1)支护形式
采用“锚网+钢带+锚索”联合支护。支护材料为顶板采用螺纹钢锚杆、工作面推进方向煤帮采用玻璃钢锚杆锚杆、扩帮侧老空煤帮采用圆钢锚杆、钢绞线锚索、铁托板、槽钢托梁、金属网、木托板,塑钢网。
第1次导硐掘进4700mm宽巷道时,巷帮布置φ20×2000mm的玻璃钢锚杆,间排距为1000×1000mm,每根锚杆安装2节φ35×350mm树脂药卷;顶板采用φ20×2500mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为750×750mm,每根锚杆安装4节φ23×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块150×150×10mm铁托板。
第二次切眼宽度扩够后,扩帮侧老空煤帮使用φ18×1800mm圆钢锚杆,间排距为1000×800mm,每根锚杆安装2节φ35×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块400×200×50柳木托板配合一块150×150×10mm铁托板;顶板采用φ20×2500mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为750×750mm,每根锚杆安装4节φ23×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块150×150×10mm铁托板。
锚索为φ17.8mm(1×7)钢绞线长8300mm,锚索间排距为2000×2000mm,锚索托梁长度为2400mm,在切眼正中和左右各2000mm补打锚索,锚索间排距为2000×2000mm, 锚索托梁长度为4400mm,每根锚索装6节φ23×700mm树脂药卷;2400mm的锚索托梁支护距离迎头不超过30m, 4400mm的锚索托梁支护距离迎头不超过50m。金属网规格为3700×900mm(网格150×150mm的钢筋网, φ6.5mm圆钢加工而成),顶部每排锚杆压一根钢带,钢带为φ18圆钢焊接加工而成,长度3700mm;巷道扩帮侧老空煤帮挂设塑钢网,网子为15m×2.5m, 网格50×50mm。在巷中支设1排单体液压带帽点柱,间距为1000mm。最终成巷后巷宽8400mm,总支护布置为:顶板锚杆12排、两帮锚杆各4排、锚索7排、单体液压支柱1排,如图1、2所示。
(2)支护机理
导硐每掘进2.3m后采用锚杆进行及时支护,扩帮每掘进1.8m后采用锚杆进行及时支护,顶板短时暴露尚未下沉或未出现离层时就及时安装上锚杆,进行悬吊、挤压加固,保持了浅部顶板的完整性及相对稳定性。
锚索支护弥补了锚杆长度的不足,预应力大,承载能力强。其实质就是把锚索深入到深部稳定岩石中,对被加固的岩体预先施加压应力,限制岩体的松动变形,从而保持围岩稳定。
当锚杆支护形成的压缩圈厚度小于松动圈厚度时,锚杆支护的悬吊作用减弱,顶板会离层脱落。再采用预应力锚索补强加固,锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,形成压缩圈厚度大,在较大预应力的作用下,把上部稳定岩层和下部组成的岩层梁再组合在一起,每根锚索周围形成的压缩区域彼此重叠,在复合顶板中形成一个厚度更大的均匀连续压缩带,各岩层面互相挤压,层面摩擦大大增加,使复合顶板形成拱梁,从而有效的提高了顶板的整体性、稳定性,加强了顶板的自承能力。支护效果和经济分析
过去,羊场湾矿在围岩应力集中、顶板破碎的巷道中均采用锚杆加钢棚支护,支护费用高,工人劳动强度大,工序复杂,单进低。近几年来,根据顶板赋存条件开始大面积推广锚杆、锚索联合支护技术替代钢棚等支护形式。到目前为止,所有掘进巷道全部采用这种支护形式,覆盖面达100%。
(1)用锚网、锚索联合支护,每米巷道支护费用降低1000多元,每年节约支护费用近4000多万元,创造了客观的经济效益。
(2)用锚网、锚索联合支护,其运输量、运输环节及消耗量少,工人劳动强度大大降低。短掘短锚做到及时支护,消除了空顶作业,改善了安全环境,带来显著的社会效益。
(3)用锚网、锚索联合支护,巷道断面利用率提高17%,通风阻力下降10%,明显的改善安全生产环境。结论
(1)在34.03m2的特大断面切眼的掘进工艺过程中,最难的是支护技术。利用锚杆、锚索联合支护形式是最好的一种选择。锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,不占巷道空间。既能满足支护强度要求,又能保证安装设备时不受支护影响。
大采高超长工作面 篇3
1 地质概况
梁北煤矿11071工作面沿走向回采, 走向长1 465 m, 倾斜长327 m, 工作面标高-449~-514m, 采煤工作面上部、下部为采空区, 所采二1煤层倾角10°30'~14°。煤层厚度1.4~5.8 m, 平均厚3.98 m, 煤层坚固性系数f=0.15~0.25, 为极软煤层。该工作面采用“两进一回”, 运输巷、中巷进风, 回风巷回风, 三巷和切眼均沿二1煤层顶板掘进。伪顶厚0~0.5 m, 局部伪顶厚0.8~1.5 m;直接顶为砂质泥岩, 层理发育, 厚约1.0 m, 岩石稳定性差;基本顶为中粗粒砂岩 (B4) , 水平层理发育, 总体厚约30.0 m, 为较稳定岩层。二1煤层直接底为泥岩与粉砂岩互层, 厚约3.3 m;基本底为砂质泥岩或细粒砂岩互层, 层理发育, 厚度约13 m, 中等硬岩石, 岩层稳定性中等。
2 支护设计
2.1 支架选型校核
11071工作面顶板比较坚硬, 直接顶属稳定型Ⅲ类顶板, 基本顶属周期来压明显的Ⅱ级顶板。在回采过程中, 支架承受的上部压力主要来自上部岩体和顶煤所受重力, 根据梁北煤矿回采经验, 上部岩体厚度取6倍采高计算, 得支架载荷Q1=10 khγs=4 931.22 k N。其中, k为上部岩体厚度相对采高的倍数, 一般为4~8, 取6;h为采厚, 取3.98 m;γ为上覆岩体容重, 取25.0 k N/m3;s为支架顶梁面积, 取8.26 m2。根据计算载荷, 选用ZY6000/25/50型支架。该支架采用二级护帮结构, 顶梁采用伸缩前梁结构。额定工作阻力6 000 k N>4 931.22 k N, 故所选用支架可以满足顶板压力的要求。
2.2 乳化液泵站
依据工作面支护设计, 支架额定工作阻力为6 000 k N, 工作面乳化泵站压力不小于30 MPa才能保证良好的支架初撑力和额定工作阻力, 发挥较好的支架性能。液压支架实际初撑力偏低, 工作阻力较小, 但来压时动载系数较大, 说明顶板控制效果并不理想, 顶板稳定性较差, 易存在工作面片帮及顶板冒漏危险。要加大对液压系统的检修力度, 保证乳化液泵站压力大于30 MPa, 以加强对支架初撑力的管理, 提高支架初撑力[2]。由于加长工作面后, 乳化液压力和流量损失较大, 导致工作面支架初撑力不高, 移架速度慢[3]。
设计选用BRW315/31.5型乳化液泵, 在运输巷、中巷各建立一套泵站系统。生产中要严格遵守泵站使用规定: (1) 乳化液浓度保持在3%~5%, 并经常检查乳化液配比浓度和泵站压力, 保证泵站压力不低于30 MPa; (2) 乳化液泵泄压阀整定值为31.5MPa; (3) 加强乳化液泵站的维修保养, 杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象, 保证设备性能良好。
