煤层综放工作面（精选9篇）
煤层综放工作面 篇1
嵩山煤矿2106综采工作面位于-365 m水平西翼轨道运输大巷以南、21采区轨道上山西翼, 走向长度520 m, 工作面倾斜长度156 m, 开采的二1煤层平均煤厚3.6 m, 采高为2.0 m, 倾角17°。二1煤煤质松软, 坚固性系数小于1, 煤层伪顶为0.5~0.9m厚的泥岩、炭质泥岩, 直接顶为3.0~7.5 m厚的砂质泥岩及细粒砂岩, 基本顶为细粒砂岩、粉砂岩;直接底为3.1~5.1 m厚的砂质泥岩, 基本底为细粒砂岩[1]。工作面采用全部垮落法控制顶板, 共安装液压支架104架, 其中ZF3200/16/24型液压支架98架, ZFG3200/17/26型液压支架6架。三软煤层综采液压支架回撤所面临的主要难题有:顶板易破碎, 回撤支架通道支护难度大;支架钻底量大, 支架回撤过程中容易倾斜。目前三软煤层液压支架回撤时在煤壁侧布置绞车, 支架在通道内采用多级提升, 但该方法存在绞车安装、回撤困难, 且提升时换绳安全威胁大, 回撤支架通道空间维护困难等问题[2,3]。针对以上情况, 嵩山煤矿在总结以往回撤技术实践经验的基础上进行技术创新, 研究出了一种新的、行之有效的液压支架回撤技术。
1 回撤准备
(1) 为保证液压支架回撤通道顶板强度, 在工作面距终采线15 m时停止放顶煤, 开始从机头向机尾沿煤壁铺设塑编网, 前10 m铺双层网, 后5 m铺3层网。要求塑编网铺设6 m后, 使支架后尾梁上塑编网落地, 压实垮落的顶板。为了防止拉架时塑编网随支架前移, 铺网时使用长度不小于2.4 m的半圆木梁来固定塑编网。塑编网规格为4 000 mm (宽) ×1 200 mm (长) , 铺网时, 塑编网接口要错开, 每片塑编网搭接长度200 mm, 扣扣相连, 每隔一扣用尼龙绳打一个死结, 所有塑编网必须撑紧、铺整齐, 移架时不准出现撕网现象。
(2) 为确保顶板塑编网的支护强度, 防止支架回撤期间由于顶板来压造成塑编网撕破、漏矸, 在距终采线7 m时, 工作面每割一刀 (每刀推进600mm) 沿工作面倾斜方向铺设1根15.5 mm钢丝绳, 钢丝绳长度为170 m, 共铺设13根钢丝绳。上钢丝绳时, 绳头均用2个绳卡固定在工作面上、下端头支护的单体柱和Π型钢梁上, 同时每隔200 mm用双股铁丝将钢丝绳固定在塑编网上。
(3) 铺网、上绳期间要合理安排工作面机头机尾推进速度, 保证工作面推到终采线后支架前梁连线与运料石门中心线平行, 以便于后期巷道扩帮和支架回撤。
2 通道扩帮
(1) 工作面推至终采线后开始扩帮形成撤架通道。扩帮采用3 200 mm长的Π型钢梁配合型号为DW28-300/110型单体液压支柱单棚支护, 支护形式为“一梁两柱”对棚支护, Π型钢梁上铺3层塑编网, 使用50 mm背木及时背顶。
(2) 为防止煤壁片帮, 靠煤壁打设2排型号为DW28-300/110的单体液压支柱加强支护, 排距为700 mm, 棚距为500 mm。Π型钢梁一端搭在支架顶梁上, 搭接宽度为300 mm, 另一端担在煤壁侧单体液压支柱上, Π型钢梁外露单体柱150 mm, 扩帮后回撤巷道规格为巷道净高2 200 mm、净宽2 800mm, 确保满足支架托移过程中宽度和高度要求 (图1) 。
3 安装绞车及装车平台
(1) 为协助工作面出架、调架, 在回撤支架上方15~30 m处的支架底座上安装1#移动绞车, 绞车使用“四压两戗”的方法进行固定, 该绞车主要用于液压支架的抹角转向。
(2) 在石门内, 距机尾端头架向外8~10 m处安装1个装车平台, 为防止装车时装车平台移动, 使用单体柱固定平台。平台高度与装运支架的平板车相平齐。距装车平台向外10~15 m, 在巷道的南帮安装2#绞车 (主要用于工作面支架的提升) 。装车平台向外20~25 m, 在巷道的北帮安装3#绞车 (主要用于在装车平台上调整液压支架) , 同时将液压支架安装在支架车上, 然后用电机车把液压支架运走。
(3) 通道扩帮后, 开始拆除工作面的前部刮板机、后部刮板机、运输巷转载机、采煤机等设备。拆卸下来的大件利用石门内绞车提升。拆除采煤机滚筒等大件前, 要用手拉葫芦固定牢靠, 并调节平衡, 防止大件翻滚或下滑伤人。
4 工作面支架回撤
(1) 降低支架, 支架降低后高1 600~1 700mm, 收回支架后尾梁插板, 拆除支架顶梁上3.2 m长的Π型钢梁, 用该梁配合DW28-300/110型单体液压支柱沿煤壁方向打临时支护。
(2) 把1#移动绞车牵引钢丝绳钩头固定在支架底座上并拉紧钢丝绳, 用单体柱柱头支设支架顶梁, 柱脚斜撑在相邻液压支架底座上 (采用远距离供液) 。开动1#移动绞车, 同时伸出支架后尾梁插板, 对单体柱进行供液:通过1#移动绞车的拉力和后尾梁插板、单体柱的顶推力使支架缓慢前移, 当支架拉出2 m时, 停止1#移动绞车并摘掉绞车钢丝绳钩头, 用单体柱配合支架后尾梁插板调整支架位置, 使液压支架头前尾后。
(3) 支架位置调整后, 收回后尾梁插板, 把2#绞车钢丝绳钩头固定在支架底座上, 开动2#绞车缓慢向上将支架提升到距绞车平台5 m处, 从机头回撤出第1组、第2组支架后依次回撤工作面液压支架。
(4) 支架回撤后要及时做好顶板支护工作, 主要方法: (1) 当液压支架被拉出后及时在空顶下露出的4 m长的半圆木下打点柱, 使用3.2 m长Π型钢梁配合DW28-300/110型单体支柱沿煤壁方向打临时支护。 (2) 在回撤出2~3组液压支架空顶较大时拆除临时支护, 使用2.0 m长圆木打“井”形木垛, 支架边回撤边打木垛。 (3) 在空顶的钢丝绳下斜打圆木或道板以防止顶板下沉过快。这样为回撤下一组液压支架提供了足够空间, 保证了支架回撤的安全。
(5) 支架装车方法: (1) 当支架被提升到距绞车平台5 m时, 停止2#绞车并摘掉支架底座钩头。 (2) 把3#绞车钢丝绳钩头固定在支架底座上, 开动3#绞车, 缓慢将支架拉到支架平台上。 (3) 支架拉到位后, 停止3#绞车, 将支架车一端与绞车平台靠紧, 并用销子把支架车与装车平台固定为一个整体。 (4) 开动3#绞车使支架缓慢拉到支架车上。 (5) 将支架四角用M30×100 mm螺栓配合平垫、弹垫与支架车固定牢固。支架回撤如图2所示。
5 注意事项
(1) 铺网、上钢丝绳和扩切眼前, 必须加强煤壁和顶板煤层注水, 防止煤壁片帮。上网、上钢丝绳和上圆木期间, 相邻作业点间距不小于15 m, 且每个作业点安排1名班长或熟练工人负责现场安全管理, 观察煤壁和顶板。上木梁时, 及时用单体柱打戗柱护帮, 上网、上钢丝绳工序完成后, 及时将护帮板伸出护帮。
(2) 必须有综采队支架工操作支架, 支架工必须在支架2排大立柱中间操作, 严禁站在前梁下操作。支架工离开时, 应将操作阀闭锁装置恢复, 防止误操作。
(3) 降架上Π型钢梁或木梁时, 逐架进行, 严禁多架同时操作;降架速度要缓, 幅度不可过大, 防止出现咬架、撕破塑编网现象, 引起漏顶。移架时, 若有推网现象, 必须重新降架把网展开后再升架。同时, 应防止降架时煤壁侧Π型钢梁从单体柱上掉落。
(4) 斜巷段, 绞车提升支架期间, 严禁强拉硬拽。需安排跟车人员, 跟车人员应在工作面支架两排大立柱中间、距提升支架车前方5 m外跟车。
6 结语
通过科学合理地组织施工, 仅用14 d安全顺利地完成了整个工作面所有综采设备的回撤任务, 未出现支架倒架、支架钻底、顶板垮落等安全事故。该技术的成功实施, 为三软煤层地质条件下综采设备回撤积累了经验, 取得良好的经济和社会效益。
参考文献
[1]李留森, 米利华.河南永华能源有限公司焦村煤矿夹沟矿井技术改造生产补充勘探报告[R].洛阳:河南永华能源有限公司, 2006.
