综放面拆除（精选七篇）
综放面拆除 篇1
1 工作面概况
D13131综放工作面位于杨村煤矿D13采区, 开采2-3煤层, 地面标高+630～+585 m, 工作面标高+251～+289 m, 工作面设计走向长296 m, 倾斜长147 m, 煤层平均厚度15 m, 煤层倾角8°～12°。该工作面2009年9月投产, 2010年10月封闭结束, 工作面煤层整体呈北西向南东倾斜的单斜构造, 受古沉积环境的影响, 煤层底板赋存不稳定, 靠近底板处煤层含多层夹矸。工作面两巷沿底掘进过程中未发现大的地质构造, 回采过程中, 揭露1条平均落差4.1 m的正断层。由于工作面沿底推进, 遇断层后工作面即由上盘煤层进入下盘煤层底板煤矸互叠层, 该煤矸互叠层遇水膨胀, 造成工作面推进极为困难, 全月共推进8 m, 被迫进行拆除。工作面采用U型通风方式, 漏风通道多, 上覆2-1煤层采空区, 与13区专用回风巷相邻, 上邻D13111采空区。通风系统如图1所示。
2 工作面拆除面临困境
工作面遇断层累计推进了15 m, 由于工作面水文地质条件复杂, 煤矸互叠层的煤层底板遇水易膨胀。在推进至设计终采线23 m时, 工作面80%的支架被压死, 并出现倒架现象, 60#—80#架出现大范围的冒顶, 工作面底板控制困难, 无法推进。自然发火隐患尤其突出。当时, 工作面在38#—42#架、61#—68#架、80#架到上隅角3个区域存在发火隐患, 工作面上隅角CO浓度一度超过100×10-6, 工作面无法按照常规拆除。鉴于工作面条件的复杂性, 对D13131工作面拆除工作进行了安全评估, 给出了封闭意见, 但为了减少损失, 决定采取保障措施对工作面进行拆除。
3 工作面拆除期间防灭火专项技术方案
针对复杂条件的工作面, 采用常规的综合防灭火技术方案无法保证工作面的正常拆除, 经分析研究, 制订了防灭火专项技术方案[1,2]:
(1) 严格控制工作面风量, 采取堵漏措施减少采空区及周边老巷的漏风。
(2) 大量注氮气、阻化剂, 延长采空区浮煤的自然发火期。
(3) 长短结合、扇形大面积地布置防灭火钻孔, 对发火隐患区域进行有效控制。
(4) 排除拆除与防灭火工作的互相干扰, 开设专用防灭火巷道 (图2) 。
(5) 对拆除通道进行扩修加固, 硬化底板, 营造良好的拆除环境。
4 方案实施
4.1 减少采空区及周边老巷漏风
工作面终采后, 在工作面上、下隅角垛1 m厚的土袋墙, 并用黄土糊严;1#—20#架、80#—100#架后尾梁底垛土袋, 并用黄土糊严;沿1#—20#架前大立柱挂风障, 减少向采空区的漏风。
降低工作面风量, 在工作面扩巷、回收刮板机、采煤机期间, 风量控制在350 m3/min左右;下隅角顶板全部垮落后采用局部通风时, 风量控制在250 m3/min左右。
从工作面上、下隅角向外30 m范围内施工防灭火钻孔, 3 m一排, 1排3个呈扇形布置, 孔深6～8 m, 注阻化剂或凝胶进行充填。
加强对工作面周边老巷及上覆煤层老巷闭墙的检查, 发现闭墙漏风及时处理。在工作面上、下隅角布置高位钻孔, 压注化学凝胶进行充填。钻孔布置如图3所示。
4.2 向采空区布置钻孔进行充填
(1) 从支架前梁向采空区施工钻孔, 每架施工2个钻孔, 长短结合, 钻孔终孔位置垂直方向要落在支架顶梁以上5 m, 水平方向要落在支架后尾梁4 m和10 m以上, 钻孔控制范围15 m。钻孔施工好后, 立即注阻化剂以惰化煤体, 然后大量压注化学凝胶进行充填。
(2) 在高冒区60#—80#架另外施工短孔, 终孔落在支架顶梁中部, 垂高离顶梁4 m, 注泡沫水泥和高分子材料 (顶板加固材料) 控制顶板, 在充填高冒区的同时控制了顶板, 为支架拆除提供了良好条件。
4.3 注氮气延长煤体的自然发火期
利用地面CAD-1000制氮机, 通过13采区注氮管路, 采用在工作面下隅角埋管及高冒区插管注氮的方式, 在下隅角埋2根Ø100 mm管与注氮管路相连, 埋深不低于6 m, 高冒区每5架插1个孔注氮, 注氮管路采用Ø50 mm胶管连接, 通过注氮减少采空区的含氧量, 延长煤体的自然发火期。从2010年8月27日到9月30日, 每天的注氮量不低于5 000 m3, 共注氮气21万m3。
4.4 施工专用防火巷
为了使工作面拆除和工作面防火互不干扰, 在平行切眼向外20 m处施工1条防火巷, 在防火巷内每隔3 m施工1个钻孔。钻孔终孔位置垂直方向落在支架顶梁以上5 m, 水平方向要落在支架后尾梁4 m, 钻孔施工采用一次性钻杆, 施工结束后通过钻孔向采空区注水、压注凝胶。并在防火巷和切眼45#架、77#架处施工2条联络巷, 随着拆除工作面的后退, 联络巷和防火巷可以作为回风巷。
4.5 扩修、加固拆除通道, 创造拆除环境
重新扩修工作面切眼, 减小切眼的通风阻力, 减少采空区漏风。沿支架前梁重新做切眼, 切眼宽不小于3.5 m, 高度不小于2.6 m, 既保证了有效通风断面, 又相当于在切眼开了钻场。另外, 由于底板煤矸互叠层遇水易膨胀, 拉架时非常困难, 从装车点到80#架处拆除通道区域底板采用钢筋混凝土进行硬化处理, 为拆除创造了良好的条件。
4.6 加强气体检测, 做好预测预报
增加工作面气体检测的测点, 工作面每5架设2个测点, 支架前梁和后尾梁各1个, 检测瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、氧气和温度, 每班检查次数不少于4次。每天通过采集气样进行光学分析, 分析总结每天气体的变化趋势, 以便及时掌握有害气体的变化情况。加强对工作面周边老巷闭墙内的气体检查, 发现问题立即进行处理。
5 方案实施效果
方案实施完毕, 累计施工防灭火钻孔3 800多m, 注高分子材料20 t, 注泡沫水泥10 t, 注阻化剂16.5 t, 化肥245 t。工作面采空区及存在自然发火危险的三大区域得到了有效控制, 未出现自然发火现象。拆除时间仅用了35 d, 与邻矿相似条件下综放工作面拆除时间104 d相比, 仅用了其1/3的时间, 挽回经济损失5 000多万元, 取得了良好效果。
6 结语
根据现场条件, 采取针对性措施, 做到统筹兼顾系统安排, 加大投入, 确保工作面的防灭火系统完善可靠, 达到使用标准, 为拆除及防灭火工作创造良好的条件。
(1) 工作面回采期间, 特别是遇断层等复杂条件时, 要加强顶、底板的控制, 避免出现压死架和倒架现象。
(2) 工作面在推进过程中, 应加强上、下隅角向外30 m范围内区域内的防灭火管理, 提前注水或预防性注胶, 确保隐患不被甩入采空区, 保障工作面的安全生产和拆除。
(3) 工作面的防灭火方案和措施要根据现场实际情况确定, 采用多种防灭火措施进行综合治理, 以取得良好的防灭火效果。
(4) 要严格落实预测预报制度, 按要求进行气体采样检查, 发现问题及时处理, 做到防患于未然。
摘要：义煤集团杨村煤矿在D13131综放工作面回采过程中遇隐伏断层, 造成工作面支护困难, 煤壁片帮严重, 工作面支架多数压死不能推进, 被迫提前终采拆除。工作面终采前, 受断层影响全月推进了8 m多, 采空区浮煤出现自然发火迹象, 工作面上隅角CO浓度一度在100×10-6以上, 工作面及上隅角往外20 m范围内普遍存在高冒区, 严重威胁工作面的安全拆除。通过多次的现场观察分析, 制订了针对性强的综合防灭火专项技术方案和措施。该方案的实施, 取得了良好的效果, 确保了工作面的安全拆除。
关键词：易燃煤层,综放工作面,断层,安全拆除,防灭火
参考文献
[1]付永水, 李建新.义马矿区煤层自然发火防治技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.
