小階段液壓支架放頂煤采煤方法試驗簡介

1、急傾斜厚特厚煤層分段液壓支架放頂煤采煤方法試驗簡介1 問題的提出明鑫煤炭有限責任公司混合斜井屬于低瓦斯礦井，設計生產能力9萬噸，煤層厚度48m，傾角60，屬于急傾斜厚特厚煤層。多年來該礦一直采用倉儲式采煤方法，回采率較低，安全性差，噸煤巷道掘進率高，勞動強度大，資源浪費損失嚴重，企業(yè)的經營效益較低，嚴重制約著礦井生產能力的提高和企業(yè)的經濟效益的增長。2007年4月國家煤礦安全監(jiān)察局煤安監(jiān)技裝20075號文關于急傾斜煤層安全開采的指導意見要求，到2008年1月1日起，嚴禁使用倉儲式采煤法，要積極采用長壁采煤法、柔性掩護支架采煤法、水平分層（段）采煤法。為此，礦井采煤方法的改造勢在必行。2 急傾斜

2、厚特厚煤層通常采用的采煤方法急傾斜特厚煤層國內外一般采用水平分段綜采放頂煤采煤方法，急傾斜厚煤層一般采用柔性掩護支架采煤法，但對于煤層厚度介于厚及特厚之間的急傾斜厚特厚煤層開采在國內外還是一個難題，至今沒有比較成熟的采煤方法?，F采用的采煤方法有巷放式、偽斜柔性掩護支架采煤法、倉儲式等方法，但都由于工效低、安全性差、勞動強度大、工作環(huán)境差等問題沒有較好的解決而沒有大量推廣使用。3 急傾斜厚特厚煤層分段液壓支架放頂煤采煤方法3.1 急傾斜厚特厚煤層分段液壓支架放頂煤采煤方法簡介急傾斜厚特厚煤層分段液壓支架放頂煤采煤方法是在一個采區(qū)內，把煤層沿傾向劃分為分段高10m的階段，階段之間留設一定的煤柱在回

3、采時自然垮落回收，每個階段即可構成一個回采工作面。每個階段在階段上部沿煤層走向布置工作面回風平巷，在階段下部沿煤層走向布置工作面運輸平巷，運輸平巷與回風平巷之間高差10m。在采區(qū)邊界處，布置工作面切眼，構通運輸平巷和回風平巷，構成工作面生產系統(tǒng)。正?；夭蓵r在工作面前不大于6m處以通風眼使得運輸巷與回風巷連接，以加強通風，并作為工作面一個安全出口，運輸巷作為工作面另一安全出口。在運輸平巷頭沿煤層走向安設2付液壓支架做為回采工作面放煤口。在運輸平巷和回風平巷內距回采工作面20m范圍內架設超前支護。運輸平巷刮板輸送機從兩付支架中間穿過延設到支架后部，對刮板輸送機尾進行棚掩。支架后部放落頂煤經刮板運輸

4、機到平巷皮帶機（或刮板機）運至采區(qū)煤倉。采區(qū)內階段按下行后退式回采，階段高10m。3.2 回采工藝縮溜子à移支架à開幫à放頂煤1、縮溜子必須保證溜子伸入采空區(qū)后不超過4.5m，達到4.5m時必須縮溜子，每次縮一張溜皮，溜子縮出后，為防止溜子機尾被放頂煤壓死，必須對溜子機尾用圓木或加工的棚掩件進行棚掩，棚掩高度不小于0.7m。2、移支架將支架前后及架間浮煤雜物清理干凈后方可移架，移架時針對不同的液壓支架可采用不同有方法移架。移架時如果出現歪架、倒架、壓架應按措施要求進行處理，然后方可移架，嚴禁強拉硬移以防損壞支架。3、開幫移架到位后，先在架間對架后煤體用RZZ麻花鉆

5、桿進行打眼爆破，炮眼沿巷道斷面扇形布置，架后頂部煤體打眼深度5m。再在回風巷向巷道底部及兩幫打眼爆破，底部打眼深度4m，開通一個整幫。4、放頂煤放頂煤時，在架后放煤，控制放煤量大小，以防壓死溜子。頂煤回收至見矸石時停止。4 試驗過程采煤方法改造設計經過評審后，公司選定在混合斜井11B21工作面首先進行試驗。11B21工作面走向長480m，煤層厚度410m，平均厚度8m，煤層傾角60°，走向基本穩(wěn)定。工作面巷道掘進及設備安裝2007年12月完成。2008年1月份開始試驗。4.1 工作面布置一、工作面巷道布置工作面布置在礦井一水平東翼B2煤層中，礦井通過聯絡巷使B1煤層溜煤上山、進風上山

6、和B2工作面運輸巷連通，形成工作面運煤和通風系統(tǒng)。在+1562m水平和+1552m水平分別向東掘進B2煤層工作面一階段回風順槽和一階段運輸順槽至采區(qū)邊界，通過工作面開切眼聯通一階段運輸順槽和一階段回風順槽構成開采系統(tǒng)。5 試驗主要指標完成情況本次采煤方法改造設計中確定了六項指標：一、有利回采率提高：現工作面回采率為30%左右，這樣資源浪費大。預計采煤方法改造后，工作面回采率可達75%左右，有利延長礦井和水平的服務年限。二、有利提高工效：目前工作面生產工效為2噸/工左右，全員工效1.5噸/工左右，采煤方法改造后，工作面生產工效可達7t/工左右，全員工效可達3.5t/工。三、有利降低巷道千噸掘進率

