煤矿专业毕业论文资料

1、极软岩、易自然厚煤层综放面开采及支护技术研究作者：刘建军论文题目 :极软岩、易自然厚煤层综放面开采技术研究姓名 : 刘建军工程领域 :矿业工程 研究方向 :矿井开采技术 论文完成日期 :答辩日期:摘要1 引言2.小康矿综采面开采技术分析2.1 回采工艺特征2.2 综放开采的优点3 提高综采技术回采率的方法及措施3.1 顶煤冒落3.2 放煤步距的选择3.3 放煤方式的选择3.4 合理加大综放面几何尺寸3.5 提高回采率的措施3.6 综放开采时顶煤不易碎落的原因及对策4 综采放顶煤开采和支护技术的发展前景5 综放开采防灭火技术的难点与对策 参考文献摘要综放面开采及支护技术是我国及世界各采煤国家十分

2、关注的问题。本 论文围绕铁法煤业集团小康矿极软岩层、易自燃厚煤层开采的技术难题进 行了研究。1、根据小康矿易自燃厚煤层特点，提出了实行加固封堵等治理巷道自 燃的方法及其技术原则。2、针对小康矿的煤层赋存状况及自燃地质条件，确定了合理的放煤步 骤、放煤顺序及放煤方式等，最大限度地提高了回采率。3、在分析小康矿围岩物理力学性质、矿物成份及围岩变形破坏特征的 基础上，合理地确定巷道支护参数，选择锚杆支护配套设备等，取得了较 高的效果，保证了该矿的安全生产和高产高效。关键词：极软岩 易自燃 综放开采 技术研究1 引言问题的提出放顶煤开采技术是世界主要产煤国家十分关注的问题。我国自 1984 年 6 月

3、第一套在沈阳浦河矿进行试验以来， 放顶煤开采技术发展迅速， 效果显 著。由于放顶煤开采具有单产高、效率高、成本低、煤损少、巷道掘进量 小和搬家倒面次数少等优点，特别是近些年来综放设备的大量改造更新， 开采技术手段的不断完善，使得综放开采得以广泛应用。但由于井下环境 的复杂多变性和动态随机性，使得综放开采容易出现的易发火、煤尘大、 瓦斯易集聚等缺点没能从根本上得到解决 ;特别是对于极软岩、易自燃的厚 煤层开采，不论从巷道支护，还是防火降尘都带来巨大困难。本研究工作 试图通过对极软岩、易自燃厚煤层综放面开采及支护技术的研究，为综放 面的开采的更广泛应用提供一条可行思路。2.小康矿综采面开采技术分析

4、2.1 回采工艺特征回米工艺为：割煤T移前部运输机T移架T放煤T移后部运输机； 进刀方式为端部割三角煤斜切进刀，采煤机割出顶板利用支架前伸缩梁临 时护顶，每班有专业人员在两巷翻金属支架，架设木支架，进行超前支护， 移前端头支架基本上是停运输机作业，由专人完成。2.2 综放开米的优点综放开米是同分层综米相比其优越性十分突出，具体表现在以下几个 方面：(1) 减少巷道掘进率和维修量，降低区段巷道掘进及维修费用对于煤层厚度为5.0-7.0m,用综放开采，只需掘进一次回采巷道； 如果分层综采，需掘两次巷道，现在小康矿巷道掘进直接成本为 9330元/m, 综放开采就节省巷道掘进费用 9330元/m.由于

5、小康矿矿压大,巷道失修十分严重,经过几年的探索、研究及实 践,巷道支护状况有了很大改观,但从目前情况看,回采巷道在回采时期 也必须经过 12 次翻修,才能满足生产需要。以翻修一次计算,翻修后支 护形式为梯形铁木混合支护(超前支护)，维修费用为1500元/m，这样综放 开采就比分层综采节省维修费用1500元/m。综放开采比分层综采节省巷道 掘进及维修费用为10830元/ma(2) 提高单产，增加收入小康矿综采平均单产只有4.2mt/个.月，而综放现在平均单产13.2mt/个. 月，综放比综采平均单产高9mt/个月;按吨煤平均售价95元lt计算，每月 增加收入 855 万元。(3) 减少租赁费用小

