关键词: 地质
高效安全回采(精选七篇)
高效安全回采 篇1
己16-17-24011采面, 作为己四采区投产后的首采工作面, 地质赋存条件复杂, 断层等地质构造多, 岩体节理与裂隙发育, 顶板稳定性差、强度低, 煤质松软。该面是十一矿建矿以来第一个在己组煤层采用ZY6800-23.5/4.5支架, 设计采高达到4 m, 是十一矿第一次采用最大支撑高度达4.5 m的大型支架, 也是目前全局唯一使用的架型。该面复合顶板的岩性特征是岩石抗破坏强度存在较大差异, 由于不同岩性的组合梁其各层间的抗变形能力存在很大差异, 容易发生漏冒型顶板事故。因此调整好支架状态, 控制住顶板是该面实现安全高效、提高经济效益的重点。
1 大采高支架稳定性及其控制技术分析
1.1 支架的失稳形式。
支架的失稳形式主要包括:横向失稳和纵向失稳。横向失稳主要是支架顶梁相对于底座偏离原横向设计位置;纵向失稳主要是支架顶梁相对于底座偏离原纵向设计位置;倾倒是大采高支架横向不稳定的主要表现形式, 支架沿倾向偏离煤层法线方向, 即向上或向下倾倒两种形式。根据现场实践看, 横向失稳的问题比较突出。
1.2 防止支架倾倒的措施:
1) 防止支架向上倾倒, 向上倾倒主要是向上调架时幅度过大导致支架前梁上摆严重, 四连杆下摆严重, 移架过程中支架架间距控制不好导致支架间间隙过小, 顶底板不平等原因造成, 这些情况出现在移架或采煤机割煤过程中, 应在移架过程中严格控制支架前梁上摆角度、架间距防止支架向上倾倒。
2) 防止支架向下倾倒, 向下倾倒主要是向下调架时幅度过大导致支架前梁下摆严重, 四连杆上摆严重, 由于移架过程中支架架间距控制不好导致支架间隙过大, 顶底板不平等原因造成, 应在移架过程中严格控制支架前梁下摆角度、架间距防止支架向上倾倒。
3) 防止运输机上窜下滑, 工作面调成伪斜时, 选择合适的伪倾角, 使运输机、支架处于动态平衡中, 严格控制移架、推移运输机顺序有效防止运输机、支架上窜下滑, 尽可能采取带压擦顶移架, 防止支架下滑。
1.3 强化现场管理, 落实安全技术措施
(1) 及时维修支架, 保证有效支护。 (2) 使用好防倒、防滑装置, 及时调整支架, 保持良好的移架顺序, 割平顶底板, 保持平整。 (3) 支架倾倒轻微时, 采取支架侧护板调整。 (4) 支架倾倒严重时, 采取防倒锚固或单体柱调架。 (5) 及时支护新暴露的顶板, 杜绝顶板冒落。 (6) 移架后, 必须升紧支架, 使其达到规定初撑力。
2 复合顶板岩性分析及其控制技术
所谓复合顶板, 其实就是离层顶板, 即煤层上面有总厚0.3~3.0 m易与上部岩层离层的顶板, 这种顶板岩层的岩性主要是砂质泥岩和薄层细砂岩, 同时, 往往夹有薄层煤层。复合顶板工作面易发生冒漏型顶板事故, 这类冒顶事故的冒落岩层冒落高不大, 离层的下部软岩层, 冒空之上都是平整光滑的上部岩层。事故往往具有突发性、连续性和重复性, 发生冒顶之前一般无明显的冒顶预兆。
2.1 己组煤层复合顶板控制措施
1) 该面存在复合顶板的不利局面, 煤质松软、强度低, 采煤机割煤后极易出现煤壁大面积片帮和顶板脱层漏顶, 我们可采用顶板铺网方法, 增强顶板支护强度, 有效控制顶板破碎发生漏顶冒顶。
2) 有漏冒顶倾向地段的支架要增加防倒连锁装置, 在拉架中严格控制架间错差距, 保证支架生根牢固。一旦出现因片帮漏顶导致的支架歪倒、扎底、挤架等情况, 应及时调整。歪倒架处理要本着上段生根, 由上至下逐架调整巩固的原则。
3) 加快推进度, 有效控制采高。加快工作面推进度, 减少因超前压力对顶板和煤层受压时间, 降低顶板和煤壁的破坏程度, 同时, 对于片帮漏顶严重地段, 合理降低采高, 减少片冒深度和宽度, 有效抑制煤壁片帮漏冒顶问题。
4) 生产劳动组织。采面综采设备安装完毕投产后, 实行四六作业制, 三个班生产、一个班检修。每班割煤3刀。全天生产进度为割煤9刀 (即推进5.4 m) 。
5) 回采工序。为更好地发挥综采面的优势、发挥采煤机的优势, 采煤机实行端头斜切进刀双向割煤, 前滚筒割顶煤、后滚筒割底煤, 并确保采高不留底煤, 采面在推进过程中要严把质量关, 确保达到“三直两平两畅通”。
6) 泵双回路供液措施。由于采面推进速度快, 40 min割1刀煤, 采面同时操作支架的频率高, 一趟高低压回路不能满足采面生产需求, 因此, 采面采用两趟高低压回路:60#—机头为一路, 61#--机尾为一路。减少管路压力损失, 增加了液压系统的工作稳定性。同时, 采面采用直径51 mm、38 mm的大管径进回液高压油管。
2.2 复合顶板区域内的移架措施
1) 移架前, 支架前梁铺双层金属网, 新金属网压在垂挂旧金属网的煤壁侧, 其搭接长度沿走向为网宽的1/2, 倾斜方向搭接300 mm。
2) 采用隔一架移一架的移架方式, 先移顶板较稳定支架, 同时在支架前梁上方沿平行煤壁的方向放置3 m长的木梁, 有其挑住附近不完整的易冒顶板, 再移破碎顶板处的支架。
