特大型综放工作面（精选六篇）
特大型综放工作面 篇1
1.1 工作面地质情况
250206上工作面位于2502采区中部, 工作面区域煤层赋存较稳定, 煤层结构较复杂, 煤层平均厚度36.5m;工作面区域主要发育背斜构造, 工作面中部穿过背斜轴, 煤层倾角5°~16°;煤种为长焰煤, 煤层易自燃发火, 煤尘具有爆炸性;煤层中瓦斯含量较低, 但局部有涌出异常情况;工作面生产期间设计风量1100m3/min, “U”形下行通风方式。
1.2 工作面布置情况
250206上工作面在背斜轴东翼沿煤层倾向布置, 在背斜轴西翼沿煤层走向布置, 工作面长2500m, 宽208m, 设计产量4Mt/a。采煤方法为倾斜分层综采放顶煤, 全部垮落法管理顶板。
1.3 工作面设备使用情况
250206上工作面使用的主要设备有:4SB-SMS-1400/2×250可伸缩胶带输送机一部, SZZ1200/525转载机一部, PLM3500破碎机一部, 端头支架一套 (ZFTQ9188/24/38、ZFTH18376/24/38) , ZFG12000/24/35过渡支架7副, ZF12000/23/35H中部支架107副, SGZ-1000/2×525前部和SGZ-1000/2×700后部刮板输送机各一部, MGTY400/930-3.3D电牵引采煤机一台及相应移变、电缆、开关等设备。
1.4 工作面回撤期间存在的问题
250206上工作面为本矿井第二个已回采的特大型综放工作面, 设备数量多, 支架吨位大, 撤除时间长。由于采空区遗煤多, 漏风范围大, 煤层易自燃发火, 在250205上工作面回撤期间因出现煤层自燃发火情况, 被迫封闭工作面, 因此做好250206上工作面回撤期间的防灭火工作具有重大的现实意义。
2 回撤期间煤层自燃发火因素分析
2.1 煤层自燃性分析
通过对主采煤5层自燃倾向鉴定可知属易自燃发火煤层 (表1) 。
2.2 采煤方法对煤层自燃发火的影响
砚北煤矿的采煤方法为综采放顶煤开采, 与一般采煤方法相比, 其增加的自燃发火因素为:
(1) 综放面采空区遗留浮煤、碎煤多, 而且采空区冒落带高, 空间大。
(2) 综放面停采后支架上部煤层松动, 松动圈破碎裂隙多, 易漏风氧化自燃。
(3) 综放面产量较大, 其所配风量也大于普通综采工作面, 使采空区氧化带范围扩大, 增加了采空区发火的范围。
(4) 综放面支架的体积和重量均大于普通综采支架, 而且支架数量多, 回撤速度较慢, 易使煤层达到自燃发火期。
2.3 自燃发火期限
根据以往发火经验可知所采煤5层自燃发火期一般3~6个月, 最短28天, 因工作面回采后期推进速度慢, 待工作面停产后各氧化带存在时间均已远超过了煤层自燃发火期。
3 自燃发火区域的确定
通过对250205上工作面和邻近煤矿工作面回撤期间自燃发火情况分析, 特大型综放工作面回撤期间自燃发火区域主要有:一是采空区内, 采空区有大量的浮煤, 是容易发火区域;二是工作面支架顶部受支架升降以及采空区顶板来压作用的影响, 支架顶部煤体松动破碎, 易漏风形成氧化带;三是工作面停采后受强压力影响, 上下隅角煤壁易垮落, 煤体较破碎, 采用下行通风方式, 上隅角为采空区漏风入口, 浮煤易蓄热氧化。
4 工作面回撤期间通风方法
工作面回撤期间如果将原全负压通风方法改变为局扇通风, 会改变原采空区漏风系统, 采空区各点漏风压力也会发生变化, 并受局扇通风系统不稳定因素影响, 易造成采空区氧化带局部蓄热发生自燃。因此为稳定通风系统, 保证原有全负压通风方式, 设计了专用全风压回撤通风巷, 在距离工作面停采线外7m处, 由回风顺槽开口平行工作面施工一条巷道, 并每隔20m掘一联络巷与工作面连通。工作面回撤开始后, 及时在各联络巷安设调节风障, 并在端头支架撤出后, 在回风顺槽回撤通风巷口处施工密闭墙, 调节风路 (图1) 。
5 工作面回撤期间综合防灭火技术
5.1 科学合理配足回撤期间工作面的风量
开采容易自燃煤层工作面, 要尽量减小煤炭自燃发火的充分条件, 在保证工作面作业人员需要风量、温度等符合《煤矿安全规程》要求的前提下, 尽可能采取低风量安全通风。防止易自燃煤层生成热量大于散发热量, 把风速控制在易燃风速区之外, 是从通风的角度预防自燃发火的原则, 因此工作面回撤期间需要合理配风, 通过对250206上工作面回撤期间工作人员核定和瓦斯涌出等情况, 计算工作面需风量为300m3/min。
5.2 采空区封堵技术
在煤炭氧化过程的热平衡关系中, 漏风起两方面的作用:一是向煤提供氧化所必需的氧气, 促进氧化发展;二是带走氧化生成热量, 降低煤层中的温度, 抑制氧化过程发展。250206上工作面回撤期间为了减少采空区的漏风和防止注入采空区的大量氮气通过采空区漏风通道遗漏, 工作面在停采后对工作面上下隅角及其帮部和顶部进行封堵。
5.3 采空区定向注氮, 目标惰化为防止采空区浮煤自燃, 最有效的防火方法就是充入氮气降低采空区的氧气含量, 抑制其氧化。因此根据采空区氧化带的分布范围, 在工作面推采距停采线3 0 m和20m时, 从工作面上口开始沿工作面 (后溜与支架尾梁空隙) 压埋80mm的注氮管到采空区, 并在上隅角、距工作面上隅角60m、120m、180m处分别布置三通支管, 在工作回撤期间向采空区氧化带内连续性注氮。
5.4 架顶松动圈深孔注水
