小峪煤放顶煤开采技术1.doc

奖 种科技进步技术发明技术革新项目名称小峪煤矿放顶煤开采技术主要完成人马军瑞 孙志斌 齐建强 杨启明 李永主要完成单位小峪煤矿申报单位意见(盖 章)同意申报奖励等级一项目可否公布可主题词小峪煤矿放顶煤开采技术专 业分 类采煤任务来源A国家计划 B部委计划 C省、市、自治区计划 D基金资助 E国际合作 F其它单位委托 G自选() H非职务 I其它项目起止时间2011年7月10日2012年5月20日组织评价单位集团公司技术中心评价时间成果水平公司先进申报单位联系人周学超所在部门科技科联系电话3068764移动电煤集团2013年科学技术（技术革新）奖申报书一、项目基本情况二、项目简介内容简介（要求填写：立项原因、成果内容、创新点、效益等可另加页）内容简介：立项原因：一号井3#层东IV盘区4801工作面（小峪煤矿首采放顶煤工作面）因该工作面瓦斯含量高、施工难度大、及过三条空巷因此增加了工作面回采时的难度。成果内容：一、原煤生产中存在问题一号井3#层东IV盘区4801工作面，工作面走向长度816m,可采长度776m，倾向长度150m，煤层平均厚度9.3m，煤层倾角10-30。工作面工业储量151.55万吨，630米处有一条落差为0.55m逆断层，500米处遇一条厚度为1.5m岩墙，681m、691m、791m过4216、4217、4218三条空巷，绝对瓦斯涌出量1.5m3/min，因本工作面施工难度较大，为此制定了专项措施。二、创新点（1）、选择合适的采煤工艺，提高回收率；（2）、加强煤质管理，切实提高煤质；（3）、加强过地质构造和过空巷管理；（4）、综合治理瓦斯，确保开采工作正常；（5）、加强工作面质量管理；（6）、加强矿压观察和分析，为正常开采提供科学依据。三、效益分析（1）、回收率，工业储量151.55万吨，实际采出量125.11万吨，计划回收率75%，实际回收率86%，提高11%。（2）、产值：计划40691.1万元，实际：44789.3万元(358元/吨)。（3）、煤质：计划5488大卡，实际5620大卡。（4）、效益：比计划增加：4098.2万元。主 要 研 制 人 员 名 单序号姓名性别出生年月技术职称文化程度工作单位对成果创造性贡献1马军瑞男1971.06工程师大学小峪煤矿主持设计、组织开采2孙志斌男1977.06.01大专小峪煤矿主持设计3齐建强男1988.11.03助理工程师大专小峪煤矿参与设计4杨启明男1989.11助理工程师大学小峪煤矿参与设计56789101112131415同煤集团朔州煤电公司小峪煤矿放顶煤开采技术编制：马军瑞 孙志斌水 同煤集团朔州煤电公司小峪煤矿小峪煤矿首个综放工作面于2011年7月10日安装试采，采至2012年5月20日基本结束。工作面共推进776m全部结束，收集资料，进行矿压观测和分析，生产过程中各级管理人员高度重视，队干部现场跟班，及时解决各类问题，并实现了本采面安全生产。为该盘区4802、4803两个接续面的开采提供基础数据，合理确定支护参数及强化顶板管理提供依据，现总结分析如下：一、工作面基本情况：1、工作面位置：4801工作面地面位置位于南岭峭北部，东道沟与车道沟之间，地面标高12801354m,对应地面无任何建筑设施，回采后对地面有一定影响。4801工作面位于我矿一号井19#煤层的东盘区，北为小峪矿界与东沟矿相邻，南为4802工作面（未采），东为东盘区边界与芦子沟矿相邻，西接429、428回风巷及轨道、皮带运输巷,对应上部为18#层采空区，层间距56m，巷道层间距911m。2、巷道布置：19#煤层东IV盘区由于过去曾经回采过，盘区内有以前掘进的空巷，部分地段可利用，设计从406巷开口掘4205巷（设计长度1150米，前期用途为19#煤层东IV盘区准备巷道进风运料。