综放面拆除 篇2
陕西郭家河煤矿属于永陇矿区麟北煤田, 为新建的一个新型现代化矿井, 设计生产能力5 Mt/a, 主采煤层为3号煤层, 自然发火期为39 d。煤层顶底板以泥岩和砂质泥岩为主, 灰黑色, 性脆, 易风化, 属稳定性较差的岩体。该矿1303工作面切眼上口煤体节理裂隙发育, 较破碎, 顶板离层, 下沉量较大, 顶板难以管理, 需尽快成面。为有效缓解矿井生产接续紧张的局面, 维护1303工作面切眼顶板安全, 同时避免煤层自燃, 尝试了综采设备两巷快速回撤技术, 极大地提高了综放面回撤效率与安全性。
2 回撤通道巷道布置及支护形式
2.1 回撤通道巷道布置
回撤通道布置形式如图1所示。
郭家河煤矿1301工作面回撤通道由两部分构成, 其一从工作面至回风顺槽运输, 其二从工作面至运输联络巷运输。工作面支架采用从中部分段向两端头拆除的方法, 采用专用的无轨重型支架搬运车实现两端头同时快速运输。
2.2 工作面回撤通道支护方式
郭家河矿1301工作面采用煤机割煤扩回撤通道, 为保证工作面的顺利推进及施工期间的安全, 巷道顶板采用锚、网、索、梁联合支护方式。锚杆采用φ18×2 400 mm, 间排距1 000 mm×800 mm, 金属网采用菱形金属网, 8#铁丝编织, 靠近工作面采空区侧及巷道顶板采用双层网支护, 锚索为φ15.24 mm钢绞线, 间排距3 000 mm×2 400 mm, 锚杆及金属网下使用π型钢梁及单体液压支柱联巷支护, 钢梁一端插入支架前梁, 长度不小于400 mm, 另一端至停采线煤壁, 用单体支撑。钢梁棚布置形式:一架一棚, 棚间距为1 750 mm, 若顶板较破碎, 则采用一架两棚, 棚间距为900 mm, 与工作面推进方向平行布置;一梁两柱, 其中一个单体柱为停采线贴帮柱, 另一柱为支架前端300 mm处[1,2,3]。
3 快速回撤工艺
郭家河矿1301综放工作面设备快速回撤的技术特点是:采用专用的无轨重型支架搬运车、铲车搬运液压支架、采煤机等设备, 利用工作面两端头平行作业, 实现工作面快速回撤[4,5]。
3.1 回撤前的准备工作
3.1.1 地面准备工作
(1) 准备拆卸、起吊、拖运设备用的各类工具, 检修好下井装设备用的支架车、叉车等。
(2) 按要求准备好撤除用的各部绞车 (缠好各类绞车绳、插接好钩头、保险绳) 、开关、电缆、信号、照明灯、泵站, 各种型号的轻、重型滑轮、圆环链、马蹬、液压单体等。
(3) 检修、加工各种通用起吊工具、索具、装车平台等。
3.1.2 末采前准备工作
(1) 在工作面距停采线300 m左右, 采用悬吊梁方式对停采线前100 m、后20 m, 两道200 m范围内三、四角门顶板进行加固。
(2) 工作面上、下端头正对后部溜子及前部溜子处各开一32 t绞车硐室, 铺底厚200 mm, 锚网索梁联合支护。
(3) 安排专人每天现场查看两巷顶底板情况, 确保上、下出口60 m范围内畅通, 确保巷道净高不低于3.5 m, 巷帮顺直、顺平, 巷道肩窝鼓起、坠兜、底鼓等情况提前处理。
(4) 工作面设备拆除运输路线确定。为确保运输路线畅通, 需提前在拐弯处做抹角, 抹角半径不小于13 m, 沿途的不用设备、材料、杂物等需提前处理。
(5) 分别在上、下出口处设置装车平台, 另在拆除溜头、溜尾、煤机处及转载机头、转载机尾、皮带机头、皮带机尾处等相对应处打设起吊锚杆。
(6) 按绞车布置图安装对应的绞车及钢丝绳, 完善好各部绞车信号、红绿灯, 各绞车设置独立的信号, 严禁信号串联。
3.1.3 末采期间准备工作
(1) 工作面距停采线30 m时, 工作面停止放顶煤, 进入末采收面作业程序。根据机头、机尾推进距离差, 工作面在铺网之前溜头、溜尾要按一定的比例调正, 并平推2~3 m, 以利于铺网。收面期间, 采高控制在3.3~3.5 m, 回撤通道内工作面底板割平并下刹200 mm。
(2) 工作面距停采线20 m时, 在上出口沿放顶线上隅角的下侧, 用180 mm×180 mm×1 600 mm方木打木垛, 木垛走向布置, 间隔200 mm, 木垛个数视现场实际空间大小而定, 防止上下隅角顶板提前垮落。下出口下隅角的上侧木垛在端头支架拆除后补打。
(3) 工作面距停采线16 m时, 开始铺网上绳, 即上第一根绳并开始全面铺设单层金属顶网。工作面距停采线14 m时, 开始上双层金属网、第二根绳。双层金属网直铺至停采位置, 帮网再延单层网, 垂至距底板1 m。沿工作面走向每隔800 mm上一道钢丝绳, 钢丝绳要平行布置, 该工作面收面共上10道φ28 mm钢丝绳。
(4) 工作面下出口距停采线13 m时, 下端头架上挑13根6 m长的工字钢 (或π) 型钢梁;工作面上出口距停采线9 m时, 上端头第一架上挑9根6 m长的工字钢 (或π) 型钢梁, 一端搭在上下端头支架上, 间隔1 m, 另一端支到上、下帮的煤壁, 确保钢梁在端头支架顶梁上, 用单体架设抬棚, 一梁三柱, 抬棚单体紧贴煤帮。
(5) 工作面距回撤通道7.6 m时, 开始打第一排锚杆。回撤通道内第一排锚索布置在第四排与第五排锚杆之间, 第二排锚索布置在第七排与第八排锚杆之间, 距停采线1.4 m, 排距2.6 m, 间距3.0 m, 锚索长度视顶板情况变化调整, 确保锚索在坚硬顶板岩石里1.5 m以上, 间排距3 000 mm×2 400 mm。施工过程中发现围岩受采动影响, 顶板变化较大时, 及时加密锚索。
(6) 工作面支架前梁上方通过三排锚杆后停止移架, 打出护帮板, 在护帮板前100 mm打一带帽点柱, 柱距1 750 mm, 单体柱帽处用12#铁丝与支架或顶部锚网拴牢, 并将前部运输机推移头销子取掉, 用铰接梁或液压单体将运输机向前推, 当推第一刀时使用铰接梁顶前部溜子, 铰接梁一端顶在支架的推移头凹窝内, 另一端顶在溜槽推移销孔内, 铰接梁必须用10#铁丝与销孔拴好, 以防弹射伤人。当推第二刀、三刀等时用单体将运输机向前推, 并用10#铁丝与支架底座或电缆槽联好, 以防打滑弹射。顶溜时人员站在架内安全地点, 用支架操作阀实现远距离供液, 供液时必须缓慢供液, 每次推移步距0.8 m。