6、康矿综放面全套设备租赁费用为 68.78 万元/月，综采面全套设备租 赁费用为 40.，万元/月。一个区段，用综放开采只需交一次租赁费 68.78万 元/月，如果用分层综采开采要交两次租赁费 40.1 x 2=80.2万元/月，这样折 算综放开采比综采开采每区段少交租赁费 11.422万元/月。(4) 节省工作面安装及撤出费用 一个区段，如果分层综采，工作面要安装及撤出两次，而采用综放开 采只需安装及撤出一次 ;一个工作面安装直接费用 100 万元，撤出直接费用 20万元，这样一个区段用综放开采就可以节省安装及撤出费用120万元。3 提高综采技术回采率的方法及措施 众所周知，综放开采煤炭损失是

7、由初采损失，端头损失，工艺损失及 停采损失等组成的，其中工艺损失所占比例最大，其波动性、随机性大 ;小 康矿针对各综放面的实际情况，合理地确定放煤步距、放煤顺序及放煤方 式等方法及措施，最大限度地提高回采率。3.1 顶煤冒落我矿放顶煤支架为后部插板式低位放顶煤型，放顶煤工作面顶煤易冒 落，直接顶更易冒落 ;通过现场观测，顶煤及直接顶呈正漏斗型冒落，即越 向上冒落越大。因此基本不存在悬顶现象，也很少看到大块堵卡现象。3.2 放煤步距的选择我矿最先按着综放开采技术设计方案所采用的“两采一放” （即放煤步 距1.2m,分段顺序放煤的方式，现场实际情况表明，顶煤随移架随冒落， 由于移第一遍支架时不放煤

8、，在后部运输机的下帮底板上形成了三角煤带 堆积，造成煤炭损失，其三角煤带底宽为一遍帮的进度 0.6m，高度经实测 平均为1.2m,这种损失量按150m面长计算为57.62 t;由于是两遍帮丢一次 三角煤，因此折合为每遍帮丢煤28.81t，损失率为2.6%。鉴于此，改为“一 采一放”（即放煤步距为0.6m）,避免了放煤堆积损失，实践效果很好。3.3 放煤方式的选择 我矿最先采用的放煤方式为顺序单轮放煤一次放完，这样做可简化作业程序;通过煤质检验及验算回采率，发现混歼率较高，达到8%,而煤炭的回收率较低，只有 85%;这是因为一次放完一架顶煤，顶板紧跟着下落，在 接着放相邻支架顶煤时，会过早地出现

9、混砰现象，造成混歼增加 ;同时在放 煤的后期，煤砰相混严重，歼多煤少，只得关上插板，造成煤损增加。在 此研究基础上，改进了放煤方式，采取了顺序两轮折返补放法，这样做可 以使顶煤均匀下沉，能够最大限度地放出顶煤，并减少混歼 ;通过煤质化验 及验算回采率，回采时期工艺回采率达到了 90%，其混歼率为 5%。3.4 合理加大综放面几何尺寸 综放面受客观条件的制约，客观在着诸多煤炭损失，如初采损失、停采损失、端头损失等，损失率与工作面的可采储量关系密切 ;通过加大工作 面的几何尺寸提高可采储量，就能相对减少煤炭的损失率 ;因此，在设备及 地质条件允许时，尽量加大综放面面长和有效推进长度，以此来提高综放

10、面回采率。3.5 提高回采率的措施1）以每日提升箕斗数量计算矿井日产量， 矿井日产量减去掘进煤量视为 回采煤量，以此来考核综放队产量。2）综放面每旬至少探一次煤厚， 在工作面内均匀分十个点打钻探煤层实 际厚度，因为实际煤层厚度是有起伏变化的，这样做可以准确计算面内储 量及回采率。3）矿煤质队每两天到综放面运输巷胶带机上取煤样化验， 以便于计算改 正回采率，并随时抽检煤质，以便控制综放队放歼量，提高煤质。4）以放煤量制定经济政策。 机采煤量通过测量割煤高度就可以获得， 综放队 生产的煤炭产量减去机采煤量，再减去超过矿计划指标部分的混歼量，就 视为放煤量，以此作为矿对综放队计算奖金的基础。由此促进