经现场测定工作面支架顶部松动带范围垂直高度达5m, 因工作面宽度达208m, 所以支架顶部松动区氧化带范围也较大, 防灭火工程量大。而采用向支架顶部氧化带内施工钻孔, 进行高压注水, 达到降温、减少破碎带内氧气含量, 防止煤层自燃的作用。实施方案是工作面每隔10副支架抽出两副支架, 在抽出支架的地方布置钻孔, 钻孔数量、角度、方位以高压注水后基本覆盖工作面顶部为宜。
5.5 采空区埋管灌浆
由于250206上工作面外端顺倾斜方向推采, 停采后, 采空区较高, 注浆时泥浆不易到达目标地点, 而且泥浆易顺工作面流出, 对采空区氧化带的封堵有一定的局限性, 注浆主要达到湿润采空区浮煤, 同时泥浆沉淀后, 借助其黏性包裹碎煤体, 隔绝它与氧气接触而防止氧化。
6 工作面回撤期间气体检测和预报工作
加强工作面气体的监测监控, 对工作面风流中的气体浓度及选定的观测点气体浓度进行不间断的监测, 及时发现采空区和支架上部的气体和温度异常变化情况, 以便采取有效的防治措施。
(1) 监测点的布置.主要监测采空区氧化带内和支架顶部松动圈内的气体变化情况, 监测点布置在工作面上、下隅角、30#、60#、90#支架处。上下隅角监测点应在工作面推采至停采线30m处时将Φ50mm的钢管内穿束管埋入, 各支架处的监测点在支架抽出后打钻孔布置。
(2) 利用矿束管监测系统对工作面的一氧化碳、乙烷、丙烷和乙烯等自燃发火指标性气体进行全面分析, 判断氧化高温点的具体位置, 以便进行有目标的防治。
(3) 利用红外线测温仪检测架间煤体温度, 当温度达到30°时, 初步认为煤炭出现低温氧化, 温度达到35°时初步判断为煤自燃氧化快速升温阶段, 需采取措施降温。
7 结论
426综放工作面防治水工作总结 篇2
审阅：总工程师：
科 长： 编 制：姬永飞
生产部地质测量科 二〇一五年六月十二日
陈家山煤矿426综放工作面2013年1月17日设计，2013年2月1日开始掘进，2013年10月21日内圈系统形成，2014年7月16日完成井巷工程，2014年11月1日开始生产。工作面掘采过程中，面对严重的水害威胁，通过优化工作面设计、合理留设面间煤柱、加大工作面排水能力、加强水情水害预报等一系列措施，实现了安全生产。现将426工作面的防治水工作总结如下：
一、工作面基本情况
426工作面位于四采区西翼主系统左侧，上侧为422采空区，下侧为设计的430综放工作面。工作面形成可采走向长度1462m，倾斜宽度165m。地质构造以衣食村向斜构造为主，构造核部位于工作面中部，受构造控制，工作面整体呈两头高中间低的趋势。煤层呈中间厚两端薄的趋势，厚度3.1-9.2m，平均6.3m，地质储量212.6万吨，可采储量164.4万吨，综合回收率77.3%。截至2015年6月12日工作面已推采1054m，余408m。工作面前落山从2014年12月12日推采至214m时开始出水到2015年6月5日推采至1021m时停止出水，出水段长度807m，出水期间涌水量由小变大再变小，最大涌水量为86m3/h。截至2015年6月底426工作面共生产原煤111.7万吨，回采率88.3%。
二、工作面所受水害威胁情况
1、顶板含水层较强含水性的威胁
426工作面与已经开采结束的416、420、422工作面同属于向斜构造控制范围。鉴于向斜构造的富水特征，并经开采416、420、422工作面证实，区域顶板含水层富水性较强，其中416工作面开采时，最大涌水量达到190m3/h。422工作面开采时，最大涌水量达到79m3/h，虽然顶板水经416、420、422工作面开采已有释放，但顶板含水性的不均一性和释放的不彻底性使得426工作面顶板含水层对开采的威胁依然存在。2、422工作面大量采空区积水的威胁
422工作面2011年11月开始回采，2012年12月回采结束。实际开 1 采长度1636m,倾斜宽度165m,采高平均5.0m。鉴于区域构造所制，422工作面采空区全面积水，积水量42.7万m3，水位高程1023m，426工作面最低高程928m，水柱高度95m。422采空区积水量大，水压较高，该积水对426工作面开采存在严重威胁。
422与426工作面之间实际留设煤柱宽度为70m（含422卸压巷），422回顺与卸压巷间的煤柱宽度为26m；422灌浆巷与426运顺间的煤柱宽度为40m。在422采空区积水水位1023m，426工作面最低高程928m，水柱高度95m的情况下，要确保安全，必须满足面间有效煤柱宽度能抵御侧向静水压力，导水裂隙带不沟通且有一定的保护厚度。
三、工作面掘采期间的防治水工作
1、高度重视，严密论证，科学决策
⑴鉴于426工作面水文地质条件的复杂性，该面的防治水工作始终受到公司、矿井各级领导的高度重视。掘采期间一直将422工作面的防治水工作作为矿井安全生产的重点工作。
⑵设计阶段提交了《426综放工作面煤柱留设方案》，用各种方法进行了煤柱强度验算，根据计算，422与426工作面间煤柱内虽然存在灌浆巷，但其对煤柱的弹性核区的强度影响不大（仅巷道松动圈有一定影响），弹性核区宽度35.4m以上即可满足抵御422采空区侧向静水压力；面间煤柱宽度大于60.4m可满足导水裂隙带不沟通，且有大于5m的保护厚度，确定了422与426工作面间煤（岩）柱留设宽度。经反复研究确定了采面布置方案。
⑶426工作面掘进期间，根据已查明的水文地质情况和上侧采空区积水情况，分析制定了《426工作面掘进期间防治水安全技术措施》，并严格执行，地测科详细观测，收集，整理水文资料，并上图分析，为回采期间防排水工作提供了第一手资料。
