小阶段液压支架放顶煤采煤方法试验简介

1、急倾斜厚特厚煤层分段液压支架放顶煤采煤方法试验简介1 问题的提出明鑫煤炭有限责任公司混合斜井属于低瓦斯矿井，设计生产能力9万吨，煤层厚度48m，倾角60，属于急倾斜厚特厚煤层。多年来该矿一直采用仓储式采煤方法，回采率较低，安全性差，吨煤巷道掘进率高，劳动强度大，资源浪费损失严重，企业的经营效益较低，严重制约着矿井生产能力的提高和企业的经济效益的增长。2007年4月国家煤矿安全监察局煤安监技装20075号文关于急倾斜煤层安全开采的指导意见要求，到2008年1月1日起，严禁使用仓储式采煤法，要积极采用长壁采煤法、柔性掩护支架采煤法、水平分层（段）采煤法。为此，矿井采煤方法的改造势在必行。2 急倾斜

2、厚特厚煤层通常采用的采煤方法急倾斜特厚煤层国内外一般采用水平分段综采放顶煤采煤方法，急倾斜厚煤层一般采用柔性掩护支架采煤法，但对于煤层厚度介于厚及特厚之间的急倾斜厚特厚煤层开采在国内外还是一个难题，至今没有比较成熟的采煤方法。现采用的采煤方法有巷放式、伪斜柔性掩护支架采煤法、仓储式等方法，但都由于工效低、安全性差、劳动强度大、工作环境差等问题没有较好的解决而没有大量推广使用。3 急倾斜厚特厚煤层分段液压支架放顶煤采煤方法3.1 急倾斜厚特厚煤层分段液压支架放顶煤采煤方法简介急倾斜厚特厚煤层分段液压支架放顶煤采煤方法是在一个采区内，把煤层沿倾向划分为分段高10m的阶段，阶段之间留设一定的煤柱在回

3、采时自然垮落回收，每个阶段即可构成一个回采工作面。每个阶段在阶段上部沿煤层走向布置工作面回风平巷，在阶段下部沿煤层走向布置工作面运输平巷，运输平巷与回风平巷之间高差10m。在采区边界处，布置工作面切眼，构通运输平巷和回风平巷，构成工作面生产系统。正常回采时在工作面前不大于6m处以通风眼使得运输巷与回风巷连接，以加强通风，并作为工作面一个安全出口，运输巷作为工作面另一安全出口。在运输平巷头沿煤层走向安设2付液压支架做为回采工作面放煤口。在运输平巷和回风平巷内距回采工作面20m范围内架设超前支护。运输平巷刮板输送机从两付支架中间穿过延设到支架后部，对刮板输送机尾进行棚掩。支架后部放落顶煤经刮板运输

4、机到平巷皮带机（或刮板机）运至采区煤仓。采区内阶段按下行后退式回采，阶段高10m。3.2 回采工艺缩溜子à移支架à开帮à放顶煤1、缩溜子必须保证溜子伸入采空区后不超过4.5m，达到4.5m时必须缩溜子，每次缩一张溜皮，溜子缩出后，为防止溜子机尾被放顶煤压死，必须对溜子机尾用圆木或加工的棚掩件进行棚掩，棚掩高度不小于0.7m。2、移支架将支架前后及架间浮煤杂物清理干净后方可移架，移架时针对不同的液压支架可采用不同有方法移架。移架时如果出现歪架、倒架、压架应按措施要求进行处理，然后方可移架，严禁强拉硬移以防损坏支架。3、开帮移架到位后，先在架间对架后煤体用RZZ麻花钻

5、杆进行打眼爆破，炮眼沿巷道断面扇形布置，架后顶部煤体打眼深度5m。再在回风巷向巷道底部及两帮打眼爆破，底部打眼深度4m，开通一个整帮。4、放顶煤放顶煤时，在架后放煤，控制放煤量大小，以防压死溜子。顶煤回收至见矸石时停止。4 试验过程采煤方法改造设计经过评审后，公司选定在混合斜井11B21工作面首先进行试验。11B21工作面走向长480m，煤层厚度410m，平均厚度8m，煤层倾角60°，走向基本稳定。工作面巷道掘进及设备安装2007年12月完成。2008年1月份开始试验。4.1 工作面布置一、工作面巷道布置工作面布置在矿井一水平东翼B2煤层中，矿井通过联络巷使B1煤层溜煤上山、进风上山

6、和B2工作面运输巷连通，形成工作面运煤和通风系统。在+1562m水平和+1552m水平分别向东掘进B2煤层工作面一阶段回风顺槽和一阶段运输顺槽至采区边界，通过工作面开切眼联通一阶段运输顺槽和一阶段回风顺槽构成开采系统。5 试验主要指标完成情况本次采煤方法改造设计中确定了六项指标：一、有利回采率提高：现工作面回采率为30%左右，这样资源浪费大。预计采煤方法改造后，工作面回采率可达75%左右，有利延长矿井和水平的服务年限。二、有利提高工效：目前工作面生产工效为2吨/工左右，全员工效1.5吨/工左右，采煤方法改造后，工作面生产工效可达7t/工左右，全员工效可达3.5t/工。三、有利降低巷道千吨掘进率

