1、泉店煤礦大傾角“三軟”煤層綜放開采分析與研究                        作者：楊寶成 王景余 楊垂 陳成宇 郭國化摘要:大傾角、“三軟”煤層綜放開采時,巷道采用架棚支護,圍巖變形量大,生產過程中,設備易出現上竄下滑,端面煤巖易片幫、冒頂,影響了工作面的正常生產。針對回采過程中出現的技術難題,從回采巷道布置與支護方式、回采工藝、煤巖活動規律

2、、設備穩定性控制等方面進行分析研究,確保了大傾角、“三軟”煤層綜放工作面的安全高效生產,取得了良好的技術經濟效益和社會效益。 關鍵詞:大傾角;“三軟”煤層;綜放開采;分析研究 Abstract: The large angle, the “three soft” coal caving, which lead to a large quantity of rock deformation, the production process, equipment move up and down easily. Faced with these technical problems, we stud

3、ied 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

4、;analysis 112050工作面概況 泉店煤礦位于禹州煤田東部,礦井年設計生產能力120萬t。12050首采面主采煤層為山西組下部的二1煤層,厚度為2.8 m8.07 m,平均厚5.44 m,傾角為27°38°,平均33°,煤的堅固性系數值f=0.15,屬于簡單煤層結構,局部地段煤厚變化大。12050采面標高在-510 m-420 m之間,工作面地面標高為+118.74 m+122.87m,瓦斯含量小于4 mL/g,屬于低瓦斯采面。在二1煤層頂板上方4 m5 m范圍內賦存二3煤(厚0.4 m1.4m),偽頂零星分布,直接頂板以砂質泥巖、粉砂巖為主,厚度一般1

5、.5 m5 m,抗壓強度為32.3 MPa,抗拉強度為1.67 MPa;泥巖頂板次之,厚度一般為1 m3 m,抗壓強度為16 MPa,抗拉強度為1.14 MPa;老頂以細粒、中粒砂巖為主,厚度為012.33 m,一般在2 m以上, 抗壓強度為126.6 MPa,抗拉強度為5.85 MPa。 2巷道布置及支護方案 該工作面采用偽傾斜長壁布置,下順槽超前上順槽距離10m,工作面長度153 m,考慮斷層煤柱留設、采區壓力大和資源回收的需要,切眼距離DF03斷層平距27 m,停采線距離上順槽甩車場10 m,距離下順槽甩車場134 m。 上順槽斷面為不規則梯形,支護采用12#礦用工字鋼+錨網+錨索+錨索

6、工字鋼托梁聯合支護,上口寬3.5 m,下口寬4.57 m,上幫高3.6 m,下幫高1.8 m,斷面積10.73 m2。 下順槽分為不規則梯形和半圓拱形巷道兩段,其中,不規則梯形巷道的支護采用12#礦用工字鋼+錨網+錨索+錨索工字鋼托梁聯合支護,上口寬3.97 m,下口寬4.98 m,上幫高3.8 m,下幫高1.6 m,斷面積11.64 m2;半圓拱形巷道的支護形式采用29u型鋼棚+錨索+錨索工字鋼托梁聯合支護,凈寬4.0 m,凈高3.3 m。 切眼為梯形巷道,支護采用12#礦用工字鋼+錨網+錨索+單體柱托梁聯合支護,上口寬7.2 m,下口寬7.74 m,凈高2.6 m,斷面積19.27 m2。

7、 3回采工藝及工作面設備配套 3.1回采工藝 采用單一走向長壁后退式綜采放頂煤開采,沿底板回采,全部垮落法處理采空區,工作面循環進尺0.6 m,采高2.5 m,平均放煤高度2.94 m,采放比11.22。 (1)采煤工藝。采煤機下行割煤前部刮板機出煤采煤機空刀上行自下而上移刮板機、支架頂煤由后刮板機運出自下而上拉后部刮板機。 (2)進刀方式。正常情況下,在工作面端部斜切進刀,下行割煤,上行空刀返回,往返一次進一刀;頂板破碎時,為了控制頂板垮落時嚴重下滑,增加支架的壓力,提高支架的穩定性,進刀方式改為中部斜切進刀,分段下行割煤,上行返空刀(清理浮煤)。   

8、0;                         (3)移架方式。由于在支架上方頂煤運移速度大,頂煤的變形量大,形成松動膨脹層,給控制頂煤穩定、防止支架間漏頂增加了難度,并且,支架的每次循環前移都將加劇一定范圍頂煤的破碎,促使頂煤向松散體發展,極易造成漏頂,所以在移架上采取帶壓擦頂移架,盡可能保持頂煤的完整性,減少頂煤的過度破碎。移架時,控制頂梁下降量小