3) 随采煤机前滚筒割煤立即移架。
4) 采用带压擦顶前移, 要少降快拉。
3 加强质量管理, 提高采面效率的相关措施
大量的实践结果表明, 只有有效提高采煤工作面的质量标准化水平, 才能在最大程度上提高单产水平, 达到安全高效。因此, 必须对采煤工作面加以严格管理, 在实际操作过程中要坚定不移地遵循质量标准化规定, 使采煤工作面质量得到充分保证。综采工作面的质量管理主要包括三直、两平、一净、两畅通, 下面将分别加以阐述。
1) 三直。工作面煤壁直采煤机割煤的过程中要把工作面煤壁割齐、割直, 通过这种方式保证设备按规定循序渐进地进行开采, 不留伞檐煤。输送机直是指在推移输送机的过程中要按照相关顺序逐步向前推移, 弯曲度要保持适度 (不可过大过急) ;另外, 输送机的机头与机尾同样也要保持适度 (不可过于超前或落后) 。具体地说, 是在工作面完成一个循环工序后, 输送机移成一条直线。液压支架直是液压支架的底座、顶梁与工作面顶板、底板保持平整接触。值得注意的是, 在“三直”中, 输送机是其他两直的重要前提, 它通常都是采煤机运行的轨道, 作业人员将输送机移直, 就能让采煤机按之前设定的进度割煤。
2) 两平。所谓两平指的是顶板与底板平。这是支架支撑与移架的前提。为防止留有伞檐, 采煤机司机要合理控制前滚筒的高度, 将顶板割平, 从而给移架和支撑创造良好的外部条件。
3) 一净。所谓一净指的是液压支架净。经验证明, 如果液压支架内存有煤块、矸石、杂物, 必然会给支架的操作带来不便, 作业人员应当定期清理液压支架的架箱, 保持支架干净整洁。使液压支架达到“直”和“净”, 需通过支护质量监测和顶板动态监测, 初撑力要高于规定值的80%, 泵站压力不得小于30 MPa。
4) 两畅通。指工作面的上、下两个出口保持畅通。生产过程中, 如果出口位置堆积大量杂物, 很容易产生堵塞现象, 很大程度延长采煤机在上、下出口位置的作业时间, 导致综采设备效能无法得到最大限度的发挥。
4 结语
通过综合分析大采高综采工作面地质概况、煤层赋存情况、正常开采期间控制工作面设备稳定性及采用合理的措施, 破解了采高支架失稳、刮板机上窜下滑、采面质量滑坡、设备负荷增加、劳动组织变更、不安全因素增加等难题, 从技术角度、现场精细管理和工程质量入手, 通过严格的作业标准检验, 从而实现大采高综采工作面安全高产高效生产, 工作面开采以来日产最高达5 168 t, 月产最高10.2万t, 消除了倒架和冒顶事故, 确保了安全生产, 取得了显著的经济效益。同时, 随着大采高工作面综采设备配套不断优化改造与应用, 将填补在十一矿, 甚至集团公司大采高煤层的开采生产工艺上的空白, 同时为今后集团公司大采高工作面综采配套设备、开采方案积累了宝贵的经验。
摘要:通过对大采高支架稳定性及复合顶板岩性日分析, 提出了科学有效的控制措施, 对大采高综采面安全高效回采具有现实指导意义。
高效安全回采 篇2
国投新集能源股份有限公司口孜东矿地表标高+27 m, 新生界松散层平均厚度591.6 m, 矿井第一水平标高-967 m。该矿111303工作面为矿井首采工作面, 工作面整体布置近东西走向, 开采标高-742.5~-877.3 m, 平均倾斜长323.7 m, 可采长度1 740 m。该矿工作面采用后退式单一走向长壁采煤方法开采, 沿煤层顶底板采用综合机械化设备, 一次采全高, 全部垮落法管理顶板。由于工作面埋藏深, 地压大, 且地质构造比较复杂, 局部煤岩层破碎, 回采时容易发生片漏事故, 顶板控制困难, 制约了工作面安全高效生产。
2 煤层及顶底板情况
2.1 煤层
根据该矿工作面回采过程中实际揭露的地质资料, 工作面回采的13-1煤层平均含1层夹矸, 主要为炭质泥岩及泥岩, 结构复杂;面内煤层厚度0.20~5.03 m, 平均4.35 m, 煤层倾角6°~15°, 平均11°。13-1煤层属稳定可采煤层, 面内地质构造复杂的区段, 煤层厚度、结构及产状变化较大。
2.2 煤层顶底板
该矿工作面顶板主要是由泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩及细砂岩组成的复合顶板。老顶为细砂岩, 厚度2.2~5.4 m, 平均3.3 m, 灰白色, 成分以石英长石为主, 局部较松软;直接顶为泥岩, 厚度0.3~2.7 m, 平均1.2 m, 灰色, 块状, 平坦断口, 滑面发育, 见植物化石碎片。
工作面底板主要由泥岩、砂质泥岩和炭质泥岩组成, 岩性松软, 再向下岩层由砂质泥岩和细砂岩互层组成。底板岩层厚度3.2~5.6 m, 平均4.4 m。
根据山东科技大学“口孜东矿巷道顶板离层临界值研究”岩石力学试验结果, 该矿13-1煤层顶底板岩性较差, 一般砂岩硬度6~8, 泥岩、砂质泥岩硬度2~6, 是典型的煤矿软岩, 且顶板泥岩本身遇空气和水后易风化、泥化, 容易丧失完整与整体性, 自承载能力很低。