[2]谢新军, 万军, 王蕾.复杂顶板条件下悬移支架收尾技术[J].中州煤炭, 2011 (7) :73-74.
[3]孟宪臣, 王永祥.综合机械化工艺[J].煤矿开采方法, 2007 (1) :202-206.
煤层综放工作面 篇2
一、工作面概况
401101工作面是胡家河矿业公司第一个回采工作面，在中央一号回风大巷南侧布置。该工作面地层整体向南、南西及北、北东方向倾斜，倾角3°～5°，一般3°左右。工作面在中部发育一向斜构造，轴向南东，轴面倾向南西，地层较平缓，倾角较小，一般为2°左右。
该工作面所采煤为4号煤层,煤层倾角平缓，一般小于5°，构造简单；煤层的透气性系数为3.32～3.78m2/MPa2.d，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.033～0.0348d-1，属于可以抽放煤层。煤层伪顶多为黑色炭质泥岩，厚度小，直接顶板为较易冒落的泥岩、粉砂岩、砂质泥岩。底板岩性一般为泥岩及粉砂岩，局部为细砂岩。
401101工作面走向长度1563m，倾斜长度175m，平均厚度23.5m。采用分层综采放顶煤采煤法，回采上分层煤平均厚度13.5m，下分层煤平均厚度10m，煤视密度1.36t/m3。
401101工作面沿煤层走向布置四条巷道，灌浆巷、回风巷、泄水巷、运输巷；灌浆巷平行布置在回顺外侧，与回顺相距20m，与回顺用横川连接；泄水巷平行布置在运顺外侧；高位瓦斯抽放巷布置在4#煤煤层顶板岩石中，内错回顺30m，距工作面煤层顶板27m。
根据沈阳研究院对胡家河矿井煤体进行的自燃倾向性及煤尘爆炸性鉴定结果：胡家河煤矿4号煤层煤尘有爆炸危险性，其火焰长度20mm，最低岩粉量为55％。煤层自燃倾向性鉴定为：自燃倾向性为Ⅰ类，属容易自燃煤层，吸氧量为0.81ml/g，发火期3—5个月，最短20天。
2013年瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为45.08m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为5.94m3/t,401101采面绝对瓦斯涌出量为22.15m3/min。
二、存在问题
2012年10月份至2013年2月份，401101工作面进入古河床冲刷构造带，工作面瓦斯涌出异常。采煤工作面瓦斯主要来源为煤壁、落煤、和采空区三部分。401101工作面自生产以来，煤机割煤时瓦斯迅速涌出、下分层煤有大量瓦斯涌出，工作面、上隅角风流中瓦斯浓度处于临界状态，说明工作面推进方向的煤壁和落煤是瓦斯涌出的主要来源。2012年10月份—2013年2月份401101工作面瓦斯浓度变化情况。
图1 10月份401101工作面瓦斯浓度变化
图2 11月份401101工作面瓦斯浓度变化
图3 12月份401101工作面瓦斯浓度变化
图4 1月份401101工作面瓦斯浓度变化
图5 2月份401101工作面瓦斯浓度变化
三、瓦斯治理措施
（一）结合自身情况，采取相应措施。
1、保持工作面通风系统稳定性，风量保持在1100m3/min左右，稀释煤壁及采空区涌出的瓦斯，考虑通风与防灭火关系以及避免将工作面风量大量流入采空区，将采空区瓦斯大量携带到工作面及回风流中。
2、瓦斯抽放采取采前预抽、上隅角抽放、高抽巷抽放、采后卸压抽放等方法，配备三套抽放系统。
3、完善401101工作面瓦斯抽放设计，在401101回顺补打双排倾向钻孔，向上分层、下分层施工钻孔，钻孔长度不小于160m；401101灌浆巷施工高低位孔，长度不小于185m。4、401101灌浆巷采后泄压孔正常施工，抽放管路从闭墙引出，连续抽放到滞后工作面20-30m处，解决上隅角瓦斯。
5、加强采面高抽巷位置顶煤的回收，增大高抽巷裂隙，提高高抽巷瓦斯抽放效果。
6、保持工作面原监测系统设置不变的情况下，给回顺增设一台1台瓦斯传感器，与采煤机瓦斯闭锁，断电浓度根据工作面前后溜子在煤机断电后不断为原则，以杜绝工作面整体频繁断电。
7、开展401101工作面瓦斯抽采会战活动，累计在401101回顺、灌浆巷施工钻孔38400m；
8、改进和优化现有的封孔工艺，采用膨胀水泥进行“两堵一注”的封孔方法，提高瓦斯抽放效果。
9、加强上隅角的管理，提高上隅角抽放效果；深入上隅角袋子墙内1—1.5m左右，距顶0.2—0.4m，管口安设保护罩，严禁过长或者过短。
（二）常规性瓦斯防治措施
1、工作面瓦斯浓度检查次数每班不少于3次，瓦斯涌出较大，变化异常的地点，必须设专人经常检查瓦斯和二氧化碳。
2、工作面、机电硐室和其它用风地点的风量必须满足要求，风速符合规定要求，不用的灌浆巷和和泄水巷，随工作面的推进，及时施工双墙（1m×2预制块墙+3m黄土）进行封闭。
3、加强瓦斯抽放系统的检查维护管理，防止管路积水，漏气和损坏，发现问题及时采取措施处理。保持抽放系统的正常运行。
4、瓦斯传感器必须按期调校，其报警值、断电值、复电值要准确，监控中心能适时反映监控场所瓦斯的真实状态。
5、当瓦斯超限时，能够及时切断工作场所的电源，迫使停止采掘等生产活动。
6、加强采区顶板管理，工作面初次来压、周期来压以及过断层和地质破碎带期间，要密切注意采空区涌出瓦斯的变化，及时采取有效措施控制和处理瓦斯。
7、要制定瓦斯事故应急预案，当瓦斯超限和各类异常现像出现时能够迅速做出反应，采取正确的应对措施，使事故得要有效控制。
四、经验总结
1、采煤工作面要坚持正规循环作业，确定合理的推进度，采煤进度与瓦斯治理工作相协调。
2、对瓦斯抽放和防灭火之间的关系要合理调配，要有利于防灭火和瓦斯抽放工作；合理确定高抽巷层位，如高抽巷层位较高时，较难垮落，抽放效果差。
3、要准确掌握采煤工作面煤层的瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性等瓦斯参数，科学确定抽采方式，并根据工作面瓦斯涌出情况，合理选择抽采系统、抽采方法和抽采工艺。
4、利用一切可能的空间和条件充分抽采煤层的瓦斯，积极采用加大采前预抽钻孔密度、大直径钻孔、水平长距离钻孔、高位瓦斯抽放巷等抽采工艺，强化抽采措施。
5、结合矿井具有强矿压特点，将爆破泄压孔、探放水钻孔、瓦斯抽放孔三孔合一，既能达到效果，又减少人力的施工。
6、根据自身情况，适时取消了上隅角抽放和采后泄压抽放。401101工作面回采后期，上隅角及采后泄压抽放管路内瓦斯浓度很小，及时进行了关闭，减少了瓦斯抽放泵的运行成本。
综放工作面安装技术研究与实践 篇3
关键词：运输液压支架综放工作面安装
1 3004工作面基本情况
本工作面位于井田的中部三水平，开采煤层为二叠系山西组二1煤层，煤层底板标高为：457m～535m，地面标高为：136m，埋深：539m～671m。
2 安装前的准备工作
2.1 工作面杂物清理干净，轨道由运输区铺好。
2.2 由安装队安装好运输支架所用的稳车，并由机运科牵头组织验收合格后，方可运行。
2.3 在切眼上口安装JSDB-13型稳车一部（1号稳车），必须打基础，选用钢绳直径22.5mm；切眼内安装JHMB-14型稳车一部（2号稳车），距安架地点往上30~40m处，必须打好“四压两戗”，选用钢绳直径22.5mm，稳车由安装队下井安装，切眼内稳车随着切眼支架安装也向上移动。每次移动稳车到位后，必须打好“四压两戗”，且“四压两戗”必须硬打硬上。