⑷依据查明的422采空区和426工作面水文地质资料及426工作面掘进期间收集的水文情况，分析制定了《426综放工作面回采期间防治水技 2 术方案》，2014年8月27日邀请专家对《426综放工作面防治水技术方案》进行了充分讨论，特别对面间煤柱安全性的验算方法、参数选取、工作面排水设施配置等进行了详细分析，论证。专家认为制定的防治水技术方案合理、可行，留设的面间煤柱宽度足够，可以抵抗422采空区积水压力。同时提出了一系列针对性意见和建议：一是加强排水设施管理保证工作面排水能力，开采期间做好水文地质分析预报，密切注意水情变化情况；二是开采推进到向斜轴部范围时，机头20m不放顶煤，确保两工作面导水裂隙带不沟通；三是通过钻孔疏放水形式适当降低422采空区水位。在科学论证的基础上结合可行的防治水方案和专家意见制定了严密可靠的防治水安全技术措施及现场排水措施，加之严格的管理和措施的落实，最终实现了安全开采。
2、工作面掘采期间的防治水工作及措施
⑴控制422采空区水位：422采空区积水水位较高、水量大，且有灌浆水等补给，造成采空区积水自卸压巷闭墙外泄2-3m3/h。为保证闭墙安全，使水位不继续上涨，停止向422采空区补浆，同时在闭墙外安装水泵进行排水，使闭墙不再泄水。
⑵加大排水能力：随着426工作面开采采空区面积不断增大和受向斜构造控制，下山开采过程中工作面涌水量逐渐增大，加之420采空区积水通过煤柱裂隙渗透，最大涌水量达到86m3/h。矿井进一步加大了工作面排水能力，配备了大功率水泵。
426工作面预测回采期间正常涌水量为6-40m3/h，最大100m3/h。工作面开采前在426运顺最低点1040米和930米处施工了两个水仓，容积均达到60m3。1040米处水仓安装离心泵4台，其中D85-45×6/110KW离心泵2台，扬程270米，流量85m3。D85-45×4/75KW离心泵2台，扬程180米，流量85m3；930米处水仓安装D85-45×4/75KW离心泵2台，扬程180米，流量85m3。两处水仓6台离心泵连接铺设的3趟4寸管路将水排至416水仓，连接一趟4寸注氮管路作为应急排水使用。426工作面下山 3 开采段涌水通过水沟可直接进入1040米处水仓，4台水泵可同时排水，使工作面排水能力达到245m3/h。
工作面上山开采过程中在426运顺750米和670米处增设了两个水仓，容积均达到60m3,3台泵排水能力达到180m3/h。
⑶加强排水系统维护管理，确保排水设施及设备的完好，保证排水正常：426排水系统维护管理是安全生产管理的重点环节，排水设施及设备的完好、可靠使用是426工作面能否正常生产的关键点，为保证排水工作顺利开展，我矿多次召开专题会，进行详细的工作安排，提出了具体的落实措施。机电车间每天对水沟班班进行清理，确保水沟畅通，杜绝出现涌水外泄乱流现象；对水仓进行清淤工作，水仓淤泥厚度不能超过500mm；对排水设备进行检查、维护，确保设备工况达标，台台完好，排水正常。科室、区队加大隐患排查整改力度。机电车间每班安排一名班长及跟班队长进行现场检查并协调排水工作，并三次向矿调度室汇报排水情况及排水设施、设备状况。现场安检员三班向调度室汇报防排水工作存在的问题及整改情况。
⑷查明水文地质情况，分析研究，准确预测预报：在工作面设计时查明了上侧采空区积水量，并分析对开采工作面的威胁程度。工作面掘采过程中，及时详细的收集了水文资料，并分析研究，每月根据采掘计划安排，准确预测预报。
⑸严密的监测措施：工作面出水期间，地测科每天下井测定涌水量，做到当天测定，当天通报，上图分析，同时对422、420采空区出水量变化进行监测、分析涌水关系，便于提前采区措施防范。综采队跟班队长及班长每班三次向调度室汇报出水点异常变化情况，科室跟班人员每班三次向调度室汇报426运顺涌水量变化情况。发现异常时及时采取了相应的措施进行处理。
⑹我矿防治水领导小组对426工作面的防治水工作起到了积极的指导、检查督促及协调作用，从开采方案的制定、各项防治水措施的编制及 4 落实、超前的工作安排，杜绝了水害影响正常生产。
3、工作面涌水量观测、资料收集、整理、分析工作
⑴2014年12月12日426工作面开始出水后，地测科每天9点安排防治水人员对426工作面涌水量进行测定，并及时向调度室汇报涌水量大小、出水点和当日推进度。为准确测定涌水量大小，测水方法采用多种方法进行（如流速测定法；水仓容积观测法；测定水泵出水口涌水量大小统计水泵能力，排水时间计算法），涌水量测定以后，取其平均值作为测定结果，升井后，及时上图，并做好记录，分析工作。
⑵地测科每两天在调度室完善图纸，将当前推采进度、涌水量大小体现出来，便于相关领导决策。每旬对426工作面防治水工作进行小结，每月对426工作面防治水工作进行汇总。
426工作面水文地质条件复杂，防治水工作难度大。在矿领导、相关科室及单位的密切配合和共同努力下，水害治理未对工作面安全生产造成影响，目前水害威胁已解除。这项工作的圆满完成为矿井安全生产做出了较大贡献。
四、经验与不足
通过对426综放工作面防治水工作的认真总结，也为矿井今后类似水文地质开采条件下的防治水工作积累了经验，但也有些不足，要深刻反思予以改正，促进防治水管理水平提高一个台阶。
1、好的经验 ⑴技术管理方面
查明了426工作面上侧422采空区积水和掘采期间水文地质情况，并对两面之间煤（岩）柱留设宽度的安全性进行了验算，依据水文资料分析确定了以安全生产为前提可行的防治水技术方案，并邀请专家进行了安全论证，制定了切合现场，可操作的安全技术措施。使水文地质透明化、水害威胁清楚化、水害防治明了化，防治措施具体化，现场操作合理化。