3 工作面巷道布置及支护
3.1 巷道布置
该矿工作面沿13-1煤顶板走向布置风机巷, 采用直墙半圆拱形断面, 锚网索支护, 净宽×净高=5.8 m×4.3 m。工作面内错风巷39 m (中-中) 布置高位瓦斯抽排巷, 瓦斯抽排巷底板距13-1煤层顶板35 m左右, 该直墙半圆拱断面, 净宽×净高=4.0 m×3.6 m, 锚网索支护。
3.2 巷道支护参数
(1) 锚杆采用φ22×2 500 mm高强螺纹钢锚杆, 间排距700 mm×700 mm。网片采用塑料网片与钢筋网片双层铺设, 先铺设塑料网片, 再铺设钢筋网片。
(2) 锚索采用φ21.8 mm钢绞线加工, 巷道顶部锚索间排距1.2 m×1.4 m, 每排7根, 长度6.2 m;巷道帮部锚索排距1.4 m, 每排4根, 长度4.1 m。
(3) 加强支护。风机巷硐室及过断层处均采用间排距700 mm×700 mm加密锚索支护。
3.3 超前支护方式
(1) 机巷超前支护距离35 m, 作业时先用圆木或工字钢作棚梁, 单体作棚腿套临时棚, 棚间距1 m;套棚后再用半圆木架井字型木垛将套棚之上圆弧顶接实;然后用单体配合铰接梁沿走向打托棚, 最后撤除临时棚的棚腿。机巷压力较大时, 转载机垂直传动部处上方顶板可采用工字钢梁迈步式支护。
(2) 风巷超前支护距离50 m, 选用圆木或工字钢作棚梁, 棚间距1 m, 在木棚上面使用半圆木架井字型木垛进行接顶, 接顶后使巷道成为平顶断面, 然后用单体配合铰接梁沿走向打4排托棚。
4 工作面主要设备及自动化系统
根据矿区工作面设备配置经验, 充分考虑矿井深井压力及提高装备先进性的要求, 工作面装备1台SL500采煤机, 182架ZZ13000-27/60液压支架 (配合蒂芬巴赫ASG电液控制系统, 且下机头安设1台ZT13800/29/55端头支架) , 1部SGZ-1000/2×1000刮板输送机, 乳化泵站选用3台BRW-550/31.5乳化液泵 (2用1备) 。
工作面自动化系统含工作面三机、泵站、胶带输送机、采煤机控制系统、支架电液控制系统5个子系统。工作面三机控制系统同时作为整个工作面自动化系统的集成控制主机, 对工作面5个子系统的监控信息进行集成, 实现5个子系统之间的协调工作并与地面集控中心进行交互, 向地面集控中心传输工作面相关设备参变量数据及运行状况信息, 同时接受集控中心的控制命令。由Mincos控制系统的Miningmaster作为各子系统的主控制器, 对各个子系统进行信息检测、集成、显示和上传等功能[1]。
5 工作面矿压观测情况
工作面每9台支架安设1个测力仪, 其中液压支架压力在线检测系统1套 (共10台KJ385-G矿用本安型压力传感器, 可接10台支架) , 另配YHY60型煤矿用液压支柱测力仪11台, 2种测力仪交错布置。
在线系统压力传感器的数据可以直接通过电话线路传输到地面的服务器, YHY60型煤矿用液压支柱测力仪的压力数据在现场使用采集器对各压力表进行人工采集, 升井后把采集器和服务器相连将数据传输到服务器上, 服务器利用软件生成压力曲线图。
根据矿压观测数据, 工作面初次来压步距35.5 m, 最大周期来压步距23.5 m, 最小步距6.5 m, 平均周期来压步距17.5 m, 平均来压间隔5.5 d。该面2013年2—6月一直在断层带中推进, 过断层期间工作面的平均周期来压步距为9.6 m。如果不计入断层影响期间的来压步距, 正常回采期间的平均周期来压步距为18.6 m。
6 工作面回采遇到的问题及解决方案
6.1 工作面两巷压力大, 变形严重
111303工作面两巷压力大, 矿压显现明显, 工作面风巷在安装之前已进行一次刷扩。进入回采阶段后两巷矿压显现明显, 两巷超前工作面80 m受采动影响明显, 特别是进入距工作面50 m范围内巷道变形迅速, 帮部外鼓、顶板下沉、底板鼓起等使得巷道高度、宽度不足, 严重制约了工作面正常生产。
为尽量降低两巷围岩变形大对生产的影响, 两巷采取了加强支护方式。超前支护段托棚棚梁间距由原来的1 m改为0.5 m, 工字钢、木梁交替使用 (顶板破碎处增加工字钢密度) ;一梁一柱单体铰接梁托棚改为一梁双柱支护, 单体铰接梁使用400 mm×400 mm的铁鞋;两巷出口向外80~120 m均布置3路锚索吊梁, 机巷距巷道上帮0.6 m布置1路, 距巷道下帮1.5 m布置1路, 2路中间再布置1路或2路, 风巷距巷道上帮0.6 m布置1路, 距巷道下帮1.5 m布置1路, 2路中间布置1路。锚索吊梁采用旧U型钢或12#工字钢加工, 锚索间距1.6 m, 顶板下沉严重地段锚索吊梁由长6.3 m锚索更换为长9.2 m的锚索。工作面两巷在超前支护外刷扩施工后, 帮部也施工2~3路锚索支护, 有效提高了支护强度, 并提高了施工安全性。此外, 还加大卧底刷帮力度, 确保巷道高度和宽度, 满足生产需要。
