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河南理工大学高职学院采煤工艺实习论文 指导老师：王春城 采矿07-3班 娄东旺 2009-3-27 放顶煤开采厚煤层煤与瓦斯技术探讨 作者：娄东旺一摘要:（1）文章从分析煤矿发生瓦斯爆炸灾害事故的原因及特点着手，介绍了预防和控制瓦斯爆炸灾害事故的技术措施及发展趋势，说明瓦斯爆炸事故的防治是煤矿安全工作的一项系统工程，必须放在安全工作的首位，才能使瓦斯爆炸事故及其他灾害事故大幅度减少。 （2）介绍了炮采放项煤开采厚煤层技术的应用条件、回采工艺、回采中技术问题的处理和取得的经济效益，为同类煤层炮采放顶煤回采工艺的应用提供了有效途径。二关键词:瓦斯爆炸;原因分析;控制措施;发展趋势;炮采放顶煤；厚煤层；一采一放三（一）在煤炭开采过程中，瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、中毒、窒息矿井火灾、透水、顶板冒落等多种灾害事故时有发生。在这些事故中尤以瓦斯爆炸造成的损失最大，从每年的事故统计中来看，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，绝大多数是由于瓦斯爆炸，约占特大事故总数的70%左右，为此，瓦斯称为煤矿灾害之王。因此，分析瓦斯爆炸原因，制订防治对策，显得特别重要。1.瓦斯爆炸原因分析瓦斯爆炸特点：根据多年对煤矿瓦斯爆炸事故统计分析，可以发现有如下一些特点:瓦斯爆炸多为大事故;事故地点多发生在采煤与掘进工作面;瓦斯爆炸造成的破坏波及范围大;多为火花引爆;高瓦斯矿井、低瓦斯矿井均有发生;瓦斯爆炸多发生在乡镇煤矿;基建、技改矿井和转制矿井瓦斯爆炸事故多发。2.事故原因分析 煤矿发生瓦斯爆炸事故与许多因素有关，但总的来说，主要与自然因素、安全技术手段、安全装备水平、安全意识和管理水平等有关，发生瓦斯爆炸事故往往是以上因素相互作用所导致的。3.煤矿开采条件差 我国煤矿井下开采条件普遍较差，据统计，2000年全国国有重点煤矿共有580处矿井进行了瓦斯等级鉴定，其中高瓦斯矿井160处，低瓦斯矿井298处，煤与瓦斯突出矿井122处;有自然发火矿井372处，占64%，有煤尘爆炸危险矿井427处，占73.6% 。4.瓦斯积聚的存在 煤矿井下造成瓦斯积聚的原因很多，但主要有通风系统不合理和局部通风管理不善是瓦斯积聚的主要原因。如2005年34起特大瓦斯爆炸事故中，有22起主要是因通风系统不合理，存在风流短路、多次串联和循环风，造成供风地点风量不足，而引起瓦斯积聚;有9起主要是因局部通风机安装位置不当、风筒未延伸到供风点或脱落引起供风点有效风量不足，而造成瓦斯积聚;有2起事故主要是因停电停风而引起瓦斯积聚;有1起是盲巷积聚的瓦斯被引爆。5.装备不足、管理不落实 矿井安全装备配置不足，“先抽后采，监测监控，以风定产”方针未得到完全落实。如2005年发生的41起特大瓦斯事故中，有的矿井没有安装瓦斯监控系统或运行不正常，有的矿井虽安装有监控系统，但因传感器数量不足、安装位置不对、线路存在故障、显示器不显示数据等问题，不能有效发挥其应有的作用。此外乡镇煤矿发生的特大瓦斯事故都没有装备瓦斯抽放系统或抽放系统不能有效运行，监控系统也不能有效发挥作用。