⑵现场管理方面
领导组织相关科室和单位多次召开防治水工作安排专题会，井下现场专题会，当场解决生产中存在的问题，现场布置任务，落实责任。对所辖区域内排水设施设备进行专人看护，专人检查，对水沟、水仓、沉淀池及时清淤，保证排水畅通，严禁水上转载机，已经发现追查处理，对影响生产的单位和人员，一律严肃处理，地测科每天下井测定涌水量，做到当天测定，当天通报，上图分析。科室、区队加大隐患排查整改力度。坚持科室跟班制度，现场检查并协调排水工作。坚持科室、综采队、机电车间、安检员现场三汇报制度。领导超前的工作安排，现场严格的管理，相关科室和单位的协调配合，使各项防治水安全技术措施和工作在现场落到了实处。
2、不足
⑴在增设水仓时未考虑周全，工作面推采上山布置3#水仓时，对资料分析不透彻，使3#水仓的使用未能甩掉水害，继续增设4#水仓。施工的3#水仓如向外50m，即可满足工作面排水需要，甩掉水害，不用增设4#水仓。因此3#水仓布置的不合理位置，导致4#水仓的施工造成人力资源浪费，加大了材料投入。
综放工作面安装技术研究与实践 篇3
关键词：运输液压支架综放工作面安装
1 3004工作面基本情况
本工作面位于井田的中部三水平，开采煤层为二叠系山西组二1煤层，煤层底板标高为：457m～535m，地面标高为：136m，埋深：539m～671m。
2 安装前的准备工作
2.1 工作面杂物清理干净，轨道由运输区铺好。
2.2 由安装队安装好运输支架所用的稳车，并由机运科牵头组织验收合格后，方可运行。
2.3 在切眼上口安装JSDB-13型稳车一部（1号稳车），必须打基础，选用钢绳直径22.5mm；切眼内安装JHMB-14型稳车一部（2号稳车），距安架地点往上30~40m处，必须打好“四压两戗”，选用钢绳直径22.5mm，稳车由安装队下井安装，切眼内稳车随着切眼支架安装也向上移动。每次移动稳车到位后，必须打好“四压两戗”，且“四压两戗”必须硬打硬上。
2.4 工作面准备2.5m单体支柱15根，2.8m单体柱15根，4m的π型梁6根，￠16cm×3m圆木30根，液压管路接到施工地点并供液正常。
2.5 运输液压支架的稳车，钢丝绳、钩头、保险绳都必须提前准备好，详细检查，绳卡和钢丝绳要配套使用。
2.6 所有稳车旁都必须安设语音信号，且信号必须保持灵敏可靠，以保证联系用，传送方法为一声停，二声开，三声回。切眼上口稳车及切眼内稳车旁信号，必须分开接两趟独立信号。
2.7 顶板管理。切眼采用2.8m(宽)×2m（高）矿用工字钢梯形支护，切眼（前切眼）掘好后，靠切眼南帮（后切眼）用矿用工字钢扩帮3m，扩帮时新架的工字钢梁与原切眼工字钢梁交接。切眼扩好后，由于切眼控顶距较宽，压力较大对切眼进行加固。
2.8 替棚。①切眼内采用直径不低于16cmΧ3m圆木配单体柱替掉工字钢棚。②替棚长度不大于3m。③用4根4mπ型梁分别在距所替棚的梁头0.3～0.5m处打顺山抬棚，4mπ型梁一头穿在已经安装好的液压支架上，另一头用2.8m单体柱支护。④在调架时，抬棚支柱碍事时，必须先打替柱然后方可回碍事的支柱。⑤安装好第一架后，用同样的方法替出第二架安装的位置。如此将切眼的支架替完安装完液压支架。⑥替棚严格执行先支后回基本原则。⑦抬运工字钢时两人要配合好，同起同落防止碰手砸脚事故发生。⑧回出的工字钢要及时装车运走，保证后路畅通。工字钢装车后要捆绑牢固防止运输途中发生事故。
3 运输液压支架
3.1 运输液压支架过程中，不准随意拆卸液压支架的各种液压元件，需要拆下的零部件要及时装入专用箱内，设专人保管和运送。
3.2 运输液压支架时，必须使用专用平盘车，使用前必须认真检查车上的固定装置和挂车装置是否完好，确认无问题后，方可使用，液压支架装车后，必须用专用螺栓将液压支架固定在车上。
3.3 平巷人工推车时，人员要站在车后面推车，车前方和两边都不得站人，防止事故发生。
3.4 所有斜坡轨道运输由专职稳车司机开车，持证上岗，听清信号，集中精力，负责检查稳车的固定情况和其它安全设施是否可靠，否则不准开车，设专人传送信号，严格执行“开车不行人，行人不开车”制度。
3.5 上、下山切眼运输时，要挂好钩头和保险绳，用好“一坡三挡”，下山口处和切眼内及下顺槽安全口外15米处设专人站岗，严禁其他无关人员误入。
3.6 工作面拉运支架时，所有人员必须躲到安全地点，绳道及被拉支架两侧严禁站人。
3.7 切眼运支架时，人员全部躲到切眼内或站到已安装好的第二架的下方，行车切眼严禁站人。
4 液压支架的卸车
4.1 在正对前切眼的上顺槽上帮事先掘好的绞车硐内安设一台16吨的稳车作为1号稳车，在切眼内距安装地点30～40m处的合适位置安装一台14吨的稳车作为2号稳车（当安装地点距2号稳车10m时，2号稳车可以上移）。从切眼上口向下运液压支架时，液压支架的前部朝前。1号稳车必须按规定打好稳车基础，2号稳车必须打好四压两戗且四压两戗必须硬打硬上，牢固可靠。
4.2 当液压支架车回到距切眼安装液压支架位置5米处停稳后，用切眼内2号稳车钩头与支架后座箱联接固定好，拉紧绳后松1号稳车，将1号稳车钩头从盘车上摘下与支架后座箱联接，并拉紧绳，松开2号稳车取下钩头，将2号稳车钩头通过事先挂好的定滑轮与支架前座箱联接好。
4.3 在切眼道轨的下端头顺山放置3～4根工字钢梁，所放工字钢与轨道交错0.5m，防止卸车时支架钻底。
4.4 用圆环链将盘车与后部刮板机大槽联接好。
4.5 1号稳车回绳、2号稳车起绳，1号稳车与2号稳车相互配合，缓慢将支架卸车。
