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文档简介

1、 四台矿极近距离煤层采空区下开采技术王雄伟(大同煤矿集团公司四台矿, 山西大同037007摘要:对四台矿极近距离煤层采空区下开采设计进行分析, 并通过生产实践总结出一套可靠的采掘安全保障系统, 形成了一套极近距离煤层采空区下开采技术, 对近距离煤层开采具有指导作用, 具有广阔的推广应用前景。关键词:极近距离煤层; 巷道布置; 开采技术中图分类号:T D823文献标识码:B 2336( -04Coal mining goafin Sitai MineW ANG X iong 2wei(Mine , Datong Coal Mine Group Corporation , Datong 03700

2、7, China 四台矿404盘区10号层于2001年底开采结束。为保证盘区正常接替, 必须开采404盘区下部11号层, 404盘区10号、11号层属极近距离煤层, 层间距极不稳定。四台矿从科学合理的盘区开采设计到首采面8423工作面掘进、开采的成功完成, 总结出宝贵的理论基础和实践经验, 形成了一套极近距离煤层采空区下开采技术。1盘区概况11号层404盘区所处的开采水平为1045m 水平, 上部10号层均已回采结束, 盘区走向长度13401770m , 倾斜长度1180m 。煤层包括11号层和盘区中部1000m 段11号层与12-1号层合并层, 厚度210714m , 平均厚度410m ,

3、煤层倾角16°, 平均3°, 煤层与10号层层间距0141718m , 大部分区段为014115m , 平均1m , 采深平均-200m 。404盘区内地质构造复杂, 有陷落柱4个, 断层分布较密集。11号层顶板为粉砂岩层, 层理、节理、裂隙发育, 稳定性差, 11号煤层及顶底板岩性如图1所示。掘进回采时顶板不易维护, 易发生漏顶事故。2开采方案说明211盘区巷道布置10号层、11号层盘区巷道采用联合布置方式 ,图111号煤层及顶底板岩性开采11号层时, 利用原有开采10号层已布置的三条沿南北向的盘区巷, 其中盘区轨道巷、盘区回风巷布置在10号层, 盘区带式输送机巷布置在1

4、1号层。回采巷道倾斜布置, 即东西向布置。212上下回采巷道内错距的确定11号层受上覆10号层采空区及层间距的影响, 根据上部采空区塌落稳定后采空区及巷间煤柱的压力传递范围, 同时结合大同煤矿集团公司王村矿近距离煤层开采经验, 选择11号层工作面与10号层工作面内错式布置。根据回采平巷矿山压力显现规律, 在11号层回采巷道与10号层层间距确定的情况下, 应布置于压力的传递影响角以外。压力影响角与煤层倾角、层间岩性有关, 一般情况下当煤层倾角小于25°时, 压力影响角为2545°, 11号层上覆10号煤层倾角一般为08°, 所以上下回采巷道内错距L 为32第32卷第

5、12期煤炭科学技术2004年12月 L H tan =218m(1式中H 10号、11号层间距, 取4m ;压力影响角, 取35°。根据式(1 及四台矿10号层、11号层煤层层间距及岩性, 以及根据矿压观测沿走向上部10号层实体煤对11号层巷道布置的影响, 最终确定上下回采巷道净煤柱为4m 。38423工作面开采情况31111号层8423工作面基本概况11号层8423工作面相对上部10号层8423工作面内错布置, 两回采巷道均与10号层回采巷道内错4m , 工作面走向长度1510m , 1368m (, 度134m 。, 煤层较稳定, 厚度25m , 平均4138m , 中间有013

6、m 的夹矸, 工作面3001300m 段为11号、12-1号层合并, 煤厚412m 左右, 13001510m 段为11号煤层, 煤厚216m 左右。(其中4001200m 段上覆10号层采空 。直接顶为粉砂岩互层, 厚度014310m , 岩性特征为深灰色, 交错层理, 含大量煤屑。老顶为10号煤层, 部分已采空, 平均厚度1197m , 直接底为细砂岩, 厚度1173116m , 岩性特征为深灰色, 以石英为主。上覆10号层采空区积水已打孔排放, 瓦斯平均绝对涌出量4114m 3/min , 相对涌出量1170m 3/t 。煤尘爆炸指数37%, 煤的自然发火期为6个月。312首采面8423

7、工作面掘进情况31211实体煤下巷道掘进及维护8423工作面上覆采空区段为4001200m , 在非采空区段巷道掘进时带式输送机巷高度为218m , 宽度为410m , 轨道巷高度为218m , 宽度为316m , 两巷均沿11号层顶板掘进, 支护形式为锚、网、索联合支护。切眼宽615m , 高218m , 锚杆、锚索联合支护。为了提高极近距离煤层留顶煤复合顶板的稳定性, 四台矿在极近距离煤层巷道11号层5423、2423巷采用了小孔径全长锚固螺纹钢锚杆支护, 不仅加强了对锚固区围岩的整体约束, 使锚杆支护系统刚度大大增强, 有效地控制了顶板变形, 而且实现了锚索和锚杆支护机具的统一。3121

