特厚煤层放顶煤开采技术剖析

8特厚煤层放顶煤开采技术,8.1基本条件8.2工作面巷道布置于支护技术8.3工作面主要设备配置8.4开采工艺8.5顶板管理8.6运输巷、回风巷的超前支护8.7工作面矿压观测8.8工作面“一通三防”技术措施,2,关于特厚煤层目前还没有确切定义，在此将特厚煤层定义为厚度在12m以上的煤层。在我国山西和西部地区这类煤层储量较大，其中大同塔山矿井具有代表性，是我国特厚煤层高产高效放顶煤开采的典型代表。,8特厚煤层放顶煤开采技术,3,8.1基本条件,大同塔山矿井是国家重点支持项目，井田位于山西省大同煤田东翼中东部边缘地带，井田内赋存有侏罗系和石炭二叠系两个煤系。塔山矿井开采煤系为石炭二叠纪煤系35号煤层，发热量2033524191kJ/kg(48575778cal/g)，灰分26%，硫含量小于1%，挥发分37%。矿井煤炭地质储量50.74亿t，工业储量47.64亿t，可采储量30.71亿t，其中主采煤层可采储量26.47亿t，占全矿井可采储量的86.19。矿井设计年产原煤1500万t。,4,8.1基本条件,矿井相对瓦斯涌出量为9.16m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为37%，煤层自然发火期为6个月，具有自燃倾向。矿井水文地质条件简单，巷道低洼处顶板有淋水，日涌水量约为50300m3。属煤岩层裂隙水与孔隙水。在与现开采煤层293370m的上覆侏罗纪煤层中，有同煤麻地湾煤矿、南郊区胡家湾煤矿与黄土沟煤矿等遗留下来的老采空区，存在一定积水，在采前进行排水处理。,5,8.1基本条件,矿井的开采方法为综合机械化放顶煤开采，一井一面，井下辅助运输采用无轨胶轮运输，2006年6月投产。工作面开采水平为10101045m，开采深度在500m左右，地面为黄土丘陵。工作面煤层厚度1027m，大部分煤层厚度介于1620m,煤层倾角13，煤层硬度2.73.7。工作面的顶底板基本岩层分布情况见表8-1。,6,8.1基本条件,7,8.1基本条件,8,8.2工作面巷道布置与支护技术,工作面长度230m，工作面可采长度一般为20003000m。工作面采用一进二回三巷布置方式，见图8-2。,其中皮带运输巷、工作面回风巷沿35号煤层底板布置，专用顶板回风巷沿2号煤层底板布置。,9,8.2工作面巷道布置与支护技术,专用顶板顶回风巷为矩形断面，宽3.2m，高2.5mm。,采用锚杆支护，顶锚杆四排，排距900mm,杆距900mm，并在巷顶中打一排锚索，索距2700mm。破碎段采用锚杆和工字钢棚联合支护，棚距700mm。,10,8.2工作面巷道布置与支护技术,皮带运输巷为矩形断面，宽5.5m，高3.5m，净断面18.5m2。,11,8.2工作面巷道布置与支护技术,见图8-3,巷道顶板正常段采用6排左旋无纵筋螺纹钢锚杆、3排锚索、塑料网联合支护；距巷道两帮500mm各打一排锚杆。,12,8.2工作面巷道布置与支护技术,左旋无纵筋螺纹钢锚杆,13,8.2工作面巷道布置与支护技术,巷道两帮用4排左旋无纵筋螺纹钢锚杆、塑料网联合护帮:距巷道顶300mm打第一排锚杆，其他锚杆排距900mm，间距900mm，直径22mm，杆长1800mm。,14,8.2工作面巷道布置与支护技术,巷道顶板破碎段支护比正常段支护采用的工字钢棚多，工字钢棚棚距为900mm;其他支护同巷道正常段。,15,8.2工作面巷道布置与支护技术,工作面回风巷为矩形断面，宽5.3m，高3.6m，净断面16.5m2。,16,8.2工作面巷道布置与支护技术,见图8-4，巷道顶板正常段采用6排左旋无纵筋螺纹钢锚杆、3排锚索、塑料网联合支护。,17,8.2工作面巷道布置与支护技术,巷道两帮用4排左旋无纵筋螺纹钢锚杆、塑料网联合护帮。巷道顶板破碎段支护比正常段支护采用的工字钢棚多，其他支护同巷道正常段。,18,8.2工作面巷道布置与支护技术,工作面切眼宽8.8m，高3.61m，见图8.5。,19,8.2工作面巷道布置与支护技术,采用两排锚索组、锚索吊挂两根3.5m工字钢一字排开垂直于工作面、十一排锚杆、两排液压单体金属柱、一排木垛，一排木点柱混合支护。,20,8.2工作面巷道布置与支护技术,两排锚索组在切眼巷中心线两侧2500mm各打一排，间距5250mm；锚索吊挂3.5m工字钢垂直于工作面，3.5m工字钢在切眼巷中心线两侧各吊挂一根，在垂直切眼巷中心线两侧400mm、2000mm、3600mm各打一根锚索用来吊挂工字钢，工字钢间距1750mm；十一排顶锚杆距切眼巷两帮400mm各打一排锚杆，其他几排排距800mm，间距875mm；两排液压单体金属柱，第一排靠古塘侧煤壁，第二排距第一排5000mm；一排木垛距采煤侧煤壁1600mm；一排木柱靠采煤侧煤壁。