4.6 卸支架时，定滑轮的受力方向和钩头的受力方向严禁站人和工作。
5 安装液压支架
5.1 支架安装前，必须先将安架位置的煤，杂物清净，并将底板清平，保证安装支架能够顺利进行。
5.2 施工过程中需严格执行敲邦问顶制度，严防煤墙老塘侧片帮以及发生冒顶事故，在安装位置下方打设两根戗柱，防止支架翻倒。
5.3 利用1、2号稳车配合液压支架自身和单体支柱调支架，使液压支架前梁朝向煤墙侧并垂直切眼前部槽，在调架过程中，顺山抬棚腿碍事时，必须先打好替柱然后方可回掉碍事的支柱。所打替柱必须迎山有力，并栓好防倒绳。
5.4 液压支架运到安装位置，用液压支架自身和单体支柱配合切眼1、2号稳车调架，用单体柱推移或用稳车拉移液压支架时，不得使阀体受力，不准顶液压支架的阀组和立柱。利用稳车调向时，各部稳车分别传清信号，挂好钩头，所有人员要离开液压支架和钢丝绳，钩头正前不准有人工作，其传送方法为一声停，两声开，三声回绳。
5.5 基本液压支架调向安装好后要及时与前后部运输机大槽连接好，接通供液系统打开液压支架的前探梁和侧护板，将液压支架升起护好顶板。在升液压支架前，用四根1.5m方料分别顺山紧靠4mπ型梁放在液压支架的顶梁上，升紧液压支架，回出4mπ型梁抬棚。
5.6 用3m木料与单体柱替掉第二架位置的工字钢棚，安架处每次替工字钢棚长度不得超过3m，然后降低第一架的顶梁，将顺山抬棚梁（4mπ型梁）的下端插入第一架的顶梁上，插入深度不少于200mm，顺山抬棚的上端支设单体柱，顺山抬棚打好后，调架和安装与第一架相同，安装从下向上逐架安装。
5.7 每安装好一组液压支架，必须及时与运输机相连，使液压支架与运输机形成一体，联接好供液管路，把液压支架升起护好帮顶，使液压支架处于全承载状态。
5.8 随着液压支架的安装，每班由专人负责对已安装好的液压支架进行二次补液，防止液压支架漏液自降，所安装好的液压支架要平、直、稳，垂直煤壁，全部安装好后，将液压支架从下向上编号以便管理。
参考文献：
[1]张广学.综放工作面安装测量方法[A].第六届全国矿山测量学术讨论会论文集[C].2002.
[2]刘慧宏.侏罗纪厚煤层综放工作面设备选型及效果[J].价值工程，2012(01).
[3]吕步生，李登峰.复杂条件下综放工作面安装的实践[J].能源技术与管理，2009(01).
综放工作面过大型地质构造技术探讨 篇4
鹤壁中泰矿业有限公司位于河南省鹤壁市北部, 1958年建井投产, 经过两次改扩建, 现设计年生产能力150Mt/a。矿井主采煤层为二1煤层, 煤层赋存复杂而不稳定, 地质构造较多, 尤其是大型断层较多。矿井煤层顶底板情况为:直接顶:黑色砂质泥岩, 层面含大量植物茎部化石及白云母碎片, 平均厚7.5m, 普氏硬度系数f=6.37。老顶:灰色中粒砂岩, 矿物成分以石英为主, 暗黑色矿物次之, 层面含白云母碎片, 具斜层理, 钙质胶结, 平均厚9.5m, 普氏硬度系数f=10.5。直接底:灰黑色砂质泥岩, 含砂量由上而下逐渐增多, 厚4.5m。老底:深灰色中细粒砂岩, 中间夹薄层黑色泥岩及黑色泥质包裹体, 层面含白云母碎片, 平均厚8.5m, 普氏硬度系数f=8.53。目前开采的25042综放工作面, 从设计到投产, 几经修改, 回采期间共计受38条断层的影响, 其中红13-3断层及其伴生断层 (H=11m, ∠60°) 与工作面斜交且贯穿整个工作面, 推进方向长约170m, 对工作面回采影响最大。
2 工作面布置及支护形式
2.1 工作面布置
在工作面掘进过程中, 通过边探边掘, 上顺槽以红12-7断层 (H=7-20m) 为界, 下顺槽以红13断层 (H=30m) 为界, 切眼以一分层采空区为边界。如图1所示:
2.2 支护形式
下顺槽运输巷及上顺槽回风巷均采用4.2m×3m的U型棚支护, 上下顺槽推进长度平均为945m;切眼内采用ZF5600-18/32液压支架支护, 长度为150m。
2.3
设备配置 (见下表)
3 过断层机理分析
3.1 过断层时断层附近煤岩破断分析
地层中聚集的能量在释放过程中, 往往使岩层发生断裂、挤压、错动、破碎等现象, 并伴有大量裂隙的产生。因此, 常常在断层带附近, 形成断层破碎带, 如图2所示:
通常顶板岩层的强度会大于煤层的强度, 这样会造成在受到同样大小的力的作用下, 煤岩破碎后, 煤的破碎程度比岩石的要严重。当回采工作面通过断层时, 顶板破碎不易控制, 与保留岩顶相比, 保留煤顶要困难得多。
工作面过正断层, 以图3点划线的方向从上盘向下盘推进。当工作面还在断层的上盘, 快通过断层面时, 断层破碎带弱变区A范围内的煤层由于破坏严重, 煤沿断层面下滑因而煤层保留不住, 发生片帮。工作面煤壁片帮后, 梁端面空顶范围增大, 破碎的顶板岩层可能会发生冒顶, 从而影响生产。梁端面顶板冒落后, 如不能进行有效护顶, 而采取让支架抬头伸出前伸缩梁来应付梁端面冒顶, 由于受千斤顶伸出量的限制, 过大的顶梁抬头承受顶板垮落的压力, 会造成支架前梁千斤顶的损坏, 也会进一步加剧顶板的恶化。即使支架推过冒顶区, 支架顶梁上的顶板也已破碎和出现空洞, 支架无法有效支撑顶板, 自身的稳定性也受到影响, 极易导致支架沿工作面倾斜方向倾倒, 出现支架顶梁相互咬架等现象, 从而使过断层的时间延长, 造成恶性循环。
3.2 方案的确定