经过分析, 两巷压力大与巷道掘进时是否及时打托棚有很大关系。111303工作面掘进时巷中没有及时打托棚, 而与此对照, 111304工作面两巷在掘进头后方滞后不超过100 m巷中即补上托棚, 两巷矿压显现相对不明显, 巷道变形量较小, 这从111304工作面下降风巷矿压显现明显也可以看出, 由于下降风巷不具备打托棚条件, 所以没有打托棚, 导致下降风巷内上出口向外40 m范围内巷道高度不足2 m。
6.2 构造发育影响大
111303工作面地质构造复杂, 褶曲和层滑构造发育, 特别是面内发育的DF14断层组, 实际是由19条小断层组成的一个断层组, 影响工作面走向长度达160 m, 倾向影响范围延伸至整个工作面。矿技术部门虽然在工作面回采前利用巷道揭露的地质资料并结合所有勘探成果资料进行了分析, 并提交了工作面回采地质说明书, 对影响工作面回采的地质因素提出了相关建议。在工作面回采前对严重影响工作面回采的区域通过与中国矿业大学合作采用坑透方法进行了探查, 但受现场条件和目前技术手段限制, 无法对工作面落差小于煤厚的小断层进行圈定, 导致工作面回采过程中实际揭露的地质资料与采前预计相差较大, 给生产带来了很大困难。
工作面在过地质构造带时, 接近断层面前应根据断层发育情况提前破顶确保跟上另一盘时顶板不留顶煤, 保证顶板得到较好的控制。同时应根据工作面情况, 及时调整工作面形态, 减少丢煤及破矸量, 实行煤矸分流, 提高资源回收率和煤质。
6.3 顶板条件差, 控制困难
111303工作面埋藏深, 地压大, 工作面煤层顶底板岩石属于软弱岩, 岩层裂隙发育, 且工作面压力较大, 回采期间工作面易掉顶、片帮, 给工作面回采顶板管理带来较大困难, 所以工作面在回采过程中切实加强顶板管理工作, 防止工作面顶板超前片冒。特别是断层及其影响带内煤层顶底板岩石更加破碎, 导致工作面顶板控制极为困难。通过采取降低工作面采高、加强超前架管理、采煤机割后及时用护帮板支护煤壁、加强支架初撑力管理且每班安排专人对支架进行循环补压、顶板破碎处提前注加固材料等措施, 使工作面顶板得到了较好的控制。
7 深井超长综采工作面回采的思考
(1) 深井工作面倾向布置长度应根据工作面所处深度、地质条件、设备条件等综合考虑, 工作面斜长大对工作面推进速度影响大, 正常生产时难以通过加快推进速度来减少周期来压对工作面的影响, 特别是在过断层及生产不正常期间影响更大。因此, 工作面长度应根据矿井实际情况合理优化确定。
(2) 工作面巷道掘进期间要加强地质观测工作, 及时探明煤层赋存情况, 合理确定巷道坡度和层位, 为工作面安全顺利回采创造条件。特别是过大断层或断层组时更应注意, 两巷布置情况将对工作面能否顺利通过断层等构造带造成重大影响。工作面过构造带时要加强地质探测工作, 各项安全生产措施要落实到位。
(3) 合理进行设备选型。采用重型综采装备将对生产带来积极影响, 但也要综合考虑工作面实际情况和经济效益。例如111303工作面刮板输送机回采之初使用三驱, 由于输送机功率大, 拉矸石时经常压车断链, 改用两驱后功率下降, 货多时输送机跳电使断链事故大大降低;2.7 m滚筒太大, 顶板条件差时, 工作面普遍片漏导致支架一级护帮板不能收, 采高大导致帮顶控制困难, 采高低无法过机, 所以应将滚筒直径由2.7 m改为2.0~2.4 m更为合适。
(4) 深井工作面矿压显现规律与浅埋煤层回采不同, 需加强探索, 掌握压力在两巷及工作面前方显现规律, 摸清“三带”发育规律, 为指导生产提供基础依据。并做好工作面及两巷矿压观测工作, 及时进行分析, 准确预报周期来压。
(5) 过断层构造带期间, 应及时采取注氮、灌浆、三相泡沫、注液态CO2、上下隅角堵漏和减风等防火措施, 有效抑制采空区遗煤氧化。
(6) 合理确定两巷超前支护方式及刷扩时间、范围等, 并加强工程质量管理, 保证支护质量, 及时支护到底, 保证超前支护断面满足生产需要。
(7) 加强机巷排水管理, 根据经验, 部分地段巷道矿压显现明显与巷道底板积水有很大关系, 所以必须保证及时排水。
摘要:国投新集能源股份有限公司口孜东矿为千米深井, 综采工作面埋藏深, 地压大, 顶底板岩性较差, 矿压显现明显, 采取有效的顶板控制措施对安全高效回采具有重要意义。通过两巷采取加强支护方式, 施工锚索吊梁, 过地质构造带时根据断层发育情况提前措施保证不留顶煤, 回采过程中切实加强顶板管理工作, 采取降低工作面采高、加强超前架管理、采煤机割后及时用护帮板支护煤壁、加强支架初撑力管理并设专人对支架进行循环补压、顶板破碎处提前注加固材料等措施, 使工作面顶板得到较好的控制, 保证了工作面安全高效回采。
关键词:深井综采,高地压,顶板管理,安全高效回采
参考文献
[1]李帅, 黄仁屏, 李冲, 等.自动化综采工作面装备技术[C]//煤矿综合自动化与机电技术汇编.徐州:中国矿业大学出版社, 2012.