2.4 工作面准备2.5m单体支柱15根，2.8m单体柱15根，4m的π型梁6根，￠16cm×3m圆木30根，液压管路接到施工地点并供液正常。
2.5 运输液压支架的稳车，钢丝绳、钩头、保险绳都必须提前准备好，详细检查，绳卡和钢丝绳要配套使用。
2.6 所有稳车旁都必须安设语音信号，且信号必须保持灵敏可靠，以保证联系用，传送方法为一声停，二声开，三声回。切眼上口稳车及切眼内稳车旁信号，必须分开接两趟独立信号。
2.7 顶板管理。切眼采用2.8m(宽)×2m（高）矿用工字钢梯形支护，切眼（前切眼）掘好后，靠切眼南帮（后切眼）用矿用工字钢扩帮3m，扩帮时新架的工字钢梁与原切眼工字钢梁交接。切眼扩好后，由于切眼控顶距较宽，压力较大对切眼进行加固。
2.8 替棚。①切眼内采用直径不低于16cmΧ3m圆木配单体柱替掉工字钢棚。②替棚长度不大于3m。③用4根4mπ型梁分别在距所替棚的梁头0.3～0.5m处打顺山抬棚，4mπ型梁一头穿在已经安装好的液压支架上，另一头用2.8m单体柱支护。④在调架时，抬棚支柱碍事时，必须先打替柱然后方可回碍事的支柱。⑤安装好第一架后，用同样的方法替出第二架安装的位置。如此将切眼的支架替完安装完液压支架。⑥替棚严格执行先支后回基本原则。⑦抬运工字钢时两人要配合好，同起同落防止碰手砸脚事故发生。⑧回出的工字钢要及时装车运走，保证后路畅通。工字钢装车后要捆绑牢固防止运输途中发生事故。
3 运输液压支架
3.1 运输液压支架过程中，不准随意拆卸液压支架的各种液压元件，需要拆下的零部件要及时装入专用箱内，设专人保管和运送。
3.2 运输液压支架时，必须使用专用平盘车，使用前必须认真检查车上的固定装置和挂车装置是否完好，确认无问题后，方可使用，液压支架装车后，必须用专用螺栓将液压支架固定在车上。
3.3 平巷人工推车时，人员要站在车后面推车，车前方和两边都不得站人，防止事故发生。
3.4 所有斜坡轨道运输由专职稳车司机开车，持证上岗，听清信号，集中精力，负责检查稳车的固定情况和其它安全设施是否可靠，否则不准开车，设专人传送信号，严格执行“开车不行人，行人不开车”制度。
3.5 上、下山切眼运输时，要挂好钩头和保险绳，用好“一坡三挡”，下山口处和切眼内及下顺槽安全口外15米处设专人站岗，严禁其他无关人员误入。
3.6 工作面拉运支架时，所有人员必须躲到安全地点，绳道及被拉支架两侧严禁站人。
3.7 切眼运支架时，人员全部躲到切眼内或站到已安装好的第二架的下方，行车切眼严禁站人。
4 液压支架的卸车
4.1 在正对前切眼的上顺槽上帮事先掘好的绞车硐内安设一台16吨的稳车作为1号稳车，在切眼内距安装地点30～40m处的合适位置安装一台14吨的稳车作为2号稳车（当安装地点距2号稳车10m时，2号稳车可以上移）。从切眼上口向下运液压支架时，液压支架的前部朝前。1号稳车必须按规定打好稳车基础，2号稳车必须打好四压两戗且四压两戗必须硬打硬上，牢固可靠。
4.2 当液压支架车回到距切眼安装液压支架位置5米处停稳后，用切眼内2号稳车钩头与支架后座箱联接固定好，拉紧绳后松1号稳车，将1号稳车钩头从盘车上摘下与支架后座箱联接，并拉紧绳，松开2号稳车取下钩头，将2号稳车钩头通过事先挂好的定滑轮与支架前座箱联接好。
4.3 在切眼道轨的下端头顺山放置3～4根工字钢梁，所放工字钢与轨道交错0.5m，防止卸车时支架钻底。
4.4 用圆环链将盘车与后部刮板机大槽联接好。
4.5 1号稳车回绳、2号稳车起绳，1号稳车与2号稳车相互配合，缓慢将支架卸车。
4.6 卸支架时，定滑轮的受力方向和钩头的受力方向严禁站人和工作。
5 安装液压支架
5.1 支架安装前，必须先将安架位置的煤，杂物清净，并将底板清平，保证安装支架能够顺利进行。
5.2 施工过程中需严格执行敲邦问顶制度，严防煤墙老塘侧片帮以及发生冒顶事故，在安装位置下方打设两根戗柱，防止支架翻倒。
5.3 利用1、2号稳车配合液压支架自身和单体支柱调支架，使液压支架前梁朝向煤墙侧并垂直切眼前部槽，在调架过程中，顺山抬棚腿碍事时，必须先打好替柱然后方可回掉碍事的支柱。所打替柱必须迎山有力，并栓好防倒绳。
5.4 液压支架运到安装位置，用液压支架自身和单体支柱配合切眼1、2号稳车调架，用单体柱推移或用稳车拉移液压支架时，不得使阀体受力，不准顶液压支架的阀组和立柱。利用稳车调向时，各部稳车分别传清信号，挂好钩头，所有人员要离开液压支架和钢丝绳，钩头正前不准有人工作，其传送方法为一声停，两声开，三声回绳。
5.5 基本液压支架调向安装好后要及时与前后部运输机大槽连接好，接通供液系统打开液压支架的前探梁和侧护板，将液压支架升起护好顶板。在升液压支架前，用四根1.5m方料分别顺山紧靠4mπ型梁放在液压支架的顶梁上，升紧液压支架，回出4mπ型梁抬棚。
5.6 用3m木料与单体柱替掉第二架位置的工字钢棚，安架处每次替工字钢棚长度不得超过3m，然后降低第一架的顶梁，将顺山抬棚梁（4mπ型梁）的下端插入第一架的顶梁上，插入深度不少于200mm，顺山抬棚的上端支设单体柱，顺山抬棚打好后，调架和安装与第一架相同，安装从下向上逐架安装。
5.7 每安装好一组液压支架，必须及时与运输机相连，使液压支架与运输机形成一体，联接好供液管路，把液压支架升起护好帮顶，使液压支架处于全承载状态。
5.8 随着液压支架的安装，每班由专人负责对已安装好的液压支架进行二次补液，防止液压支架漏液自降，所安装好的液压支架要平、直、稳，垂直煤壁，全部安装好后，将液压支架从下向上编号以便管理。
参考文献：
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煤层综放工作面 篇4
煤层瓦斯不但具有爆炸危险性, 而且还具有煤与瓦斯突出危险性, 若排放到大气中, 因其具有强烈温室效应而严重污染环境。同时, 瓦斯又是一种经济、清洁、方便、高效的能源, 可用于居民生活、发电, 还可用作工业原料等。瓦斯是煤矿特有的宝贵资源, 实现煤与瓦斯资源的有效共采, 对我国的经济发展具有重大的战略意义[1]。
放顶煤开采一次采高大, 采动裂隙发育, 裂隙范围大, 客观上增加了煤层的透气性, 为瓦斯解吸、释放提供了有利条件。
国外, 如俄罗斯、波兰等国仅限于为解决煤矿安全问题而进行井下抽采[2,3]。我国的煤层瓦斯研究开始于20世纪50年代煤矿井下的瓦斯抽采试验。60—70年代, 进行瓦斯抽采的矿井逐渐增多。70年代末期开始了矿井地面瓦斯抽采工作, 但是效果不佳。80年代初期, 国内开始进行煤层气相关资源研究。到目前为止, 对全国范围内的煤层气资源、分布、储层特征取得了基础性认识, 基本明确了煤层气开发的有利地区[4,5,6,7,8,9]。
以芦岭煤矿8#煤层综放工作面现场实测数据和实验室研究为基础, 采用相似材料模拟、数值计算分析等手段, 对厚煤层综放工作面基岩的结构特征及裂隙分布规律进行研究, 确定合理的开采技术和相关参数, 以此指导工程实践。
1 井田地质概况
芦岭煤矿8#煤层为主采煤层, 平均厚为8.96 m, 两极厚度为0.30～17.75 m。煤层结构复杂, 上部含1～2层夹矸, 厚度为0.10～2.50 m, 下部局部含1层夹矸, 平均厚度0.35 m。8#煤层顶板主要为泥岩, 细砂岩次之, 局部为粉砂岩或中砂岩, 部分地段有炭质泥岩伪顶, 为薄层状砂质泥岩或泥岩, 局部为细砂岩;底板为薄层状砂质泥岩或泥岩, 局部为细砂岩, 层理和裂隙发育, 岩石破碎。