7、：由當前的40m左右降低到25m左右。四、有利降低原煤生產成本：由當前的80元/噸降低到70元/噸。五、有利減輕工人勞動強度實現安全生產。本次試驗主要指標完成情況見下表：110月份主要指標完成統(tǒng)計月份產量(t)推進度(m)煤層均厚(m)回采率(%)工數(個)工作面工效(t/工）1196814843.42049.623072847.3368.53743225891.739219.041119535898.746524.151081234898.152220.761181548786.854021.971053743786.452220.281124042794.454020.8910128329

8、86.852019.51010991251198.752221.1合計86425300887.8426320.3安全上未發(fā)生重傷及以上事故。主要指標全部達到預期效果，采區(qū)回采率及工作面工效指標遠超過預期目標。6 試驗中解決的主要問題6.1 采空區(qū)頂板控制采空區(qū)頂板控制技術是該放頂煤采煤方法的主要技術之一。既要防止采空區(qū)頂板不能及時垮落形成大面積懸頂，又要使頂板在開幫后不立即垮落以保證頂板矸石不混入煤中影響煤炭質量。本次試驗的11B21工作面布置在B2煤層中，B2煤層頂板1.53m厚，為較軟易垮落的泥質粉砂巖，其上部為B3煤層，B3煤層由于構造復雜，回采時留設煤柱較多。所以我們在B3留設煤柱段回

9、采時，不留設B2煤層頂板護頂煤皮，直接朝頂板側打眼爆破松動，使殘留的B3煤體也隨11B21工作面的回采一起采出，雖然B2煤層頂板對煤炭質量有一定影響，但我們通過加強地面選矸使商品煤質量基本沒有受到影響。對B3已回采地段，我們通過試驗，留設2m護頂煤皮使B2頂板不很快垮落，該煤皮在開幫線后5m會隨著懸頂面積的增大而垮落并采出，此后是頂板的垮落。通過護頂煤皮的留設既延緩了頂板垮落速度，又保證了煤炭回采率。6.2 工作面通風我礦屬于低瓦斯礦井，根據混合斜井2007年礦井瓦斯鑒定結果：瓦斯最大絕對涌出量為0.40m3/min，二氧化碳最大絕對涌出量為0.62m3/min，礦井瓦斯最大相對涌出量為1.2

10、1m3/t，二氧化碳最大相對涌出量為1.88m3/t。工作面通風主要為兩個路徑：一個路徑是大量的風流從工作面機道通過放煤口和煤幫達到工作面回風巷；第二個路徑是少量的風流從工作面機道進入連接機道和回風的通風眼最后到工作面回風巷。為了保證工作面通風的可靠性，我們在工作面機道備用了一臺局扇，以保證放煤口氣體的正常。在試驗期間，工作面上、下隅角氣體一直正常，備用局扇一直沒有使用過。工作面上隅角CH4在0.040.07%之間，CO2在0.140.4%之間，CO在020ppm之間，放炮時最大可達60ppm。工作面下隅角CH4在0.020.04%之間，CO2在0.080.1%之間，CO為0ppm。6.3 工

11、作面防火2005年測試本礦B2煤層吸氧量為0.34-0.39%， 煤的自然傾向性分類等級為級不易自燃煤。煤層有自然發(fā)火傾向，發(fā)火期為36個月。但B3煤層為原發(fā)過火的地段，容易復燃，另外放頂煤工作面可能和地面垮通產生漏風而導致發(fā)火。因此，我們采用了地面井下綜合治理的方法。在地面，我們對地表塌陷區(qū)進行充填的方法進行了處理。在井下，通過向工作面頂部及頂板側打深孔，使采空區(qū)盡量充填充分。另外，盡量加快工作面推進度，使采空區(qū)很快進入“三帶”的窒息帶。另外，通過工作面?zhèn)溆蔑L機在工作面進、回風巷做風門用均壓通風，通過均壓通風可控制工作面和地表通過放頂煤產生的通道漏風，預防工作面發(fā)火。雖然工作面上隅角有CO，

12、但CO濃度始終保持穩(wěn)定，其原因是由于工作面上隅角CO主要來自炮煙而造成的。試驗期間，工作面上隅角CO在020ppm之間，放炮時最大可達60ppm。但工作面回風流中CO在012之間，沒有超限現象。7 試驗有待解決的問題7.1 工作面支架選型試驗中采用懸移頂梁支架，該支架主要具有兩方面的缺陷。其一是支架無底座，穩(wěn)定性差。采煤方法試驗初期，工作面在移架升架過程中，由于巷道頂部不平，易發(fā)生支架左右擺動或向前滑動等支架失衡現象。我們通過打靠柱等方法解決了這一問題，但是，給移架工作帶來了許多不便。其二是支架尾梁短，且支架后立柱無保護，在工作面放頂煤過程中采空區(qū)頂部垮落煤體朝放煤口滾動，易砸壞支架后立柱。工作面試驗9個月共損壞后立柱3根。所以，我們以后在工作面支架選型過程中必須充分考慮支架的穩(wěn)定性和支架后立柱的防損壞。7.2 大塊煤矸處理隨著工作面的推進和上部頂煤的放出，煤層頂板會局部垮落，當頂板大塊矸石移動到放