富水工作面的安全回采工艺 篇3
孟加拉国巴拉普库利亚煤矿 (孟巴矿) 是该国第一座现代化煤矿, 设计100万t/a。是由CMC (中国机械进出口总公司) 总承包的国家援建项目。也是我国煤炭生产系统成建制地参与生产管理的第一项国际工程。根据与孟加拉方的合同规定, 首先回采地质条件复杂的1101工作面。
1 矿井地质及工作面概况
孟巴矿位于孟加拉国西北的第纳依普区首府东南部。井田西部、西北部及南部为煤层露头线, 东部被Fa断层切割。井田南北长4.7 km, 东西宽0.4~1.9 km, 面积约为5.4 km2。井田内以近NNW向不对称的向斜为主体构造, 控制了井田的基本形态, 并发育有Fa、Fb等大断层。本井田均被第四系冲积层覆盖, 自下而上为太古界复合基底、石炭~二迭系和第三系地层。石炭~二迭系为煤系地层, 含煤7层。其中, VI煤为本矿主采煤层。1101工作面属于VI煤。
孟巴矿水文地质类型为中等偏复杂, 由上而下含水层主要为UDT组砂层含水层、VI煤顶板砂岩含水层及VI煤裂隙水。根据实测1101工作面回采前涌水量为450 m3/h。
1101面位于井田南翼采区轨道下山南侧, 为首采工作面。该面上部紧靠Fb、Fb1两条正断层, 南部到切眼, 北邻轨道下山, 四周均为未采区。煤层顶板为厚层灰白色中~粗粒长石砂岩, 局部含砾, 部分长石已高岭土化, 岩石硬度大, 厚度为50.83~98.13 m。VI煤与厚砂岩之间, 常夹有深灰色砂质泥岩或细砂岩, 平均厚0.5 m左右, 该岩石不稳定, 局部缺失。底板为深灰色砂质泥岩或细砂岩, 致密块状, 厚度一般在1.8 m左右。工作面走向长480 m (至保护煤线) , 倾斜长102~105.5 m, 平均长104.2 m;煤层倾角9°~12.2°, 平均倾角10.2°该面煤层为黑色, 半暗型煤, 块状, 煤层较硬, 裂隙发育, 厚29.4~41.0 m, 平均厚36.14 m。采用分层开采, 普通综采方式, 首采上分层, 下山推进。
2 富水工作面的水源
根据有关地质资料, 1101工作面的涌水量主要来自顶板砂岩水及VI煤裂隙水。
2.1 VI煤顶板砂岩裂隙水
该层岩石为灰白色中~粗粒长石砂岩及含砾粗砂岩, 夹薄层中细粒长石砂岩, 长石已部分高岭土化, 泥质胶结。浅部砂岩风化强烈, 岩石松软易碎, 是VI煤回采期间跨落层位。该层砂岩裂隙发育, 以垂向裂隙为主, 多被高岭土化泥质成分充填, 个别裂隙畅通。该层砂岩具有裂隙透水, 又有层位径流, 赋水性弱~中等。
2.2 VI煤裂隙水
该煤厚度大, 硬度为2~3度。由于煤层硬度大, 在地应力的作用下易形成裂隙和节理, 其特征为:裂隙面平整光滑, 一般为高角度的张裂隙。本工作面附近的个别钻孔进入煤层后漏失量严重, 说明裂隙发育。根据工作面水量变化分析, 该煤层具有动水补给。
3 安全回采工艺
根据工作面的回采方式及其地质资料, 我们预计到由于工作面上部紧靠Fb、Fb1断层, 受采动冒落的影响, 在正常回采期间, 工作面的涌水量还会继续增大, 为此我们不断优化回采方案, 制定了比较切实可行的安全回采措施。
3.1 防水、疏水相结合的治水方针
1101工作面的涌水量在回采之前就已达到了450 m3/h (回采过程中更是达到了630 m3/h) , 显然这已经成为制约生产的主要因素, 首先, 如此大的涌水量对煤流系统的正常运转是个制约;其次, 对机电设备的安全存在隐患;再者, 正常的回采工艺能不能适应如此大的涌水量是个问题;最后, 不能排除的工作面突水灾害是个关切人员生命安全巨大隐患。面对如此的难题, 我们在回采之初就确定了一个“防水、疏水相结合”的方针, 即对于人员安全、设备安全, 我们要预防水害的发生;对于正常回采、生产系统运作, 我们要疏导水流使之不影响作业。针对这个原则, 我们采取了一系列与之配套的预案和措施来保证安全回采。
3.1.1 面溜子拉上山
工作面安装初期, 我们就对面溜子是拉上山还是拉下山进行论证, 最终确定了拉上山的方案。其主要优点有:最大限度地降低了淋水进入煤流系统的程度, 减少了运输事故;避免了煤、水一起涌到下出口造成机电事故与安全事故;在工作面初步实现煤、水分流, 水向下流、煤向上运, 为彻底治理水炭提供便利。
3.1.2“凹”型间隔推进