11、综放队努力 提高煤的产量及质量，从而提高了回采率。通过上述方法及措施使综放面 回采率达到 85%以上。3.6 综放开采时顶煤不易碎落的原因及对策 我矿已开采的综放面顶煤冒落情况均较好，但 1999年开采的 S1W4 综 放面，经常出现顶煤不冒落或冒落块度大现象，工作面推进速度快，就更 不易冒落 ;一定程度上影响了生产的快速进行，降低了回采率。通过分析产 生的原因并采取相应的对策很好的解决了这一问题。3.6.1顶煤不易碎落的原因1）煤体层理及节理不发育、 胶结好，煤体强度有所提高 S1W4 综放面从 开切眼向外推进 500m 时，没有大的地质构造，煤层赋存稳定，夹歼少，工 作面生产正常，片帮冒顶

12、现象很少出现，采煤机割出煤壁后非常齐整，看 不到明显的节理，说明煤体胶结较好，强度较高，致使顶煤不易碎落。2）支架工作阻力低，使顶煤整体弯曲下沉而不破碎 众所周知，当煤体从应力升高区过渡到卸压区时，煤体释放的弹性变 形能量是顶煤破碎的能量因素之一 ;煤体的应力升高是煤层顶板压力与支架 相互作用而形成的，如果煤层强度较高，液压支架工作阻力不够大，顶板 压力作用到支架顶部煤体时，支架将产生下缩，顶煤缓慢下沉，致使顶煤 不被完全压裂，变形能量低，破碎不发育 ;又由于煤层直接顶是 30m 油页岩 易冒落，导致顶煤形成了以采空区冒落歼石和支架为双支承点的弱体铰梁， 随移架随下沉、断裂，最后接触底板，形成

13、大块煤难以放出。这从 S 1 W4 综放面安装ZFS4000 17/28型支架区段顶煤冒落块度大，放煤效果不好 和安装ZFS7200一 12/29型支架区段放煤效果好就能说明了这一点。3）放煤步距不合理S 1 W4 综放面刚开采时，采用的是“一采一放” ，即放煤步距是 0.6m 的放煤方式，这是因为以前的经验， “一采一放”不在采空区侧丢掉安息在 底板的三角煤 ;通过实践及分析， “一采一放”随移架随冒落下的部分顶煤被 过早放出，导致大块度后落下的煤块不受到上覆岩体的重力作用，而不能 继续破碎、放出。上述三个原因同时存在，导致了顶煤不易破碎，难于放出。 3.6.2采取的对策1）提高液压支架初撑

14、力和工作阻力， 增强对顶煤挤压作用， 以利于对顶 煤的破碎。在采面更换架型已不可能，因此采取在支架安全系数之内调整 安全阀整定值的方法，适当提高了液压支架的初撑力和工作阻力。2）改变放煤方式，加大煤体破碎放煤方式由“一采一放”（即放煤步距为0.6m）改为“两采一放”（即放 煤步距为1.2m）,第一次移架冒落的煤不被放出，这样落在碎煤之上的大块 煤就能够继续受压而破碎 ;同时“两采一放”增加了对顶煤的扰动次数，有 助于顶煤破碎。3）对顶煤实施放震动炮 在支架前梁架间位置，对顶煤实施放震动炮，使接近支架顶梁的这一 层位的煤体开裂，随移架而破碎冒落，这样做使较上层的顶煤易断裂跨落， 经受压破碎后放出

15、，从而改变顶煤形成铰梁或悬梁而最后落到底板不能放 出的状况。通过采取上述对策，基本解决了顶煤不落、块度大而不易被放出的问 题，保证了生产的正常进行。4 综采放顶煤开采和支护技术的发展前景1）截止2000年末，我矿保有储量16394.6mt，其中适合综放开采的有 13632.0mt;所以，综采放顶煤技术在我矿有广阔的发展前景。2）综放开采以其高产高效、回采成本低、巷道掘进率低、维修量少、搬 家倒面次数少、节省采面的安装及撤出费用等优点，有着良好的发展前景; 加大综放面几何尺寸，装备大功率的运输设备和高阻力液压支架是综采放 顶煤技术的发展趋势。为提高综放面单产，简化生产系统，实现矿井高产 高效集约