,21,8.2工作面巷道布置与支护技术,工作面切眼绞车窝规格为：宽深高5m5m3.61m，支护同切眼。工作面回风巷回风绕道规格为：宽高5.2m3.6m，支护同工作面回风巷。皮带运输巷和工作面回风巷中每间隔500m在采煤帮侧打一错车硐室，规格为：宽深高5m5m3.5(3.61)m。,22,8.3工作面主要设备配置8.3.1工作面主要设备配置,工作面的主要机电设备配置见表8-2。,23,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,艾柯夫(EKF)SL-500采煤机的技术参数见表8-3。,24,艾柯夫(EKF)SL-500采煤机(德国)使用矿山：国投新集口孜东矿、国投新集刘庄煤矿、神东煤炭公司大柳塔矿、晋城煤业集团寺河矿等。,EKFSL-500采煤机,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,25,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,液压支架主要技术参数见表8-4。,26,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,ZF13000/25/38型低位放顶煤液压支架：,ZF13000/25/38型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架及配套设备,27,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,刮板输送机技术参数见表8-5。,28,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,转载机和破碎机的技术参数见表8-6。,29,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,可伸缩带式输送机的技术参数见表8-7。,30,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,DSJ140/350/3500可伸缩带式输送机,31,8.3.2工作面主要设备技术特征参数,乳化液泵站和喷雾泵站的技术参数见表8-8。,32,8.4开采工艺,工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采方法：用SL-500型采煤机落煤装煤；PF6/1142型前部刮板运输机和PF6/1342型后部刮板运输机运煤；ZF13000/25/38型低位放顶煤支架支护顶煤、顶板，采高为3.5m。,33,8.4开采工艺,工作面初采期间，当顶煤不垮落，或顶煤垮落高度不够时，按“两刀一放”的循环进行作业：截深0.8m，放煤步距为1.6m。当工作面顶板初次来压后，采用“一刀一放”的正规循环作业，放煤步距为0.8m，直到工作面停采线前100m。停采线前100m到停采线，只割煤不放煤。,34,8.4开采工艺,当工作面顶煤垮落达4m以上时，回收顶煤，但采空区垫层不能小于4m。顶煤垮落小于4m时，不回收顶煤。工作面最大控顶距为：端面距+一刀煤截深+支架顶梁长度=369+800+5395=6564mm；最小控顶距5764mm、支架中心距1750mm、端面距369mm。,35,8.4开采工艺,基本生产工序：采煤机斜切进刀、割煤、移架、推前溜、放顶煤、拉后溜。采煤机采用双向割煤法，从头到尾及从尾到头，沿牵引方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。工作面采用追机作业方式及时支护。拉移支架的操作方式为本架操作，拉架滞后采煤机前滚筒3架，移架程序是收回护帮板、收回前伸梁、降前探梁、降主顶梁、移支架、升主顶梁、升前探梁、伸前伸梁、伸护壁板。同时要保持支架平直，偏差不得超过50mm。,36,8.4开采工艺,按“一刀一放”正规循环作业。放煤时采用多轮顺序放煤：放煤工前后分成两组，每组一人；一组在工作面前半部放煤，一组在工作面后半部放煤;两组放煤工分别从头、尾开始向工作面中部放煤，然后再从工作面中部向工作面头、尾放煤；放煤工根据后刮板运输机煤量多少，自行控制放煤量。