薄煤层大倾角煤层采煤方法Word版Word文档下载推荐.docx

1、。1.1.4工作面回采上限：-394.6-392.2m,回采下限：-428.7-426.8m。1.2工作面技术概况1.2.1支架型号规格和间距 悬移支架工作面选用望峰岗机厂生产的转向式悬移支架，其型号为XDY-H，梁长2.66m，架宽0.68m，顶梁高度250mm，单梁宽度260mm，行程1.0m，每架6柱，支架重量1000Kg，支架沿走向方向排列，支架间距420mm，中心距1200mm。1.2.2、最大及最小控顶距第一次放顶、初次放顶、正常放顶，其最大控顶距为3.66米,最小控顶距为2.66米。两端头最大控顶距为3.4米，最小控顶距为2.40米。1.2.3工作面临时支护采用2000220mm

2、，一锯两半优质半园木作梁子，DZ22/30-100单体液压支柱作腿子，一梁两柱顺山棚支护顶板。1.2.4工作面背顶沿走向铺设金属网，网的规格为5000110mm，网孔规格5050mm, 网与网间搭接长度不少于150mm,并用12#铁丝连结，间距不大于200mm。用100030mm塘棍进行过顶，过顶数量根据顶板的破碎程度而定，一般情况不少于4根/每米。2.主要要安全技术措施2.1支护措施 “大倾角”工作面支护的关键问题是支护对顶板的稳定性问题。提高支护的稳定性，应从支架本身和其它特殊措施两方面着手。针对我矿具体情况，采取如下防倒防推措施。 2.1.1提高支柱本身的初撑力为了提高单体液压支柱的初撑

3、力，我们采取的具体方法是：确保液压泵的输出泵压，1820Mpa。工作面所有支柱全承载。每班对工作面所有支柱至少二次加压一次。支柱支到实底上，并挖矸子窝不少于50mm。底软或留有底煤时，必须穿特制的铁鞋。2.1.2提高支架的刚度假设把“顶板-支架-底板”看成一个建筑体，我们知道，提高建筑体的稳定性，必须提高其刚度。悬移支架是由支柱和顶梁组成的，支柱的刚度是一定的，关键是顶梁与顶板、支柱与顶梁、支柱与底板的接触质量。在这方面我们采取措施是：采用2000mm220mm一锯两半的半元木过顶，增大顶梁与顶板接触面积。支柱与顶梁接触严密、平稳。所有支柱必须有柱窝，以提高底板比压。顶板破碎及局部漏空地点，一

4、律用塘柴、老料等物填严背实之后再铺网扶梁支柱。2.1.3提高支架的整体性 工作面所有独立支架间用30型刮板机链条和特制的拉丝钩将支架联成一个整体，使用时在煤壁和老塘侧两个档各一路，且用制的拉丝钩进行预紧。这就在采场中组了一个稳定的、可以阻止顶板沿层面向下的滑移力的“整体支架”。附图2：防倒设施示意图2.1.4使支柱有35的迎山角，可以阻止顶板的下推力。2.1.5工作面成俯斜开采，工作面煤壁线与正倾斜方位线间的夹角在1525之间。工作面采成俯斜的作用如下：相应减少了工作面的倾角。充分利用煤壁的支撑作用。有利于防止抽冒，便于顶煤的回收。工作面俯斜开采时，俯斜角必须根据工作面的真倾角确定一个合适的角

5、度，其角度不能过大，否则有以下不利：老塘侧的矸石及煤对支架的推力加大，不利支架的稳定。支架移走后，顶煤未充分冒落，采空区矸石已充填实老塘，不利顶煤回收。放顶时向煤壁冲力加大。2.1.6上口顺槽金属梯形棚用过河形式支护，即采用一梁三柱顺山棚的形式支护，替换铁棚。2.2顶板管理顶板管理的关键是对工作面的“三护”护顶、护底、护煤壁。2.2.1护顶 放顶煤工作面的顶板是煤体，管理难度大，对工作面的安全特别重要，我们的做法如下：保持采高一致，保持活柱升降高度相等，以确保顶板受力均匀。顶煤松软易抽时，采临时顺山棚棚距缩小至0.5m。背顶方面采煤后，自下而上背规格为50001000mm，网孔规格50铺网后再