16、化生产，我矿在铁法煤业集团的大力支持下，将要装备一个面长为220m,有效推进长度1020m、可采储量250mt的综放面，运输机功率为800KW,液压支架工作阻力为7200KN ,力争使综放平均单产达到18mt/个. 月，实现扭亏为盈。3）几年来，我矿在高软岩巷道支护的研究上虽然取得很大进展，但还 不理想，巷道支护成本依然较高，需要今后继续攻关，将继续聘请国内外 专家指导与咨询，以期达到降低巷道支护成本、增加支护强度、满足生产 需要之目的。5 综放开采防灭火技术的难点与对策5.1 综放开采防灭火技术的难点 由于综放开采顺槽沿底板一次掘出，服务时间长，顺槽顶煤较厚，且过旧巷或断层时，煤体较破碎、易

17、于离层、压裂冒落，使得巷道煤体自燃 危险性增加。综放防灭火技术难点主要表现在以下几个方面：煤层最短 自然发火期缩短，梁宝寺煤矿由分层开采的 3-6个月缩短到22d;综放 开采的丢煤相对集中，特别是工作面采空区周边丢煤增加；实施放顶煤 开采，顶板冒落面积加大，采空区漏风强度进一步增大；综放面两巷沿 煤层底板掘进，巷道顶煤易破碎甚至冒顶，极易自燃，且常规的防灭火手 段难以奏效；高度集中生产，对矿井防灭火工作的安全可靠性要求越来 越高。5.2 综放开采防灭火技术对策 针对上述难点及自然发火特点，梁宝寺煤矿从实际出发，以开发应用防灭火新材料、新工艺、新技术为核心，研究成功了综放面采空区、综放 面顺槽两

18、重要区域的煤层自然发火防治技术，成功地解决了综放开采的防 灭火技术难题，保证了综放工作面的安全掘进回采，杜绝了煤层自然发火事故。表 2-1 是梁宝寺煤矿厚煤层综放开采防灭火的技术对策。5.3 综放工作面防灭火技术3.1 预防性灌浆防灭火技术 注浆不仅可以密实采空区减少采空区的供氧量，降低采空区温度，用 于防火，而且还可用大范围火区的灭火，是一种标本兼治的防灭火手段。 注浆技术的关键在于选择合理的注浆参数，梁宝寺煤矿自投产以来，坚持 随采随注、采后“两道一线”注浆、局部地点加强注浆等取得了较好的防 火效果。1）水土比根据梁宝寺煤矿的实际，水土比在 2: 14: 1之间，视注浆的地点而 定；采空区

19、灌浆量可按覆盖采空区 2cm厚的黄土为好。2）注浆方式 采用随采随灌和采后灌浆两种方式。随采随灌:在工作面推进的同时，对采空区进行灌浆。注浆管路敷设于工作面两巷标高较高的一巷道，浆液 靠自重向下部采空区流动，灌浆管路应埋入采空区15-20m左右后开始注浆, 防止浆液窜面，每日轮流灌注浆体。采后灌浆:工作面采完封闭后的灌浆， 在停采线上部密闭墙上部插管灌浆，直至灌满为止。3）注浆用土量计算 随采随注的工作面，日灌浆所需土量用下式计算:Qt=K m- l - H C式中:Qt 日灌浆所需土量， m3/d；m煤层米咼，m工作面日推进度， m/d；H 灌浆区倾斜长度， m；c采煤回采率，%K 灌浆系数

20、，根据矿区实际情况，一般取 0.014 0.03 ；4）灌浆工艺的选择常用的灌浆类别有：灌注黄土浆液、 “灌注黄土浆液 +阻化剂”、“灌注 咼浓度黄土稠化胶体浆液” 、复合胶体泥浆等。正常情况下，采用“咼浓度黄土阻化剂” 注浆工艺随采随注；当工 作面采空区出现发火征兆时，采用“复合胶体泥浆”注浆工艺，复合胶体 泥浆由黄土、水、悬浮剂、胶凝剂组成。在地面灌浆池内的黄土浆液中按 比例加入悬浮剂，搅拌均匀后，即可形成稠化胶体，通过灌浆管路系统输 送至井下。3.2 阻化剂防灭火技术阻化剂是有一些无机盐类化合物组成，如氯化钙（ CaCI2.6H2O）、氯化 镁（MgCI2.6 H2O、氯化铵（NH4C）