(7) 当回撤通道成型后即在支架前梁下打木垛, 沿工作面方向布置, 每隔20架打1个, 端头各加打2至3个, 中间架木垛视工作面支架高度及压力情况可在拆架前补齐, 并在回撤通道内架棚。架棚梁使用6.5 m的л型钢梁, 机头、机尾抹角段上7.5 m钢梁, 新扶钢梁一端搭在支架梁头上, 另一端至煤帮, 与工作面推进方向平行布置, 棚间距1 750 mm, 要求一架一棚 (顶板破碎时一架二棚) , 将原支护的带帽点柱改至钢梁下, 扶棚时将带帽点柱放掉, 每次放柱不得超过两架。
3.2 工作面支架的快速回撤
3.2.1 回撤通道通风管理
工作面液压支架回撤是从工作面中部开始抽出, 为了防止采空区中部随着液压支架的抽出, 采空区上部矸石下沉垮落阻断风流, 需要在回撤通道贯通后对工作面通风系统做出调整。即在I盘区回风道、运输联络巷分别打设两道风门, I盘区回风道风门外 (远离I盘区西翼回风道侧) 、运输联络巷风门外 (远离1301皮带顺槽侧) 分别安设2台45 k W局部通风机, 用于工作面回撤期间向工作面回撤通道供风, 并将风筒分别延设至工作面回撤通道中部。
3.2.2 支架回撤
拆除回收支架前, 首先将工作面的支架全部补足压。在距离被拆除支架的前方15~20 m处支架底座前、前梁下, 布置1台JSDB-19型双速多用绞车, 作为支架拆除时抽架、支架调向用, 支架拉出后需及时挪移。
(1) 液压支架拆除方法。拆除液压支架时采用抽架法, 在老空侧掩护支架推移头销孔内上好预加工的螺栓和滑轮, 底部帽上满丝, 将迎头调架用绳头穿过掩护支架推移头上的滑轮, 销在被拆除支架的推移头销孔内并上好销, 将被拆支架推移千斤顶伸出, 等调向绞车收紧后闸住, 在进行撤架之前所有人员躲至安全地点, 然后再将被拆除支架降架, 收推移千斤顶, 使被拆支架前移, 每一循环前移800 mm, 如此反复, 当被拆支架前移至煤帮约500 mm时, 掐开与掩护支架连接的链环, 开动调向绞车, 将被拆支架拉至与回撤通道平行后, 由绞车硐室内的回柱机将支架牵引至装车点。当被拆支架抽架困难时, 用单体、支架后尾梁插板, 配合回柱机抽出支架。当被拆支架调向后拉至装车点, 随即用支架搬运车回收, 利用同样的方法依次向端头拆除。由中间往两头拆除时, 两组拉茬距离不小于17.5 m (10架) 。
(2) 掩护支架的调设方法。采用掩护支架配合液压单体、木点柱等支护拆除空间。掩护支架的布置:当第一架拉出后进行调向与回撤通道平行, 利用液压单体往后倒, 使被拉出支架前梁距下一被拆支架的前梁滞后200 mm, 距煤壁800 mm, 作为第一掩护支架, 同样的方法再将第二掩护支架支到与第一掩护支架滞后500~800 mm处。掩护支架在拉出第一支架后, 伸出护帮板, 在拉出第二架后, 利用绞车硐室内的回柱绞车拉住掩护支架的推移杆往前移。拉掩护支架时先拉靠老空侧的掩护支架, 伸足劲后再拉第二架, 每拉一次步距为3.5 m, 循环前移, 顶板不好时步距为1.75 m。
(3) 最后两架掩护、两架过渡支架的撤除。采用先将掩护架拉出, 后用自拉自迈步前移的方法将过渡支架撤除。将采空侧单体换成木点柱打密集、掩护架降下, 用绞车拖移调向运走, 将抬棚换成密集, 同法将采面前侧掩护架撤走, 并将掩护架位置处的所有单体回收, 垂直工作面打一排木垛, 撤走绞车。回撤过渡支架时, 用回柱机的钢丝绳穿过被拆除过渡支架的邻架前梁机械孔, 邻架伸足劲, 绳头穿在被拆支架的推移梁头销孔内, 回柱绞车钢丝绳带上劲, 收被拆支架推移梁使其前移, 用同样的方法拉移邻架, 循环前移端头支架, 当端头支架拉移出后用支架搬运车回收, 如果顶板压力不大, 可用支架车直接拉移运走。拉出这两架过渡支架后, 要在架后打木垛, 以防顶板随支架垮落。
4 结论
陕西郭家河煤矿辅助运输全部实现了无轨胶轮车运输方式, 全部运输线路的路面均实现了混凝土硬化。通过提前加强运输线路的围岩支护质量、改造运输线路, 采用两端头同时运输, 利用大功率支架搬运车和多功能车装运综采设备等手段, 仅用15 d实现了快速搬家倒面, 大大提高了设备使用率, 使综采工作面设备快速回撤后能及时安装到新的工作面投产, 维护了1303切眼顶板安全, 增加了生产时间, 同时避免了煤层自燃的危险及有效缓解了矿井生产接续紧张的局面, 创造了可观的经济效益和社会效益。
参考文献
[1]何满潮.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社, 2004
[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994
[3]张岩, 位长河, 杨广利.锚杆锚索加钢带梁联合支护在综放面快速安装及回撤中的应用[J].煤矿开采, 2008, 13 (2) :65-67
[4]万镇, 吴士良.综采工作面回撤通道矿压观测研究[J].煤矿开采, 2009, 14 (1) :85-87
综放面采空区煤炭规律的测定分析 篇3
采空区自然发火严重威胁着矿井安全生产, 是综采放顶煤工作面实现高产高效的主要障碍之一。合理确定煤层自然发火指标气体以及采空区自燃“三带”范围, 通过“三带”测定来指导生产, 并对采空区自然发火预测预报以及采取合理有效的防灭火技术措施提供重要的科学依据。
1 工作面的概述
朱仙庄煤矿873采区综放工作面, 该工作面长度为140 m, 走向长平均380 m, 倾角8°, 属缓倾斜煤层, 割煤高度2.4 m, 放煤高度6.5 m, 采空区顶底板岩性均为泥岩、砂岩, 煤层自然发火期为3～6个月, 最短为25 d。煤尘爆炸指数33%～39%, 有爆炸危险。
2“三带”划分依据
根据朱仙庄煤矿873煤层属于气煤, 易自燃厚煤层, 自然发火期短的特点及参考国内外的一些划分依据, 采空区按氧浓度划分煤炭氧化自燃“三带”的指标参数采用:不燃带:O2>15%;自燃带:15%>O2>5%;窒息带:O2<5%。
采空区内的温度变化, 也是作为“三带”划分的补充依据。如果采空区已有氧化发热, 则温度监测能明显地测量出采场温度的变化规律, 可以作为划分“三带”的指标参数;但若采空区无氧化发热, 则温度的测定只能作为参考因素[1]。
3873综放面停采封闭期间煤层氧化规律的测定方案
3.1 温度的测定
温度的测定主要使用AD590温度传感器, 其为恒流源型温度传感器, 精度高, 采用双绞线作为测温导线, 消除了线间电容的影响, 因此检测精度不受井下长度的影响。AD590温度传感器采用专用仪表测温。
3.2 气体成分的测定
气体成分测定系统由预设取样管、抽气筒、联样球芯和气相色谱仪组成。管路布置点与温度测点重合。测试气体成分为:氧气、氮气、一氧化碳、二氧化碳、甲烷以及烷烯烃类气体。