如内蒙古乌海市乌达区巴音赛煤焦有限责任公司某井虽安装了瓦斯监控系统，但在其实际开采区域却并没有瓦斯传感器，而造成特大瓦斯事故的发生，死亡16人。6.控制瓦斯爆炸事故的技术措施 瓦斯爆炸事故的防治可分为预防爆炸和抑制爆炸。预防爆炸主要有:优化通风网络及通风系统，防治瓦斯积聚，进行瓦斯抽放，加强瓦斯浓度和火源监测，防止点火源的出现等;抑制爆炸主要采用隔爆抑爆装置将瓦斯爆炸限制在一定范围内，从而减少人员伤亡和灾害事故所造成的损失。7.井下火源防治 对煤矿井下的爆破火花、电气火花、摩擦撞击火花、静电火花、煤炭自燃等火源都有一些相应的防治措施，除炸药安全性检验、电器防爆检验、摩擦火花检验外、还需防止火源与瓦斯积聚在同时同地点出现，如放炮时检测瓦斯浓度，采用风电闭锁、瓦斯电闭锁等措施。另外加强明火的管理，严格动火制度，消除引爆瓦斯的火源。8.优化通风网络及通风系统 合理可靠的通风系统是防止瓦斯事故和控制灾害扩大的重要措施，为此，瓦斯防治工程与采掘工程，必须同时设计，超前施工，同时投入使用。9.结语 瓦斯爆炸事故的防治是煤矿安全工作的一个系统工程，除了完善可靠的安全装备和采取有效的措施外，还应加强安全管理和安全监督，重视员工安全意识的培养。只有把安全放在首位，认真落实瓦斯治理的“十二字”方针，健全各项规章制度，合理加大安全投入，瓦斯爆炸事故及其他灾害事故才能大幅度地减少，煤矿的安全状况才能得到根本好转。（二）焦煤九里山矿安全开采21煤层，经过充分调研、论证和技术经济比较后，决定对难以适应综采的21煤层采用型钢梁组合炮采放顶煤回采工艺进行回采。1.工作面概况 工作面位于131煤层中央采区西翼，为新集二矿131煤层第一个型钢组合粱炮采放顶煤工作面。工作面走向长860m，倾斜长120m，煤层厚度3585m，平均70m，煤层倾角10。22。，煤层硬度系数f=0811，含一至两层夹矸，夹矸极不稳定，厚度变化大，局部尖灭，局部厚达25m，煤层直接顶为由泥岩、砂质泥岩、煤层、细砂岩组成的厚约59m的复合顶板，直接底为厚19m的砂质泥岩。工作面绝对瓦斯涌出量为117mmin，煤层有白燃倾向，发火期为36个月，最小为1个月，煤尘具爆炸危险性，地质构造发育，落差H：1045m的断层有11条。2.工作面支护 工作面采用24m型钢组合梁配合DZ2230100型单体液压支柱作为基本支架，3500mmX1400mm菱形金属网配合40mmX1000mm搪柴棍背顶，“一网两用”(即背顶、老塘挡煤)，500mm撑木作为移梁时棚距标尺并起到稳定作用。型钢梁2根一组形成对棚，迈步式前移，主副梁均为一梁三柱，且煤壁侧焊圆环以便于挂铰接梁超前管理煤壁，支架间距为中一中650mm，两根主副梁净间距不大于100mm，支柱排距为900mm1200mm。工作面最大控顶距为35m，最小控顶距为24m(见图1)。工作面上下出口各5架支架采用长34m型钢组合对梁在梁头铰接一根HDJA一1000型铰接顶梁超前煤壁20m进行支护。工作面上下巷跟顶掘进，采用架12工字钢棚支护，巷道净断面积852m，净宽4100m，净高2400mm，回采期间上下巷超前工作面煤壁20m内，扶3排铰接梁和单体液压支柱组成的一梁一柱走向棚进行支护。采高为1800mm。3.工作面配套设备 工作面配备一部SGW一63052型刮板输送机，机巷配备一部SGW一6200T型刮板输送机及两部SSJ一8000X2型胶带输送机。