芦岭煤矿为双突矿井, 主要煤层均具有煤尘爆炸危险性和自然发火倾向性。
2 综放工作面上覆岩层移动规律分析
2.1 覆岩移动规律的数值分析
2.1.1 RFPA分析覆岩垮落特征
根据芦岭煤矿实际工作面参数, 模型沿走向方向取300 m, 垂直方向取150 m。两侧各留50 m煤柱, 煤层底板厚度 (含9#煤层) 20 m, 如图1所示。模拟开采状况见图2。
2.1.2 UDEC分析裂隙发育规律
建立沿倾斜剖面—平面应变模型, 范围取500 m×170 m。模型两侧面为滑动支承, 底部为固定支承, 上部边界依据关键层理论加载均布载荷, UDEC数值分析整体模型见图3。工作面推进过程中上覆岩层裂隙分布见图4。
2.1.3 模拟结果及分析
根据模拟结果, 将裂隙发育高度汇总于表1。
m
当工作面推进70 m以后, 顶板垮落高度基本稳定在30～35 m, 裂隙发育扩展至60 m左右趋于稳定;采空区中部裂隙开始压实闭合。
在工作面推进过程中, 超前支承压力最大值约为35 MPa, 集中系数约为1.52, 超前影响范围约为40～65 m, 如图5所示。
2.2 裂隙瓦斯运移规律物理模拟分析
2.2.1 实验台
研制的综放工作面上覆高位裂隙带瓦斯运移模拟实验台[10,11,12], 是以机、电、液一体化的、利用微机采集分析处理信息技术的三维模拟实验台, 见图6。
2.2.2 实验原型及模型
以芦岭煤矿8#煤层Ⅱ825-1工作面为模拟原型, 煤层厚度10.3 m, 倾角5°～15°, 平均12°。采用走向长壁倾斜分层全部垮落法, 面长150 m, 采高2.1 m, 放顶煤综采。模型设计250 m×150 m, 两侧各留25 m煤柱, 煤层底板厚度 (含9#煤层) 20 m。
在模型底部铺设一薄层铁架, 架上铺1层隔离层 (棕网) 以防止上部煤层落入架底, 在架下放置瓦斯注入管路, 在开采过程中均匀地注入瓦斯。
2.2.3 实验结果及分析
在工作面前方约100 m处各测点的应力值上升幅度较大, 在工作面前方约60 m处各测点岩体的应力值上升幅度进一步增大, 一般在工作面煤壁前方8～10 m内达到峰值, 见图7。
第1层测点的瓦斯浓度小于第3层测点的瓦斯浓度, 且均小于第2层测点的瓦斯浓度, 表明裂隙发育带在40～60 m。水平方向上, 煤壁前方15 m范围内, 瓦斯浓度升高, 15～60 m内, 各测点瓦斯浓度普遍降低。采空区内各排测点随远离采场瓦斯浓度逐渐升高, 15 m时较低, 15～45 m处浓度基本稳定, 60 m之后逐渐升高, 如图8所示。
3 综放工作面瓦斯综合开采技术
基于综放工作面上覆岩层移动特征和瓦斯运移规律的分析结论, 提出一套以“底板穿层钻孔预抽、顶板高位钻孔抽采、采空区埋管抽采、顺层钻孔抽采、地面钻孔抽采”等技术为核心的立体综合开采技术[13,14,15,16,17]。
3.1 底板穿层钻孔预抽
沿岩石集中巷和轨道巷分别布置若干钻场, 钻场间距一般为30 m。每个钻场内沿走向和倾向共布置3列5行共15个Ф95 mm瓦斯抽采钻孔;钻孔有效抽采半径为5 m, 钻孔的孔底间距为10 m;每个钻场沿煤层走向控制范围30 m;双岩巷抽采钻场沿煤层倾向控制范围在100 m左右, 如图9所示。
3.2 顶板高位钻孔抽采
在工作面回风巷、运输巷, 采用超前分段布置方式, 在风巷间隔50 m左右布置高位钻场, 钻场自风巷施工至顶板坚硬砂岩中。每个钻场共布置5个钻孔, 钻孔沿工作面走向超过切眼平面位置10 m, 沿工作面倾向布置到工作面风巷向下58.1 m, 钻孔终孔间距10 m。高位钻孔布置见图10, 布置参数见表2。
3.3 顺层钻孔抽采
在工作面回采前, 沿工作面机巷、风巷每隔10～15 m施工1组顺层孔, 孔深30～50 m以上, 每组3个钻孔, 呈扇形布置, 终孔间距10 m, 如图11所示。
3.4 采空区埋管抽采
沿工作面风巷上帮向采空区敷设1趟Φ203 mm瓦斯管路, 管路深入采空区10～40 m, 管端距底板1 200 mm以上。回采过程中, 必须每隔10 m提前预埋管路, 交替前进, 以保证采空区内埋管在10～40 m。
3.5 地面钻孔抽采
沿工作面走向共设计4个地面瓦斯抽采钻孔, 施工至8#煤层底板, 并全部下套管, 钻孔过煤段使用花管。
4 工程实践
在2004年9月至2005年10月期间, 芦岭矿Ⅱ825-2 工作面采用立体综合开采技术进行开采, 综合效果明显, 见表3。
由表3可见, 平均瓦斯抽采流量为4.59 m3/min, 工作面瓦斯抽采率为50%～71%, 平均抽采率达到了61.60%。工作面回风流瓦斯浓度基本保持在0.3%以下, 平均瓦斯浓度为0.26%, 基本无瓦斯超限现象出现, 有效地保障了回采工作面安全、高效的生产。
5 结论
1) 以研制的综放工作面上覆岩层瓦斯运移模拟实验台及数值计算等手段, 分析了综采放顶煤工作面上覆高位岩层裂隙发育及其中的瓦斯运移规律, 为瓦斯抽采技术提供基础理论依据。
2) 形成了一套立体综合开采技术, 并在工程实践中给矿井带来了明显的安全效益和经济效益。
摘要：基于芦岭煤矿的地质条件, 采用数值计算、三维封闭式物理模拟等方法和手段, 对综放工作面覆岩破裂与移动规律, 以及裂隙瓦斯运移规律进行了综合研究, 分析了高位裂隙瓦斯运移特征, 确定了瓦斯运移的关键层位, 找出适合煤与瓦斯共采的基本条件, 初步形成综放工作面瓦斯综合开采技术, 并将其应用于工程实践。
煤层综放工作面 篇5
防灭火是煤矿五大自然灾害之一, 特别像大同煤矿集团公司现代化矿井———塔山矿井, 尤为突显, 此矿主采煤层为3#~5#煤层具有自燃性, 煤层自燃倾向性等级为容易自燃[1], 最短自燃发火周期为3个月, 因此防灭火是该矿的重大安全隐患之一。综放工作面防灭火在矿井防火灾中占很重要位置, 因此综放工作面防灭火措施的优与劣对工作面安全生产来说非常重要, 下面谈谈综放工作面防灭火技术。
1 工程概况
8107工作面设计走向长度为2 478.79 m, 倾向长度为207 m, 煤层结构复杂, 煤厚为6.82 m~18.42m, 平均12.88 m;工作面呈三巷布置, 2107皮带顺槽、5107辅助运输顺槽沿3#~5#煤层底板掘进, 8107顶板高抽巷沿3#~5#煤层顶板在稳定岩层中, 垂直方向与5107巷顶板相距20 m, 水平方向与5107巷内错20 m。采用“一进二回”的“U+L”型通风系统[1]。
2 防灭火专项方案
工作面开采初期采用端头阻化喷雾并结合端头封堵的方法来防治采空区自燃发火;工作面正常生产期间防灭火主要措施就是向工作面采空区连续注入N2;其次就是端头封堵为补充措施;束管监测为监控的综合性防灭火方案。
2.1 初采期间防灭火
为加强8107工作面初采期间采空区防灭火力度, 决定在工作面开采初期150 m范围端头进行阻化喷雾, 以杜绝采空区自燃发火。
2.1.1 阻化原理
在应用汽雾阻化防火技术时, 在漏风通道入口设置雾化器, 将阻化剂变为阻化汽雾, 阻化汽雾以漏风为载体, 向采空区飘移, 随着漏风风流飘落在煤体表面, 从而起到了阻化防火的作用, 这一技术的关键是利用采空区漏风。