后期为4803工作面的运输顺槽），掘进307米处向北掘进2条巷道，428机轨合一巷、429专用回风巷，由于盘区仅服务于一个煤层，服务年限短，所以均布置煤层中。4801工作面由一条轨道顺槽、一条皮带顺槽和切眼构成采煤系统。4201皮带顺槽与4202轨道顺槽两巷均直接与切眼联通；且开口处分别位于428巷轨道下山和皮带上山。3、巷道支护方式：4201巷为矩形断面，巷道毛宽4.5m，毛高3.0m，毛断面积为13.5m2，净宽4.3m，净高2.9m，净断面12.47m2，顶板支护方式为锚杆挂金属网和锚索吊挂W型钢带联合支护，护帮采用锚网与梯筋组合体支护。4202巷为矩形断面，巷道毛宽3.2m，毛高3.0m，毛断面积为9.6m2，净宽3.2m，净高2.9m，净断面9.28m2，顶板支护方式为锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。4、工作面支护：根据工作面煤层厚度和顶、底板岩性选用ZF7800/17/30H型（普通架）、ZFG7800/19/34H型（过渡架）低位放顶煤液压支架支护，自然垮落法管理顶板。二、技术特征：4801工作面走向长度为816m，工作面倾斜长度150m，工作面煤层平均厚度为9.3m，煤层倾角为13；根据支架最大支撑高度，确定其机采高度为2.8m,放煤高度为6.5m，循环步距为0.7m。工作面工业储量为151.55万吨。三、地质构造：根据地质资料得知：1、4801工作面在4202巷+10点前13.6m处遇有一条小逆断层，落差为0.55m，走向3500、倾向2600、倾角400，对回采影响不大。 2、在4201巷+8点后(北帮41m到51m为岩墙)，+8点后(南帮24m到31m为岩墙)，岩墙垂直厚度达1.5m，南帮的岩墙,在回采时的影响较大。届时编写有针对性措施。四、回采工艺：1、采煤工艺：（1）割煤方式：双向割煤，采煤机往返一次割两刀，沿运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。（2）采煤方法：工作面采用倾斜长壁一次性采全厚放顶煤全部垮落后退式综合机械化采煤法。回采工艺为：割煤移架推前溜拉后溜放顶煤清煤。2、配套设备：液压支架为ZF7800/17/30H型普通支架75架、过渡架为ZFG7800/19/34H型支架6架、采煤机为MG930/400-WD型、前部输送机为SGZ830/630型、后部输送机为SGZ830/800型、转载机为SGZ-830/315型、破碎机为PLM2500型、皮带输送机为SSJ-1000/160型。五、工作面事故分析：4801工作面在回采过程中，由于是首个综放面，放煤工不够熟练，在放煤时，难以控制煤量及流矸，经常会出现压后溜现象及流矸通过破碎机时对转载机链和破碎机锤头损坏较为严重。随着工作面的向前推进，工作面的其它设备也相应出现故障，如：采煤机行星头漏油、前溜尾链轮组件漏油、后溜头链轮组件漏油、摇臂轴承坏、挤电缆事故频繁发生，都给生产工作都带来一定影响。六、工作面质量标准状况：由于工作面4201巷顶板淋水较大，放顶煤工作面放煤时产尘较多，但我队全体干部职工迎难而上，注重在实际作业中按标准作业，在质量标准化检查中均达优良。七、技术经济效益： 4801工作面在回采率及其它各项技术指标均达到了规程要求，圆满完成了矿下达的100万吨年产量任务，工作面最高日单产约为7000吨左右。但是本工作面在放煤时，对流矸控制的不太好，及岩墙的矸石，煤质指标超标，与规定指标存有一定差距，特别是在顶煤的回收率这一项当中未达到预期的目的，分析其原因，有如下几条：1、放煤方式：放煤方式：最佳的放煤方式可以提高采出率高，降低含矸率低。