3.3 测点的布置
束管和热电偶的布置方式采用沿工作面采空区倾向埋管的方式。873综放面平均长度140 m, 整个工作面共85个支架, 由于现场条件的限制, 在工作面支架后部采空区侧沿倾向共设5个测点。测点设置示意图如图1所示。其设置位置如下:
1#测点:设置在6号支架后部, 距离进风顺槽11 m;2#测点:设置在20号支架后部, 距1#测点21 m;3#测点:设置在44号支架后部, 距2#测点36 m;4#测点:设置在66号支架后部, 距3#测点33 m;5#测点:设置在回风巷, 距4#测点38 m。
4 封闭期间煤层氧化规律测试结果分析
4.1 采空区氧气浓度测定结果及分析
朱仙庄煤矿873工作面采空区氧气浓度实测结果如图2所示。
采空区氧气浓度实测结果表明: (1) 由于煤层顶板为松软岩石, 采空区顶板垮落时, 冒落的顶板压实程度较好, 采空区漏风较少, 工作面推进3～5 m后氧气浓度就迅速减少。 (2) 各测点氧气浓度下降的趋势为:靠回风侧5#测点下降最快, 靠近进风侧1#最慢。实测结果充分说明了“一源一汇”工作面的采空区漏风流场与漏风变化规律为采空区中部靠进风侧漏风较大, 回风侧较小。 (3) 各测点在距工作面超过13.6 m后, 氧气浓度都下降到5%以下的窒息浓度而进入自燃惰化区域。各测点进入惰化区域的顺序为:1#为13 m、2#为12.7 m、3#为13.6 m、4#为10.3 m、5#为10.9 m, 这一规律与采空区漏风流场分布相符。
采空区“三带”范围如表1所示。
从采空区氧气浓度的分布规律分析, 873工作面采空区“三带”的范围应是从工作面后溜子向采空区的距离:不燃带<3～5.2 m, 自燃带3～13.6 m, 大于13.6 m为窒息带。因873工作面是标准的“一源一汇”, 故在进风测的测点1#自燃带较宽, 回风侧测点5#较窄, 这符合采空区漏风风流规律。
4.2 采空区其它气体的实测
从873综放工作面采空区实测结果表明:CO释放量进风侧的1#、2#测点较高, 3#、4#、5#逐渐降低。进风侧靠近新鲜风流, 氧气浓度充足, 通风供氧条件好, 煤的氧化相对强烈。回风侧供氧条件稍差, 氧化速度相对较缓。CO的浓度分布, 符合采空区“三带”的分布规律;CO2浓度实测结果分析可知, 采空区煤炭氧化最剧烈的区域为距工作面10～12 m的范围内, 与CO得出结论相同。整个测量过程中, 乙烷、乙烯、乙炔气体浓度均为0。由于在实测过程中采空区煤炭氧化平缓, 没有较高温度的出现。因此, 不存在这三类气体。随着测点距工作面距离的增加, 各测点CH4释放量也相应逐渐增加。各测点CH4浓度的最高值分别为:2#为10.2 m、10.2%;3#为48.7 m、12.3%;4#为37.3 m、11.2%;5#为33.3 m、10.8%;1#测点由于F5断层的影响, 导致工作面漏风较大, 因此瓦斯浓度较小, 在48.7 m时仅为3.24%。实测结果说明各测点甲烷浓度较高, 最高达到12.3%。工作面采空区存在高浓度瓦斯集聚, 应加以重视, 采取相应措施, 防止瓦斯事故的发生。
4.3 采空区温度实测分析
873工作面采空区温度实测结果如图3所示。
对采空区温度实测分析可知: (1) 从温度曲线分析可以看出, 9月16日时氧化温度最高在32℃～34℃, 随着工作面的推进, 各个测点的氧化温度便一直徘徊在29℃～34℃之间, 在11月11日时, 测点氧化温度降到26℃～31℃, 说明873工作面由于冒落矸石压的较严实, 漏风也较为微弱, 因此不存在氧化自然发火的可能。 (2) 873工作面采空区温度实测期间, 各测点温度都不高, 说明测试期间工作面没有氧化自燃现象。
5 结论
(1) 由氧气浓度法可得出, 873工作面采空区“三带”的范围应是 (从工作面液压支架后溜子向采空区的距离) :不燃带<3～5.2 m, 自燃带3～13.6 m, 大于13.6 m为窒息带。因s873工作面是标准的“一源一汇”, 故在进风测的测点1#自燃带较宽, 回风侧测点5#较窄, 这符合采空区漏风风流规律。
(2) 整个实测过程中, 乙烯气体浓度均为0, 且各个测点的温度一直徘徊在29℃～34℃之间。结合朱仙庄煤矿煤样实验分析可知, 当温度上升到80℃以上时, 煤中才可能释放出乙烯气体。因此, 可看出873工作面压实条件较好, 漏风微弱, 很难氧化自燃。
(3) 朱仙庄煤矿为高瓦斯矿井。实测结果说明朱仙庄矿873工作面采空区瓦斯浓度较大, 在距工作面后溜子4～5 m后, 瓦斯即进入爆炸范围, 在距工作面8～14 m时进入瓦斯爆炸的最强区域。因此, 工作面采空区存在瓦斯爆炸的可能, 应引起重视, 加强对采空区的瓦斯治理工作, 同时要加强瓦斯引爆火源的管理工作。但是在873综放工作面特定条件下, 采空区氧气浓度在测点距工作面4 m以后即下降到12%的失爆界限以下, 这对于防止瓦斯爆炸事故的发生极为有利。
(4) 影响自然发火的主要因素是推进速度和采空区的自燃风速分布。
摘要：根据873综放面采空区温度和气体成分的现场实测结果, 利用氧气浓度法划分出采空区自燃“三带”分布范围, 分析了采空区自热规律及气体成分变化规律, 对采空区自然发火预测预报以及采取合理有效的防灭火技术措施提供重要科学依据。
关键词：综放面,采空区,三带
参考文献
综放面拆除 篇4
鹤岗矿业集团兴安煤矿三水平北18#煤层三区三段走向长壁后退式综放工作面,平均煤厚9.5 m,倾角17°～22°,走向长620 m,倾斜长164 m,工作面采高2.5 m,放煤高度7.0 m,全部垮落法控制顶板,U+L型通风方式,配风960 m3/min。18#煤层自然发火期为6个月,为易自燃煤层。内错尾巷距轨道平巷10 m留顶煤布置,回风量50～100 m3/min。
2采空区发火经过
2007年11月24日8:50,当工作面推过380 m时,瓦检员发现从输送机头往上146 m处支架上方有明火,并且该区的2个回风井CO浓度分别为1 250×10-6和3 571×10-6,说明工作面已着火。起初考虑该区域回风侧有浓烟,能见度低,CO 浓度高,无法同时封闭进、回风巷道,经研究决定,先封闭胶带运输巷,切断进风流。22:35消火区在三段总胶带运输巷防火门套处施工1道板闭,利用束管对板闭内氧气进行观测。然而,25日1:13和7:00火区内发生2次爆炸,摧毁胶带运输巷临时板闭。