在生产作业中采取了疏水的方针, 就要有与之适应的回采方案。为此, 我们积极优化生产作业程序, 在生产中实践, 在实践中摸索, 最终创造性地确定了“凹”型间隔推进。“凹”就是使溜子变成“凹”型, 间隔则是每推进一刀与下一刀之间留有一定的时间间隔。“凹”型推进是在工作面推进过程中人为地在工作面中下部靠煤机下刹使溜子成“凹”型, 但下刹的幅度必须掌握好, 不得影响支架拉移和溜子推进, 根据水量与回采经验, 我们确定了下刹的幅度为长×深=15 m×0.4 m。这样做的好处在于使工作面的大量水炭淤积于“凹”型处, 形成一个临时“沉淀池”, 使水流走、炭淤积, 另外我们还规定了每隔一刀必须留15~20 min的间隔时间, 在此时间内输送机与煤机停机, 便于水炭沉淀, 这样即利于输送机拉炭, 也不致使大量水炭都淌到下出口发生埋电机或影响出口工工作的事故。
3.1.3 强化支护
解决工作面拉水炭问题后的另一个主要问题就是如何有效地控制顶板, 因为工作面大部分来水都是顶板淋水, 顶板由于受采动影响及本身的比较发育的水径裂隙, 顶板管理难度相对增大, 为此, 工作面在推进过程中, 严格二次补液制度以及尽可能地做到带压移架。另外, 在两道出口还采取了打木剁及加强临时点柱等辅助手段。同时加强顶板活动规律观测, 做到早预防早采取措施的超前管理。
3.2 严密科学的灾害预案
针对工作面可能的突水灾害, 我们及早指定了水害预案, 对工作面、轨道巷及运输巷可能发生的突水灾害, 都制定了严密科学的灾害预防措施, 使职工明确了避灾路线。为了增强职工的灾害意识以及提高职工的自我保安能力, 我们组织了两次灾害撤离演习, 并取得了圆满效果。
3.3 全方位立体化的综合手段
为了在生产方面、安全方面做到万无一失, 我们积极采取各种措施, 从生产组织、劳动协调、作业措施、安全保障等方面入手做了大量细致有效地工作, 调度指挥、措施传达、灾害预演以及现场跟值班等做的丝毫不漏。例如给机电设备的关键部位穿“防水罩”、两道排水沟定期进行疏通、保持正常备用的排水设备等, 特别是严格执行了“有疑必探、先探后采”的规定, 工作面每推进20 m就超前打探防水钻孔, 在安全的前提下进行回采作业。
4 结语
对于富水工作面的安全回采, 只要有效地解决输送机拉水炭、机电设备安全运转等生产难题, 以及进行必要的探放水措施与灾害预演, 就可以实现工作面的安全回采。孟巴矿1101富水工作面的安全顺利回采, 为同类条件下工作面的生产组织及回采作业提供可供借鉴的有效经验。
摘要:介绍了孟加拉国巴拉普库利亚煤矿1101富水工作面的回采实践, 在工作面涌水量达630 m3/h的情况下, 优化回采方案, 运用防水、疏水相结合, “凹”型推进与强化支护相补充等有效措施, 不仅实现了工作面的顺利安全回采, 而且在国际煤矿工程中树立了良好的中国施工队伍形象。
残留矿回采安全技术探讨 篇4
苏州市小茅山铜铅锌银矿陈家桥矿段是以铜铅锌为主的多金属矿床, 且呈铅银伴生关系紧密的特点, 现已申请闭坑。矿区开采范围为-50~-90 m水平之间, 由于长期有选择地开采高品位的铅锌矿等原因, 仍有大量矿石在开采过程中被丢弃, 形成残留矿。据资料统计, 截止2002年矿区尚保有有价矿石10万t以上铅锌矿石, 平均品位10%以上。开采利用这部分矿石, 对提高矿的综合经济效益和延长矿山寿命, 以及与新开迂里矿区稳定过渡和顺利衔接有着十分重要的意义。
1矿区地质概况及残留矿成因
1.1矿区地质概况
矿区内地层受F1逆掩断层影响, 北西西、北北东向断裂破坏, 地层重复、变薄, 残缺不全。F1断层上盘 (称I矿带) 自泥盘系—~二叠系栖霞组, 地层走向北东, 倾向南东, 倾角20°~30°, 一般埋藏在-50~-60 m, 最浅处-31 m水平, 最深处-122 m水平, 但矿体一般较薄, 1~11 m不等, 且连续性较差;F1断层下盘 (称Ⅱ矿带) , 自石炭第下统高骊山组至二叠系上统长兴组, 由于上下受石英斑岩夹持和花岗斑岩穿插, 因此地层缺失, 变薄, 受岩浆活动影响, 岩石有不同程度的变质。
1.2残留矿形成原因及分类
开矿初期, 由于开采技术水平较低, 以及追求短期经济效益等原因, 开采过程中存在以下问题:
(1) 采富弃贫。在矿区, 高品位矿石, 尤其是高品位的铅锌矿石 (Pb+Zn 15%以上) 已被采完, 而低品位的矿石弃而不采的较多。