选择合理的放煤方式是提高顶煤回收率的重要因素之一。根据东盘区顶煤厚度，4801工作面的放煤方式可选择为：单轮顺序放煤、单轮2人放煤（后面一人重复放煤）、单轮间隔放煤，有待在生产实践验证。2、放煤步距：放煤步距和放煤方式的合理性是决定放顶煤工作面回收率和含矸率的两面个重要因素，放煤步距太大或太小都将会顶煤损失率过多和含矸率太高。4801工作面采用“两采一放”，对于东盘区该采用“两采一放”还是“一采一放”，有待在实践中摸索，合理的选择放煤步距，只有这样才能得到到较高的回收率。3、回采工艺：放顶煤合理回采工艺为：割煤移架推前溜放顶煤拉后溜。4801工作面回采工艺为：割煤移架推前溜拉后溜放顶煤。这两种回采工艺也同样决定着顶煤的回收率的高低，显而易见前一种回采工艺比后一种回采工艺回对顶煤的收率要高。只有合理选择出一种最佳放煤工艺，顶煤回收率也会大大提升。4、初采工艺与未采工艺：初采放煤工艺：放顶煤工作面初采损失，主要是工作面从开切眼推进后，在老顶初次垮落后开始放顶煤。为提高顶煤回收，当工作面推进3-5m后，应采取向顶煤打眼放炮强制顶煤垮落回收，以减少初采损失。未采放煤工艺：放煤工作面未采损失主要是在工作面收尾时为利于回撤支架提前铺网控制顶板引起的损失，一般距停采线十二米左右停止时回收顶煤，可根据情况缩短停采线煤柱以减少煤炭损失。5、劳动定额的制定：放顶煤工作面不同与其它回采工作面，在制定劳动定额时，已不能沿用传统的管理模式和分配方法，大部分职工是通过自己的工资收入对自己的劳动付出进行评价的，要想提高职工对顶煤回收率意识，需制定出一套切实可行的分配定额。另外，进一步提高放煤工技术熟练操作，也是提高顶煤回收率的另外一种途径。八、顶板支护质量监测资料的分析：该工作面使用ZF7800/17/30H型支架，其额定工作阻力为7800KN93（39.75MPa），支护强度为0.97MPa，液压支架工作阻力采用YHY60矿用本安型连续记录矿压表和KBG-I型煤矿顶板安全监测系统矿压表进行连续监测，工作面共设10个测点，分别安装在5、15、25、35、45、55、65、75、85、95号支架。1、观察记录：4801工作面从开采到结束累计来压45次，顶煤初次跨落步距为8m左右，顶板初次来压步距为13-15m,工作面正常推进周期来压步距为19-21m，工作面缓慢推进时来压步距为15m，平均来压步距为19m，周期来压时，支架最大工作阻力为39.59MPa，平均阻力为35.8 MPa，未来压时候工作面平均阻力为26 MPa，分别是额定工作阻力的99.6%、90%和65.4%。2、工作面矿压显现规律：通过4802工作面支架阻力观测分析可知：工作面顶板来压显现明显，初次来压步距为14m，基本周期来压步距为20m，来压时强度较大，支架安全阀开启次数频繁，多数支架安全阀开启为雾状，达到额定工作阻力的99.6%和90%，导致部分支架安全阀损坏，因此换支架的安全阀，也是我队支架检修工的一项繁重任务。工作面来压时基本上是中部先来压，然后向两边扩展，如果头尾不平行推进，则靠超前一侧的中部先来压，后向两边扩展，显现出分段来压的特点。工作面中部压力大，有时出现连续来压的现象，工作面上下端头两个区域来压显现不明显，与工作面周边为实煤区有很大关系。来压时煤壁片帮较大，最大宽度达1.0m以上，造成支架端面距增大，控顶距增加，机道顶煤形成破碎漏冒区，使支架接顶状况差，不能充分发挥支架初撑力对顶板的支护作用，是造成工作面顶板出现台阶下沉，压死支架的一主要原因。九、工作面回采过程中遇到主要问题及采取的措施：1、工作面顶板处理：工作面初采容易形成大面积悬顶，给工作面安全生产带来隐患，同时也为了尽早使顶煤垮落，提早对顶煤的回收，因此为了安全开采，工作面在采出5m时，在工作面煤壁与支架间的顶煤上按每1.5m打一仰角为600孔，孔深2.5m,对顶煤进行了弱化处理，取得了良好的效果。