2.3 超前支护设计
矿井原设计工作面超前支护用DZ-4200 (3500) 型单体液压支柱配合1 000 mm金属铰接梁的支护形式, 超前长度不小于20 m[1]。根据11071工作面煤层厚度, 针对回采面超前支承压力影响范围大、顶底板移近量大的特点, 结合梁北煤矿回采顶板控制经验, 制订超前支护标准:11071工作面回风巷、中巷、运输巷全部采用DWX-45 (42) -250/110XL (G) 型单体液压柱配合1 000 mm金属铰接梁的支护形式进行超前支护。
(1) 回风巷、中巷、运输巷沿走向各布置2排超前支护, 回风巷双排长度不得低于30 m;中巷双排长度不得低于30 m, 靠下帮一排长度延长至50 m;运输巷双排长度不得低于35 m, 靠下帮一排长度延长至80 m。3条巷道超前支护单体液压支柱的柱距均为1.0 m, 回风巷、中巷行人道净宽度不小于1.2m, 运输巷行人道净宽度不小于0.8 m。超前支护单体液压支柱全部采用7.5 mm钢丝绳成排串在一起, 防止倒柱伤人。
(2) 由于工作面3条巷道掘进时使用矿用工字钢架棚支护, 回采前必须超前进行替棚。回风巷超前30 m、运输巷超前50 m在现有工字钢棚间套木棚, 两帮支设单体液压支柱, 木梁使用直径不小于180 mm的松木, 木梁长度与回风巷、运输巷工字钢棚梁相同, 单体液压支柱紧贴巷帮打设, 单体液压支柱距松木梁头不得超过150 mm。
(3) 超前支护段有底煤时单体液压支柱必须穿铁鞋, 单体液压支柱初撑力不小于10 MPa, 闭帮单体液压支柱穿木鞋初撑力不小于4 MPa。
(4) 回风巷、中巷、运输巷超前4~7 m摘工字钢棚, 摘工字钢腿后两帮用带帽单体液压支柱背帮。
(5) 回风巷超前支护段巷道中高不得低于3 m, 工作面输送机机尾向外5 m范围巷道中高不得低于3.8 m, 中间区域为斜坡过渡段;中巷超前支护段巷道中高不得低于2.8 m;运输巷转载机机头以外巷道中高不得低于2.8 m, 工作面输送机机头向外5 m范围巷道中高不得低于3.8 m, 中间区域为斜坡过渡段。若遇薄煤区, 回风巷、中巷中高不得低于设计巷高;为确保输送机正常搭接, 运输巷超前5 m范围, 且必须保证中高不低于3.1 m。
2.4 矿压观测设计
整个回采期间, 在11071工作面安装KJ216煤矿顶板安全监测系统, 系统与计算机连接, 在生产技术科和施工区队安装系统终端, 对支架进行动态实时观测。工作面支架每间隔10架, 在支架的左、右立柱以及平衡油缸安装KJ216煤矿顶板安全监测系统应力传感器, 分别对支架阻力、支架活柱缩量、巷道围岩表面位移、巷道 (回风巷、中巷、运输巷) 超前支护范围内单体液压支柱阻力进行观测, 对支护质量进行动态观测。
根据观测结果, 对工作面顶板活动规律、来压特征, 工作面受力特点, 支架对顶板的适应性和控制性效果, 超前支撑压力影响范围和分布特点, 顶板、煤层稳定性, 工作面支护质量等进行定期分析, 并进一步掌握煤、岩体力学参数等基础数据。
3 回采期间顶板控制
11071工作面共安装支架219架, 其中包括基本支架211架, 端头支架8架 (运输巷3架、中巷2架、回风巷3架) , 端头支架采用ZGY6000/25/50型支架。根据矿压观测得知:11071工作面初次来压步距25.3 m, 周期来压步距最小11.2 m, 最大18.6m, 平均14.9 m。11071工作面顶板下部活动剧烈, 中部活动相对缓和。采用全部垮落法控制顶板, 最小控顶距为5.9 m, 最大控顶距为6.7 m。
3.1 正常工作时期顶板控制
为减少机道空顶面积和时间, 采用追机移架作业形式, 带压擦顶拉架, 对顶板进行及时支护, 改善顶板稳定状况[4]。支架在拉架时要做到少降、快拉、快升、带压移架的原则, 当片帮超过规定要求时必须坚持超前拉架并及时打出护帮板[2]。在采煤机割煤后, 先移支架, 再移输送机, 即割煤—移架—移输送机。
(1) 采煤机正常割煤时, 滞后采煤机后滚筒3~5架移架 (顶板破碎时可紧跟采煤机移架) 。
(2) 采煤机割煤并移架后, 立即伸出伸缩梁护顶, 并打开二级护帮板护帮。
(3) 在采煤机割煤时, 超前采煤机前滚筒7架将护帮板收回, 并滞后采煤机后滚筒7架, 顺序将采煤机护帮板伸展护帮。
3.2 特殊时期顶板控制
(1) 工作面基本顶初次来压和周期来压期间, 应加强来压的预测预报工作。
(2) 工作面支架以及回风巷、中巷、运输巷所有单体支柱必须达到初撑力, 要特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态, 及时采取措施预防顶板垮落。
(3) 加强上、下端头顶板控制, 提高支护质量, 防止出现端头顶板垮落。
(4) 工作面出现顶板垮落时, 要及时使用木料接顶, 并支护好支架。
(5) 矿井备用一定量的马丽散等煤体加固材料, 一旦发生大面积片帮、顶板垮落, 及时加固煤体。
3.3 工作面安全出口管理
(1) 安全出口规格。安全出口宽度1 m, 高度不低于1.8 m, 长度3.0 m。 (1) 上安全出口:机尾处拉超前架煤壁片帮严重时, 伸出护帮板, 支架前用单体液压支柱支护;机尾处拉超前架煤壁不片帮或片帮不严重时, 伸出护帮板直接支护;机尾处未拉超前架时, 用半圆木加单体支护。 (2) 下安全出口:机头端头架伸出伸缩梁, 支架前用单体支护;排头支架与巷道间距不应大于0.5 m, 架设抬棚的单体液压支柱支护的初撑力符合规定。
(2) 支护材料的使用和存放数量。备用材料不少于正常使用量的10%, 存放在距工作面煤壁80~200 m的巷道内, 并分类码放整齐。
4 结语
11071工作面顺利回采, 顶板状况较好, 达到了安全回采的要求。实践证明, 梁北煤矿超长工作面支架工作阻力没有显著增加, 在可控范围内。超前支护段顶板下沉量由约100 mm增加至约200 mm。
(1) 通过改进超长工作面支护设计, 做好支架初撑力管理, 提高超前支护质量, 破解了顶板控制难题, 使回采工作面长度由150 m大幅提高到327 m, 有效缓解了双突矿井采掘接替困难局面。
(2) 通过高强度、大范围、有针对性地超前支护, 对侧压力较大区域工字钢棚超前修棚, 煤底区域单体液压支柱穿铁鞋, 严格执行回采期间的顶板控制措施, 11071工作面顶底板变形得到控制, 杜绝了片帮顶板垮落事故, 实现了安全高效回采。
(3) 大幅度减少了巷道保护煤柱, 提高了资源采出率, 降低了吨煤成本, 为节能降耗增效提供了新方法。
摘要：为缓解采掘接替紧张局面, 充分发挥技术效益, 梁北煤矿把11071工作面设计成超长工作面, 探索极软煤层大采高超长工作面采煤新工艺。通过改进顶板控制技术, 实现了工作面长度由150 m到327 m的跨越, 提高了资源采出率, 取得了良好的技术经济效果。
关键词：极软煤层,大采高,超长工作面,顶板控制,超前支护
参考文献
[1]冉松河, 曹广元, 郭朝旭, 等.极软双突厚煤层大采高开采技术研究[R].许昌:河南省新龙矿业有限责任公司, 2006.
[2]朱涛, 郝庆利, 宋敏, 等.软煤层大采高长壁工作面矿压观测及显现规律[J].太原理工大学学报, 2010, 41 (2) :205-208.
[3]曹胜根, 张东升, 杜卫新, 等.超长综放工作面开采关键技术[J].矿山压力与顶板管理, 2003, 20 (4) :69-71.