(2) 采厚留薄。矿体厚度大, 矿石质量好的地段, 矿石已被采完, 而边角的细脉矿石却弃而未采。
(3) 采房留柱。当时的开采方式是单一的浅孔留矿法, 具体开采时, 大致将矿体沿走向划为若干个矿块进行开采, 嗣后进行充填, 但充填不到位基本上都没有接顶, 致使大量的间柱和顶柱被丢弃。
(4) 采易丢难。受生产力水平的限制, 个别地质条件相对比较复杂、开采难度大的局部矿体被整块丢弃。
(5) 塌陷原因。在1989年开采过程中, 曾出现顶板大面积冒落, 形成大量存隆矿, 以及陷落区影响范围内有部分小矿体被丢弃。
因此, 当时老区内主要有4种类型的残留矿。即:
(1) 间柱型残矿。以前开采过程中留下的间柱、顶柱、隔墙等矿石。
(2) 难采矿块。主要指老区的2号矿块, 因地质条件复杂, 开采难度大, 安全系数低被整体丢弃。
(3) 存隆矿。主要指由于设计不合理, 采场曝露面积过大, 顶板大面积冒落形成大量存隆矿。
(4) 边角细脉残矿。以前回采时未采完, 主要存留在原采空场的底部及两端的尖灭部分。以细脉型为主, 矿体厚约0.6~2.0 m之间。
2残留矿回采技术
2.1残留矿回采应遵循的原则
残留矿回采是一项十分特殊的工作, 在选择回采方案时, 应遵循以下原则:
(1) 安全第一。确保安全是残留矿回采应遵循的首要原则。在确定方案时就必须同时制定出切实、可行、有效的安全技术措施, 把安全工作放在一切工作的首位。
(2) 效益优先。残留矿回采的根本目的在于充分利用资源, 提高经济效益。因此要根据市场情况来确定保本开采品位后, 再来确定开采边界, 尽量回收出有利用价值的矿石, 同时控制好贫化和损失。
(3) 统筹兼顾。老区的残矿回采要一次性规划, 合理确定回采顺序, 使各回采点在时间上和空间上相互兼顾, 相互衔接, 防止顾此失彼。
2.2残留矿回采方案
2.2.1 矿柱型和隔墙型残矿的回采
间柱型和隔墙型残矿的回采根据周边采空场是否进行充填及充填的质量而定。若周边采空场已进行充填且充填质量较好, 此残留矿块可视为原生矿块进行正常回采。周边采空场未充填时, 可以利用矿房回采后留下的人行通风系统及出矿漏斗等, 采用沿间柱垂直方向拉一条3 m左右宽的切割槽, 用电耙把矿石耙到矿房出矿漏斗出矿, 以浅孔留矿法采至顶板, 再视顶板围岩的稳固情况, 采用层层剥离的方式, 把间柱渐渐变小至最佳, 留下作永久保安矿柱。
2.2.2 边角细脉残矿的回采
这种矿的自然赋存状态未遭破坏, 一般倾角在45°~70°之间, 平均厚度1.5 m, 最薄处不足1.0 m, 根据这一特征, 可采用浅孔留矿法, 但必须控制好采幅防止贫化。具体工艺如下:
第一步, 在矿体下部中段沿矿体走向掘沿脉平巷 (2 m×2 m) , 在矿脉的两端掘天井贯通上部中段作为人行通风井, 沿矿体走向每隔6 m掘一出矿漏斗。
第二步, 在矿体内沿走向拉一条切割槽, 高度为2.5 m。宽度以矿体厚度为界, 若矿体的厚度小于1.2 m, 则切割槽的宽度必须控制在1.2 m以下。
第三步, 回采时采幅控制为矿体的厚度, 采用浅孔落矿, 利用矿石的自重漏斗出矿。
2.2.3 难采矿块的回采
主要是老区2号矿块, 矿石品位较高, Pb+Zn 15%以上, 赋存于-70~-40 m水平之间, 地质条件复杂, 矿块顶板为氧化矿层, 氧化矿层直接与第四系接触, 氧化矿以粉状为主, 第四系为黄泥, 整个矿块的顶板极不稳固, 地面不允许塌陷。采用了间柱与顶柱相结合, 利用浅孔落矿, 耙装机出矿, 严格控制采幅及采高, 一般采幅控制在4 m以下, 采场顶板留3~4 m的原生矿作为顶柱, 嗣后尾砂胶结充填, 充填后以同样的方式回收间柱。
2.2.4 存隆矿的回收
这部分矿石主要是由于回采过程中, 暴露面积过大, 顶板大面积冒落至地表后而丢弃的。根据地表情况及陷落后经多年的观察, 陷落区顶板应力经释放后已基本稳定, 将原采矿设计用的漏斗作了简单的处理后再利用其放出部分矿石。这里不作详细详细探讨。
2.3残留矿回收应注意的有关问题
(1) 加强采区的地压监测。经长期观察, 在1989年顶板大面积冒落后, 再没发现矿柱、岩柱、巷壁有片帮、破裂和变形等地压现象, 但为防止在残矿回收过程中, 采区应力变化造成突发性地压活动给回收工作带来危害, 必须在-70 m水平和地面布置地压观测点, 对地压活动进行监测, 防患于未然。