在汽雾阻化作用的氯化物药剂中, Mg Cl2来源广泛, 是一种无毒无害的吸水类阻化剂, 水解时呈中性, 对设备腐蚀性小, 因此选择Mg Cl2作为阻化剂。
2.1.2 实施方案及具体工艺流程
a) 实施方案。喷雾系统包括泵站管路系统。雾化泵站设有雾化液泵、过滤器、储液箱 (3 m3) 、电气开关等, 管路系统由高压管、高压球阀、接头及喷头等组成。8107工作面端头喷雾阻化系统安装在距2107巷绞车向外100 m处;
b) 具体工艺流程。端头阻化喷雾作业流程如下: (a) 配液。根据Mg Cl2在水中的溶解度, 结合雾化效果及阻化效果等因素, 确定Mg Cl2和水的配比为1∶30。按配液比要求, 给液箱先注水, 再往液箱倒入2袋Mg Cl2, 用铁锹搅拌均匀; (b) 阻化喷雾。开启液泵, 实施汽雾阻化喷Mg Cl2。阻化喷头设置在端头支架后部, 喷头需斜向上45°, 以确保汽雾能随风流进入采空区; (c) 当液箱内的溶液注完后, 停泵, 开始往液箱里加水配液, 同上第二条, 周而复始, 每班喷洒量为8 m3, 氯化镁用量为250 kg。
2.2 注氮防灭火
2.2.1 工作原理
N2注入采空区后能够使氧气浓度降低, 当O2浓度降低到7%以下就不易燃烧;N2注入采空区后使得煤体和围岩的温度降低;同时注入N2后使采空区形成正压, 新鲜风流难以进入采空区, 这样使采空区的氧化带缩短, 这就降低或杜绝火灭隐患。
2.2.2 管路预埋
随着工作面推出铺设预埋注氮管路, 管路采用“迈步式”铺设工艺, 当顶板随着工作面推出采位增大顶板压力也增大直到顶煤开始垮落, 此时开始预埋注氮管。具体工艺在8107综放面的头巷端头沿采空区预埋一趟100 m长的Φ120mm钢丝缠绕管路, 与原注氮管 (Φ159 mm钢管) 对接, 当第一趟管路埋入采空区50 m时, 第一趟钢丝缠绕管开始向采空区注入N2, 同时预埋第二趟Φ120 mm钢丝缠绕管路。当第二趟钢丝缠绕管口被煤矸埋入采空区50 m时停止第一趟注氮管路的注氮, 拆除2107巷50 m主注氮管路 (Φ159 mm钢管) , 用Φ120mm钢丝缠绕管延接第二趟注氮管路与2107巷主注氮管路 (Φ159 mm钢管) 对接, 第二趟预埋设Φ120 mm的钢丝缠绕管开始向采空区进行注N2, 同时又重新预埋设另一趟钢丝缠绕管, 如此循环, 埋管步距为50 m, 直至工作面采完为止。每预埋一趟注氮管路在其端部接一个保护头, 保护头和预埋管路要求用8#铅丝吊挂在巷帮侧, 平、直且离巷底板1 m处, 严禁把它们随意放在巷底, 以防管口堵塞。
2.2.3 管路辅设
盘道地面制氮机房→盘道进风联巷-2→1070回风巷→2107回风绕道→2107进风巷→工作面采空区。
2.2.4 制氮机型号
注氮机安设在盘道地面, 现在共使用四台注氮机, 其中两台型号:KGZD98-3 000 Nm3/h (温州瑞气空分设备有限公司) ;一台型号:QTD98-3 000Nm3/h (中船重工电机科技股份有限公司) ;一台型号:PSA98-3 000 Nm3/h (北京长顺安达测控技术有限公司) 。
地面制氮机设备技术指标:
a) 产气量:3 000 Nm3/h (单台) ;
b) N2纯度:≥98%;
c) N2压力:0.5 MPa~1.6 MPa;
d) 制氮方式:变压吸附式;
e) 冷却方式:风冷;
f) 安装条件:海拔≥1 500 m;
g) 功率:160 k W;
h) 供电电压:10 k V/50 Hz, 380 V/50 Hz。
2.2.5 注氮量核实
根据采出的空间, 即在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间使O2浓度降到惰化指标[2]以下计算注氮:
式 (1) 中, A为年产量, t, 8107工作面年产量10Mt/a;t为年工作日, 300 d;ρ为煤的密度, 1.4 t/m3;n1为管路输氮效率, 90%;n2为采空区注氮效率, 88%;C1为采空区空气中氧的含量, 20.8%;C2为采空区防火隋化指标, 7.5%。
由上式 (1) 可计算得8107工作面采空区需氮量为:
经计算, 并结合往年经验, 8107工作面防灭火注氮量取2 000 m3/h。
2.2.6 注氮要求
a) 注入N2纯度必须大于98%。在工作面正常生产的情况下每天保持连续给采空区注氮, 注氮流量标态不低于2 000 Nm3/h, 当注氮量标态低于2 000 Nm3/h时, 矿通风部门要立即查找原因采取措施处理;
b) 工作面正常生产情况下, 两台制氮机开启而另两台制氮机备用。工作面的瓦检员和安检员随时观察上隅角CO传感器数据变化情况, 当回风流中CO浓度超过24×10-6或采空区CO浓度异常增大的情况下[3], 开启备用制氮机增加采空区的注氮量, 直到工作面CO浓度降到6×10-6为止;
c) 巡管员要每天巡视全矿注氮管路, 发现管路有跑气或流量、压力不正常时能现场处理就现场处理, 不能现场处理就汇报给矿通风监管部门, 最后通风监管部门制定具体措施进行处理, 巡管员必须每天对注氮管路流量表、压力表观察并分别作记录存档, 用此来分析判断注氮管路是否正常。
2.3 端头封堵
作为防灭火的补充措施, 工作面两端头封堵墙能有效阻止风流进入采空区、减少采空区氧的含量, 抑制采空区煤炭氧化程度, 达到减少煤炭自燃并达到杜绝火灾目的。
只有在顶板比较完好情况下 (顶板破碎时严禁施工) , 8107工作面上、下端头每隔10 m各砌一道煤矸沫墙, 封堵墙位置选在后刮板溜尾处, 并在施工地点支设几根信号柱, 以防顶板掉下零皮伤人同时用来观察顶板压力的变化。
煤矸沫在地面用编织袋装好, 然后防爆胶轮车运至井下施工点, 每道封堵墙厚度为1.2 m, 宽度为巷道宽度, 构筑墙时要求编织袋码放整齐严实。如图1所示:
2.4 束管监测
作为工作面防灭火的监控措施, 准备工作面时就在2107巷、5107巷各埋设束管一趟, 随着工作面的推进, 用束管来监测采空区气体 (CH4、CO、O2) 变化情况, 用它来判断采空区气体含量情况, 给综采工作面防灭火决策提供科学依据。
3 结语
8107工作面通过上面综合防灭火措施实施, 有效杜绝综放工作面火患, 特别是遇断层、停产检修及推进速度缓慢, 上隅角CO有明显上升趋势时, 超过《煤矿安全规程》规定的24×10-6, 通过预埋注氮管路向采空区连续注氮, 可将CO浓度稳定在6×10-6以下, 消除发火隐患, 确保8107工作面的安全生产, 此技术在大同煤矿集团的其它矿推广应用, 为其做大、做强奠定了良好的基础。
摘要：阐述了现代化矿井特厚煤层综放工作面防灭火方法, 特别说明以注氮为主的防灭火技术, 介绍山西省大同煤矿集团塔山矿一盘区8107综放工作面在回采期间防灭火方法, 此防火技术解决塔山矿井的防灭火问题, 为塔山矿安全生产、圆满完成全年生产任务奠定基础, 给大同煤矿集团公司、塔山矿井创造了良好经济效益, 此技术为类似综放工作面防灭火有一定的借鉴意义。
关键词：综放工作面防火措施,注氮防灭火,安全生产,经济效益
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.