25日9:00,救护队员分别在胶带运输巷反上、专用巷、轨道石门3处安装束管,对火区内气体、温度进行连续采样观测及化验分析。结果显示:CO浓度为3 571×10-6、CH4浓度为5%～8%,说明火区内供氧充足,火势正在蔓延,极有可能引发瓦斯爆炸、风流逆转、火风压等事故。当时的关键任务就是如何最快阻止向火区供氧。
3火区封闭
3.1水封火区
该采煤工作面胶带运输巷南北有一定的高差,呈宽缓的U形槽,而工作面下端头正处在槽底,如果封住胶带运输巷二石门反上的灌浆放水管则可构成1个封闭区域。技术人员发现,专用回风石门内的29#孔孔底恰好落在输送机头向上77 m的采空区中,且灌浆效果良好;该区段下部四段已经回采,火区放出的水直接排入四段采空区。至此,具有封闭区域、良好的供排水通道,运用水封来切断胶带运输巷进风的方案已经形成。
继续利用29#孔向火区连续灌水;破四段总轨道运输巷密闭,由救护队进入胶带运输巷二石门将胶带运输巷二反上3个放水管封堵憋水;在停采轨道运输巷石门、胶带巷运输巷石门实时检查是否仍有风流进入火区。至28日23:20,从胶带运输巷停采反上、胶带运输巷三反上(走向反上)开始出水,火区进、回风侧均无风向,表明对胶带运输巷实现成功封闭。此时,胶带运输巷往北存水190 m,憋水最终地点如图1所示。
3.2完全封闭火区
为了彻底封闭火区,矿井决定永久封堵三区三段的所有进出地点。于是,28日消火区在三段总胶带运输巷距胶带运输上山5 m处施工耐爆密闭墙1道,充沙230 m3、充灰50 m3,永久封闭胶带运输巷。12月1日,救护队在停采轨道运输石门与边界下山交会口以里50 m施工1道临时板闭、2道永久密闭、1道耐爆密闭墙,充沙300 m3,永久封闭停采轨道运输石门。2日,救护队在专用回风巷反上高顶插管、底弯处施工耐爆密闭墙1道,充沙160 m3,永久封闭专用回风石门。巷道各处永久密闭、耐爆密闭墙如图1所示。
4自燃原因分析
三区三段18#煤层综采放顶煤工作面采用U+L型通风方式,进回风巷都沿煤层底板布置,内错尾巷距轨道平巷10 m留顶煤布置。2008年8月13日,火区启封后发现:①回风巷与尾巷间煤柱小,引起2条巷道压力集中,导致顶煤下移、巷道断面缩小而不得不拉底,2次拉底使得尾巷与回风巷间煤柱松动;②内错尾巷留顶煤施工、锚杆支护,工作面采煤而未放煤前,尾巷顶煤与顶板离层,形成抽漏而断面减小;③向尾巷与回风巷间煤柱灌注的粉煤灰沿裂隙渗入尾巷堆积,导致尾巷断面进一步减小。尾巷周围及两巷间煤柱在工作面开采前后变化如图2所示。由于断面严重缩小,使得内错尾巷中长期处于微风状态,周围被压酥的煤体氧化聚热处于“隐燃”状态,当工作面采过周期来压后,“隐燃”点供氧充足发展为明火,形成火区。
5内错尾巷布置
从事故原因分析看出,内错尾巷的位置、尾巷与回风巷的合理距离、尾巷中风量的变化等,对于防止采空区遗煤自燃、排放工作面瓦斯有着重要意义。因此,必须分析内错尾巷的通风特性与位置,考虑注粉煤灰的时间及布孔位置。优化布置综采放顶煤工作面的巷道系统、选择合适的瓦斯治理方式和防火技术手段就非常关键。
5.1内错尾巷通风特性
内错尾巷超前布置在工作面上方,易受采动影响而形成沟通裂隙甚至塌落,导致风流不经过采空区直接从工作面上方流入尾巷,从而大大减弱采空区瓦斯排放力度[1]。同时,为了防止内错尾巷与回风平巷之间的煤柱、顶煤自燃,向其内布钻注灰,部分粉煤灰被挤出堆积在尾巷中,并且尾巷极少维护,在矿压作用下,尾巷易被压缩变形。这样在尾巷的通风断面不能保持稳定,一旦被堵塞或巷道发生变形,通风断面就会减小,通风阻力增大;基本顶周期来压过后,通风断面又会变大,通风阻力减小。因此,尾巷通风状态的变化会对综采工作面通风产生不利影响。根据氧气浓度和风速来综合划分氧化升温带,并进行模拟[2](图3、图4)。
(1)尾巷阻塞时。
如图3(a)所示,在倾向上,压差从进风侧向回风侧依次减小且回风侧压差比尾巷通畅时梯度更大。由于尾巷瓦斯排放能力减弱,大量瓦斯从采空区涌入工作面,易导致上隅角瓦斯浓度超标。如图4(a)所示,此时,尾巷风流减小,氧化升温带前移,特别是尾巷周围被压酥的煤柱原来处于散热带,现在转变到氧化升温带,使自然发火区离工作面更近,工作面发火几率增大。此时应注意预防工作面附近采空区遗煤和尾巷煤柱自燃,上隅角瓦斯很容易超限。
(2)尾巷通畅时。
如图3(b)所示,在回风处,采空区压差相比尾巷阻塞时梯度变化较小,说明尾巷风量较大;在进风侧处,压差则相对变化不大。如图4(b)所示,原先聚集在采空区的瓦斯大量涌入尾巷,缓解了上隅角瓦斯涌出问题,此时采空区氧化升温带在回风侧延长,并远离工作面。因此,随着氧化升温带的向后推移,原先处于窒息带的遗煤、回风平巷旁未放掉的煤柱由于氧气供给量上升转化到氧化升温带,加速了煤氧复合,给后部遗煤自燃创造了有利条件。此时就应该注意预防采空区深部遗煤和回风平巷旁未放掉的煤柱自燃,上隅角瓦斯浓度下降明显。采空区“三带”随尾巷通风状况在动态变化,使得在不同的时间预防采空区不同位置的遗煤自燃,并调整相应的瓦斯治理方式。
5.2内错尾巷的位置
根据巷道围岩控制理论与U+L型采空区瓦斯运移规律,内错尾巷平面上应布置在回风平巷围岩松动圈外的稳定岩层中,垂直面上应布置在煤层顶板岩层或附近上邻近层中。这样既可保持巷道畅通稳定,又不会产生“隐燃点”和微风区(图5)。
6结语
(1)水淹法能够快速封闭火区,但使用这种方法有一定的条件[3]:①充分利用巷道条件,实现真正“封闭”,否则,水始终不能充满整个通风通道,达不到封闭火区的目的;②必须有快速供水的通道,水源要充足;③封闭通风通道的水量不能太大,如果达到几万甚至几十万立方米,那么火区启封后排水、恢复工作面生产的工作量也比较大;④如果有多个进风通道则很难实现快速封闭火区。
(2)内错尾巷尽可能布置在顶板岩层或附近上邻近层中,且在回风平巷松动圈以外。
(3)对易自燃特厚煤层综放工作面,尽可能选择U+L型通风方式配合走向高抽巷治理工作面瓦斯,对深部采空区遗煤和未放煤柱及时注浆封闭。
参考文献
[1]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.
[2]周福宝,刘玉胜,刘应科,等.顶板高位巷通风特性及对采空区煤自燃的影响[C]//陈宝智,李刚.2010(沈阳)国际安全科学与技术学术研讨会论文集.沈阳:东北大学出版社,2010:257-261.