21、等溶液喷洒在煤块上，具有阻止氧化， 防止自燃的作用，故称阻化剂，在煤矿中利用喷洒和压注阻化剂可以有效 的防止煤层自然防火。1、阻化剂的选择及其技术参数。根据矿井实际状况，选用 MgCI2作为 阻化剂，既能取得较好效果又方便取得。阻化剂药液浓度最好控制在 18 20%之间。2）喷洒地点和时间。喷洒地点：工作面上下两巷两帮、两端支架后方浮煤处、面后采空区支架空隙处。喷洒时间：工作面每次移架后煤矿在 3115、3111、3107 等工作面回采过程中， 坚持喷洒阻化剂措施， 有效的降低了煤层的氧化速度，杜绝了工作面自然发火事故的发生。3.3 隔离墙防灭火技术建筑防火隔离墙就是在工作面两巷采空区后侧，用

22、沙土或黄土装袋堆 砌而成的隔离墙。其作用是减少两巷采空区漏风，减少氧化带和漏风带， 增加窒息带的长度，最终目的是尽最大可能减少采空区浮煤的氧化带长度， 减少采空区浮煤自然发火事故。距离工作面多长时间建筑防火隔离墙是防 火墙起作用的关键。根据梁宝寺煤矿建立防火隔离墙测定工作面采空区和 回风隅角的CO气体浓度来看见表（3-1）,防火隔离墙的最佳位置应是 10 米一道，由于工作面推进速度较快，一天推进速度近 9 米，故一天建一道 防火隔离墙工作量较大，而且建墙材料运输较为困难，取 20米建一道防火 隔离墙比较符合实际，而且采空区和回风隅角一氧化碳、瓦斯浓度均不超 限。建筑防火隔离墙的厚度控制在 1.

23、53米之间。两帮分别与采空区和煤 帮靠紧，真正起到堵漏作用。3.4 工作面放矸石带防灭火技术在工作面推进期间，每推进 30米沿面放一条宽度为 58 米的矸石带， 矸石带起到如下作用： 1 ）减少采空区遗煤； 2）起到采空区隔离墙作用， 减少采空区漏风； 3）缩短采空区氧化带长度，加快进入窒息带时间； 4） 减少采空区空间，有效降低回风隅角有害气体涌出量。3.5 停采线打钻孔预注浆技术 工作面采空区注浆是工作面安全撤出的最重要措施，实施工作面采空 区防灭火钻孔是采空区注浆的关键。在工作面临近停采线 50 米时，沿工作 面轨道顺槽联络巷底板以上 1.2 米处施工五个钻孔。钻孔按扇形布置，每 个钻孔

24、控制架后510米的范围，垂高控制在距架顶 35米左右。根据现 场制定严密可行的钻孔参数，钻孔施工完毕后，立即通过钻孔对采空区注 破碎煤体堵漏剂，防止采空区在回撤期间自燃。3.6 人机结合自然发火预报技术采用KSS-200束管监测系统和KJ95安全监测监控系统相结合，在工作 面回风流分别布置三个传感器，分别是甲烷传感器、温度传感器、一氧化 碳传感器，对工作面回风流中的瓦斯、温度、一氧化碳分别进行 24 小时连 续监测。在工作面回风隅角按设束管采样器，距离工作面采空区 30米范围 内埋设一路束管采样器，随着工作面的推进而随着敷设。在工作面回风隅 角敷设一个束管采样器，对工作面回风隅角进行采样分析，

25、每天进行一次 抽样分析，及时了解掌握工作面采空区和回风隅角气体涌出情况，根据分 析的结果及时采取针对有效的措施。瓦斯检查员每班对采煤工作面上下隅 角风流、切顶线附近风流、采煤工作面风流、采煤工作面回风流中瓦斯、 二氧化碳、一氧化碳、温度至少检查两次，发现异常及时汇报矿调度室、 通防科，矿通防科立即派人下井，进行分析处理。3.7 均压通风防灭火技术 矿井通风系统的安全可靠、稳定合理是矿井防火工作的关键。影响矿井通风系统稳定的关键是通风设施设置的及时与合理。工作面回采结束后， 及时调整通风系统，构建通风设施，形成均压通风，减少采空区漏风，防 止采空区遗煤自燃。梁宝寺煤矿根据矿井实际情况，加大投入，