5310大采高工作面管理实践 篇4
5310大采高工作面, 是成庄矿首个大采高工作面。本工作面为3#煤一次采全高, 工作面盖山厚度为451.1~472.8 m。煤层平均厚度5.75m, 煤层倾角2°~12°, 容重1.45 t/m3, 可采指数为1, 变异系数为6%, 半暗型-暗淡型煤, 以暗煤和亮煤为主, 顶部块状中细条带结构。老顶为粉砂岩, 厚度7.07 m, 深灰色、较致密、含植物碎屑化石。直接顶为0.13 m厚的煤线和页岩 (灰黑色, 致密性脆, 含云母节理, 厚0.85 m) 。直接底为泥岩, 灰黑色, 中厚层状, 含植物化石, 岩芯完整, 厚度0.90 m。老底为粉砂岩, 灰色, 石英长石为主, 含少量云母, 厚度2.95 m。5310大采高工作面主要受一个背斜和一个向斜控制, 向斜轴部距切眼140~231.5 m, 背斜轴部距切眼1 130~1139 m;在距切中以南195 m处发育一正断层F108, 在距切中以南468 m处发育一正断层F96;5310大采高工作面在回采过程中有两个薄煤区域, 在距切中以南146.5~631.5 m (485 m) 范围内, 煤厚为1.5~4.5 m, 在距切中以南905~1 059 m (154 m) 范围内, 煤厚为4~4.5 m, 对工作面回采影响很大。5310大采高工作面生产条件困难, 成庄矿初次投产大采高工作面, 面临严峻挑战, 同时也必将为后期大采高工作面回采积累丰富经验。面对新工艺、新环境, 成庄矿必须在新设备新工艺危险源辨识与防范、大采高工作面配套设备管理及操作人员的培养、大采高工作面工程质量管理、大采高工作面顶板管理等方面积累自己的经验, 在各种复杂条件的应对能力、安全管理、处理大采高设备问题的能力、人员技能问题、人员的培养等各个方面都需迅速提高。
2 主要做法
2.1 新设备、新工艺的危险源辨识与防范
2.1.1 大采高工作面设备情况
采煤机:工作面采煤设备为JDY 7LS6C型双滚筒大采高采煤机。
输送机:SGZ1000/3×855 k W型可弯曲刮板输送机, 铺设251 m。
转载机、破碎机:运输顺槽布置一部SZZ1200/400型刮板转载机配合PLM3500型破碎机1台。
胶带输送机:进风巷布置两部DSJ140/250/3×400型胶带输送机, 2部胶带输送机长1 200 m, 配有5节承载部、8节储带仓。一部胶带输送机长1 600 m, 配有2节承载部, 8节储带仓。
中间支架:ZY12 000/28/62D大采高支架134架。
排头、排尾架:ZYT12000/28/62D大采高支架, 排头使用3架, 排尾使用4架。
过渡支架:机头机尾各配置2架ZYG12000/28/62D型大采高过渡支架。
乳化液泵:53 103巷列变上安设BRW-400/37×4A型乳化液泵4台。
转载溜:SGZ1000/855型, 长达60 m;2部转载溜为SZZ1000/400型, 长达42 m。
5310大采高工作面共布置145架液压支架, 其中过渡液压支架4架, 排头液压支架7架, 中间液压支架134架。采空区采用一次采全高顶板全部垮落法管理顶板;支架的中心距全部为1.75 m, 中间支架最大控顶距为5.535 m, 最小控顶距为4.67 m。
2.1.2 针对新设备、新工艺危险源辨识
以上设备除转载溜外均是首次使用, 设备尺寸大、功率大, 与综放工作面设备相比明显大型化, 与之相随的是不同的危险源。采煤机滚筒由原来的1.8 m变为3.2 m, 截割深度达到0.865 m, 整个采煤机机体体积高大。支架最大行程由3.3 m变为6.2 m;工作面设计采高为5.75 m, 工作面沿底板推进, 机头、机尾各15 m随巷道顶底板平缓过渡。工作面溜子由原来的880 mm变为1 000 mm。由于5310大采高工作面产能高煤量大, 53103巷皮带机头首次采用分流设备, 这是成庄矿主运输的一大创新。53103巷胶带运输机采用1.4 m皮带, 使用比较成熟。其他电器设备尺寸、功率都相应加大。大采高设备的操作, 各种防护措施与综放工作面差异较大, 必须具有针对性的危险源分析和安全分析。
借鉴寺河矿及赵庄矿大采高管理经验, 并安排队组到寺河矿现场实操, 总结安装过程中遇到的新问题, 对所有设备防护情况进行排查;召集队组、安全管理人员、专业技术人员座谈, 分析设备运转中存在的危险;观察设备运转或系统运行情况;分析人员作业行为、工艺、设备运转存在的问题及安全隐患。最后统一对辨识结果进行确认, 制定安全防范措施。
在新设备磨合期, 每班对设备在运行过程中出现的问题进行统计, 逐步完善危险源辨识, 并采取相应防范措施。
制作岗位应知应会和操作规范卡片, 职工下井随身携带, 随时提醒、督促自我岗位安全操作。
面对新的工艺、新的环境, 组织员工进行具体岗位危险辨识, 规范操作, 并制定安全措施, 对规程措施内容进行考试, 确保每个职工清楚各个危险源及相应处理措施。
2.2 大采高工作面配套设备管理及操作人员的培养
5310大采高工作面正式回采后, 新设备需要磨合, 经常出现问题, 诸如皮带运转不起来、采煤机不启动、工作溜子断链、泵站压力不足等。针对经常出现操作、设备问题, 制定设备操作记录制度、机电设备点检制度, 每班对设备在运行过程中出现的问题进行记录, 重点分析, 定期整改, 使得设备运行逐渐步入正轨。
2.2.1 新设备磨合期的管理措施
1) 严格按操作规程操作, 发现设备缺陷及时反馈信息, 对设备进行改造。
2) 加强员工培训, 特别是各岗位司机, 必须熟悉岗位的应知应会, 加强责任心, 不能因为操作原因造成机电事故。
3) 检修班加强检修, 做好日常“加油紧螺丝”工作, 对新设备要加强学习, 提高业务水平。
4) 易损部件列入班检范畴, 像易熔塞等易损部件备件充足, 就近存放。
5) 容易出现故障的地方, 如采煤机电缆、马蹄尔机尾、EEP电缆线, 加强防范, 做好防护。
6) 建立机电事故追查分析台账, 配合点检表制度, 设备隐患及时发现及时处理, 为防范事故积累资料。
7) 检修工作要细致, 不能放松每一个环节, 检修工作是一项人心工程, 要求广大职工增强责任心、有大局意识, 争取实现机电零事故。
2.2.2 加强培训管理, 提高职工素质
加强员工培训, 特别是各岗位司机, 必须熟悉岗位的应知应会, 对新设备自觉学习, 提高业务水平;向兄弟矿井学习交流, 学习和借鉴别人好的经验和做法。邀请具有先进理论和实践经验的技术专家进行指导, 提高员工操作水平, 形成良好的员工培训氛围, 养成员工良好的安全操作习惯。
严格各项管理制度, 强化队伍建设。分工明确, 责任到人, 落实到位, 不出现死角、漏洞。工程质量验收员、班长、跟班干部, 严格把好工程质量。加大对操作不规范事故责任人的考核力度, 不断提升职工操作水平和职业素质。
大采高工作面防止溜子和转载机的事故主要控制好大矸, 加强机头两个工溜司机对设备的看护, 发现异常及时停机;控制台司机要看好设备运行电流, 开溜前要确保溜子机头有人监护;三机检修作为工作面设备检修的重中之重, 每天安排足够人员按点检步骤严格检修。大采高采煤机故障, 主要是软故障即程序故障, 常见故障处理步骤每个生产班电工必须熟知、掌握, 生产班操作采煤机要规范作业, 尽可能达到正规循环, 减少因采煤机高速对设备造成的损坏。拉过转载机后必须将马蹄尔及时调整, 杜绝马蹄尔皮带架或落下的大矸卡拌皮带扣的情况发生。
2.3大采高工作面工程质量管理