综放面拆除 篇5
1 工作面概况
耿村矿12200综放工作面位于西二采区西翼,其上部的煤层已回采完毕,该面回风巷距已回采的同一煤层12180工作面运输巷12 m,西至矿区边界断层,南部为未开采的2-3煤实体。工作面地面标高+620～+651 m,煤层倾角8°～12°,工作面平均走向长885 m,煤层厚12.2～18.3 m,平均厚14.87 m。工作面地质构造较简单,煤层整体呈一向南东倾斜的单斜构造,但煤层结构较复杂,层理紊乱,煤层酥软。煤层含有夹矸3～5层,均为不稳定泥岩,平均累厚1.1 m;顶板上部为泥岩、砂质泥岩的互叠层,下部为灰色及深灰色细砂岩;底板上部为煤矸互叠层,灰褐色,易碎,镜面发育,下部为细砂岩粉砂岩互层,灰色—灰黑色,局部含煤屑。
工作面布置ZF7000/18/28型放顶煤液压支架,支架中心距均为1.5 m,最大控顶距5.35 m,最小控顶距4.65 m,全封闭过后自行垮落式控制顶板。机采高度2.6 m,放顶煤采全高,采用两刀一放(自下而上隔一架放一架)多轮循环顺序的放煤工艺流程,放煤步距1.2 m。工作面放顶煤液压支架共117架,高1 800～2 800 mm;工作阻力6 925～7 064 kN;支架强度为1.03(1.05) MPa;初撑力为5 649～5 704 kN;底板比压≥2.5 MPa。
2 矿压观测方案
矿压观测采用KJ-216型综放支架压力监测系统,以获取该工作面矿压实时变化数据。工作面长186 m,使用10个压力传感器,观测10台液压支架受力情况。将10个压力传感器分别安装在第3#、16#、31#、45#、57#、71#、84#、95#、104#、117#架上,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。压力监测系统布置如图1所示。
3 观测结果分析
3.1 工作面顶板活动规律
图2为工作面支架工作阻力随工作面推进的变化情况。 由图2和工作面顶板来压观测数据(表1)可知,工作面顶板平均来压步距为10.5 m,根据支架时间加权阻力超过来压阻力阈值期间的工作面推进度即循环数,确定每次周期来压的影响范围,来压期间影响范围平均为2.1 m,动载系数平均为1.54。来压期间,支架循环末阻力平均为4 092.3 kN/架,占支架额定工作阻力的58.5%,时间加权工作阻力平均为3 783.3 kN/架,占支架额定工作阻力的54%;非来压期间,循环末阻力平均2 837.8 kN/架,占支架额定工作阻力的40.5%,时间加权工作阻力平均为2 349 kN/架,占支架额定工作阻力的33.6%。
注:Pm为时间加权平均阻力;Pt为循环末阻力。
3.2 工作面支架承载特性
为掌握工作面支架的承载特性,根据所测数据绘制的支架工作阻力频率分布如图3所示。结合图3和表1,对12200综放面采用的ZF7000/18/28型液压支架的承载特性进行评价。
(1)支架实测初撑力平均值1 994.319kN/架,占支架额定初撑力(5 649 kN/架)的35.3%,不能满足文献[5]的要求。由于该工作面埋深为500 m左右,煤层特厚但地质条件较为简单,所以工作面在正常回采期间来压现象并不明显。经过现场观测,回采期间工作面中部时常出现片帮现象,所以应通过适当增加支架的初撑力来解决回采期间工作面片帮问题。由上述分析可知,12200工作面支架初撑力普遍偏低,现场支架的初撑力在不满足文献[5]的要求下仍然能够正常回采。
(2)支架时间加权平均工作阻力为2 571.522kN/架,占额定工作阻力(7 000 kN/架)的36.74%。其中支架时间加权平均阻力大于5 000 kN/架的比例为1%。在顶板周期来压期间,时间加权平均工作阻力的最大值为5 387 kN/架,占最大工作阻力的77%。由此可以看出,此类支架在该采煤工作面应用工作阻力还有一定的富余量。
(3)支架循环末阻力平均值3 003.679kN/架,与额定工作阻力(7 000 kN/架)的比值为42.9%。其中支架循环末阻力大于5 000 kN/架的比例为5.1%。在顶板周期来压期间,支架循环末阻力的最大值为6 647 kN/架,占最大工作阻力的94.96%,而支架最大工作阻力在其间仍然剩余5.04%,这说明ZF7000/18/28型液压支架在此工作面应用是完全可以支撑住顶板的。
3.3 支架适应性分析
工作面支架良好的适应性,体现在使工作面具有良好的支架—围岩关系,以确保对顶板的有效维护和控制。具体讲就是支架具有合理的支护参数,如初撑力、额定工作阻力和适宜的结构功能,以适应基本顶周期来压活动规律的影响,并且在此期间能够对顶板起到良好的控制作用[5,6,7]。该矿12200综放工作面使用ZF7000/18/28型液压支架,在所测的近100个循环中,该工作面经历了多次基本顶周期来压。来压期间,支架循环末阻力平均值为4 092.3 kN/架,占支架额定工作阻力的58.5%;时间加权工作阻力平均值为3 783.3 kN/架,占支架额定工作阻力的54%。
由支护阻力的区间分布统计分析结果可知,支架时间加权平均阻力和循环末阻力大于额定工作阻力70.0%的比例分别为1.0%,5.1%。因此,支架在保证支护系统安全可靠的情况下其额定工作阻力仍有较大的富余量,说明ZF7000/18/28型液压支架的支护参数适应该矿12200综放工作面的顶板活动规律。
4 结语
(1)在所观测的4次周期来压中,工作面顶板破断失稳来压步距分别为10.2,6.0,12.0,13.8 m,平均10.5 m。来压期间影响范围为1.2～3.0 m,平均2.1 m。
(2)周期来压实测过程中,工作面周期来压的动载系数最大1.876,最小1.325,平均1.540,来压显现强烈,应在今后回采过程中加强顶板控制。
(3)支架初撑力平均值占支架额定初撑力的35.3%;时间加权平均工作阻力占额定工作阻力的36.74%;循环末阻力平均值占额定工作阻力的42.9%。12200工作面的支架初撑力小于额定初撑力的70%,支架初撑力普遍偏低。因此,在特厚煤层综放工作面,应提高支架初撑力,加强对顶板的支护作用,以适应该煤层顶底板条件。
(4)ZF7000/18/28型液压支架在保证支护系统安全可靠的情况下,其额定工作阻力仍有较大的富余量。因此,ZF7000/18/28型液压支架的支护参数适应该矿12200综放工作面的顶板活动规律。
摘要：针对耿村煤矿综放工作面煤层特厚和结构复杂的特点,通过对该矿12200工作面现场矿压观测,得出特厚复杂结构煤层综放工作面的矿压显现规律。结果表明:在4次周期来压中,平均来压步距10.5 m,来压影响范围平均为2.1 m;工作面周期来压的动载系数最大值平均为1.54,来压显现强烈。实测初撑力平均值为1 994.319 kN,支架初撑力普遍偏低,应提高支架初撑力。
关键词：综放工作面,工作阻力,矿压显现规律,周期来压
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综放面采用双架掩护回撤安全高效 篇6