26、引进高科 技技术，把所有的风门均换为无压高分子风门，并按设自动控制装置。井 下所有的风门均实现可视化、自动化、闭锁化。确保了矿井通风系统的安 全可靠、稳定合理。3.8 注氮防灭火技术 氮气是一种化学性质稳定、在常温常压条件下难与其它物质发生化学 反应的气体，是良好的惰性气体。随着空气中氮含量的增加，氧含量必然 降低。因此，当氧含量降低到 510%时，可抑制煤炭的氧化自燃，氧含量降 至 3%以下时，可完全抑制煤炭等可燃物隐燃和复燃。基于上述防火机理， 购置了制氮机系统，向综放面采空区注入氮气，并使它渗入到采空区冒落 区和裂隙带，形成氮气惰化带，可达到抑制采空区自燃的目的。6 掘进过程中及开切眼安

27、装期间防火措施6.1 掘进过程中防火措施 两顺掘进期间采用锚网、锚索、喷浆联合支护方式，喷浆的目的主要 是隔绝空气与煤体的接触，降低煤炭氧化速度。对巷道掘进过程中出现的 高顶，进行预埋铁管注白泥充填料等，当顺槽掘进完成后，受压力影响， 巷道会出现裂缝，喷浆脱落等现象，这时及时重新打孔，补注白泥充填材 料等。6.2 开切眼安装期间防火措施 开切眼施工采用对巷道底板锚网、锚索喷浆联合支护。及时洒阻化剂、白泥浆进行处理。对顶板离层、漏顶地点及时打眼将顶板空间及裂隙充填 白泥。支护安装完成后在架后埋设 4 组束管探头，监测采空区“三带” ，便 于根据煤层自然发火期确定最低月开采进度。 （附：束管示意图

28、）6.3开采过程中防火措施3.1回采期间自燃隐患分析1、 工作面回采初期，由于推进度较慢，月推进长度只有40米左右， 且采空区遗留煤炭，尤其是切眼附近的煤体暴露氧化时间长，开采后不易 跨落，附近煤体的供氧条件相对较好，容易形成较大自燃隐患。2、工作面回采经过断层附近时，煤层及其顶板松软破碎，断层处煤体 受地质构造作用非常破碎，且表面活性结构增多，浮煤丢入采空区后，比 其它区域浮煤的自燃危险性大。工作面过断层时，受断层落差影响，顶煤 不能够全部放出，使采空区遗煤增多，而且过断层时推进速度慢，采空区 供氧充分，使断层附近容易发生自燃隐患。3、由于综放面超前压力影响，顶煤在回采前已破碎，破碎区受到较

29、长 时间的氧化升温，巷道、端头支架及过渡支架顶煤不放，采空区冒落不实， 空洞较大，漏风严重，增强了自燃的危险性。6.4回采期间自然发火防治措施1、超前预防措施：（1）首先两顺副帮超前后部运输机 5m扩帮，将长期氧化煤提前清除，开帮深度最少im直至硬帮为止。（2）上、下口 3个 支架始直至2个顺槽副帮的木料、铁网收净，将顶板煤放净。（3）每个原 班对上、下尾巷放下的煤及时清净运走，并原班注白泥，将煤炭包裹，防 止氧化。（4）距后部运输机7m在两顺顶板打钻至煤层顶板，进行预注高 压水，便于尾巷煤冒落和湿润煤体。（5）每10天对上、下尾巷进行封堵1 次，主要是先用瑞米充填后注白泥，防止向空区漏风。（6）下尾巷预埋注氮管路，不间断向采空区注氮气。（7）原班注白泥。（附图）封堵墙 白泥2、安全监测措施：（1）在回风顺槽内，从开切眼敷设 1路直径50mm 的钢管内设3路束管对采空区气体取样化验分析；（2）利用安全监测系统 分别在工作面回风顺槽设置一路监测束管和温度、瓦斯、CO传感器，实现工作面温度、气体连续监测；（3）及时在工作面支架上部顶煤破碎区、支架后部采空区布置测点，监测工作面支架顶煤和后方浮煤温度和气体的变化情况，每天派人对工作面回风隅角、回风流和设置的测点测量、取样。 测量仪器、人员尽量