25042综放工作面所揭露的红13-3断层及其伴生断层, 为一斜交正断层, 由于受矿井接替及现场实际条件影响, 工作面采用松动爆破和丢三角煤相结合的办法直接推进通过。这样可以节省用于倒面掘进准备巷道和支架回撤的准备费用, 同时缓解了矿井的接替紧张的局面。但是, 过该断层由于丢三角煤, 断层上下盘交界处顶板极难控制, 技术难度大, 安全威胁大, 同时在过断层期间, 由于落差较大, 切眼将进入断层下盘的底板岩石中, 工作面破岩范围增大, 对设备的磨损较为严重。为确保工作面支架及运输机的正常使用, 必须根据顶板的强度以及断层实际揭露的情况进行挑顶或卧底, 使工作面底板平缓, 以利于安全回采。
3.3 采取的技术措施
(1) 由于工作面下顺槽比上顺槽高17m, 为防止工作面运输机和支架下滑, 提前对工作面进行了调斜, 使工作面下顺槽超前于上顺槽15m, 并与断层影响方向尽量的斜交, 减少一次揭露长度。施工过程中, 工作面推溜移架严格执行由下向上的顺序, 防止支架下滑。 (2) 过断层期间, 加强工作面机电设备的维修和管理, 确保各部机电设备运转正常, 消除管路“跑、冒、滴、漏”现象, 液压泵站压力达到规定要求, 确保工作面支架有足够的初撑力能有效支撑顶板。 (3) 合理控制好工作面过断层处的采高, 将采高降至2.5m±0.1m, 防止工作面超高造成支架中心偏移, 使支架发生倾斜, 造成挤架、倒架现象。 (4) 控制好工作面断层上下盘坡度, 并根据断层发展趋势及时调整施工工艺, 对工作面进行合理挑顶或卧底, 尽量使工作面坡度一致, 确保支架及运输机正常使用。 (5) 加强工作面工程质量管理, 确保工作面“三直一平”, 若发现局部超前或滞后, 及时进行带架调整, 严禁运输机出现弯曲不直、高低起伏现象。移架严格执行带压擦顶移架法, 少降快移。 (6) 在过断层期间, 提前在断层破碎带铺金属菱形网, 防止在移架过程中因顶板过于破碎不能及时护顶而造成流矸冒顶事故。 (7) 过断层期间, 由于断层破碎带产生裂隙, 容易产生瓦斯积聚, 施工时加强对工作面瓦斯及有害气体的检查, 严禁瓦斯超限作业。
4 安全效益和经济效益
红13-3断层按照以往传统回采过断层方法, 必须另掘巷道绕过, 经过尝试本方法, 采用平推硬过 (上盘丢三角底煤、下盘采用松动爆破破岩直接推过) 的方法, 减少了重新掘进切眼和拆除搬家的费用500余万元, 多回收煤炭约18万吨, 比预定时间提前15天过完断层, 确保了矿井全年生产任务的顺利完成, 并为今后综采工作面过大落差断层提供了宝贵的技术依据和经验积累。
参考文献
[1]翟世龙, 张宗宝.大型地质构造对采区设计的影响[J].山东煤炭科技, 2011 (05) .
[2]杨连云.地质构造与矿井瓦斯涌出规律的研究[J].技术与市场, 2009 (10) .
综放工作面大倾角管理 篇5
关键词：伪斜,挡矸帘,防滑,防倒,急倾斜,金属网
1 地质概况
1.1-380南扩区11层地质构造及煤层变化情况
本区内煤层可采储量62.5万吨, 煤层产状变化较大, 构造较复杂, 主要受F2断层的影响。F2为正断层, 走向N35-60W, 向SW倾斜, 倾角55~65度。落差60米左右, 水平地层断距200米左右。局部伴生一些小的断层, 并出现褶曲牵引现象, 使煤层倾角局部变大, 最大倾角43°最小倾角28°, 平均倾角34°, 对回采带来很大的困难及安全隐患。
1.2 煤层及煤厚
11号煤层结构较复杂, 含1~4层夹矸层, 灰分低, 最大厚度为11.6米, 最小厚度为2.3米, 本区内有见煤钻孔5个, 分别为: (1) /11.6; (2) /9.7; (3) 10.34; (4) 2.3; (5) 10.0。平均煤厚:9.05米。
1.3 邻区、邻层及邻近巷道
本区左部为F2断层、右部2007年回采完毕。上段于2006年回采完毕。本区煤层距上覆9号煤层平均法向间距约为40~45米, 厚度不稳定尚未开采。与下覆18-2号煤层平均法向间距为160米左右, 厚度大约12米左右, 尚未开采。
1.4 小井及其它
本区垮落线范围内有弘源煤矿井田境界。
1.5 工作面参数
本工作面于6月14日开始回采, 此时工作面面长137米, 支架91组, 采过80米后进行延面, 延面后面长为146米, 共计97组支架, 预计2013年4月5日采至设计停采线。
2 分析工作面大倾角对回采带来的隐患
-380南扩区11层工作面采用走向长壁综合机械化采煤法, 工作面主要设备由采煤机、刮板输送机、液压支架等组成。
工作面大倾角存在隐患:采煤机、前后部刮板输送机和液压支架沿工作面下滑;硬帮顶板片帮抽漏;液压支架向下倾倒;工作面飞矸伤人等。
2.1 地质因素影响
运回两巷落差为:80米, 工作面平均倾角34°, 因而采煤机、前后部刮板输送机、液压支架沿工作面倾斜方向会产生向下的分力, 由于采煤机、前后部刮板输送机、液压支架自身重量较大, 而下滑分力相对较小。所以采煤机、前后部刮板输送机、液压支架等处于静止状态时, 设备一般不会下滑, 但回采过程中就会存在下滑的趋势。
2.2 推移方向影响
本工作面正常生产工序为:采煤机自下端头斜切进刀 (割三角煤) ———上行割煤———移架———下行扫货———推前部运输机。随采煤机不断割煤, 前部刮板输送机被依次逐架推向煤壁。在这种往复循环作业过程中, 前部刮板输送机发生相对滑动, 这种滑动主要通过刮板输送机弯曲段体现, 液压支架推溜千斤顶会发生一定量偏置, 偏向程度虽然较小, 但不是正向推移, 因而推移中产生作用分力, 造成设备下滑。
2.3 硬帮片帮、顶板抽漏影响