西川煤矿结合1107综放工作面情况, 在总结1103面及1105面回撤的经验上对1107面进行回撤, 采取2台掩护液压支架的方法, 有效解决了工作面的顶板切顶现象, 为快速、安全回撤工作面支架创造了优越的条件。
1 工作面概况
西川煤矿1107综放工作面采用走向长壁式采煤法, 倾向长度为150 m, 采高3.0 m, 放煤高5.3 m, 采放比1∶1.77;直接顶为粉砂岩, 底部含大量植物化石碎片, 夹煤线, 中部夹细砂岩薄层, 波状层理;基本顶为中粒砂岩, 分选型中等, 次棱角状, 泥钙质胶结, 夹粗砂岩薄层等。
该工作面需要回收的设备主要有:采煤机、前后部刮板输送机各一部、液压支架、转载机、破碎机、胶带输送机、开关列车等, 工作面液压支架布置101架, 其中过渡 (端头) 液压支架ZF6400/17/32H布置7架, 靠近回风顺槽上口 (1105综放工作面采空区) 布置4架过渡支架, 靠近下口布置3架过渡支架, 过渡支架的安装要求不放顶煤, 主要是维护两道出口的安全, 放顶煤液压支架布置94架, 支架型号ZF6400/17/32。
1107综放工作面顶板压力大, 从30架到80架顶板离合, 工作面回采主要是沿4-1与4-2煤层分界线进行回采, 机采割下分层4-2煤层高3.0～3.5 m, 放上层煤4-1顶煤高5.3 m, 工作面回撤时顶板不好控制;底板为软岩, 支架运输困难, 采取在扩刷巷道内钉轨道至迎头30 m, 同时在30 m轨道接头末端安装爬车器, 便于支架装车, 爬车器的使用解决了装车困难的难题。
2 支架回撤方案
架前扩刷巷道, 保证支架回撤运输空间, 利用工作面1#JH-20T回柱绞车配合迎头6#掩护支架导向滑轮把支架从采空区拖出, 其次借用单体液压支柱配合回柱绞车使支架转向, 再经2#JH-20T回柱绞车把支架牵引到爬车器位置, 最后经上出口JH-30T回柱绞车把35#支架拖入到大平板车, 经单体液压支柱调正重心, 使用4个M24×210 mm螺栓配合专用捆车器, 捆扎牢固装车外运。回撤工作面绞车布置如图1所示。
3 工作面拆除支架
3.1 下出口过渡 (端头) 支架的拆除
在拆除过渡 (端头) 1#、2#、3#支架之前, 首先在过渡支架1#架下侧布置1～2个木垛减小空顶面积, 其次在2#架前支设专用起吊锚索作为起吊、生根点安装导向滑轮。迎头支架工缩完1#支架延长段, 做好准备工作, 借用距迎头30 m的1#JH-20T回柱绞车配合导向滑轮, 把支架从采空区拖出2 m到扩巷中间, 然后借用单体液压支柱配合1#JH-20T回柱绞车进行转向90°, 再借用工作面30 m处2#JH-20T回柱机把1#架拉到爬车器上部装车外运。在拆除2#架之前, 靠煤壁侧布置一个木垛, 加强顶板支护, 然后分别拆除2#、3#架, 拆除方法同第1#架。
3.2 2台掩护支架的布置及三角区的顶板支护
选用性能良好的中间液压支架, 确保支架不卸载、不自降;在选用5#、6#两架中间液压支架作为双掩护液压支架时, 首先在5#架下端三角区布置3～4排走向架棚支护, 排距1.5 m, 柱距1.0 m, 回料时做到先支后回, 退路确保安全畅通。三角区顶板支护如图2所示;借用架前专用起吊点和单体液压支柱把被拆下的支架从采空区拖出, 借用单体辅助转弯调向成90°, 沿巷道倾向布置, 双掩护液压支架成对使用;5#支架前梁的上侧以35#支架的平衡千斤顶尾端对齐, 距35#架0.5 m间距;5#、6#两台支架间距小于等于0.5 m, 其中6#支架距煤壁控制在1.0～1.5 m之间, 严禁大于2.0 m。
3.3 掩护支架的使用
拆除第一架, 掩护支架交替迈步移动, 移动步距1.5 m;每次移动前, 及时回撤被拆支架的单体和长钢梁, 清理干净架前底座箱的浮煤及杂物, 便于被拆支架回收, 待支架拉出采空区, 对于移动支架时碰倒的单体及时恢复, 严禁大面积空顶作业;支架从采空区拉出时, 要求带压擦顶移架, 做到少降快移;同时对支架顶梁铰接处有刮金属网的, 借用单体进行处理, 严禁硬拉硬拽, 损坏人工假顶。
3.4 使用掩护支架注意事项
双台掩护支架有卸载或不完好现象立即处理, 严禁带病作业;同时确保支架有效初撑力, 达到规定要求;靠煤壁侧6#支架距煤壁1.0～1.5 m, 严禁大于2.0 m, 超过1.5 m时, 借用单体及时调正, 2台掩护架间距保持在0.5 m, 有利于维护三角区域的顶板管理工作;掩护支架每向前移动1.5 m, 双台掩护支架前、后立柱升足劲, 顶梁紧贴顶板, 确保有效初撑力;使用靠煤壁侧6#掩护支架前梁销孔作为导向滑轮的生根点, 使用工作面1#JH-20T回柱绞车牵引被拆支架时, 要求现场作业人员躲开绳道, 转移到支架操作箱内, 使用1#JH-20T回柱机牵引时, 由专职验收员验收合格后, 到达安全地点向信号工发出信号进行施工作业;选用声光信号配合口哨作为发送信号, 严禁使用矿灯或喊话作为信号;支架从采空区拖出时, 使用单体液压支柱进行辅助调向时, 单体液压支柱与支架生根点接触处使用木楔, 防止操作时打滑误伤作业人员, 要求施工人员应远距离控制注液枪;施工人员离开回柱绞车时, 要求开关打零位并挂牌管理, 防止其他人员误操作。
4 对比
据不完全统计, 1103工作面在拆除支架时损坏单体多达100根, 压断π型长钢梁45根, 为煤壁侧护顶多打木垛27个, 仅损坏的材料价值约362 960元。而1105工作面、1107工作面拆除时单体损坏率为零, 木垛少打20个, 直接节约资金317 600元。1103面在拆除中小班回3架是好成绩, 而1107面小班创下回5架的新纪录, 效率提高60%。在1103工作面因单架掩护控顶不好, 导致顶板下沉快, 两次压死掩护架和多次拉断钢丝绳。而1107面使用双掩护支架使顶板处于相对稳定状态, 现场人员便于操作, 杜绝了拉断绳飞钩事故。
5 结论
1103工作面采用单架掩护回撤, 在拆除支架时顶弯拉断多根单体, 回撤时对煤壁空顶区每隔5m加打一个木垛, 浪费严重、回撤进度慢, 并且维护量大。而1107综放工作面2台掩护支架的应用, 缩小了顶板的空顶面积, 对顶板的维护起到主动的作用, 减小了对单体液压支柱的损坏, 节省了大量的材料, 降低了事故, 提高了拆除期间的安全系数, 为后续工作面的支架回撤工作提供了很好的经验。
摘要：介绍了西川煤矿1107综放工作面煤层地质构造状况, 分析总结了1103综放工作面在拆除工作面支架时采用单架掩护存在的不安全因素、现场操作困难程度及造成的经济损失。在此基础上探究采用双架掩护回撤的可行性操作方案、迎头三角区顶板支护布置的方法和使用双架掩护的安全事项。正确使用双掩护支架进行回撤支架能达到消除回撤中不安全因素、节资降耗、加快回撤进度、提高工作效率和经济效益的效果, 为综放工作面回撤工作积累了宝贵经验。
综放面拆除 篇7
1 工程概况
程庄煤矿15104工作面倾斜长为180 m, 走向长为1 200 m, 煤层平均厚7.38 m, 采用综采放顶煤工艺, 采煤高度2.8 m, 放煤高度4.58 m, 采放比为0.6∶1, 采用一采一放的循环放煤方式, 全部垮落法控制顶板。工作面直接顶为厚13.76 m的K2灰岩, 回采过程中常伴有厚0.3~0.5 m的伪顶, 直接底为厚2.1 m的砂质泥岩。末采期间, 工作面推进至距终采线一定距离时停止拉架, 采煤机继续割煤至终采线以便形成撤架通道。