[2]张国枢.通风与安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
煤层综放工作面 篇6
1 工作面概况
某矿12204工作面属于南翼首采面, 其走向长239.5 m, 倾向长873.3 m, 机采高度4 m, 放煤高度11.8 m。工作面地面标高+1 123.5～+1 244.9 m, 底板标高+916.0～+950.0 m。工作面采用倾斜长壁后退式全部垮落综合机械化放顶开采, 采用的支架额定工作阻力为12 000 kN, 两柱式, 柱缸缸径为474 mm, 每根柱的额定工作阻力为6 000 kN, 额定工作压力为47.75 MPa。
工作面开采石炭系上统太原组6#煤层, 煤层产状平缓, 裂隙较发育, 6#煤层厚11.0～21.5 m, 平均厚15.8 m, 煤层倾角0～8°, 平均4°。基本顶主要是粗砂岩, 平均厚16.7 m, 含厚层状、粗粒砂状结构成分;直接顶以泥岩、砂岩为主, 平均厚22.4 m, 呈黑褐色, 薄层状泥质结构。直接底以泥岩、砂质泥岩类为主, 厚1.1 m;基本底主要是细砂岩, 呈灰白色, 块状, 坚硬, 夹有少量炭屑, 平均厚2.9 m。
2 矿压观测内容与方法
矿压观测采用KJ-216型综采支架压力监测系统, 共使用10个压力传感器, 分别安装在20台液压支架 (9#、23#、37#、51#、62#、79#、93#、107#、121#、135#) 上, 分别监测支架的前后柱压力。压力传感器每5 min自动记录支架前后柱压力值, 通过数据激光采集器定时采集记录数据, 然后通过适配器传输到计算机, 利用煤矿综采支架压力监测数据管理系统进行数据分析。测站布置如图1所示。
3 矿压观测结果分析
3.1 支架阻力分布分析
工作面支架阻力分布主要表现为:工作面两端头压力小于中部压力, 而下部压力小于上部压力, 在实际生产过程中也可以发现, 煤壁片帮及端面顶煤冒落主要集中在中部, 表明工作面中部载荷较大, 矿压显现明显;上部压力大于下部压力, 则是由于上部放煤少, 其顶煤的完整性较好, 故上部顶板承载和传递载荷能力较下部强[4,5]。
监测的10个支架基本顶来压之后, 端头支架最大工作阻力范围为6 000～8 000 kN, 工作面中部为8 000～10 000 kN, 少数支架超过或接近12 000 kN。
从以上数据分析可以看出, 此次支架选型支架设计工作阻力和支护强度富余量较大, 支架工作阻力能够满足工作面顶板支护的需求。
3.2 顶煤及顶板运移特征分析
通过现场观测工作面支架阻力变化情况, 结合煤壁片帮及回采巷道的变形情况, 进而分析工作面顶煤及顶板运移特征。
(1) 工作面初采阶段, 支架后柱阻力高于前柱阻力, 说明顶煤未发生垮落, 采空区悬顶不断增大;当工作面推进至17 m时, 前后柱阻力首先趋近一致, 随后工作面开采至19 m时前柱阻力大于后柱阻力, 说明顶煤初次垮落完成, 初次垮落步距为17 m。
(2) 随着工作面不断推进, 顶煤不断冒落, 采空区悬顶不断增加, 从工作面推进到26～32 m处, 工作面中部顶板不断传出断裂声音, 表明顶板中因拉应力超限而产生了断裂, 并形成冲击波, 说明工作面直接顶初次垮落步距为32 m。
(3) 初采阶段结束之后, 进入正常回采阶段, 工作面开始放顶煤, 在此矿压观测期间, 工作面煤壁附近顶煤破碎严重、顶煤移动速率增加, 说明顶煤主要在煤壁附近失稳并破碎, 因此推断出顶煤的切顶线位于煤壁附近支架顶梁上。
(4) 直接顶垮落后, 基本顶逐步悬露, 随着采空区面积增加, 采场矿压显现明显。当工作面推进至43 m时, 支架阻力开始明显增高, 后柱阻力明显高于前柱, 煤壁片帮概率增大。工作面推进至49 m时, 支架阻力明显降低, 说明基本顶初次垮落完毕, 故基本顶初次垮落步距为43 m。此后, 随工作面不断推进, 结合工作面顶板周期来压的宏观矿压显现可知, 该工作面基本顶周期来压步距为13.6 m, 动载系数为1.7, 平均影响时间为1.8 d。
3.3 回采巷道变形分析
统计回采期间回采巷道内4个测站监测的数据, 并对其进行分析 (图2—图5) , 结果表明:工作面进风巷的变形量特别小, 而回风巷的变形量大于进风巷变形量;工作面进风巷的上下变形量大于水平变形量, 而回风巷的上下变形量则小于水平变形量;工作面的来压对进风巷的影响不大。回采期间巷道两帮和顶底板的移近量和移近速度不大, 两帮平均移近量为125 mm, 两帮平均移近速度为12.8 mm/d;顶底板平均移近量为65.7 mm, 顶底板平均移近速度为6.8 mm/d。在工作面前方30 m范围内, 由于移动支承压力的影响, 巷道变形剧烈, 尤其在工作面超前25 m最为剧烈。但工作面前方40 m处, 无论是顶底板或两帮, 围岩的移近量相对较小, 变形速度也很小。超前支承压力约在工作面前方5 m处开始增加, 由于煤体松软, 支承压力的作用范围较大, 峰值较小, 在煤壁前15 m处达到峰值, 而后又逐渐减小, 最终趋向于原岩应力, 工作面的超前加强支护距离为25 m。
4结论
通过对厚煤层综采放顶煤工作面现场矿压监测结果分析, 得出以下结论。
(1) 工作面基本顶的初次垮落步距较大, 周期来压步距较小;工作面基本顶周期来压时, 顶板呈现不协调垮落, 其发生小型的顶板破断表现为局部应力有增高现象。
(2) 工作面基本顶周期来压强度很大, 主要是由于顶板来压期间前后柱受力不均匀造成的, 往往表现在前柱的安全阀频繁开启, 后柱压力不是很大。基本顶非周期来压期间, 支架受力波动范围较大, 但有一定的富余量。总的来看, 综放工作面所选用液压支架基本满足要求, 但支架利用率很低, 前后柱受力不均, 可靠性较差。
(3) 工作面原来20 m加强支护的范围较窄, 回采巷道超前加强支护的范围应扩大到25 m, 尤其要重视回采巷道两端头的支护, 以有利于工作面的通风及运输工作。
参考文献
[1]任秉钢, 严金满, 尤家炽, 等.我国综放开采15年[J].煤矿机电, 2009 (5) :10-12.
[2]王家臣.厚煤层开采理论与技术[M].北京:北京冶金工业出版社, 2009.