放煤工严格执行“见矸关门”的原则。8103工作面逐月产量见表8-9。,37,8.4开采工艺,38,8.5顶板管理,8103工作面采用ZF13000/25/38型正四连杆低位放顶煤支架126架，ZFG13000/26.5/38H型过渡支架7架、一组ZTZ20000/25/38型端头支架(两架一组)支护顶板，采用自然垮落法管理顶板。架中心距1750mm，最大控顶距6564mm，最小控顶距5764mm，端面距控制在369mm以内。工作面顶板能够自行垮落，垮落高度满足要求，不需进行初次人工强制爆破放顶。为了保证顶煤的垮落，开采初期对切眼内支护进行解锁，来破坏切眼内顶煤的完整。如不能自行垮落，停产采取人工强制放顶煤。顶板能够分层垮落，垮落步距一般为1216m。,39,8.5.1来压及停采前的顶板管理,在来压和停采前,工作面提前做好来压预防支护工作;提高支架检修质量，杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”，严格规范支架工操作程序，确保泵站压力及支架初撑力合格，同时必须保证超前支护的数量和质量。提高工作面系统的开机率,保证工作面正常推进速度。停采前编制收尾专项措施，严格管理顶板，以确保工作面实现安全顺利停产。,40,8.5.2过断层及顶板破碎带时的顶板管理,过断层前，根据工作面与断层走向的交角，调整开采工艺，使断层调至与工作面斜交或正交，以减少断层在工作面的揭露面积。顶板破碎时，采用擦顶带压移架。移架滞后采煤机前滚筒不得超过2架，仍不好管理时，提前靠架采用割底不割顶来预留顶煤的措施管理顶板；条件容许时在破碎处预注玛丽散，预先加固破碎的顶板。,41,8.5.2过断层及顶板破碎带时的顶板管理,马丽散是一种低粘度，双组分合成高分子聚亚胺胶脂材料，采用高压灌注进行堵水时，当树脂和催化剂掺在一起时反应或遇水产生膨胀，本身反应或发泡生成多元网状密弹性体的特征，当它被高压推挤，注入到煤岩层或混凝土裂缝（在高压作用下可以使煤岩层的闭合裂隙张开），可沿煤岩层或混凝土裂缝延展直到将所有裂隙（包括肉眼难以觉察的裂隙及在高压作用下重新张开的裂隙）充填。在封堵裂隙加固煤岩层时，煤岩层不含水时产品膨胀率也相应变小（膨胀倍数为24倍），高压推力将马丽散压入并充满所有缝隙，达到止漏目的，成品抗压介于2538Mpa；在遇水后（掺水）时产生关联反应，发生膨胀，在膨胀压力的作用下产生二次渗压（膨胀倍数为2025倍），高压推力与二次渗压将马丽散压入并充满所有缝隙，从而达到止漏目的，成品抗压介于1525Mpa。马丽散的使用范围：加固裂隙和不稳定地层；封闭水流入口；密实地层；岩石加固；锚杆的密封。,42,8.5.2过断层及顶板破碎带时的顶板管理,马丽散,43,8.5.2过断层及顶板破碎带时的顶板管理,发生漏顶时，采取打棚顶杆、架木棚梁、用刹顶木做成假顶等擦顶移架方式。具体工艺为：将漏顶区域及漏顶区域外5m范围支架前伸梁伸出，垂直于煤壁距顶0.4m，每间隔1.5m打一个棚顶杆眼，用规格为35mm，L=2.5m的棚顶杆(圆钢)插入眼内，外露0.3m，将直径不低于200mm的圆木平行于煤壁架在棚顶杆上，并用8号铅丝双股将棚顶杆与圆木捆绑牢固。扫底后，及时移架，钻入煤壁内。,44,8.6运输巷、回风巷及超前支护管理8.6.1运输巷、回风巷的超前支护,由于工作面采用大采高放顶煤开采，煤层厚度大，两巷道超前支承压力和影响范围大，故两巷超前工作面煤壁40m范围内支设超前支护。,支柱采用DW-X40型单体液压支柱或DW-X45型单体液压支柱加0.8m形金属顶梁，梁与巷帮垂直布置。,45,8.6.1运输巷、回风巷的超前支护,正常情况下运输巷超前工作面煤壁30m内支双排支柱，柱距1200mm。在转载机两侧支设双排支柱：非采煤帮一侧支一排单体柱，距巷中2500mm；另一排单体柱支设在转载机旁，两排单体柱排距4700mm顶板压力大时，超前支护加强支护。回风巷超前工作面煤壁40m内支双排支柱，两排单体柱距巷中1200mm,各排单体柱距对应巷帮1400mm，柱距1200mm。两巷架棚段，单体柱支在两棚梁间，柱排距不变。单体柱初撑力50kN(6.37MPa)。,46,8.6.2工作面安全出口管理,头端头支护采用1号端头支架一组(两架)、2号过渡支架维护头安全出口顶板，尾端头支护采用133号、134号过渡支架配合单体柱加长0.8m、宽0.15m、厚0.1m木柱帽维护尾安全出口。