9、于200 mm,支架初撐力不得低于24 MPa。 (4)放煤工藝。采用一采一放雙輪間隔等量放煤,兩個放煤工相距5架,第一個人放奇數架,每次放出頂煤的1/2,另一個人放偶數架,每次放出頂煤的1/2,循環兩次,放完頂煤。放頂煤時,不得一次將尾梁收回最大角度,且放煤過程中,要互相配合,盡量不讓或少讓頂煤流出刮板輸送機之外。當有大塊煤卡在放煤口時,則反復動作尾梁,使大塊煤破碎;當發現矸石時,及時將伸縮板伸出,防止矸石混入煤中,嚴格執行“見矸關窗”的原則。靠近端部的放頂煤工要根據后部輸送機上的煤量適當控制放煤量。 3.2工作面設備配套 采煤機選用MG200/500-WD1型交流變頻電牽引采煤機,功率50

10、0 kW,采高2.3 m3.5 m,額定電壓1140V,截深0.63m,牽引速度:07.1 m/min。 工作面基本支架采用ZF6000/18/28型放頂煤液壓支架,為便于工作面上下端頭的頂板管理和后部運輸機頭、尾有足夠的空間,上下端頭各安裝3架端頭支架,型號為ZFG6500/18/29H。 前、后部刮板運輸機采用SGZ764/400型刮板運輸機,轉載機型號為SZZ764/200,破碎機型號為PCM110。 4回采過程中遇到的難題及解決辦法 4.1漏頂、片幫處理措施 工作面由沿頂回采過渡到沿底回采的鉆底過程中,前期出現了頂板大面積漏頂、片幫。針對漏頂問題,采取加打落葉松茬頂,隨冒隨茬,頂板茬實

11、后,工作面再推進的方案;針對片幫問題,采取注馬麗散局部加固,滯后一段時間后短臂注水,加強煤體板結,降低煤塵等。 4.2支架穩定性控制措施 拉架過程中,出現支架下滑、咬架間隙不均勻,支架支撐力不均勻,后部刮板輸送機整體下滑、飄起,前部刮板輸送機扎不下去等問題。針對設備下滑問題,采取端頭架與下端頭煤幫之間用不少于4根單體做戧柱防止支架下滑,戧柱初撐力要保證6 MPa8MPa;端頭架與上部支架之間用型號764鏈條連接牢固;利用支架安裝的防倒、防滑裝置或側護板千斤頂、調底座等在移架過程中進行調整,防止支架下滑。處理咬架、倒架、失穩、前后錯落、蹬空或壓死等情況時,由班隊長統一指揮,禁止架下來往行人,調架

12、時,支柱或千斤頂必須生根合理牢固,供液及移架采取遠方操作。支架移完后,要用側護板協調好架間距,待升起支架后及時打緊伸縮梁挑起尾梁、伸出插板,并將操作手把回到零位。 4.3超前支護方案 回采過程中,針對順槽巷道圍巖變形量大,超前加固、替換問題,上順槽距離工作面10 m范圍內變形量較大,采取4排單體支柱+鉸接頂梁超前支護方法,10 m30 m范圍內變形量較小,采取2根體支柱+鉸接頂梁超前支護方法;上順槽替棚段,因其頂板在超前支護范圍內,為保證上端頭和安全出口的支護強度,回撤時,只回撤工字鋼棚棚腿。下順槽距離工作面20 m范圍內變形量較大,采取4排單體支柱+鉸接頂梁超前支護方法,下順槽替棚段,U形棚

13、回撤后,頂板加用圓木茬頂,茬頂牢靠后,進行超前支護。 4.4降塵措施 回采過程中,尤其是放煤時,工作面煤塵和巖塵濃度較大,除利用工作面支架自身配備的架間噴霧(每架1個)外,又在廠家購置了覆壓撲塵器,每五架安設一組,同時保證班班煤層注水(孔深6 m間距4.5 m),注水時間一般為40 min,有效地降低了煤塵的濃度。 4.5防煤巖滾落傷人措施 為了防止煤壁機道大塊煤巖滾入架角,造成傷人事故,在工作面均勻布置4道雙層防護網。防護網用12 mm的高強度尼龍繩編織網,網孔100 mm×100 mm,網的上端吊掛在支架頂梁上,下端吊掛在輸送機擋煤板上,將機道與架角人行道隔開,采煤機通過時提前摘

14、下,過后及時恢復。                              5結 論 (1)回采期間,順槽巷道圍巖變形呈現明顯的階段性,經歷圍巖變形劇烈階段、顯著階段、相對穩定階段3個階段。與U型鋼架棚支護相比,采用錨網索支護,巷道底鼓量明顯減少,收到了良好的圍巖控制效果。 (2)工作面采用中部斜切進刀,從下而上帶壓擦頂移架,嚴格控制頂梁下降量,降低了端頭頂板的破碎,保證了頂煤的完整性,并結合注馬麗散、注水等技術措施,有效地控制端面圍巖