在日常生产过程中，如遇顶煤坚硬时，也采取该方法，大大提高了对顶煤的回收率。2、对4202巷加强的支护措施：工作面采出180m后，4202巷压力增大，闷墩频繁，造成4202巷顶板下沉，巷道变形。矿、队领导都十分重视，及时采取措施，采用一梁三柱加强对4202巷的支护，使工作面顺利采出。3、瓦斯治理措施：4801工作面自开采以来，受顶板初次来压、周期来压、采空区面积、地质构造、采空区遗煤、放煤等因素的影响，工作面瓦斯绝对涌出量呈明显上升趋势。随着4801工作面的回采推进，工作面绝对瓦斯涌出量由 5 m3/min一直上升到 8 m3/min，尤其是上隅角的瓦斯涌出量都在 9m3/min左右。大大超出了工作面预计瓦斯瓦斯涌出量，虽然采取了调节风措施，从原回风巷的风量900 m3/min调节到1000 m3/min多的风，但工作面上隅角的瓦斯斯浓度仍超过了有关规定另。为了保证安全生产，不得不采取导风幛及采放不平行作业等措施，但在正常生产时，上隅角的瓦斯还会经常超限，仍然无法保证正常生产。因此决定采取瓦斯抽放的措施，建立局部瓦斯抽排系统，以便从根本上解决该工作面的瓦斯问题。 针对4801工作面的瓦斯涌出主要来源于采空区，所以采取了采空区瓦斯这一治本的措施 ，采空区瓦斯的抽放主要采取在相邻的4203巷进行采空区瓦斯的抽放方法，抽放采用的设备为ZWY110/132-G型水杯真空泵2台，一台备用。这一措施的的实施取得了明显效果，使工作面上隅角瓦斯浓度基本控制在规定范围内，但在生产过程中，上隅角还会偶尔出现瓦斯浓度超过1%，鉴于此种情况，我矿又采取在回风顺槽安装了211KW的专用抽排瓦斯风机，又一措施的实施，从根本上解决了上隅角瓦斯超限的可能，把上隅角瓦斯浓度彻底控制在了1%以下，直至该工作面回采结束，未发生过瓦斯超限。 4、工作面过空巷措施：我队所回采的4801工作面，在推进至25m、165、175m处各有一条空巷，三条空巷分别为4218巷、4217巷、4216巷，三条空巷均位于本煤层中，其中4217巷与4216巷间隔煤柱为10m，三条空巷与4801工作面平行，且横穿整个工作面。三条空巷规格为：宽高=2.3m2.2m，均为见顶见底。由于空巷原始支护为梯形木棚，其支护强度已大大减弱，为保证空巷在采动影响下保持平衡，回采前已对空巷采用2.0m长的锚梁进行了加固，1.5m一架，并在空巷顶部铺铅丝网。在过第一条4218空巷时，由于经验不足，在过巷时，未能顺利通过，分析其原因为：部分支架窜液、安全阀整定值较小，工作面压力增大时，安全阀过早开启，达不到预定的工作阻力。过空巷前，底板岩石坚硬，卧底距离短，卧底量不足，造成采高失控。工作面过空巷推进过程中，未采用调斜通过，使顶板逐渐暴露，造成顶板大面积来压。以上原因造成在过空巷时，采高不足，支架行程缩小，无法正常通过空巷，出现死死架，最后通过剪断锚索，取掉锚梁，挑顶煤，达到一定高度时，通过第一空巷。在连续过两条4217、4216空巷时，吸取过第一条空巷的教训，采取了如下措施：由于两条空巷高度均为2.2m,工作面正常推进过去以后,液压支架不能正常通过,故距空巷10m时,开始逐步割底。由地测科在距空巷前10m时，每隔10架作为一个点，测出空巷与工作面的标高，以此确定卧底量的大小。在过空巷10m前，可通头：尾=2：1调斜，使工作面与空巷形成最大夹角，在过空巷时，使顶逐渐暴露。同时要保证溜子不发生窜动，根据经验，头尾最大错距在7m左右。然后平行割煤连续通过两条空巷。计算过程如下： tan=H/c=7m/150=0.047 =arctan0.047=2.690 式中：工作面与空巷的夹角 H工作面头尾错距：m L工作