大采高工作面工程质量管理与综放工作面要求一致。工作面重点是“三直一平两畅通”, 即工作面支架直、溜子直、煤壁直, 重点是溜子直;顶底板平;两端头安全出口畅通。
5310大采高工作面发生过几次工程质量事故:溜子前后串事故、机头机尾上漂事故、工作面变坡点处溜子上漂事故等, 都是新设备操作磨合熟悉过程中发生的典型工程质量事故。由于对新工艺、新设备的了解掌握不够, 往往以放顶煤工作面的经验运用到大采高工作面, 工作面多次发生溜子前后串事故, 放顶煤工作面当机头机尾落差为19m时, 机头机尾进度差控制在13m左右, 就能够有效地控制住溜子后串, 但是, 由于设备、回采工艺与放顶煤工作面不同, 以往控制溜子前后串的经验应用在大采高工作面时出现了一定的误差, 导致没有有效地控制住溜子后串。控制工程质量采取措施如下:
1) 工程质量验收员, 班长, 跟班干部, 严格把好工程质量关。
2) 2.8 m滚筒卧底量:机头机尾各10架范围内200 mm、中间架375 mm, 工作面上漂不能超过12°。
3) 工作面上漂难控制要清煤卧底。上漂超过12°的必须人工清煤卧底。
4) 工作面采高控制, 采高控制在4~4.5 m, 割煤时要将插板收回, 护住直接顶, 防止漏矸维护好顶板, 确保采煤机通过。
5) 验收员每天验收项目:机头尾推进度、机头尾溜子前后窜数据、机头底板上漂数据、工作面顶底板情况 (采高、顶板、底板平整及割矸情况) 、支架倒架超过5°的各架数据。各种工程质量、标准化、生产准备情况。用材料情况。生产组织影响时间及交接班时间。初撑力、两巷超前支护情况。岗位及工作面工具是否齐全完好。架前煤、机尾溜子大架前及护罩处的煤等。
2.4 大采高工作面顶板管理
5310大采高工作面主要受一个背斜和一个向斜控制, 向斜轴部距切眼140~231.5 m, 背斜轴部距切眼1 130~1 139 m;在距切中以南195 m处发育一正断层F108, 在距切中以南468 m处发育一正断层F96;5310大采高工作面在回采过程中有两个薄煤区域, 在距切中以南146.5~631.5 m (485 m) 范围内, 煤厚为1.5~4.5m。根据地质资料, 5310大采高工作面从切眼至631.5 m范围内受背斜轴部、正断层F108、正断层F96、X121陷落柱、及走向方向485 m长的薄煤区影响, 此区段顶板煤体破碎, 采高大片帮严重, 煤帮顶板控制困难增加。
5310大采高工作面为控制好顶板, 适当降低采高 (但保证不低于4.5 m) , 保证支架全部接顶;在割煤过程中, 支架要尽量升平, 仰俯角不>7°、歪斜度不>5°;支架工紧跟前滚筒追机拉架, 尽量减少空顶面积;端面距不>0.59 m, 超过0.59 m时及时伸出支架伸缩梁或在支架前梁上支设板梁;采煤机割过去及时打出两级护帮板, 保护好煤壁;顶板破碎的地方, 根据情况及时停机, 拉超前架, 打出插板, 空顶时上板梁接顶, 确保顶板安全。
2.4.1 过陷落柱异常区措施
5310大采高工作面推进到第一异常区81~396 m, 其内有X121陷落柱 (走向35 m×倾向53 m) , 制定了相应的措施。
1) 通过异常区时, 提前准备好充足的4 m、3 m、2.2 m、1.2 m的板梁。
2) 如揭露矸石, 由检修班对矸石进行打眼放炮, 严禁强行割矸, 采取打眼放震动炮辅助采煤机通过。
3) 如出现顶板破碎, 煤体变化, 适当降采高。
4) 割煤后及时拉架, 支架不接顶时, 要及时上板梁接顶护帮。
5) 过异常区时, 采煤机速度控制在3 m/s以内, 返空刀时控制在3.5 m/s以内, 防止采煤机速度过快造成瓦斯事故。
6) 支架要尽量升平, 严禁高射炮, 支架工随底滚筒追机拉架, 尽量减少空顶面积, 采煤机割过去要及时打出两级护帮板, 保护好煤壁, 同时顶板破碎的地方, 根据情况可及时停机, 拉超前架, 打出插板, 空顶过大的要组织进行上板梁接顶。
7) 地质测量单位, 每隔1 d对整个工作面放线, 并每天对陷落柱边缘进行探透锁边及探底煤, 指导队组对工作面坡度作出合理调整。
8) 队组每天利用检修班对工作面坡度、支架歪斜度、支架仰俯角、溜子上漂下卧角度进行测量, 精确把握工程质量。
2.4.2 过薄煤区措施
5310大采高工作面在通过薄煤区期间采取以下具体措施控制工作面顶板。
1) 对煤体、顶板条件较差的区域注化学浆, 加强煤体、顶板胶结度, 提高强度, 保留煤帮顶板, 控制顶板漏矸。
2) 出现顶板漏矸, 及时上垂直工作面煤壁的板梁或轨道, 必要时掏硐推进。
3) 排头、排尾架必须升紧接顶, 严禁空顶。每过一次机头机尾, 在排头排尾架上上一根平行板梁, 顶板破碎时上工字钢梁或轨道。
4) 在工作面煤帮与顶板交界处架间打锚索控制顶板。
5) 生产班拉架时严格执行“少降快拉”带压拉架的原则, 对顶板破碎地方及时拉超前架, 且将支架升紧升平, 保证支架的初撑力达到24 MPa。
2.4.3 工作面机头机尾顶板控制
1) 加强超前支护区域的顶板管理维护, 采用工字钢梁代替木梁架棚支护。
2) 排头、排尾架必须升紧接顶, 严禁空顶。每过一次机头机尾, 在排头排尾架1根平行板梁, 顶板破碎时上工字钢梁或轨道。
3) 由于机尾出现压力大, 在53105巷利用锚索加钢筋梯梁吊挂板梁或工字钢加强支护, 顶板按每排补强2根锚索 (两排钢带之间, 两根锚索分别距帮0.8~1.0 m) 。
4) 在53105巷超前工作面150 m, 向工作面煤帮注水泥浆, 加强煤体强度。
5) 在工作面机尾三角区注化学浆加固。
6) 出现顶板漏矸, 及时上垂直工作面煤壁的板梁、工字钢梁或轨道, 必要时掏硐推进。
7) 52105巷工作面机尾150 m范围压力大底鼓严重, 每班进行起底5 m, 保证高度和底板平整。溜子机尾高度不<2.5 m。
5310大采高工作面其他巷道均按照《5310大采高工作面作业规程》要求打木垛支护。
3 取得的成效
1) 随着5310大采高工作面的回采, 面对新工艺, 新环境, 成庄矿在新设备新工艺危险源辨识与防范、大采高工作面配套设备管理及操作人员的培养、大采高工作面工程质量管理、大采高工作面顶板管理等方面积累了丰富管理经验, 为首采大采高工作面的顺利运行提供了一条切实可行的新路子。
2) 5310大采高工作面的投产运行, 在各种复杂条件的应对、安全管理、处理大采高设备问题的能力、人员安全技能、人才的培养锻炼等各个方面都迅速提高。特别是技术人员和管理人员, 在学习中成长, 在成长中学习, 在困难条件中去发现问题、解决问题, 为大采高工作面今后生产积累了第一手资料, 同时也培养了一批大采高主力干将。目前, 5310大采高工作面日产1.6万t以上, 正在稳步向日产2.0万t迈进。
摘要：5310大采高工作面是成庄矿首个大采高工作面。工作面初采地质条件差, 成庄矿通过回采在新设备新工艺、危险源辨识与防范、大采高工作面配套设备管理及操作人员的培养、大采高工作面工程质量管理、大采高工作面顶板管理等方面积累经验, 在各种复杂条件的应对能力、安全管理、处理大采高设备问题的能力、人员技能问题、人员的培养等各个方面迅速提高, 并针对大采高的困难条件积累资料、培养人才。
大采高综采工作面顶板管理 篇5
张集煤矿矿井设计能力为400万t/a, 高定位技改后生产能力将达到700万t/a, 井田走向长约7km, 平均倾斜宽约8.5km, 面积约60km2, 主要可采煤层有13-1、11-2、8、6、1等五层, 可采总厚度21.08 m, 可采储量686Mt, 矿井设计服务年限122.5a。
2 工作面概况