8、2采空区下巷道掘进及维护由于10号层与11号层属极近距离煤层, 且层间距极不稳定, 其中800m 范围采空区下10号层与11号层间距014115m , 平均110m , 巷道掘进时采用留设11号顶煤掘进, 支护采用锚网和工字钢棚联合支护。巷道在采空区范围下掘进时压力显现非常明显, 在2423巷具体表现为:所留设的顶煤由于节理裂隙发育, 整体性差, 加之顶板压力大, 顶煤相当破碎, 顶煤边掘边冒, 冒顶长度总计为130m , 冒顶宽度为115215m , 高度为019114m , 冒顶区瓦斯浓度超限, 一般为3%12%;, , 压、锚杆杆体。, 采取了打210m 短锚索进行加强支护, 大大提高了

9、支护能力, 支护效果良好。针对顶梁压弯严重的现象, 及时把棚距由018m 改为015m , 并在压弯的顶梁下支设单体液压支柱和木柱防止变形加剧。同时主动掌握近距离煤层矿压显现特征及动压规律, 在掘进巷道中每隔100m 安装一块压力盒, 定期观测压力显现情况, 发现压力大时, 及时采取措施进行处理。为了更主动的超前解决巷道维护问题, 四台矿采用马丽散聚合固化产品对巷道顶煤进行超前加固, 利用艾格劳尼聚合产品对漏顶区进行中空填充以防治瓦斯积聚。超前注入马丽散后, 顶板的整体性得到加强, 有效防止了冒顶的发生, 巷道矿压显现明显减轻。对冒高区采用艾格劳尼泡沫充填, 有效的治理了冒顶空洞的瓦斯积聚。新

10、技术的不断使用保证了巷道的安全掘进, 简化了施工工艺, 减轻了工人的劳动强度, 提高了巷道的单进水平, 为8423工作面按期圈出及安全顺利回采打下了坚实的基础。3138423工作面回采情况11号层8423工作面从2001年10月1日正式生产, 现已开采完毕, 工作面经历了从实体煤下采空区下实体煤下的安全回采, 累计总产量72万t , 平均日产3800t , 最高日产7000t , 最高月产1315万t , 最低月产10万t 。31311采煤方法工作面采用单一长壁后退式综合机械化开采方法, 全部垮落法辅助人工强制放顶管理顶板。工艺流程为:单向割煤, 尾部斜切进刀上行割煤推刮板输送机移架, 下行清

11、煤。42第32卷第12期煤炭科学技术2004年12月 31312工作面设备配置采高选择:工作面在开采上覆实体煤段时, 见顶见底, 采高315m ; 开采上覆采空区段时, 见底留顶, 保证复合顶板厚度215m , 采高215m 。支架选型:根据开采10号层时的采高为119m , 留设顶煤及夹石厚度约215m , 可计算开采11号层时每架支架所承受的最大静压力为上覆10号层顶板塌实时岩体垮落带及215m 顶板的重量之和, 若按115的安全系数计算, 则每架支架的支承能力应为291t/架, 换算可得每架支架的支承能力应大于2910kN 。该工作面选择ZZS6000/17/37型液压支架, 其工作阻力

12、为6000kN , 满足生产需要。工作面具体设备配置见表1。表1工作面设备配备设备名称型号功率/kW数量采煤机MG TY 300/700-111D 70013液压支架ZZS6000/17/37131m , 工作阻力6000kN刮板输送机SG Z -830/63021长度132m 转载机SZZ -长度30m带式输送机×20011510m , 1000m 加中驱破碎机PC 1601601乳化液泵-200/31151251两泵一箱31313工作面进出上覆采空区下时的技术措施工作面进入采空区前30m 时, 采高由315m逐渐降低为215m , 留设顶煤以保证顶板厚度在215m 以上; 工作面

13、进入采空区前20m 时向煤体打 36mm ×2000mm 锚杆, 向煤壁打锚杆护帮, 防止片帮, 减少自由面; 支架移架采取紧跟采煤机前滚筒及时移架; 把液压支架的大护壁板更换为小护壁板, 以减小机道空顶距离。工作面出采空区前15m 时坚持及时移架, 当进入实体煤后采用带压移架; 进入实体煤后, 逐渐加大采高至313315m 后, 更换小护壁板为大护壁板。31314工作面矿压显现情况8423工作面在实体煤下推进时, 支架阻力平稳, 安全阀按周期来压步距2835m 均匀开启; 当工作面推进到上覆采空区前20m 至进入采空区前7m 时, 工作面及巷道片帮严重, 顶板压力增大, 局部破碎垮