[3]王金华.综放开采是解决厚煤层开采难题的有效途径[J].煤炭科学技术, 2005, 33 (2) :1-6.
[4]石延国, 崔松竹.厚煤层综采放顶煤开采经验[J].煤炭工程, 2007 (3) :56-58.
煤层综放工作面 篇7
在我国的西部地区有丰富的浅埋煤炭资源, 其储量约占全国已探明煤炭总储量的1/3, 且很多煤炭资源埋藏浅, 地质条件简单, 赋存条件好, 煤层厚度大, 因此多数采用大采高一次采全厚的开采方法[1]。浅埋煤层在综采工作面回采后, 上部岩层会形不成“压力拱”结构, 造成支架承载的压力比较大, 顶板管理难度增大, 设备故障增加, 劳动组织复杂等问题。为探索浅埋深回采工作面矿压显现规律, 国内学者进行了大量的研究工作[2,3]。但这些研究成果都是基于普通综采或大采高综采方面的, 对浅埋深厚煤层综放开采方面的理论和实践研究较少。本文针对平朔矿区井工一矿4108综放工作面, 研究了工作面开采过程中顶板压力和变形分布规律, 不仅对该矿区以后的安全高效开采提供理论支持和经验借鉴, 同时也为浅埋煤层大采高综放工作面的矿压显现规律及工作面支架选型提供一定的依据。
1 工作面概况
平朔矿区井工一矿4108综放工作面为太西采区4煤第三个工作面, 北部为4107综放工作面, 东部为太西采区大巷煤柱, 南部为开拓区, 西部为物探采空区及小窑破坏区。4108综放工作面埋深204～208 m, 回采走向长度2 690 m, 工作面长度300 m, 回采面积807 000 m2, 煤厚6.9 m, 放煤高度3.5 m, 采放比1∶1.03。顶板条件:直接顶厚度5.51～20.33 m, 平均11.89 m, 灰白色, 厚层状, 节理裂隙较发育, 成分以石英为主, 底部含砾石;底板条件:直接底为泥岩, 厚0～4.50 m, 平均1.42 m, 褐色, 较硬, 含植物化石碎片和黄铁矿, 局部为砂质泥岩, 厚度0.5～4.84 m, 平均2.88 m, 黑灰色, 波状层理, 裂隙发育, 老底0.74～9.80 m, 平均4.28 m, 细粒砂岩, 灰-浅灰色, 以石英为主。
2 工作面压力分布规律研究
FLAC2D作为一种岩土工程领域内的大型专业软件, 对矿井地下开采所涉及的岩土力学问题具有较好的模拟效果, 为此在煤矿开采领域得到了越来越广泛的应用。本次采用FLAC2D模拟分析4108综放工作面综放开采条件下的煤体的采动应力场和位移场的分布情况。
2.1 数值模型的建立
根据井工一矿4108综放工作面综合柱状图建立模型, 其中相近的岩层合并考虑。由于不考虑底板的破坏状态, 本次模拟考虑了20 m的底板, 煤层厚度按7 m, 所建立的模型各层厚度如表1所示。
模型上方黄土层共190 m, 按等效载荷代替, 按下式计算:
p=∑Hρg
式中, p为等效载荷, Pa;H为煤层上方未模拟煤层的厚度, 取190 m;ρ为相应的煤岩层密度, 取2 500 kg/m3。
整个模型4个立面均固定法向位移, 底面同样固定法向位移。煤岩层物理力学参数按试验室测定数据给定, 没有试验数据的岩层属性按岩性的平均取值给定, 将煤层按两层建立。所建立的模型如图1所示。
2.2 应力场分析
数值模拟开挖过程中煤壁前方应力分布情况, 考虑10 m的开切眼, 之后考虑顶煤的冒放。开挖步距取20 m, 共开挖10次, 至200 m。超前应力分布如图2 (a) ～ (j) 所示。
从图2可见, 随工作面的不断向前推进, 工作面超前应力集中的峰值不断增大, 峰值位置从超前煤壁2 m逐渐向前, 至140 m以后逐渐稳定在超前煤壁6 m的位置。统计各推进情况下超前应力峰值及峰值位置如表2所示。
根据对工作面前方支承压力的微震探测发现, 正常区域工作面前方超前支承压力影响范围为44.1 m, 超前应力峰值位置平均14 m;受断层影响工作面前方超前支承压力影响范围43.1 m, 超前应力峰值位置平均57.5 m;受断层影响, 工作面超前应力影响区域向前方运移约43.5 m。
数值模拟表明, 随工作面的不断推进, 超前应力峰值逐渐增大, 峰值位置逐渐向煤壁前方运移, 超前应力集中系数随工作面推进不断增大, 超前应力集中影响范围在工作面前方30 m范围内。
3 结论
通过对中煤平朔矿区井工一矿4108综放工作面压力和变形分布规律的研究, 得出浅埋深综采工作面矿压显现规律及特点:由于浅埋深, 上部岩层形不成“压力拱”结构, 所以承载顶板的压力主要是工作面处的实体煤;随工作面的不断推进, 超前应力峰值逐渐增大, 峰值位置逐渐向煤壁前方运移, 超前应力集中系数随工作面推进不断增大, 超前应力集中影响范围在工作面前方30 m范围内。
摘要：为了研究浅埋煤层综放工作面矿压显现规律, 针对平朔矿区井工一矿4108综放工作面, 分析了工作面回采时顶板压力分布特征和地表移动特征, 为浅埋煤层工作面支架选型及正常开采提供了一定的理论依据。
关键词：浅埋煤层,综放工作面,矿压规律,支架选型
参考文献
[1]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 (1) :7-11
[2]宋选民, 顾铁凤, 闫志海.浅埋煤层大采高工作面长度增加对矿压显现的影响规律研究[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (16) :4007-4012
厚煤层综放工作面过老硐技术实践 篇8
俄霍布拉克煤矿5301工作面位于主斜井以西, 北部离下5露头、风化自然区较近, 西部为未采区并接近下5煤露头带, 东部为5101工作面采空区, 南部及正上方为原小煤矿采空区。地面为戈壁滩, 且有西部小煤矿工业广场及自然冲沟通过, 回采将造成地面大面积塌陷。该面直接顶初次垮落步距5～10 m。老顶初次来压步距20～30 m。老顶周期来压步距15～25 m。直接顶为4类坚硬顶板, 老顶为Ⅲ级来压强烈。底板比压极限值为7.93 MPa。工作面煤层上方为2.0 m厚的砂泥岩及21.2 m厚的粉砂岩、细砂岩, 其层次结构较硬。5301工作面采用后退式长壁综采放顶煤采煤方法, 顶板处理为全部垮落法。煤层厚9.0～9.7 m, 平均9.35 m, 工作面采高规定为3.2 m、平均放煤高度为6.15 m, 平均采放比为1∶1.92, 放煤工艺为一采一放。
2 老硐基本情况
该矿5301工作面材料道掘进期间在500 m处揭露一条小煤矿老硐, 现场巷道高度、宽度均为2 m, 巷道下段有积水。老硐位于材料道向下57.5 m, 即1号倾向老硐, 该段巷道倾角12°, 留有300～500 mm的底炭;然后向右 (工作面方向) 拐弯延伸96.4 m, 即1号走向老硐, 该段巷道呈上山趋势, 里端略高于外端;向左 (工作面回采方向) 延伸31 m, 即2号走向老硐;然后再拐弯形成2号倾向老硐, 该段巷道呈水平布置, 30.7 m跟到5煤顶板, 然后与小煤矿主井沟通。整个老硐采用扶棚支护方式, 由于时间较长加上水的浸蚀, 局部出现倒棚及掉顶现象。1、2号走向老硐内敷设有轨道, 且在1号走向老硐内留有矿车1辆。老硐巷道均为跟底板掘进。5301工作面老硐示意图如图1所示。
3 过老硐技术方案
根据该工作面材料道掘进揭露老硐的情况分析, 处理老硐问题有两种方案:一是修改工作面施工设计, 整个工作面下移或跳面, 避开小煤矿老硐;二是按原设计施工工作面, 直接过老硐回采。
