泉店煤矿大倾角“三软”煤层综放开采分析与研究.doc

泉店煤矿大倾角“三软”煤层综放开采分析与研究 作者杨宝成 王景余 杨垂 陈成宇 郭国化 摘要大倾角、“三软”煤层综放开采时,巷道采用架棚支护,围岩变形量大,生产过程中,设备易出现上窜下滑,端面煤岩易片帮、冒顶,影响了工作面的正常生产。针对回采过程中出现的技术难题,从回采巷道布置与支护方式、回采工艺、煤岩活动规律、设备稳定性控制等方面进行分析研究,确保了大倾角、“三软”煤层综放工作面的安全高效生产,取得了良好的技术经济效益和社会效益。 关键词大倾角;“三软”煤层;综放开采;分析研究 Abstract The large angle, the “three soft” coal caving, which lead to a large quantity of rock deation, the production process, equipment move up and down easily. Faced with these technical problems, we studied from the roadway layout and the support means recovery process, the law of coal and rock activities, equipment, stability control to ensure a safe and efficient production. Actually, we achieved good economic and social benefits from the technology. Key words angle;“three soft” coal seam;caving;analysis 112050工作面概况 泉店煤矿位于禹州煤田东部,矿井年设计生产能力120万t。12050首采面主采煤层为山西组下部的二1煤层,厚度为2.8 m～8.07 m,平均厚5.44 m,倾角为27～38,平均33,煤的坚固性系数值f0.15,属于简单煤层结构,局部地段煤厚变化大。12050采面标高在-510 m～-420 m之间,工作面地面标高为118.74 m～122.87m,瓦斯含量小于4 mL/g,属于低瓦斯采面。在二1煤层顶板上方4 m～5 m范围内赋存二3煤厚0.4 m～1.4m,伪顶零星分布,直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主,厚度一般1.5 m～5 m,抗压强度为32.3 MPa,抗拉强度为1.67 MPa;泥岩顶板次之,厚度一般为1 m～3 m,抗压强度为16 MPa,抗拉强度为1.14 MPa;老顶以细粒、中粒砂岩为主,厚度为0～12.33 m,一般在2 m以上, 抗压强度为126.6 MPa,抗拉强度为5.85 MPa。 2巷道布置及支护方案 该工作面采用伪倾斜长壁布置,下顺槽超前上顺槽距离10m,工作面长度153 m,考虑断层煤柱留设、采区压力大和资源回收的需要,切眼距离DF03断层平距27 m,停采线距离上顺槽甩车场10 m,距离下顺槽甩车场134 m。 上顺槽断面为不规则梯形,支护采用12矿用工字钢锚网锚索锚索工字钢托梁联合支护,上口宽3.5 m,下口宽4.57 m,上帮高3.6 m,下帮高1.8 m,断面积10.73 m2。 下顺槽分为不规则梯形和半圆拱形巷道两段,其中,不规则梯形巷道的支护采用12矿用工字钢锚网锚索锚索工字钢托梁联合支护,上口宽3.97 m,下口宽4.98 m,上帮高3.8 m,下帮高1.6 m,断面积11.64 m2;半圆拱形巷道的支护形式采用29u型钢棚锚索锚索工字钢托梁联合支护,净宽4.0 m,净高3.3 m。 切眼为梯形巷道,支护采用12矿用工字钢锚网锚索单体柱托梁联合支护,上口宽7.2 m,下口宽7.74 m,净高2.6 m,断面积19.27 m2。 3回采工艺及工作面设备配套 3.1回采工艺 采用单一走向长壁后退式综采放顶煤开采,沿底板回采,全部垮落法处理采空区,工作面循环进尺0.6 m,采高2.5 m,平均放煤高度2.94 m,采放比1∶1.2～2。 1采煤工艺。采煤机下行割煤→前部刮板机出煤→采煤机空刀上行→自下而上移刮板机、支架→顶煤由后刮板机运出→自下而上拉后部刮板机。 2进刀方式。正常情况下,在工作面端部斜切进刀,下行割煤,上行空刀返回,往返一次进一刀;顶板破碎时,为了控制顶板垮落时严重下滑,增加支架的压力,提高支架的稳定性,进刀方式改为中部斜切进刀,分段下行割煤,上行返空刀清理浮煤。 3移架方式。由于在支架上方顶煤运移速度大,顶煤的变形量大,形成松动膨胀层,给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度,并且,支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎,促使顶煤向松散体发展,极易造成漏顶,所以在移架上采取带压擦顶移架,尽可能保持顶煤的完整性,减少顶煤的过度破碎。