1121 (3) 工作面属张集矿井13-1煤, 面长200m, 回采长度1672.8m, 工作面煤层厚度2.2～5.5m, 平均厚度为4.1m, 煤层倾角2～5°, 平均倾角3°, 煤层结构简单, 煤层较稳定, 局部受构造影响, 煤层变薄、变软, 直接顶为泥岩, 老顶为细砂岩, 直接底为泥岩。
工作面液压支架选型为ZZ6000/21/42, 采用MG400/920—WD采煤机, SGZ800/800运输机。
3 工作面顶板管理措施
工作面顶板管理的基本要求是跟顶回采, 保持顶板平整完好, 不漏顶、掉顶;工作面两端头顶板支护安全可靠, 保证足够的通风空间和行人安全, 为回采创造良好的条件。
工作面在复合型顶板、“三软煤层”、构造多等复杂条件影响下, 顶板压力显现强烈, 给生产管理带来很大的压力。通过现场的不断摸索实践, 针对具体情况采用了以下几中的措施来加强工作面和两端头的顶板管理。
3.1 工作面回采工艺
3.1.1 工艺流程
斜切进刀→打三角煤→割煤→移架→推溜→斜切进刀
3.1.2 支护方式
采煤机割煤后, 及时伸出支架的伸缩梁护住煤顶, 护帮板护住煤帮, 移架采用带压移架, 少降快拉。移够步距后立即升架, 并将护帮板打至煤壁。
3.1.3 采空区处理全部垮落法。
3.2 矿压观测及预测预报
1121 (3) 工作面共安装液压支架136架, 采用ZYDC-3型综采液压支架压力自记仪测定液压支架工作阻力, 在整个工作面布置5条测线, 每条测线布置两个测站, 共装10块压力表, 测出支架前后立柱的初撑力、工作阻力和末阻力等数据, 掌握工作面顶板压力大小、支架增阻状况。在轨道顺槽和运输顺槽内每隔3～5m用液压式单体支柱测压仪测定单体支柱的工作阻力, 上下两巷各布置3块压力表。从而分析顶板初次来压步距、周期来压步距等工作面及两巷矿压显现及其变化规律, 合理进行工作面及两端头管理顶板。
顶板事故大多数是在顶板压力异常而作业人员又没有意识到的情况下发生的。由于预测不及时, 现场没有采取针对性的措施加强管理, 从而导致垮棚、冒顶事故。这种情况在煤矿顶板事故中较为常见, 因此技术管理方面就必须提前进行顶板压力的预测预报工作。一般在以下三种情况时顶板压力显现会出现异常: (1) 工作面遇到断层、褶曲等异常构造时。 (2) 顶板岩性发生变化, 由坚硬顶板变为破碎顶板;或顶板有淋水时。 (3) 回采速度放慢, 不能按正常循环回采时。
除了矿设立的地质预测预报机构, 综采队安排专人负责此项工作, 使顶板管理具有较强的针对性。
3.3 回采期间工作面顶板管理
3.3.1 常用措施
(1) 加强设备检修, 提高开机率, 保证工作面推进度, 确保工作面快速推进 (工作面平均月进177.8m, 最高月进度为232.6m) 。 (2) 生产中采用追机作业方式, 移架时带压移架, 移架后及时用护帮板护帮, 局部若有片帮掉顶现象, 抵车后及时拉超前支架支护顶板。 (3) 工作面支架初撑力达到额定工作阻力的80%, 泵站压力不得小于30MPa, 使支架有较高的初撑力, 减少顶板对煤帮压力, 较好地控制住片帮、掉顶事故的发生。
3.3.2 支架管理
液压支架在移动过程中的稳定性较差, 生产过程中, 严格控制工作面采向, 对歪架及时采用支架本身的调架千斤顶和DZ-28单体进行调整, 使支架顶粱与工作面顶板接触严密, 迎山有劲;支架间做到不挤不咬, 相邻支架间的错茬合理, 架间空隙均匀, 前探梁升起, 护帮板与煤壁接实, 严格控制端面距;端头支架易发生歪架现象, 影响安全生产, 对端头支架增设防倒千斤顶, 确保支架处于良好状态。
3.3.3 工作面规格质量管理
严格按回采层位组织施工, 采高控制在3.8m左右, 保持顶、底板平整, 回采过程中工作面支架带线作业, 做到煤壁、支架、链板机成直线;支架垂直链板机、不歪斜。
3.4 端头顶板管理
工作面上下端头煤壁三角处因受两巷及工作面采动影响压力大, 易发生片帮掉顶, 对此在上下端头煤壁三角处架设斜跨棚和顺山棚, 加强端头顶板管理。跨工作面机头、机尾用7.0m长11#工字钢设双排挑棚, 一梁四柱, 随机头、机尾交替迈步前移;上下隅角受锚梁网支护影响, 收角后上下隅角不能及时充分冒落, 超前工作面煤壁5m提前将锚索退锚, 在上下隅角切顶线处用单体加补密集切顶点柱, 用材料将上下隅角充填实。
3.5 过断层期间顶板管理
1121 (3) 工作面属“三软”煤层, 而装备的机电设备功率较大, 过断层一般采用硬过法。过断层期间工作面煤岩结合部的顶板管理非常重要, 同时存在较大难度。除了要进行正常的顶板管理方式外, 要采取一些有针对性的措施。
3.5.1 控制采高, 减少破顶范围及破顶量。
当工作面距断层面10m时, 提前俯采或仰采逐步降低工作面采高, 采高降到3.2m左右, 进入断层带时, 采高控制在2.8m以内。刹底或飘车时每刀刹底或飘车量不超过100mm, 工作面上下出口与巷道保持一致。
3.5.2 快速擦顶移架, 减少空顶时间。
拉架时, 先降后立柱, 再同时降前立柱和移架, 待支架移动后, 立即将降柱手把扳回零位, 使之擦顶移架。工作面顶板破碎段, 拉架的错茬距离不小于15m, 以此保证顶板的整体。
3.5.3
断层影响范围内严格进行追机作业, 只准一茬拉架, 其它茬不得拉架, 以此保证移架时供液系统的液压, 从而达到快速移架的要求。
3.5.4 对发生的顶板事故及时处理。
当工作面出现掉矸、掉顶现象, 应立即处理, 防止事故扩大, 同时, 对片帮掉顶处可适当多进刀, 以便及时拉架支护。工作面若发生较为严重的冒顶事故, 确实无法推进时, 可采取使棚的方法管理煤壁和顶板。
3.6 工作面更换大件时的顶板管理工作面更换部分大件, 检修
人员有时需要在支架下煤壁附近作业, 一方面要求作业人员具备较好的安全自保意识, 在作业前认真细致观察顶板及煤壁情况, 不站在架间作业;另一方面需要采取一些相应的措施加强顶板、煤壁支护。
3.6.1
更换煤机大件, 应将提前煤机停放在顶板较为完好处, 支架留出步距, 使用半圆木对煤帮进行背帮处理, 半圆木放在护帮板中间位置, 使用支架护帮板将半圆木抵在煤帮, 背严、背实。
3.6.2
更换支架顶粱、前探梁, 需要降下支架, 顶板出现较长时间的空顶现象, 安全威胁大。采取的做法是在检修支架的两端支架上架圆木, 提前一至两个小班开始上圆木, 工作面每推进两刀上一根, 圆木合理搭接在两侧支架上, 有效支护检修支架上方顶板。
4 结语
大采高综采工作面回采过程中的顶板管理是工作面生产管理和安全管理中的一个非常重要的环节, 1121 (3) 工作面在复合型顶板、“三软煤层”、构造多等复杂条件影响下进行回采, 共生产原煤2164986吨, 回采期间未发生一起顶板伤人事故, 也为发生过冒顶事故, 工作面质量标准化一直保持行业一级水平。可见, 通过改进和加强顶板管理, 取得了较好的效果。
摘要：张集煤矿在13-1“三软”较薄厚煤层、构造多的复杂条件下, 使用一次采全高俯斜开采技术, 实现安全高产高效生产。本文介绍了综采工作面顶板管理的一些创新性做法, 在组织安全生产过程中顶板管理的特点和采取的主要措施。
大采高超长工作面 篇6
关键词：厚煤层,大采高,掘进,支护技术
0 引言
目前, 采矿界一直在研究和探讨厚煤层的高效安全开采问题, 通常厚煤层储量丰富, 煤质好, 其赋存条件也较为稳定。煤层的厚度大于3.5 m即为厚煤层, 当厚度大于8 m时为特厚煤层。厚煤层和特厚煤层的储量占世界可采储量的20%到50%, 厚煤层的比例大约为32%[1]。在中国, 厚煤层储量大约占全国总储量的46%。对山西来说, 大多矿区厚煤层作为主要开采煤层。因此, 厚煤层的开采在煤炭生产体系中占有重要的位置。