6、用1000扶梁支柱。顶板局部漏顶处用塘柴、老料、笆片接实背严。顶煤松软时，缩小排距为0.5m。2.2.2护底支柱对底板的压强大于底板的比压，支柱必须穿铁鞋。所有支柱必须有柱窝，且深度不少100mm。2.2.3护煤壁1在煤壁松软情况下，金属网必须全封闭。2煤壁采成75853煤壁支设贴帮柱，并用塘柴制品背帮。2.3放顶煤 放顶煤采用分段、间隔、多轮次自下而上分段、段内放顶煤由上向下顺序进行。2.3.1放煤前后必须对放煤口上下m范围内支柱进行补液加压。2.3.2工作面最多同时只准开3个放煤口，放煤口间隔1.0m1.5m。2.3.3工作面首轮放顶煤必须在最小控顶距下进行，放煤开口下端距底板不大于500

7、mm；采煤班允许在最大控顶距下放老塘死角煤，放煤开口距底板不大于300mm，二次放煤不受采煤位置的影响。2.3.4放煤过程中，老塘侧如连续出现三架以上的梁头不实有空隙或塘内顶板大面积不冒，应立即停止放煤作业，对该处及其上下2m米范围内采取一梁三柱顺山棚进行加强支护并对其上下各不少于3m的范围内支柱进行二次加压。2.3.5在放煤过程中，见碎白矸即停，应及时用14#铁丝将放煤口联好，以防窜矸。2.3.6以下块段严禁放顶煤 工作面上端头倾斜长度5.0m范围内严禁放顶煤。 工作面倾角大于50段及其以下3m范围内严禁放顶煤。 落差大于2m的断层带及其以下5m范围内严禁放顶煤。2.4防治自燃发火措施 放顶

8、煤采煤法，煤炭资源回收不净，特别是在工作面初放期间，工作面严禁放煤,大量浮煤均留在老塘内。煤层倾角大，阶段间留设5m隔离煤柱，开采时根本无法保留，上阶段采空区所遗留的氧化时间较长的浮煤随阶段煤柱的垮落而增大供氧，极易造成自燃发火，防治自燃发火特别重要。2.4.1稳定通风系统，实行均压通风对工作面增阻调压，选择适当风量正常情况下，工作面风量需配至270m3/min，方可满足工作面降温要求，而我们采取了优化系统，缩短行程，在进风巷增设净化喷雾等措施，降低了进风巷温度，进而通过在回风巷增设调节风门，使工作面风量保持在180m3/min，仍能满足其排瓦斯、防尘、降温等要求。使采空区内原有的自燃氧化带宽

9、度变小，窒息带前移，已经发展起来的自燃现象就会得到抑制。对上阶段采空区实行均压，减少采空区漏风在采区回风石门内增设调节风门，降低采空区的压差，减少采空区漏风，这样可以使上阶段采空区上、下端口保持均压、稳定、窒息状态，其老塘内有毒有害气体不会涌向工作面回风巷。具体见附图。稳定通风系统，对采区所有风门均设置牢固可靠的连锁装置，均压风门设置开停传感器，必要时要安专人看管。 2.4.2认真开展火灾的预测预报，把火灾隐患消灭在萌芽状态。建立预测预报制度，设立防火台帐，将CO气体纳入常规检查内容，每班瓦检员至少检查一次工作面及回风巷中CO及温度情况，区、队干部每天至少有一人对工作面及附近采空区墙内的气体灌

10、浆等情况巡查一次；并利用色谱分析仪每周至少取样分析两次工作面及回风巷中CO情况。认真收集原始数据，勤于总结,确定自燃发火临界指标。C13煤层属极易自燃发火煤层，发火期短，在常温下氧化均能产生一定的CO气体，一般工作面在回采20天后，上隅角CO气体正常为2030PPm，最高达80PPm，回风巷存在有24PPm，通过我们对20个C13煤层回采面的观测，并结合井下实际情况，分析得出，当工作面回风巷内CO绝对涌出量QCO7.510-4m3/min时,工作面较为稳定,一般不会自燃发火；当7.510-4QCO1510-4m3/min时必须加强防火灌浆，并分析原因，寻找高温点；当QCO1510-4m3/mi

11、n,说明采空区已发生严重氧化,工作面必须停止放煤，加快推进，并对采空区补打钻孔进行强化注浆，消除隐患后，工作面方可恢复正常回采。2.4.3改变注浆方式，加强采区注浆 通风系统稳定和预测预报是防止煤层自燃的前提,而有效地注浆才是消除自燃发火的根本手段，为此我们对工作面采取了上隅角底板挂管、机巷老塘埋管以及顶板走向钻孔等有效地注浆措施。上隅角底板挂管注浆.因工作面采取伪倾斜回采，因此在老塘内埋入两路1寸注浆管路，管路上每隔20m交错布置一组注浆孔，使注浆孔始终滞后于工作面1020m。针对于急倾斜煤层老塘放煤后注浆管易滑落，在煤层底板每隔5m打一锚杆，用来固定管路，使管路埋入老塘后能够始终有效注浆。