本区最深部标高为-368.9米, 对应地表标高为+277.5米, 最深部标高距地表垂距为646.4米。本区属于深部开采, 煤层周期压力显现明显, 随着工作面推进, 工作面中部易偏帮、抽顶, 导致顶板破碎严重, 造成液压支架不能接实顶, 从而有发生倒架或歪斜的力学现象。
3 具体解决方案
采煤机、前后部刮板输送机、液压支架防滑、防倒方案。
3.1 采煤机防滑
本区使用采煤机为无链牵引采煤机, 该种采煤机配置液压防滑制动装置。采煤机上行割煤完毕时, 要使两滚筒全部降至底, 再停牵引。所采用制动器必须保证在本工作面采用单制动时, 能有效制动采煤机。必须保证采煤机采用单电机牵引时, 采煤机能正常上行。建议加装润滑泵进行强制润滑。
3.2 前后部刮板输送机及液压支架防滑
3.2.1 前部刮板输送机、液压支架防滑。
本区工作面初采时将工作面采成伪斜, 使下端头超前上端头一定距离, 是解决综采工作面支架与运输机下滑最有效的办法。超前距离 (伪斜) 可由以下方法求得:
伪斜量的确定:
(1) 设工作面 (开切眼) 调斜采成与回风巷垂线成α角, 若未呈现滑移现象, 则运输机将上窜800sinα (mm) 。其中, 800为循环进度。
(2) 实测, 当α=0时, 每推进一个循环, 运输机下滑42mm。
(3) 若要运输机不下滑, 必须:800sinα=48mm, 所以α=3°26′。
设伪斜距离 (运巷较风巷多推进距离) 为X, 则:X=Msinα
式中:M-工作面长度 (142m) 。
解得:X=8.52m
实践中, 将工作面调斜采成下端头 (机头) 超前于上端头 (机尾) 8.52m。所谓伪斜调整就通过这一原理控制运输机发生下滑。
3.2.2 后部刮板输送机
工作面共计97组液压支架, 每隔4组 (6米) 加设一根防滑千斤顶, 拉后部刮板输送机前, 必须先将防滑千斤顶保持收回状态, 防止后部刮板输送机下滑。
3.3 工作面支架防倒
工作面采高严格控制在设计采高范围内, 支架向上迎山0.2~0.4米, 并达到初撑力。工作面支架移架时, 将相邻的下部支架上侧护板千斤顶保持伸出状态, 并且将本支架下侧护板千斤顶收回, 使支架有向上的分力, 防止支架下倒。工作面下端头第3组液压支架拴有防倒千斤顶, 拴到第一组, 使下头三组支架成为一个整体, 控制液压支架下倒。
3.4 防止工作面片帮、抽顶
本工作面顶板为破碎顶板, 为防止顶板抽漏, 造成支架不接顶、接浮顶, 而发生倒架或歪架, 在工作面支架上铺双层金属网。金属网走向与倾斜搭接都不得小于0.2米, 与两巷倾斜方向搭接不得小于0.2米。
3.5 防飞块
综放工作面过断层技术实践 篇6
13205工作面与f12断层情况
3205综采工作面位于井田二盘区,工作面可采长度634 m,切眼长199 m,采高2.8 m,采用综合机械化放顶煤采煤工艺。3205回采工作面回风侧f12断层为逆断层,走向351°,落差13.66 m,倾角30°。经3205两巷实际探测走向判定,在里程430.5 m遇见该逆断层,经探测,顶板向上5.7 m见煤,煤厚0.2 m。根据巷道布置情况,在3205工作面回采期间该逆断层可能影响走向长度42 m,3205回风巷揭露的该断层显示其中全岩段23 m,根据钻探结果及三维地震勘探显示分析:该逆断层可能影响工作面80～90 m。
3205工作面煤层直接底为泥岩,平均厚0.98 m,硬度中等,参差状断口;基本底为细粒砂岩,平均厚3.36 m,中厚层状,以石英为主,长石次之,均匀层理,参差状断口,半坚硬。伪顶为泥岩,平均厚0.38 m,硬度中等,薄层状、水平层理;直接顶为砂质泥岩,平均厚8.96 m,中厚层状,参差状断口,半坚硬,与下伏岩层呈明显接触;基本顶为中粒砂岩,平均厚5.86 m,中厚层状,以石英为主,长石次之,泥质胶结,参差状断口,半坚硬。
2过断层技术方案
2.1方案1:工作面正常推进,断层处平推硬过
本方案将采取放震动炮配合采煤机割煤方式强行通过断层(图1)。根据地质测量科提供的预测资料可知:工作面正常推进过此断层时,工作面回采至进尺292.9 m、工作面中部距运输巷79 m处将先揭露断层边缘,随着工作面向前推进,断层与工作面接触点将向工作面机尾方向移动,且揭露面积将会变大,直至工作面中部至机尾段全部与断层相遇,随着工作面的继续推进,工作面与断层相遇面积将会逐渐减小,且向机尾方向移动,直至最后走完断层。
工作面与断层相遇时,处于断层的边缘岩石为煤层的伪顶、直接顶、直接底,断层中间可能为煤层的基本顶、基本底。煤层的直接顶底均为泥岩,硬度中等且节理较为发育,采煤机可直接切割后通过,断层中部岩石较坚硬段可放震动炮配合采煤机切割。
此断层为逆断层,强行通过时,工作面从断层上盘向下盘推进,上盘顶板由下盘顶板和断层面的摩擦力来支撑,过断层的顶板压力较小[1]。为了加快过断层的速度,可选择在最小采高下过断层。采煤机滚筒直径为1.6 m,最小采高为2.0 m,过渡液压支架最小支撑高度为2.0 m,普通液压支架最小支撑高度为1.7 m,结合工作面过断层实际情况,过断层时工作面采高定为2.3～2.5 m。
为减少回采过断层时工作面出矸量,设计在断层处提前掘进2条措施巷,措施巷与工作面切眼平行布置,高2.5 m,宽4.0 m,措施巷长度视掘进过程中揭露断层情况和工作面回采速度而定(图1)。
根据地质测量科提供资料显示,断层影响走向长度42 m,其中23 m全岩段用工期22 d,剩余19 m,平均进尺1.5 m/d,用工期13 d,过断层共用工期35 d。
2.2方案2:另掘新开切眼避开断层