1“两硬”大采高模型
“两硬”大采高回采工作面的顶板坚硬且厚度大, 随着工作面的推进, 采空区上覆岩层弯曲变形很小, 先在煤柱两侧的端部断裂, 然后在顶板中部开裂很小时会突然整体切断垮落。示意图如图1所示。
工作面从开切眼开始, 坚硬顶板的下沉量很小, 随着回采工作面的推进, 采空区悬露顶板的面积增大, 当悬露长度达到顶板的极限跨距时, 上覆岩层会突然失稳。失稳岩层在采空区煤柱端部先折断, 不能再向煤柱两侧更深部传递应力, 这样失稳岩层的全部重量压在工作面液压支架上, 使得支架承受的荷载瞬时暴涨, 容易发生支架压死现象。又由于采高较大, 形成的采空区范围大, 所以悬露顶板有比较大的自由活动空间, 失稳时容易形成冲击动荷载。岩体初次运动失稳时, 顶板由嵌固梁变为块体;在周期运动失稳时, 顶板由悬臂梁变为块体, 导致多层块体相互叠加形成砌体堆积[2]。故“两硬”大采高工作面属于“块体堆积—突变动载”模型。模型示意图如图2所示。
2“两硬”大采高采场特点
1) “两硬”大采高采煤工作面随着工作面的推进没有能够及时冒落且冒落后支撑顶板的岩层。即使有可以冒落的岩层, 也是薄弱的伪顶, 冒落后只可填充采空区很小范围而无法支撑上部岩层[3]。
2) 顶板在煤柱端部处折断, 无法向煤柱两侧更深处传递应力, 即无法形成可以传递应力的岩梁。
3) 由于煤层较厚, 采高较高, 处于较高位置的顶板可能成为传递应力的岩梁, 该顶板由于距离采空区远而产生滞后现象, 所以一般只考虑传统意义的直接顶。
4) 一般来说直接顶会随着回采工作面的推进而逐步弯曲垮落, 但“两硬”大采高采煤法开采煤层时顶板会瞬时失稳, 而不是一个逐渐的过程。具体过程为从开切眼开始推进, 开始顶板的运动几乎静止;当推进距离较大时, 随着顶板悬露面积的增大, 顶板跨度达到极限跨距, 顶板突然失稳, 下沉量突然变大[4]。其顶板随工作面的推进下沉位移图如图3所示。
5) 顶板突然失稳容易形成冲击荷载, 对回采工作面液压支架产生动载。
6) 顶板岩层在失稳前、失稳以及失稳后重量承受体是不同的:在失稳前, 由于顶板相当于悬臂梁, 而工作面液压支架支撑着顶板, 所以支架承受着顶板的全部重量;突然失稳时, 由于失稳顶板一端接触工作面液压支架, 一端接触工作面底板, 所以支架只承受着顶板的部分重量;在失稳后, 由于顶板整体与采空区底板接触, 而在压支架, 所以此时的液压支架不承受顶板重量。
3“两硬”大采高工作面初次运动步距和周期运动步距
随着工作面的推进, 悬露顶板在煤柱端部出现开裂时, 其开裂面上最大剪切应力大于顶板的极限应力, 此时岩层发生初次突变失稳现象。岩层的初次运动步距用公式 (1) 计算。
式中:m为支托层的厚度;
σt为支托层的抗拉强度;
γ为支托层的容重;
为支托层上的顶板厚度。
所以大采高岩层的初次运动步距与支托层厚度、支托层抗拉强度成正比, 与支托层的容重以及支托层上的顶板厚度成反比。
在顶板的周期运动期间, 顶板结构为悬臂梁, 岩层的周期运动步距用公式 (2) 计算。
式中:m为岩层厚度;
σt为顶板抗拉强度;
γ为顶板容重。
所以顶板的周期运动步距与顶板厚度和顶板抗拉强度成正比, 与顶板容重成反比。
4“两硬”大采高工作面压死机理
“两硬”大采高回采工作面推进导致顶板大面积悬露, 悬露顶板突然失稳会造成工作面液压支架压死, 容易造成工作面的生产灾难, 所以研究此条件下液压支架压死机理可以对即将发生的灾难提前预防。
回采工作面推进过程形成的悬露顶板以煤柱为支点发生回转下沉, 形成力矩模型, 这是顶板的初次运动过程。如果顶板对液压支架的作用力大于支架的实际阻力, 那么顶板岩层的重量超过了支架的极限荷载, 支架会被压死;如果顶板对液压支架的作用力小于支架的实际阻力, 那么支架可以承受顶板的重量, 就不会发生支架被压死的现象。在此阶段顶板对液压支架的作用力如图4所示。
顶板的周期运动与初次运动机理相似, 都会形成力矩模型。同样, 当顶板对液压支架的作用力大于液压支架的实际阻力时, 支架被压死;当顶板对液压支架的作用力小于液压支架的实际阻力时, 支架可以安全工作。在顶板周期运动过程顶板对液压支架的作用力示意图如图5所示。
“两硬”大采高工作面液压支架支护强度在初次运动阶段和周期运动阶段不一样。相同点是两种情况下计算模型选取的都是动载荷模型, 即认为顶板的关键层在煤柱端部断裂, 在自重影响下发生回转下沉现象。
顶板在初次运动阶段的支护强度与关键层厚、岩层容重以及初次失稳步距的2次方成正比, 与液压支架控顶距成反比。
顶板在周期运动阶段的支护强度与关键层厚、岩石容重以及周期失稳步距的2次方成正比, 与液压支架的控顶距成反比。
5“两硬”大采高工作面预控设计
根据上述直接顶细砂岩层的初次运动步距53 m和周期运动步距21.6 m计算得到该岩层初次失稳时工作面需要的支护强度为0.287 2 MPa, 周期失稳时工作面需要的支护强度为0.117 MPa。根据上述老顶中粗砂岩层的初次运动步距133.9 m和周期运动步距5.1 m计算得到该岩层初次失稳时回采工作面需要的支护强度为5.74 MPa, 周期失稳时工作面需要的支护强度为2.53 MPa。由此对工作面所选用的液压支架进行分析。
工作面选用的液压支架型号为ZZ13000/28/60型, 该支架为支撑掩护式支架, 其支护强度为1.24 MPa到1.28 MPa, 工作阻力为13 000 k N, 支架立柱行程为3 170 mm。很明显可以看出, 直接顶细砂岩层初次失稳和周期失稳时, 液压支架的支护强度可以满足强度要求;但是当老顶的中粗砂岩层初次失稳和周期失稳时, 工作面所需的支护强度远大于液压支架的支护范围, 如果不对工作面顶板进行预控设计, 液压支架将被压死, 严重影响工作面的安全生产。
该支撑掩护液压支架的最小支护强度为1.24 MPa, 根据实际支撑影响系数为0.9可计算得到可以保证该液压支架正常运转的最大步距为26 m。综合考虑, 该回采工作面顶板的结构参数控制标准是25 m的初次失稳步距和20 m的周期失稳步距。反之, 在25 m的初次失稳步距和20 m的周期失稳步距情况下, 岩层突然失稳对液压支架的作用力为1.07 MPa, 上覆岩层在最大控顶距处的下沉位移为1.81 m, 作用力在支架支撑强度的范围内, 顶板下沉位移也小于液压支架立柱的行程, 所以该型号液压支架可以满足工作面控顶要求, 防止上覆岩层失稳导致的支架被压死现象。
6 结语
1) “两硬”大采高工作面属于“块体堆积—突变动载”模型。
2) 顶板岩层在失稳前, 由于顶板相当于悬臂梁, 而工作面液压支架支撑着顶板, 所以支架承受着顶板的全部重量;突然失稳时, 由于失稳顶板一端接触工作面液压支架, 一端接触工作面底板, 所以支架只承受着顶板的部分重量;在失稳后, 由于顶板整体与采空区底板接触, 而在压支架, 所以此时的液压支架不承受顶板重量。
3) 直接顶岩层为一关键层, 初次运动步距为53 m, 周期运动步距为21.6 m;老顶的中粗砂岩层也为一关键层, 该层的初次运动步距为133.9 m, 周期运动步距为59.1 m。
4) ZZ13000/28/60型液压支架可以满足工作面控顶要求, 防止上覆岩层失稳导致的支架被压死现象。
参考文献
[1]文志杰, 赵晓东, 尹立明.大采高顶板控制模型及支架合理承载研究[J].采矿与安全工程学报, 2010.