12、机巷老塘埋管注浆，在工作面回采期间，下阶段风巷已开始掘进，因阶段煤柱净高不足5m，基本上可以说是沿空掘进，采空区漏风增大.因此在机巷内也敷设一路管路，工作面每推进5m进行一次注浆，浆液浓度1:4。机尾见浆即停，使阶段煤体表面能够始终被浆液覆盖，既能防止阶段煤柱着火，又能减少漏风。顶板走向钻孔注浆。由于工作面角度大,采用伪倾斜回采,若钻孔距煤层太近,顶板冒落后,工作面立即出现浆液,无法达到注浆效果,而根据上下口相错长度,钻孔注浆出浆在上过河口以里20m为最佳注浆点。因此在上顺槽每隔60m向顶板施工一钻场，每个钻场内布置23个注浆孔，钻孔与煤层走向基本平行，倾角03,孔径73mm，用SGZ-150

13、m钻机施工,孔内全部下50mm铁管,铁管2m一节,每节管子上均匀布置10mm的出浆孔,两端车丝连接,根据C13煤层顶板结构，如附图所示，钻孔开孔距C13槽煤层平距23m时，钻孔端口一般滞后工作面2025m，浆液全部灌入老塘内，达到了预期的灌浆效果，且不会影响工作面的环境及正常生产。3.2.4采后及时封闭注浆工作面在回采前即确定收作位置，收作后20天内支架、设备必须回收完毕，5天之内由通风区对采空区完全封闭。 而采空区封闭质量，漏风状况，对于急倾斜矿井采空区区域性防至关重要，因此我们在所有连通采空区的巷道均采用连续砌筑两道封闭墙的方法，两墙间距0.5m，两墙施工完毕后，用双液注浆泵向两墙间注凝胶

14、对巷道周边进行堵漏，以减少漏风。封闭结束后，必须对每一道火墙定期循环注浆，使浆液注满封闭墙。同时在收作石门或底板巷向收作处布置穿层钻孔，向采空区收作处补浆，包裹煤体，形成泥浆带，分段隔离采空区。减少老塘漏风，能够有效地控制采空区大面积着火。附图4：封闭灌浆示意图 4主要经济技术指标对比项 目坑木支护分层开采组 合 梁放 顶 煤悬 移 支 架安 全（死亡率/万吨）1.51吨煤材料费（元/吨）32.5612.2510.77万吨掘进率（米/万吨）1354642工作面单产（吨/个.月）65781723020150回采率（%）829296平均日产（吨/日）223542671最高日产37888711385

15、存在问题与建议5.1因我矿煤层松软，采用炮采，煤帮难以管理，使单产较低。建议在煤层硬度允许情况下，采用毫秒爆破，工作面单产能进一步提高。5.2悬移支架单体液压支柱，采用的单路管子，支柱卸压时，乳化液无法回收，至使成本较高。建议悬移支架采用双路管子供、回液，吨煤成本会大幅度降低。5.3悬移支架安装与拆除难度较大，费工费时，影响工作面单产。建议工作面布置时要尽量加大回采走向长度，减少工作面搬家次数，进一步提高工作面单产。第二部分：柔性掩护支架采煤方法在次急倾斜煤层中的应用 柔性掩护支架采煤方法在次急倾斜煤层中的试验在孔李公司李井-370mE2A1工作面进行试验。1.1工作面地质概况 -370mE2

16、A1槽工作面上限标高-350m，下限标高-370m，走向长287m，倾斜长24m，面积6888m2，煤厚0.81.8m，平均1.5m，煤层倾角4450，平均46直接顶为炭质页岩及高灰份煤，厚度2.3，黑色，结构不均一，易冒落。老顶为砂质粘土岩，厚度6.1m，灰色，层状构造，块状，性较硬。直接底为粘土岩，厚度1.0m，灰色，贝壳状断口，块状，较硬。老底为砂泥岩土层，厚度为5.5m，灰灰白色，性较硬。1.2工作面布置概况工作面采用斜巷开切方式，呈伪斜布置，沿走向推进。由机巷沿走向每隔5m施工一个高约5m小眼与架内贯透，架尾段始终保持不少于3个小眼。上下顺槽采用11#矿用工字钢梯形棚支护。2.主要技