7、：由当前的40m左右降低到25m左右。四、有利降低原煤生产成本：由当前的80元/吨降低到70元/吨。五、有利减轻工人劳动强度实现安全生产。本次试验主要指标完成情况见下表：110月份主要指标完成统计月份产量(t)推进度(m)煤层均厚(m)回采率(%)工数(个)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合计86425300887.8426320.3安全上未发生重伤及以上事故。主要指标全部达到预期效果，采区回采率及工作面工效指标远超过预期目标。6 试验中解决的主要问题6.1 采空区顶板控制采空区顶板控制技术是该放顶煤采煤方法的主要技术之一。既要防止采空区顶板不能及时垮落形成大面积悬顶，又要使顶板在开帮后不立即垮落以保证顶板矸石不混入煤中影响煤炭质量。本次试验的11B21工作面布置在B2煤层中，B2煤层顶板1.53m厚，为较软易垮落的泥质粉砂岩，其上部为B3煤层，B3煤层由于构造复杂，回采时留设煤柱较多。所以我们在B3留设煤柱段回

9、采时，不留设B2煤层顶板护顶煤皮，直接朝顶板侧打眼爆破松动，使残留的B3煤体也随11B21工作面的回采一起采出，虽然B2煤层顶板对煤炭质量有一定影响，但我们通过加强地面选矸使商品煤质量基本没有受到影响。对B3已回采地段，我们通过试验，留设2m护顶煤皮使B2顶板不很快垮落，该煤皮在开帮线后5m会随着悬顶面积的增大而垮落并采出，此后是顶板的垮落。通过护顶煤皮的留设既延缓了顶板垮落速度，又保证了煤炭回采率。6.2 工作面通风我矿属于低瓦斯矿井，根据混合斜井2007年矿井瓦斯鉴定结果：瓦斯最大绝对涌出量为0.40m3/min，二氧化碳最大绝对涌出量为0.62m3/min，矿井瓦斯最大相对涌出量为1.2

10、1m3/t，二氧化碳最大相对涌出量为1.88m3/t。工作面通风主要为两个路径：一个路径是大量的风流从工作面机道通过放煤口和煤帮达到工作面回风巷；第二个路径是少量的风流从工作面机道进入连接机道和回风的通风眼最后到工作面回风巷。为了保证工作面通风的可靠性，我们在工作面机道备用了一台局扇，以保证放煤口气体的正常。在试验期间，工作面上、下隅角气体一直正常，备用局扇一直没有使用过。工作面上隅角CH4在0.040.07%之间，CO2在0.140.4%之间，CO在020ppm之间，放炮时最大可达60ppm。工作面下隅角CH4在0.020.04%之间，CO2在0.080.1%之间，CO为0ppm。6.3 工

11、作面防火2005年测试本矿B2煤层吸氧量为0.34-0.39%， 煤的自然倾向性分类等级为级不易自燃煤。煤层有自然发火倾向，发火期为36个月。但B3煤层为原发过火的地段，容易复燃，另外放顶煤工作面可能和地面垮通产生漏风而导致发火。因此，我们采用了地面井下综合治理的方法。在地面，我们对地表塌陷区进行充填的方法进行了处理。在井下，通过向工作面顶部及顶板侧打深孔，使采空区尽量充填充分。另外，尽量加快工作面推进度，使采空区很快进入“三带”的窒息带。另外，通过工作面备用风机在工作面进、回风巷做风门用均压通风，通过均压通风可控制工作面和地表通过放顶煤产生的通道漏风，预防工作面发火。虽然工作面上隅角有CO，

12、但CO浓度始终保持稳定，其原因是由于工作面上隅角CO主要来自炮烟而造成的。试验期间，工作面上隅角CO在020ppm之间，放炮时最大可达60ppm。但工作面回风流中CO在012之间，没有超限现象。7 试验有待解决的问题7.1 工作面支架选型试验中采用悬移顶梁支架，该支架主要具有两方面的缺陷。其一是支架无底座，稳定性差。采煤方法试验初期，工作面在移架升架过程中，由于巷道顶部不平，易发生支架左右摆动或向前滑动等支架失衡现象。我们通过打靠柱等方法解决了这一问题，但是，给移架工作带来了许多不便。其二是支架尾梁短，且支架后立柱无保护，在工作面放顶煤过程中采空区顶部垮落煤体朝放煤口滚动，易砸坏支架后立柱。工作面试验9个月共损坏后立柱3根。所以，我们以后在工作面支架选型过程中必须充分考虑支架的稳定性和支架后立柱的防损坏。7.2 大块煤矸处理随着工作面的推进和上部顶煤的放出，煤层顶板会局部垮落，当顶板大块矸石移动到放