[2]刘涛.厚煤层大采高综采技术现状[J].煤炭工程, 2002.
[3]弓培林, 靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究[J].煤炭学报, 2004 (29) .
大采高综放工作面瓦斯防治研究 篇7
1 大采高综放工作面瓦斯灾害
大采高综放开采工艺具有回采高度大、开采强度高、采空区面积广等特点, 工作面瓦斯涌出量大, 给煤矿安全生产带来不安全因素。因此, 大采高综放工作面瓦斯防治需要煤矿工程技术人员重视。
1.1 工作面瓦斯来源
在生产实践观测中发现, 大采高综放工作面的瓦斯主要来自工作面煤壁、开采出的原煤和采空区, 其中开采出的原煤析出的瓦斯和采空区涌出的瓦斯占很大比重。
由于大采高综放工作面回采高度一般较大、工作面长度一般较长, 采煤机回采过程中一次落煤量较大, 在相同采放比的条件下, 放煤量也随之变大, 随着开采出的原煤量增加, 在相对瓦斯涌出量不变的情况下, 绝对瓦斯涌出量增大。所以, 大采高综放工作面具有开采强度大的优势同时, 工作面瓦斯涌出量也较大。
由于厚煤层赋存条件制约, 当工作面回采至顶煤不易冒落的区域、煤层厚度超过最大放煤高度的区域, 必然在采空区留有浮煤, 加上综采放顶煤工作面回采率较低, 进一步增加了采空区的浮煤, 为采空区上方瓦斯积聚提供了条件。
大采高综放开采工艺为高效集约化的生产模式, 工作面不仅回采高度较大, 工作面长度较长, 推进速度也较快, 形成的采空区面积较大, 给瓦斯聚集提供了足够的空间。当顶板周期来压时, 采空区上覆岩层的下沉运动使采空区瓦斯大量涌出, 常常造成工作面局部 (尤其是上隅角) 回风流瓦斯超限, 严重制约了矿井的安全生产[2]。
1.2 工作面瓦斯灾害
瓦斯灾害给煤矿安全带来巨大威胁, 是矿工的第一杀手。工作面瓦斯大量涌出造成的直接后果是瓦斯超限, 当煤矿瓦斯超限, 若存在火源和充足的氧气则会发生瓦斯爆炸, 造成重大的人员伤亡和巨大的经济损失, 历史上我国曾经因为工作面瓦斯超限发生过大量的惨痛事故。《关于进一步加强煤矿瓦斯防治工作若干意见的通知》 (国办发[2011]26) 第十九条明确规定, 因瓦斯防治措施不到位, 一个月内发生两次瓦斯超限的矿井必须停产整顿。
根据现场实践经验, 大采高综放工作面瓦斯超限一般有以下几个因素:一是高瓦斯矿井瓦斯抽采未达标, 导致工作面煤层中残余瓦斯量大, 在落煤、放煤过程中造成大量瓦斯析出;二是随着工作面的回采, 临近煤层中的瓦斯涌向工作面后方的采空区, 造成瓦斯含量变大;三是瓦斯矿井工作面回采过程中遇到断层等地质条件复杂区域, 局部地点存在瓦斯积聚;四是顶板初次来压、周期来压期间和大气压发生变化期间, 采空区积聚的瓦斯通常会从上隅角大量涌出;五是由于大采高综放开采工艺采高较大, 在回采过程中易产生偏帮、冒顶, 导致工作面被掉落的煤矿堵住, 影响通风系统正常工作, 造成瓦斯超限。
2 大采高综放工作面瓦斯防治措施
大采高综放工作面瓦斯防治要根据煤矿现场实际情况采取综合措施。针对高瓦斯矿井, 根本方法是瓦斯抽采先行, 必须做到瓦斯抽采达标。当高瓦斯矿井抽采效果不佳时, 可视工作面瓦斯涌出情况采取顶板瓦斯排放巷、顶板裂隙带走向长钻孔、顶板高抽巷等方式对瓦斯抽放, 它利用顶煤中出现的大量裂隙和瓦斯上浮效应, 将积存在采空区上部的大量瓦斯排出, 从而有效地避免了瓦斯的积聚发生[3]。
针对瓦斯含量较低的煤层和已经抽采达标的煤层, 在生产现场中应注意加强安全管理, 防止瓦斯灾害发生, 具体可采取下列措施: (1) 在保证通风系统的稳定性和可靠性的基础上, 适当加大工作面的供风量, 以此稀释瓦斯浓度, 将积聚的瓦斯吹散; (2) 在工作面隅角挂风帘、挂风幛或者是砌筑隔离墙, 减小采空区漏风, 同时封堵上隅角涌出瓦斯, 确保回风顺槽和上隅角瓦斯不积聚; (3) 回风顺槽的上隅角是瓦斯防治重点区域, 必要时可以工作面回风顺槽上隅角安设风机, 稀释处理瓦斯, 或者在井下安设移动式瓦斯抽放泵站, 在上隅角插管对采空区瓦斯进行抽放; (4) 在煤层瓦斯含量大的区域适当降低开采强度, 减小采煤机截深和牵引速度, 从而减小落煤量, 降低落煤的瓦斯析出量; (5) 加强工作面支护, 防止片帮、冒顶产生的煤块堵住工作面, 保证工作面断面合理、通风系统稳定; (6) 合理控制放煤, 尽量在回采过程中不将顶煤留到采空区; (7) 加强初次来压、周期来压和大气压发生变化期间的瓦斯监测, 预防采空区顶板大面积垮落和气压原因引起的采空区瓦斯涌出。
3 大采高综放工作面瓦斯防治实践
中煤平朔井工二矿为瓦斯矿井, 煤层Ⅱ类自燃, 最短发火期3-6个月, 且具有爆炸性。29209综放工作面位于29208工作面东部、29210工作面西部, 南部为安家岭露天矿, 北部为地方小煤窑采空区, 工作面长度为300.5m, 推进长度为1571m, 煤层平均厚度为12.25m, 煤层平均倾角为2.3°。29209综放工作面采用大采高综放开采工艺, 采煤机采高为3.5m, 采放比1∶2.5, 采用全部垮落法管理顶板。该工作面属于硬顶板、硬煤层, 部分区域地质条件较为复杂, 顶板和煤壁破碎, 底板较软, 且存在小煤窑采空区, 工作面顶板初次来压和周期来压现象比较明显。工作面落煤和采空区的瓦斯是矿井瓦斯的主要来源。
根据29209大采高综放工作面的实际情况, 在地质条件复杂区域、小煤窑采空区影响区域和工作面来压期间, 采用加强瓦斯监控监测, 提高工作面支护强度和质量, 在工作面隅角挂风帘、挂风幛, 备有风机稀释瓦斯等措施确保了瓦斯不超限, 保证了工作面在开采过程中未发生瓦斯灾害。
4 结论
大采高综放开采技术在厚煤层开采中的应用日益广泛, 工作面瓦斯灾害在一定程度上限制了大采高综放开采的优势。大采高综放工作面瓦斯灾害受到多方面因素影响, 不同煤矿在不同开采条件和不同的技术装备水平下, 采取的瓦斯防治手段也不同, 煤矿工程技术人员应根据所在煤矿工作面瓦斯涌出情况, 对瓦斯涌出原因和分布特点加以分析研究, 按照现场实际制订大采高综放工作面瓦斯治理的有效措施。
摘要：煤炭是我国主要的能源, 在我国国民经济发展中占据不可取代的地位。厚煤层是我国煤炭资源赋存的主要形式之一, 厚煤层的煤炭产量处于高位。大采高综放开采是厚煤层高效开采的方法之一, 在采用大采高综放开采的过程中, 瓦斯灾害给煤矿安全生产带来巨大威胁。本文分析了大采高综放工作面的瓦斯涌出特点, 根据在大采高综放工作面开采取得的实践经验, 提出几点瓦斯防治措施。
关键词：大采高,综放,工作面,瓦斯,防治
参考文献
[1]任前程.深井大釆高综放工作面矿压特征研究[D].安徽理工大学, 2012.