该方案需提前在断层周围掘进若干巷道,为工作面回撤部分设备、重新安装对接设备做准备(图2)。首先从运输巷开始掘进1条措施巷,为掘进新开切眼和中部回风巷时的煤炭运输、通风做准备,随后掘进新开切眼和中部回风巷,当工作面回采撤架通道时,扩撤架通道,将此段巷道的中间液压支架、刮板输送机等部分回采设备搬至新开切眼,工作面机头段100 m正常推进,工作面推进至与新开切眼成1条直线时,工作面设备重新对接后开始正常回采。
该方案共计掘进巷道长度273 m,扩撤架通道92 m。其中掘进新开切眼需要工期20 d,掘进措施巷需要工期12 d,掘进中部回风巷需要工期24 d,掘进巷道共计工期56 d。末采工期7 d,扩撤架通道需要10 d,处理撤架通道底板5 d,共计22 d。工作面设备搬家至新切眼安装需要工期约20 d,其中回收前后部刮板输送机各100 m(约70节)需工期6 d,对接前后部刮板输送机机尾需工期2 d,撤、安液压支架需工期8 d(70架),拆、接刮板输送机链、调试设备等需工期4 d。另外由于回风巷断层段掘进时坡度较大、影响搬运支架,需随坡处理约80 m,回风巷措施巷2道风门影响进支架车需拆除,回风巷铺底长度434 m。需要直接工期42 d。
3方案对比与确定
3.1方案1
主要优点:①需要的工期短,对正常回采影响较小;②减少了工作面的搬家倒面次数,相应也减少了工作面初采、末采次数,为正常生产赢得了更多的时间。
主要缺点:①该方案过断层放震动炮时如对工作面设备采取的保护方法不得当或采取的措施不到位,将会对其造成伤害,影响使用寿命,甚至将工作面设备直接损坏;②由于断层处岩石较破碎,强行通过断层时工作面顶板较难控制,容易出现液压支架上方空顶,工作面顶板控制难度增加;③由于该方案需要放炮作业,在打眼放炮作业阶段需多队组配合交叉作业,会增加现场管理难度;④过断层时采煤机需直接切割矸石,对检修班检修设备的质量要求较高;⑤增加了原煤中的含矸率。
3.2方案2
主要优点:①能将断层避开,工作面顶板不会出现松软破碎现象,工作面顶板较容易控制。②此方案相当于正常回采掘进,不会出现多队组配合作业,现场管理较方案1容易。
主要缺点:①直接施工工期长,工程量大;②辅助工程量较大且辅助工程需要工期较长;③增加了搬家倒面次数,相当于缩短了工作面寿命,对采用综合机械化采煤的工作面十分不利。
3.3方案确定
通过对上述方案的比较,结合地质测量科提供的断层资料和矿井的实际情况,方案1优点突出,切合该矿当前的实际情况,且方案1中的缺点多为人为可控因素,只要施工队组及机电管理部门制订措施得当,现场管理到位就可避免,明显优于方案2。所以,回采工作面过此断层推荐用方案1。
4过断层技术措施
(1)打超前锚杆、锚索维护断层破碎带顶板。
在遇到断层前,作业人员从支架侧向煤帮侧以10°方向打设7.2 m超前锚索及长2.4 m锚杆,对破碎带顶板起到一定的支护作用,同时可悬吊断层面处活矸[2],可以有效防止大矸石掉落造成刮板输送机事故。
(2)采用缩小循环量通过顶板压力较大区域。
工作面断层区域压力大时,减小采煤机截深,顶2次刮板输送机拉一次支架,避免了多次重复移架对顶板的破坏,降低了拉架过程中顶板冒落的危险。
(3)加强机械设备的检修,保证设备性能良好。
过断层期间要加强设备检修工作,保证设备完好性与开机率;支架必须保持完好性,无窜、漏液,以避免自降现象,保证支架初撑力。支架不准出现倒架、叠架现象,架与架之间用侧护板封严,架间落差不超过规定,保证支架升紧,前梁接顶严实,支架初撑力达到24 MPa,保证放炮前全部将工作面支架升一遍。放炮前降支架升紧后将乳化泵停止工作,并用保护皮将支架阀组、电缆及管路等保护好,防止放炮时,大块煤、矸石将阀组手把压下,导致支架误动作,顶板失去支撑力,造成冒顶事故及设备损坏。刮板输送机和转载机不允许有坏刮板,爆破后刮板输送机,必须低速拉空刮板输送机,防止烧毁电机,影响施工进度。采煤机过断层期间,必须保证截齿、齿座及行走部完好。
(4)加快推进速度。
在保证设备性能可靠的情况下,加快推进速度。在生产过程中,应减少采煤机一次进刀量,提高牵引速度,实行浅割快跑,降低顶板破碎程度。
(5)加强现场管理。
在打眼放炮作业阶段需多队组配合交叉作业,作业人员多,现场管理难度会增加,采用科室、队组联合跟班,现场指挥,安全督察部门现场监督指导安全生产,生产矿长、总工程师统一安排,保证工作面作业期间的安全工作。
5效益分析
(1)综采队利用35 d时间安全顺利通过了f12断层,积累了新的安全生产经验,也创造了最大的安全效益即安全通过该断层。
(2)方案1与方案2相比,减少了巷道掘进及二次安装搬家倒面时间,缓解了采掘衔接、采装衔接紧张的局面。
(3)方案1与方案2相比,提高了工作面采出率,避免了煤炭资源的损失。
6结语
霍尔辛赫煤矿地质构造复杂,断层特别发育,对生产影响较大。随着现代化回采设备的发展,综采工作面过地质构造已经成为制约高产高效矿井建设的主要因素。因此,因地制宜选择合理的方案,快速通过地质构造是矿井高产高效建设发展的根本思路,也是建设高产高效矿井的根本途径。
摘要：在复杂地质条件下,为了快速推过大断层,通过对2种过断层方案的分析,提出了工作面正常推进、断层处平推硬过方案,并使用各种措施保证施工期间安全,通过实践证明了快速推过断层各类措施的有效性,提高了采出率,缓解了采装衔接紧张局面。
关键词：综放工作面,过断层,方案对比
参考文献
[1]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.