2 末采段顶板控制
为了确保工作面顶板在末采阶段的稳定性, 采用“留顶煤”的方式在距终采线一定距离的位置开始铺设金属网, 同时辅以木梁、木垛以及锚网索等加强支护措施, 使顶煤在撤架期间处于相对稳定的状态, 为撤架工作留出稳定的作业空间, 保证支架安全高效撤离工作面。
2.1 末采段顶网铺设
进入末采阶段, 工作面推进至距终采线18 m的位置时紧贴采面顶板在支架顶梁上方铺设双层金属网。随着工作面继续推进, 当顶网落底后停止放顶煤, 将采高控制在2.7~2.8 m。为了减缓在支架回撤过程中顶板的下沉速度, 工作面推进至距终采线7.6 m位置时在相邻支架顶梁上交错设置长木梁, 梁规格为长4 m、直径不小于120 mm的优质圆木, 割一排喂一排, 且排与排之间交错布置, 以提高支架回收时顶煤的稳定性。进、回风巷落山侧及时进行退锚放顶, 放顶至撤架通道支架切顶线后2 m位置。用160 mm×1.8 m和160 mm×2.2 m的木板梁支打木垛托牢顶板, 并在工作面上下端头补打8.2m的锚索对端头区顶煤进行加强支护, 每个端头各打3根, 控制顶板下沉。
金属网可选用1 m×10 m、12#钢丝编制的经纬网, 相邻两金属网长边相互搭接不小于0.5 m, 搭接处使用14#钢丝双环头连接, 每米不少于10道, 短边搭接长度不小于0.5 m。整片金属联网延伸至工作面两端进、回风巷不小于0.5 m。
2.2 撤架通道顶板控制
根据工作面支架规格确定顶梁前端距煤壁间保留不小于3 m的回撤通道。当工作面推进至距终采线3 m位置时停止拉架, 继续割煤, 以形成撤架通道。拉架通道顶板采用锚索+金属网联合支护, 割一排支一排, 锚索锚入直接顶稳定岩层内不少于3m。为了提高空顶段顶板的稳定性, 防止局部垮落, 根据采后顶板实际情况, 合理控制割煤架数, 并对采后顶板及时支设临时支护, 然后在临时支护的掩护下进行永久支护。
(1) 割第1刀煤时, 随着采煤机割煤, 放下联网, 伸出前探梁作为采后顶板的临时支护, 在滞后采煤机一段距离依次收回前探梁并补打锚索进行永久支护。第1刀支护完成后, 用支架推溜千斤顶将刮板输送机移至煤壁, 每刀进度必须保证0.6 m。
(2) 割第2刀煤时, 采煤机组每前进10 m, 停止割煤并以戴帽点柱的形式对空顶区段进行临时支护, 维护好顶板然后再进行锚网联合支护。
(3) 剩余撤架通道的施工方式与割第2刀煤时相似。此外, 在最终形成的撤架通道的煤帮侧使用锚杆+金属网对其进行加强支护, 锚杆间排距不大于1.2 m, 防止煤壁片帮 (图1) 。
3 撤架段顶板控制及撤架工艺
由于回采工作面上覆岩层中形成的结构是由“煤壁→工作面支架→采空区垮落的矸石”支撑体系所构成[10], 支架与围岩相互作用, 围岩形成的顶板压力与支架支撑的反作用力, 两者相互适应, 基本形成一个平衡力, 延缓、阻止了顶板下沉。支架的回撤打破了支撑体系原有的平衡状态, 顶板下沉速度随支架的撤出显著增大, 因此, 为防止顶板下沉量过大将相邻支架压死, 撤架时遵循“首架掩护, 顺序撤架”的原则, 同时对撤架前后的相关区域及时架设临时支护 (木垛、单体柱) , 提高顶煤的稳定性。
(1) 支架拆除后, 原有支撑体系间的平衡被破坏, 为防止垮落的顶板岩石将巷道通风口堵死、相邻支架压死, 拆架前工作面端头处补打木垛及交错托棚控制好顶板, 落山采用木垛及帽柱或板梁棚管理。
(2) 拆除支架前, 首先将前、后刮板输送机拆除、运出, 准备足够的单体支柱和圆木, 然后开始拆除支架。
(3) 拆除支架前首先调整好通风系统, 将牵引绞车、导向轮及装架平台布置到位。为保证拆除时能对支架上覆岩层进行控制, 延缓支架拆除后顶板下沉速度, 拆架时首先拆除2#架, 1#、3#架作为掩护架, 并利用原支架顶梁铺设的圆木共同支撑上覆岩层, 当2#架拆出工作面后及时在2#架原空间内支设足够数量单体支柱, 单体支柱支设在支架上方的木横梁上, 并确保单体柱的初撑力在6.4 MPa以上。
(4) 2#架拆除并运出工作面后, 开始拆1#架, 拆除方法同2#支架, 但是1#架支架移出工作面经导向轮变向后, 将支架移至煤柱帮, 作为后续支架拆除时的掩护架, 直至整个工作面支架全部拆除完毕, 用来延缓随工作面支架拆除后顶板下沉速度, 同时确保工作面通风系统可靠。
(5) 1#、2#架拆出工作面后, 开始顺序拆除剩余支架, 拆除方法均相同, 每架支架移出工作面后及时在原位置支设单体柱, 确保每根柱支设在支架上方的木梁上, 同时根据顶板变化及支架上方圆木损坏情况及时增加抬棚和单体柱。支设好后将上一架拆除后支设的单体柱及时回撤, 回撤单体柱时先用圆木柱将附近顶板支设好后才能进行。每架支架拆除后, 作为掩护架的1#支架, 随着工作面支架的拆除逐步前移, 直至支架全部拆除完毕 (图2) 。
4 顶板控制效果及经济效益
15104工作面末采段顶板分期控制及支架回撤期间, 施工工艺复杂, 工序繁杂, 人员设备众多, 因此, 在整个工作面末采和支架回撤期间, 无法开展行之有效的矿压监测, 只能通过人为判断和感受。现场撤架空间的顶板控制效果良好, 撤架空间十分充裕, 环境温度比较稳定, 给现场工作人员提供了较为舒适的作业环境, 未出现人员不适的症状。15104综采放顶煤工作面在2014年2月15日进入支架回撤阶段, 到2014年2月28日结束, 14 d支架回撤完全结束, 共计回撤支架123架, 撤架速度最快达到15架/d, 平均9架/d, 比预计的20 d提前了6 d。与程庄煤矿15号煤层其他类似工作面支架的回撤工期相比, 缩短了约8 d, 未发生任何安全事故, 回撤工作安全高效, 工人劳动强度大大降低, 劳动效率显著提高, 材料和人员成本大幅度降低, 实现了安全、高效、低劳动强度、低耗回撤, 社会、经济效益良好。
5 结论
(1) 提出了末采—回撤2阶段的顶板分期控制技术方案和“首架掩护、顺序撤架”的撤架工艺。
(2) 顶板铺设金属网、支架顶梁间交替辅以木梁、锚网索支护、木垛和单体柱等联合控顶加强支护, 提高了撤架通道围岩的稳定性, 有效控制了撤架期间顶板下沉, 保障了撤架空间顶板的安全。
(3) 现场应用取得了良好的控制效果和显著的经济社会效益, 实现了安全、高效、低劳动强度、低耗回撤, 可为类似条件下综采放顶煤工作面末采段支架安全高效收作和回撤提供了技术指导。
摘要：程庄煤矿15104综放工作面顶板易失稳、维护难度大, 严重威胁支架安全高效回撤。针对该矿实际情况, 提出了末采—回撤2阶段的顶板分期控制技术方案和“首架掩护、顺序撤架”的撤架工艺。研究结果表明:顶板铺设金属网, 同时辅以木梁、木垛、锚网索和单体柱等联合控顶加强措施提高了撤架通道围岩的稳定性, 有效控制了撤架期间顶板下沉, 保障了撤架空间顶板的安全;取得了良好的控制效果和显著的经济社会效益, 实现了安全、高效、低劳动强度、低耗回撤。
关键词：综放工作面,末采,顶板分期控制,支架回撤
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