[2]张铁岗.矿井瓦斯综合治理师范工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
大采高综采工作面过老巷技术实践 篇8
有些工作面在设计过程中, 在地质条件、煤炭回采率、开拓系统等多方面的影响下会穿过废旧巷道, 称之为过老巷工作面[1]。工作面过老巷时常常采用跳采绕过或平推硬过的方法, 前者需要搬家倒面, 需要耗费大量的人力、物力, 经济不合理;后者安全隐患较多, 容易引起顶板冒漏和煤壁片帮, 对人员和设备安全构成威胁, 不利于工作面的正常回采[2,3,4]。C203工作面在过东大巷时为降低煤损率, 提高工效, 减少设备拆装和运输, 通过方案对比决定采用搭顶铺底的方式进行过老东大巷。针对该方案, 提出过大巷需遵循的安全技术措施, 保证了C203过东大巷的安全, 为该工作面顺利回采和正常接替提供了重要保障。
1 工作面概况
C203综采工作面位于C2采区西翼, 东侧为C2采区下山, 西侧为F16断层保护煤柱, 南邻C205采空区, 北接C207工作面回风巷。地质资料显示, 该工作面煤层呈单斜构造, 煤层厚度为5.2 m~7.3 mm, 平均为6.2m;倾角为6°~12°, 平均为7.5°, 煤体整体较软弱。工作面设计走向长度为1 465 m, 倾斜长度为210 m, 伪顶为0.2 m~0.4 m的松软破碎炭质泥岩, 随采随冒;直接顶为厚0.9 m~2.4 m的泥质粉砂岩, 该粉砂岩节理裂隙发育程度较高, 容易产生冒漏现象;基本顶为厚5.8 m~14.5 m的细~中粒砂岩, 基本顶岩性坚硬, 致密程度较高;直接底为厚0.8 m~1.6 m的泥岩~炭质泥岩, 岩性较软弱;基本底为厚3.6 m~5.5 m的粉砂岩, 粉砂岩呈厚层状, 致密性好。工作面在中部与原东大巷相交, 相交处煤层倾角为7°, 其中工作面回风巷位于东大巷上方, 运输巷位于东大巷下方。工作面配备ZY-10000/35/65型掩护支架120台。C203工作面平面布置见图1所示。
2过东大巷方法的确定
东大巷已经废弃多年, 其原有的“锚网索喷”联合支护在矿山压力作用下遭到严重破坏, 顶板出现了大面积冒落。在工作面推进过程中, 在风巷处首先揭露该东大巷部分区段, 在工作面风巷与东大巷接触底带, 伪顶全部冒落, 直接顶呈不规则垮落, 老顶岩层大片裸露, 给工作面的正常回采和人员、设备安全带来了严重隐患。在东大巷靠工作面煤体侧处, 冒落的煤岩体已经将该部分大巷填实, 同时原东大巷积水较多, 导致巷道内煤岩体性质发生了较大变化, 且过东大巷底板标高要低于C203工作面底板, 综采设备通过时不仅要考虑防止设备下陷还要考虑设备的稳定性。在机巷附近, 东大巷位于运输巷上部, 通过现场实测得知, 该段巷道底板与工作面顶板相距最低为2.7 m, 对工作面的正常回采作业影响较小。通过上述分析, 经过探讨确定三套过东大巷方案, 即直接硬过、跳采绕过和搭顶铺底。综合比对, 最终确定采用方案三过东大巷, 即在回风巷附近进行用木垛对顶板进行超前支护, 在运输巷附近首先对巷道底板进行夯实, 然后在底板上方铺设走向长梁, 在此基础上进行回采。方案一直接硬过, 其优点是施工作业简单, 劳动强度较低。但会影响煤质量, 无法保障安全。方案二跳采绕过, 能够保障安全, 但掘进工程量大, 劳动强度高, 延续时间长, 煤炭损失率高, 经济不可取。方案三搭顶铺底, 安全条件好, 不损失煤炭, 但是需增加支护物料消耗量。
3 过东大巷安全技术措施
a) 考虑到东大巷废弃时间过长, 煤岩体受到积水影响已经变得极为软弱, 同时C203工作面所采煤层煤质松软、顶板条件复杂, 在矿山压力作用下极易出现片帮和冒顶。本着安全角度考虑, 在推进至距东大巷10 m~15 m时开始对煤壁煤体进行加固, 加固方式为采用木锚杆加固, 锚杆呈现双排, 间距700 mm布置。在推进至距东大巷5 m范围内时可采用化学注浆加固煤体和顶板, 严防煤壁片帮和顶板冒落现象发生;b) 由于东大巷废弃已久, 里面积聚有大量的有害气体, 若贸然揭露会对工作面采场空气造成污染, 严重时甚至会造成人员中毒。因此, 可在工作面推至东大巷5 m范围时利用钻孔探放内部气体, 待气体完全放出后, 方可继续回采工作;c) 考虑到工作面回风侧东大巷段存在积水, 因此应对该部分积水进行疏排, 严防工作面开采过程中出现突水事故;d) 在工作面过回风巷侧东大巷段时, 应该提前降低推进速度, 根据实际情况首先将2台~4台支架进入东大巷, 这样不仅可以有效避免回风巷与大巷交接处顶板冒落, 同时还有助于在该段东大巷内搭设木垛护顶。然后, 采用擦顶移架方式将后续支架缓慢前移, 严防搭设的木垛垮落, 同时给予顶板一定的支撑力还有助于防止顶板冒落现象发生;e) 在工作面过运输侧东大巷时, 为了防止支架出现下陷, 决定在东大巷内铺设走向木什梁。在工作面达到运输巷侧东大巷段时首先利用采煤机进行拉底, 在煤壁与刮板运输机之间挖出一条沟槽, 里面用Φ20mm×5 000 mm的木什沿工作面倾斜方向填充;然后在其上方沿走向摆列Φ18 mm×800 mm的木什, 木什间距为500 mm;利用扒钉将走向木什和倾向木什固定, 待固定完毕后方可以继续回采作业。
4 过东大巷效果分析
C203综采工作面过东大巷时, 若采用直接硬过的方法过东大巷, 难以避免顶板冒漏、煤壁片帮、老巷内有害气体和积水对回采作业的威胁, 故不可取;采用跳采绕过法过东大巷, 会增加掘进工程量, 需要将采场内综采设备全部搬家至新切眼, 不仅浪费大量的人力、物力和财力, 同时还会造成工作面的正常接替工作和增加煤损率, 故不可取。利用搭顶铺底的方法, 不仅有效地提高了回采安全水平, 同时不影响煤炭回采, 但搭顶铺底需要消耗一定的木什, 且该部分木什难以回收, 原煤成本会增加1.2%左右, 综合考虑无煤损和安全水平, 利用搭顶铺底过东大巷是比较科学合理的。在过东大巷期间, 采用搭顶铺底方式保证了回采作业的安全性, 未出现冒顶和支架歪斜现象, 保证了推进度, 为工作面高产、高效奠定了基础。
5 结语
通过实践研究证明, 搭顶铺底方式过东大巷是有效合理的方案。在实际操作中还应注意结合现场情况, 并注意各种安全隐患。此方案的成功可以为其它类似情况提供一些理论和实践依据, 但一定要注意结合实际情况制定方案。
摘要：根据C203工作面实际开采情况制定了过东大巷技术方案, 通过方案对比决定采用搭顶铺底的方式过东大巷。根据该方案要求, 综合考虑现场实际, 提出了必要的安全技术措施, 确保了C203工作面在过老巷时的安全连续回采作业。C203工作面过老巷的成功实践, 为今后综采工作面过老巷积累了丰富的经验, 同时为相似条件下的综采工作面过老巷也提供了一定的理论和实践依据。
关键词：过老巷,搭顶铺底,措施,效果分析
参考文献
[1]栾兴亮, 陈岐范, 韩义.工作面过老巷技术[J].山东煤炭科技, 2002 (6) :19-20.
[2]陈虎, 陈胜.综采工作面过老巷技术实践[J].山东煤炭科技, 2012 (3) :32-33.
[3]龚梦秋, 张莉.综采工作面过老巷连续回采技术探讨[J].水力采煤与管道运输, 2012 (1) :80-82.