移架时,控制顶梁下降量小于200 mm,支架初撑力不得低于24 MPa。 4放煤工艺。采用一采一放双轮间隔等量放煤,两个放煤工相距5架,第一个人放奇数架,每次放出顶煤的1/2,另一个人放偶数架,每次放出顶煤的1/2,循环两次,放完顶煤。放顶煤时,不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要互相配合,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。当有大块煤卡在放煤口时,则反复动作尾梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将伸缩板伸出,防止矸石混入煤中,严格执行“见矸关窗”的原则。靠近端部的放顶煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。 3.2工作面设备配套 采煤机选用MG200/500-WD1型交流变频电牵引采煤机,功率500 kW,采高2.3 m～3.5 m,额定电压1140V,截深0.63m,牵引速度0～7.1 m/min。 工作面基本支架采用ZF6000/18/28型放顶煤液压支架,为便于工作面上下端头的顶板管理和后部运输机头、尾有足够的空间,上下端头各安装3架端头支架,型号为ZFG6500/18/29H。 前、后部刮板运输机采用SGZ764/400型刮板运输机,转载机型号为SZZ764/200,破碎机型号为PCM110。 4回采过程中遇到的难题及解决办法 4.1漏顶、片帮处理措施 工作面由沿顶回采过渡到沿底回采的钻底过程中,前期出现了顶板大面积漏顶、片帮。针对漏顶问题,采取加打落叶松茬顶,随冒随茬,顶板茬实后,工作面再推进的方案;针对片帮问题,采取注马丽散局部加固,滞后一段时间后短臂注水,加强煤体板结,降低煤尘等。 4.2支架稳定性控制措施 拉架过程中,出现支架下滑、咬架间隙不均匀,支架支撑力不均匀,后部刮板输送机整体下滑、飘起,前部刮板输送机扎不下去等问题。针对设备下滑问题,采取端头架与下端头煤帮之间用不少于4根单体做戗柱防止支架下滑,戗柱初撑力要保证6 MPa～8MPa;端头架与上部支架之间用型号764链条连接牢固;利用支架安装的防倒、防滑装置或侧护板千斤顶、调底座等在移架过程中进行调整,防止支架下滑。处理咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况时,由班队长统一指挥,禁止架下来往行人,调架时,支柱或千斤顶必须生根合理牢固,供液及移架采取远方操作。支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧伸缩梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。 4.3超前支护方案 回采过程中,针对顺槽巷道围岩变形量大,超前加固、替换问题,上顺槽距离工作面10 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱铰接顶梁超前支护方法,10 m～30 m范围内变形量较小,采取2根体支柱铰接顶梁超前支护方法;上顺槽替棚段,因其顶板在超前支护范围内,为保证上端头和安全出口的支护强度,回撤时,只回撤工字钢棚棚腿。下顺槽距离工作面20 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱铰接顶梁超前支护方法,下顺槽替棚段,U形棚回撤后,顶板加用圆木茬顶,茬顶牢靠后,进行超前支护。 4.4降尘措施 回采过程中,尤其是放煤时,工作面煤尘和岩尘浓度较大,除利用工作面支架自身配备的架间喷雾每架1个外,又在厂家购置了覆压扑尘器,每五架安设一组,同时保证班班煤层注水孔深6 m间距4.5 m,注水时间一般为40 min,有效地降低了煤尘的浓度。 4.5防煤岩滚落伤人措施 为了防止煤壁机道大块煤岩滚入架角,造成伤人事故,在工作面均匀布置4道双层防护网。防护网用12 mm的高强度尼龙绳编织网,网孔100 mm100 mm,网的上端吊挂在支架顶梁上,下端吊挂在输送机挡煤板上,将机道与架角人行道隔开,采煤机通过时提前摘下,过后及时恢复。 5结 论 1回采期间,顺槽巷道围岩变形呈现明显的阶段性,经历围岩变形剧烈阶段、显著阶段、相对稳定阶段3个阶段。与U型钢架棚支护相比,采用锚网索支护,巷道底鼓量明显减少,收到了良好的围岩控制效果。 2工作面采用中部斜切进刀,从下而上带压擦顶移架,严格控制顶梁下降量,降低了端头顶板的破碎,保证了顶煤的完整性,并结合注马丽散、注水等技术措施,有效地控制端面围岩的稳定性。 3采用一采一放双轮间隔等量放煤,使得煤矸分界面均匀下沉,提高了工作面顶煤的回收率,降低了含矸率。 4采用下行割煤、上行返空刀清理浮煤的割煤方式,通过工作面调伪斜布置、增设增设防倒防滑装置等,提高了工作面设备的稳定性。 5通过在工作面支架上增设覆压扑尘器,煤层注水,布置双层防护网等安全防护措施,有效地改善了工作面工人作业环境。