14、落, 支架阻力增大到30MPa 左右, 安全阀80%开启; 当工作面推进至距采空区边界7m 时, 工作面进入煤体的塑性变形区, 顶板压力变小, 煤壁片帮现象减轻; 当工作面完全推进至采空区下后, 顶板压力小, 煤壁平直, 截齿牙痕明显, 支架阻力平稳, 安全阀很少开启; 当工作面推进至采空区范围外15m 时, 压力显现与工作面进入采空区时相似, 强度稍弱。31315超前、端头支护管理超前支护采用DZ 3115-28/100型单体液压支柱、112m 长型钢梁进行支护, 在实体煤下支护长度两巷均为20m , 前10m 为双排, 后10m 为单排(靠近工作面一侧 , 柱距018m 。采空区下单体液压

15、支柱直接支护在原支护顶梁下, 5423巷超前支护60m , 双排支设; 2423巷超前支护30m , 双排支设。在实体煤下安全出口处支护的原超前支护不提前回取, 每循环只回取二根单体支柱。在采空区下原超前支护不变的情况下, 增设迈步式抬棚, 抬棚支护方式为二对四梁, 顶梁为11号工字钢, 长度为312m , 每对抬顶梁间距为013m , 两对抬顶梁间距为1m 。工作面上下端头支护均由工作面支架支设至巷中, 巷中至煤柱侧由DZ 3115-28/100型单体液压支柱、112m 长型钢梁均匀支设至支架与煤帮中间, 柱距018m , 支设范围为放顶线至煤壁线, 每循环回一次。31316通防综合管理11

16、号层8423工作面为高瓦斯工作面, 煤层煤体及围岩中瓦斯含量较高, 回采过程是瓦斯涌出的主要来源; 另外, 在采至10号层采空区下时, 随顶板垮落10号层采空区内的瓦斯也将涌出。采取了严格瓦斯管理制度的执行和落实, 加强配风管理; 上隅角瓦斯处理使用抽排风机和尾部打风障措施进行处理; 在回采过程中打抽放瓦斯钻孔, 对工作面施行边抽边采等措施预防瓦斯超限。另外在回采过程中还采取综合防灭火措施:在52第32卷第12期煤炭科学技术2004年12月 工作面构筑均压系统; 封堵漏风通道; 对10号层采空区及11号层工作面进行预防性黄泥灌浆; 在工作面进风端头设置氯化镁雾化器, 使汽雾阻化剂变为阻化汽雾凭

17、借采空区漏风为载体转移到遗煤表面, 从而达到阻化防火作用。4存在的问题巷道在采空区下掘进时的顶板支护不能有效的控制上覆采空的冲击压力, 支护破坏严重, 巷道二次维护工程量大, 回采时钢棚采出率低。巷道在掘进时底板底鼓严重, 虽然采取了向煤柱打直径108mm 的钻孔卸压, 但效果不明显。5结语项目研究成功后, 将安全开采出404盘区11号层煤炭580万t , 该盘区开采结束后, 可创经济效益5亿多元。首采面开采技术研究获得成功, 将为极近距离煤层正常开采总结出宝贵的理论基础和实践经验, 同时将会为四台矿下部12号层、14号层近距离煤层开采提供一套可靠的采掘安全保障系统, 经济、社会效益显著, 具

18、有广阔的推广应用前景。参考文献:1钱鸣高, 刘听成1矿山压力及其控制M.北京:煤炭工业出版社, 1992.2陈炎光, 钱鸣高. 中国煤矿采场围岩控制M.徐州:中国矿业大学出版社, 1994.作者简介:王雄伟(1966- , 男, 山西大同人, 高级工程师, 现任大同煤矿集团公司四台矿总工程师。收稿日期:2004-07-08; 责任编辑:朱栓成郭二庄矿开拓大巷破坏治理技术冯光明1, 尚继平2, 冯俊伟1, 陈海良2(11中国矿业大学能源与安全工程学院, 江苏徐州221008; 21邯郸煤业(集团 有限责任公司郭二庄煤矿, 河北邯郸056303摘要:针对郭二庄矿-300m 北大巷严重变形与破坏的具体情况, 分析了其破坏原因及锚杆支护与注浆加固机理, 用F LAC 数值模拟软件进行了支护效果预测分析, 工程中应用表明, 锚杆索支护与注浆加固参数设计正确, 治理效果明显, 取得了显著技术经济效益。关键词:开拓大巷; 注浆加固; 综合治理中图分类号:T D353文献标识码:B :233612-04R epair roadw ayG mineNG ming

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