17、术措施.2.1架型的选择及支架安装2.1.1根据工作面煤厚（包括炭质页岩及高灰份煤）情况，工作面架宽选择为1.9m2.0m。2.1.2架子沿顶板摆设，安装时上肢超前下肢0.2m，架子中-中0.17m，每米6根。架下使用4根旧钢丝绳，通过六角头螺栓和小垫板将架子连结成一个整体。架内上下肢长扁铁对应安装，8根一组（4根软架子，4根硬架子），每两根架子间安装3块代用梁，上下肢及中肢各一块，长短适中。2.2架子下放的管理规定：2.2.1护架下每隔1.0m1.5m支设一根点柱，支设在架头长扁铁下，支柱型号为DZ22-30/100单体液压支柱。单体液压支柱采用3分钢丝绳配合12#蛤蟆卡或双股8#铁丝固定在

18、架头第一根钢丝绳与架子交接处。2.2.2工作面内布置一个带，带内一次打眼装药，一次放炮、整带下放。2.2.3工作面炮眼布置为双排眼，平行于顶底板，炮眼深度为1.0m，眼距为0.6m，炮眼与水平面的夹角为30，炮口避开支柱下端。2.2.4工作面爆破每眼选用一个矿用水胶炸药和一发矿用瞬发电雷管，“一炮三泥”填满封实。2.2.5工作面保持2530的伪倾角，局部不超过352.3支架下放的受力分析2.3.1根据支架下放的基本原理，支架是靠其自重和老塘的碎煤、矸石重力的作用下产生动力下移。支架在煤层沿倾斜方向所获得的作用力的大小，取决于煤层倾角的大小，煤层倾角越小，支架沿煤层倾斜方向所获得的推动力越小，支

19、架越难下落。当煤层倾角小于45时，煤层倾角接近煤矸运动的“安息角”，矸石在支架上方不发生运动，支架无法下放。因此在45倾斜煤层中，支架下移只受部分煤、矸重力作用推移，支架下移比较困难，这是区别于急倾斜煤层的一个显著特点。合适的支架仰角和支柱仰角是保证掩护支架能够在次急倾斜煤层中顺利下放的关键。2.3.2支架仰角的确定 支架在煤层中与水平面的夹角称为仰角。假定支架仰角为，煤层倾角为，实际经验角为，（为支架与煤层法线的夹角），则=90。在45倾斜煤层中，当支架垂直顶底板时，=45，=0，是支架仰角的最小临界状态，支架的座底力和沿倾斜方向的推力相同，支架下肢不利形成迈步的趋势，架脚极仪易切入底板；当

20、支架垂直于水平面时，=45，=90，是仰角的最大临界状态，此时老塘煤、矸石也压迫支架座底，实际生产中支架仰角也不利于放到90合理选择支架仰角是为了改变支架的受力状态，增加老塘煤、矸石沿煤层倾斜方向对支架的推力。倾斜煤层中，根据以上两种状态的分析，即要保证安全生产，又要使支架下放受阻小，结合本面生产实践，经验角一般取510，则仰角一般取50552.3.3支架支柱仰角的确定支柱与水平面的夹角称为支柱的仰角，支柱与水平面的夹角越小，获及抵抗坐力越大，支架向顶板移动的步距越大，但由于受到支架仰角及架内空间的限制，根据生产中总结的经验，在工作面坡度为30，煤层倾角45的情况下，支柱的仰角为80当支架坐底

21、时，可适当将柱窝偏向底板侧，与水平面夹角为7080，使支柱“背”起支架，在其后煤、矸重力的共同作用下支架向顶板侧运行。2.3.4支架支柱的选择本面在试验回采前，充分考虑到架子仰角的调整和控制对支架下放的影响，屏弃了以往2m支架通常使用的木支柱，而改用单体液压支柱做为支架的支柱，由于单体液压支柱具有初撑力大，恒阻特性好的特点，并且能够直接通过注液升柱和卸压降柱调整和控制支架的仰角，使支架下放取得有利的条件。2.3.5由于工作面煤层倾角较小，且架脚端面很小，在调整架子仰角和正常下放过程中，支架受重力作用造成架脚极易因此切入底板，直接影响架子的正常下放，为此经研究在架脚加焊了撬板，增大其受力面积，在