当尾最后一架支架距煤壁:大于2m、小于3m时，支两排单体柱，支在支架与煤壁之间，单体柱距支架5001000mm，排距1000mm，柱距1200mm；小于2m、大于1.2m时，支一排单体柱，支在支架与煤壁之间，单体柱距煤壁7001000mm，柱距1200mm。,47,8.7工作面矿压观测,根据8102工作面矿压观测结果(8102工作支架为ZF/10000/25/38型四柱支撑掩护式支架):顶煤初次垮落距14.8m;直接顶初次垮落距14.8m;老顶初次来压步距45.75m;周期来压步距离介于1025m之间。,48,8.7工作面矿压观测,开采过程中共41根立柱压坏，多次发生片帮、漏顶事故,立柱突然下缩，甚至出现台阶下沉等严重矿压显现。为了保证安全高效开采，在塔山第二个工作面(8103工作面)选用了ZF/13000/25/38型支架，工作阻力提高到13000kN，目前开采过程中，较8102工作面有很大改观，但是矿压显现依然较强烈;大同煤矿集团有意将支架工作阻力提高到15000kN，这就提出了一个新的课题：如何研究评价特厚煤层放顶煤开采的顶板压力问题，对强烈的矿压显现给出科学的解释，并设计出合理的支架。,49,8.8工作面“一通三防”技术措施8.8.1风量计算,以8103综放工作面为例，工作面实际风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和割煤及放煤后涌出的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数和冲淡无轨胶轮车释放的尾气等规定分别进行计算，然后取其中最大值。确保工作面有适宜作业的空气环境。,50,8.8.1风量计算,(一)按气象条件确定所需风量:,=9231.51.51.0=2076m3/min,51,8.8.1风量计算,(二)按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算所需风量:,=1008.92.5=2225m3/min,=1007.52.5=1875m3/min,52,8.8.1风量计算,(三)按工作面温度选择适宜的风速计算所需风量:,=60l.0(6.2783.5)=1318m3/min,53,8.8.1风量计算,(四)按工作面同时工作的最多人数计算所需风量:,=4100+4004=2000m3/min,从以上分类计算中，取其最大者，则Q采取2225m3/min，进行风速验算。,54,8.8.1风量计算,(五)按风速进行风量验算:,式中S工作面平均断面积，m2；,55,8.8.1风量计算,(六)确定工作面实际配风量:,以8103综放工作面为例，工作面实际风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和割煤及放煤后涌出的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数和冲淡无轨胶轮车释放的尾气等规定分别进行计算，然后取其中最大值，确定8103工作面实际需风量为2225m3/min。以上计算是顶回风巷未形成前所需的风量，在顶回风巷与工作面贯通后，风量计算可根据实际情况进行计算和调整。,56,8.8.2瓦斯防治,8103工作面共设五个瓦斯检查点，分别为工作面头部、中部、尾部、尾落山角、回风巷回风，每班由瓦斯员对各点至少检查三次。当瓦斯浓度达到1.5%时，作业人员撤至安全地点。当瓦斯浓度小于1%时，方可恢复生产。,57,8.8.2瓦斯防治,工作面共安装二台瓦斯传感器。在工作面回风巷超前煤壁10m范围处安设一台，其报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，断电范围为工作面内全部电气设备。在工作面回风巷中距回风绕道口1015m处安设一台，报警浓度为1%，断电浓度为1.0%，断电范围为工作面及回风巷内全部电气设备。机组上安装一台机载断电仪，当瓦斯浓度超过1%时，自动切断采煤机高压电源。,58,8.8.3综合防尘系统,工作面运输巷铺设一趟0.12m(4寸)液压用水管、一趟0.09m(3寸)净化水管；皮带巷0.12m(4寸)液压用水管、0.09m(3寸)净化水管供喷雾泵站和乳化泵站。皮带巷0.09m(3寸)净化水管每隔50m安设一个6分异型三通截门。回风巷铺设一趟0.09m(3寸)净化水管。回风巷每隔l00m安设一个6分异型三通截门，以供洗巷、净化水幕及消防使用。,59,8.8.3综合防尘系统,工作面配备两台德国豪森科公司EHP-3K125/80型、两台无