按第一方案工作面下移至少100 m, 才能避开老硐, 损失煤炭储量193.8万t;跳面至少要跳260 m, 损失煤炭储量60.4万t, 增加跳面切眼人工、材料成本约300万元, 并影响接续约2个月时间;按第二方案直接过老硐回采可以多回收煤炭资源, 但是需要超前采取针对性的技术安全措施。为提高煤炭资源回收率, 综合分析该矿按原设计施工工作面, 采用直接过老硐回采的技术方案。
4 工作面过老硐回采关键技术问题解决
4.1 老硐超前排水
小煤矿老空水对该工作面开采有较大影响, 在该工作面施工前在小煤矿建立了排水系统, 为老硐的排水创造了条件。
运输道掘进期间在相对位置超前进行打钻探放水, 保证安全掘进, 同时也为回采创造了条件。
超前排净老硐内的余水, 利用工作面排水系统进行外排, 排出积水约1 000 m3, 超前消除水患。
4.2 老硐超前修护加固
为有利于回采时的“顶板”和煤帮的管理, 超前对老硐进行了修护加固。排水、巷道修护加固同时进行, 确保施工安全顺畅。修护均采用φ180× (1 600～2 000) mm的圆木或半圆木扶梯形牙壳棚, 每个牙壳处用2个扒锯子对梁、腿进行加固;走向老硐棚距不大于1.6 m;倾向老硐棚距不大于0.8 m;顶帮均用老料接实, 严禁出现空帮空顶;老硐的岩煤交界处打3～4个木垛, 防止顶煤漏空造成支架上方抽顶、空顶。
4.3 面内技术管理
当工作面与1号走向老硐相透时, 老硐口上下5个支架超前移架且该区域不放顶煤, 防止放煤抽顶造成煤壁侧顶煤掉落对已揭露老硐造成影响;工作面与1号倾向老硐相透时, 加快工作面推进, 当班工作面上部即揭露老硐段连进三档, 及时超前移架, 并及时将工作面调直。工作面与2号倾向老硐相透时, 煤机割煤后及时拉移支架, 工作面快推, 减少过老硐时间。
4.4 其它方面
老硐内所有轨道、车皮及铁质杂物必须提前找净回净, 杜绝煤机截割, 影响工作面安全和正常推进。工作面揭露老硐后及时调整通风系统, 及时将小煤矿老硐封闭, 保证通风系统的稳定;工作面过小煤矿老硐时, 加强其过风量的控制, 减少漏风, 保证5301工作面的供风量;加强老硐内的瓦斯气体监测, 每班必须检查, 特别是将要揭露老硐时的气体监测, 确保工作面安全揭露老硐, 每次进入老硐工作或监测时均必须2人以上进行。
5 结论
5301综放工作面采用直接过老硐技术方案, 超前对老硐进行排水、修护、加固, 回采时采取及时移架、超前移架、组织快推等技术安全管理措施, 工作面过老硐期间日产量保持在13 000 t左右, 实现了正常安全回采, 较修改设计前多回收了可观的煤炭资源, 取得了很好的经济效益。
摘要：俄霍布拉克煤矿5301工作面走向方向中部在掘进期间揭露了小煤矿老硐, 老硐的支护方式为木棚支护, 走向老硐范围127 m, 倾向老硐范围88 m, 对工作面回采影响较大。为提高煤炭资源回收率, 超前分析研究制定了工作面直接过老硐的技术方案, 通过采取了一系列的综合技术安全管理措施, 实现了安全高效回采。
煤层综放工作面 篇9
1 工作面条件
开滦赵各庄矿3237西上工作面位于十三水平西翼2号石门, 开采12煤层。工作面标高-1 002.1～-1 055.9 m, 平均采深1 078 m;煤层倾角26°～43°, 平均35°;工作面走向长307～326 m, 平均325 m;倾向长96 m, 面积31 200 m2;工作面为走向长壁布置, 采用综采放顶煤采煤法, 设计采煤高度2.3 m, 放煤高度8.3 m, 采放比为1∶3.6。该工作面地质构造较复杂, 煤层及顶板裂隙发育。
2 观测内容与方法
为掌握3237西上工作面超前支承压力、侧向支承压力影响范围及应力集中系数, 以便为确定巷道超前支护范围和煤柱留设提供依据, 在工作面回风平巷设置观测站, 并在煤壁内安装KSE-Ⅱ-1型钻孔应力计进行观测[1]。针对3237西上工作面实际开采情况, 在距上山165 m和192 m处设观测站, 每个观测站布置3个钻孔测点, 分别记录顶煤、直接顶和老顶的运移情况, 测点具体布置见图1—2。
为了保证观测效果, 要求测点深入工作面长度大于10 m, 以消除边界效应[2,3], 测点基本几何关系如下:
L1=LS cos α cos β (1)
L2=LS cos α sin β (2)
h0=LS sin (α+γ) (3)
h=h0+h1+L2 tan γ (4)
式中:L1为从孔口至测点处平行于回风巷方向的水平长度, m;LS为从孔口至测点处的实际钻孔长度, m;L2为从孔口至测点处垂直于回风巷轴向的水平长度, m;h0为从孔口至测点的垂直高度, m;h为从煤层底板至测点的垂直高度, m;h1为从孔口至煤层底板的垂直高度, m;α为测孔仰角, (°) ;β为测孔与回风巷道的水平夹角, (°) ;γ为煤层倾角, 取35°。
通过上述几何关系, 求出各测点的几何参数值, 见表1。
3 观测结果
测点安装完毕后立即进行初次测量;随开采过程推进每天进行观测, 共进行了21次观测。工作面应力监测结果见图3, 位移观测数据见表2, 位移比较见图4。
注:表中正值表示测点位于工作面煤壁前方, 负值表示测点位于采空区方向。
4 数据分析
1) 观测结果表明, 顶煤、直接顶、老顶的始动点距离煤壁分别为16, 18, 23 m。
2) 在工作面前方约16 m处, 顶煤开始产生微量移动, 位移总量和增量随工作面推进不断增加;高层位顶煤首先开始移动, 且上部位移大于下部位移, 这期间顶煤位移以水平位移为主;距采煤工作面6 m处顶煤位移量开始增加, 且位移速度随着工作面的推进而加快;工作面推进至测点正下方时, 顶煤位移总量达100 mm以上, 说明此时顶煤已破碎;顶煤的破坏可以分为弹塑性破坏区 (0, 16 m) 和散体区 (-2, 0 m) [4]。顶煤的移动经回归分析符合如下指数函数[5]:
S=114.66e-0.222 1L (5)
式中:S为顶煤移动量, mm;L为超前工作面距离, m。
实测数据表明, 顶煤开始移动时间与其硬度有关, 煤质越软, 移动开始得越早。
3) 工作面距测点约5 m直接顶开始产生明显位移, 位移随着工作面推进缓慢增加;采煤工作面采过测点位置2 m处, 直接顶位移增量最大, 累计位移总量达80 mm, 说明直接顶在此处断裂。
4) 在采煤工作面前方8～23 m内, 直接顶和老顶的运动趋势几乎相同, 说明顶板没有发生明显离层;距回采工作面小于7 m时, 直接顶位移速度大于老顶, 说明直接顶和老顶之间发生离层或相互错动;老顶本身形成结构, 该结构的破坏会导致工作面来压[6]。
5) 整体分析可知, 顶煤裂隙随工作面不断推进、放煤而逐渐张开, 回采工作面附近的顶煤裂隙基本贯通;顶煤被裂隙切割成块体, 块体与块体之间形成相互作用、相互制约的松动膨胀体, 这种膨胀体一旦失去约束作用, 便发生移动和垮落, 在工作面的端面处易造成漏顶和片帮事故。顶煤垮落角大于90° (实测为110°左右) , 周期来压时垮落角更大。
5 结论
开滦赵各庄矿综放开采试验工作面岩移规律观测及分析结果表明, 顶板裂隙随工作面不断推进、放煤而逐渐扩张, 顶板位移总量和增量不断加大。通过数据分析, 掌握了3237西上工作面超前支承压力分布情况和顶煤、顶板破碎规律, 为巷道超前支护范围和放顶煤参数的确定及保护煤柱留设提供了依据。
参考文献
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