22、实际应用中取得了较理想的效果。3.实践证明，在45倾斜煤层中，把支架的仰角控制在5055，支柱仰角控制在7080的范围内，采用单体液压支柱做为架内支柱，支架架脚加焊板，并充分利用支架上方煤矸重力对支架的推力，使之产生迈步式移动，只要严格管理，可以收到理想的效果。4.存在问题4.1由于工作面支架座底时，必须利用工作面单体液压支柱升压调整架子，支架的下滑速度较快，易发身支架挤人及窜矸伤人事故，因此在支柱升压前应在架脚用短木料预支平撑子，人员必须站在安全地点操作。4.2在支架下放过程中，禁止放架后煤，避免因架后老塘内空虚支架无法获得足够推力而正常下放。4.3架脚加焊的撬板可以考虑增加其弧度，采用圆弧

23、形滑撬板加焊在架脚以减小支架下放过程中的摩擦力。4.4次倾斜煤层应用掩护支架回采时，受煤层倾角影响，只能采用小阶段回采，巷道布置垂高应在20m25m之间为宜。5主要经济技术指标对比： -370mE2A1工作面采用了上述柔性掩护支架采煤工艺，自2003年7月15号开始回采，10月20号安全收作。5.1回采产量：25259t 最高日产量为413t/日，平均日产260t,与巷道放顶煤比较平均日产提高120t/日。5.2材料费共：70607元 吨煤材料费：2.80元/t巷道放顶煤材料费共：203449元，吨煤材料费：6.30元/t节约吨煤材料费为3.50元/t，平均一个月节约成本4.43万元，共节约成

24、本13.28万元。5.3工效：掩护架为4.04t/工 巷道放顶煤为：1.9t/工5.4回采率的提高：掩护支架的回采率为95%，巷放回采率为74%，回采率提高21%。6.结论6.1一方面减少了支护材料，降低了生产成本；另一方面减少了工序，降低了施工难度，提高了工作面单产，降低了顶板管理难度，有利于通风和安全。6.2我矿在-370m-350mE2A1工作面试验柔性掩护支架采煤取得成功后，先后又在-390mE2EA1、-390mE2WA1推广应用均实现安全生产，取得显著的经济效益，其采煤方法在“三软”次急倾斜煤层中应用安全可靠，经济效益显著。第三部分：组合钢梁放顶煤工艺在近距薄煤层群中的联合开采-4

25、40400mE4B8bB9b近距离中厚煤层群由于煤层倾角在4446之间，煤层间距较小（B8bB9a间距00.5m，平均0.3m；B9aB9b间距0.61.1m，平均0.8m），采用分层开采难度很大，在选用采煤方法时经反复论证，决定采用组合钢梁联合开采放顶煤对该块段煤层进行回采，并取得了较好的效果。1.工作面概况1.1.1B8b、B9a、B9b煤层在块段内属较稳定的中厚煤层；B8b为半亮半暗型，块状及碎块状，性较硬。B9a 为半暗型，鳞片状及粉沫状，性软，中间夹12层薄层软质粘土岩。B9b为半亮型，块状，性较硬。-430m顺槽B8b与B9a煤层多处有并区现象。B9b与B9a法线距平均0.8m，B

26、9a 与B8b法线距平均0.3m, B8b煤层距B7b煤层法线距22.0m左右。1.1.2B8b顶板为灰灰白色细砂岩，厚度00.5m,平均0.3m；B8b底板为灰深灰色粘土岩，柱状节理发育，性较致密，厚度34m,平均3.5m；其下为B8a煤层，厚度0.21.0m，平均0.6m；B9a顶板为灰色含砂质粘土岩，性致密而脆，0.61.1m平均0.8m；B9b顶板为深灰色含砂质粘土岩，性致密较硬，9.511.5m，平均10.5m。1.1.3本工作面走向长208260m，平均234m，倾斜长4648m，平均47m，煤层倾角44，平均45-395-394.3m,回采下限：-430.3-429m。2.支架规

27、格及控顶距离2.1基本支架选型2.1.1梁选用长2.4m的钢梁，支柱选用DZ2230/100型单体液压支柱。2.1.2支架采用两梁六柱对棚支护形式，上、下梁均为三柱，支架沿走向方向垂直于煤壁排列布置，其间距为0.7m（中-中）。2.2特种支架2.2.1特种支架采用一梁两柱顺山棚，梁选用特制的长2.0m钢梁，柱为单体液压支柱，沿工作面老塘侧支柱架设。2.2.2工作面移梁（采煤移梁）时，顺山挑棚一次只允许去除一棚。移梁成组后，老塘侧够一棚顺山棚长度时必须重新支设好。3.3控顶距离：最小控顶距2.4m、最大控顶距3.4m。3.主要安全技术措施3.1支护技术要求3.1.1单体液压支柱支设后，原则上要纵横成