4.回采工艺工作面使用D72230100型单体液压支柱和型钢组合梁对煤顶进行管理，2梁6柱构成1组支架，采煤及老塘放煤使用同一部SGW一150型刮板机。日循环1硐，1采1放，工作面采煤与放煤错开进行，即工作面上部采煤则下部放煤，工作面下部采煤则上部放煤。其循环过程依次为：爆破落煤(局部煤层松软时采用风镐落煤)一装运煤一移主梁(护顶)一移副梁(放顶)一剪网放顶煤一移输送机。5.落煤运煤采用风煤钻人工打眼爆破落煤。炮眼布置为三角眼。眼深14m，顶眼间距13m，距顶板0，6m；底眼间距065m，距底板04m。爆破自装辅以人工装煤，输送机运煤。局部煤层松软易片冒的地段采用风镐落煤。6.移主粱(护顶) 装完煤后用风镐挖出柱窝，然后卸主梁老塘侧单体并移到煤壁侧，再将主梁其余两根单体卸压，主梁向煤壁移12m，同时铺设金属网，背好过顶棍，再升柱支护(先升中柱，再升老塘侧支柱，最后将煤壁柱补齐)。主梁移完后，工作面达到最大控顶距35m。移梁支护要求拉线作业，逐架进行。移梁时，每2人一组多茬同时作业。金属网网间搭接宽度100ram，采用14铁丝每隔300ram间距进行联网。7.移副梁(放顶) 主梁移好后移副梁放顶，移副梁时先卸副梁老塘侧单体并移到煤壁侧，然后将副梁其余两根单体卸压，副梁向煤壁移12m，与主梁形成对棚，副梁移好后，及时升柱支护，然后再进行下一架的作业。移梁时，每2人一组多茬同时作业。副梁移完后，工作面达到最小控顶距24m。8.放顶煤回采过程中技术问题的处理a)支架的稳定性 工作面在回采期间，工作面采用24m型钢梁对梁组成支架，保证了支架对顶煤支护的整体稳定性与操作的灵活性。在工程上，要求煤底段穿好木鞋，岩石底段挖好柱窝，支柱初撑力达到50kN以上。支柱要求迎山有劲，型钢梁要求垂直煤壁，失效的支柱及型钢梁及时更换。工作面局部压力过大或遇地质构造时，用180mm1800ram优质半圆木作梁，DZ2230100型单体支柱作腿，一梁二柱靠老搪侧增打倾斜托棚。另外，全面铺设金属菱形网，沿倾斜方向对支架的整体稳定性也起到了很大的增强作用。严格控制基本采高不超过18m。b)提高采出率的措施 选取合理的采放顺序与放煤步距，是提高资源采出率的主要措施。通过实践，采取了“一采一放”，低位剪口，分段多轮次上行间隔放煤的放煤方式，从开采技术上予以保证，其次是每班设专人加强检查监督，制定奖罚制度，从管理上下功夫，保证放煤高度和采空区冒落效果，确保了顶煤回采。c)瓦斯治理措施 1)风排。1306工作面上下巷断面都较大，给增加风量提供有利条件，工作面风量为878mmin，。 2)顶板走向钻孔抽排瓦斯。上巷超超前工作面每隔60m施工一个钻场，每个钻场布置1O个钻孔对采空区裂隙带瓦斯进行抽放。 3)顶板高位瓦斯抽排巷抽放瓦斯。预先在工作面顶板上方1618m法线距离的顶板中施工一条与工作面上巷平行(投影在工作面内)且与上巷水平距离为20m的高抽巷(该巷在卸压区的顶板裂隙带的中下部有利于瓦斯抽放)对采空区瓦斯进行采后抽放。9.结论 1)一次性采全高减少了两个工作面回采巷道的掘进量，缩短了回采时间，解决了生产接替紧张矛盾。 2)厚煤层采用放顶煤工艺一次性采全高，减少材料投入、电费、设备折旧费以及减少分层开采巷道掘进费、维修