(2) 要组建专门的、经验丰富的残采施工队伍。因大部分残留矿回采作业是在采空区中进行, 作业条件十分特殊, 安全威胁大, 所以, 施工队伍必须经专门的安全、技术等培训, 并具有一定的回采经验的人员组成。
(3) 在进行回采前, 要严格按保本品位圈定采矿范围, 尽量减少贫化, 以确保采出的矿石有经济价值。
3结束语
大倾角综采工作面安全回采实践 篇5
关键词:大倾角,综采工作面,防滑,防倒,防飞矸
大倾角综采工作面普遍存在输送机下滑及支架歪架问题, 同时工作面倾角的增大也增加了端面片帮、掉顶造成的飞矸事故的发生, 严重制约工作面的安全回采, 通过许疃矿3234大倾角工作面的回采实践, 总结出提高大倾角工作面安全生产效率的方法。
1工作面概况
3234工作面位于33采区下山北翼的第2区段, 工作面标高-534.2~-615.4 m, 工作面可采走向长1 200 m, 倾斜长156 m, 煤层赋存较稳定, 煤层厚度1.5~4.3 m, 平均2.4 m, 煤层倾角5°~40°, 平均25°。煤层结构简单, 绝大部分煤层含1层夹矸, 夹矸厚0.11~0.70 m, 岩性为泥岩或炭质泥岩。
2输送机防滑措施
(1) 调整工作面伪倾斜回采。
所谓伪倾斜就是工作面一端比另一端超前一定距离[1], 一般情况下工作面下部超前上部10~15 m, 伪倾斜角以5°左右为宜。而对于大倾角工作面超前距离或伪倾斜角均有所增加, 3234工作面的超前距离为16~20 m, 伪倾斜角在8°左右。这样可以减小工作面走向坡度, 同时在支架推移输送机时给其一个向上的分力F, 当G-f≤F≤G+f时, 输送机处于相对平衡状态, 输送机无上窜或下滑趋势。其中, F为支架推移输送机的向上分力;G为输送机自重向下滑分力;f为阻止输送机滑动的摩擦力。
(2) 加装输送机防滑装置。
从工作面输送机机头开始每隔一定距离使用一组防滑装置, 防滑千斤顶现场采用支架的平衡千斤顶, 两端用输送机圆环链分别固定在支架底座和下侧溜槽底挡板上[2]。千斤顶设有液压锁和安全阀, 这样在保证拉力的同时保护千斤顶不损坏。防滑装置数量可依据输送机质量、工作面倾角及运输量等实际情况而定。
(3) 采煤机由双向割煤抵车改为单向割煤抵车。
采煤机下行时割煤、移架, 上行时清浮煤、推溜。推溜时先推机头, 后依此向上推溜, 这样每推送一次可使输送机上窜30~40 mm, 避免了因由机尾向下推移溜槽对输送机的向下分力, 防止输送机下滑效果明显。但这样也无形中降低了采煤机效率, 为此在3234工作面后期回采中尝试利用支架前、后侧护板配合, 使支架架头略朝上, 人为增加推溜、移架的向上分力, 在很好控制输送机下滑的同时, 实现了采煤机双向割煤、推溜, 回采效率得到大幅度提高。
3支架防倒措施
随着工作面倾角的增大, 支架重心会向外侧偏移, 使支架产生一个侧倾的趋势, 当支架重心力矩MG大于顶梁向上摩擦力矩Mf时就会造成支架歪倒 (即歪架、倒架事故) , 这对综采工作面生产威胁巨大。而支架顶梁摩擦力与支架对顶板的支撑力成正比, 因此通过提高支架初撑力控制上覆顶板来增加摩擦力可有效防止歪架、倒架事故发生。
(1) 树立顶板控制“初撑力第一”思想。
严格现场支架管理, 支架必须带压移架, 挪移支架要一次到位, 在满足乳化液泵站压力的前提下, 升架过程时间要充分, 保证支架有足够的初撑力支撑顶板, 减少频繁升降架对工作面顶板的二次破坏。
(2) 加强顶板控制, 减少漏冒顶发生。
防止大倾角工作面空顶的发生对支架的防倒尤为重要, 因此要控制顶板漏冒。对于受断层等地质构造影响顶板破碎的地段要超前控制顶板, 其中因片帮悬顶造成掉冒顶的要及时预注马丽散加固煤壁, 而对于顶板本身破碎造成漏冒顶的采用人工超前架棚管理维护顶板则是最为简单有效的方法。
(3) 保持架间平直、连续、紧密。
提高拉架质量, 严格控制相邻架间侧护板错距;同时支架下侧护板要保持足够的行程, 确保支架平直, 架架有“山”可依;空顶时要及时装顶, 防止出现挤架、咬架及爬架现象发生, 阻断倒架空间。
(4) 加装支架防倒装置。
在工作面大倾角段每隔10架左右安装1组支架防倒装置 (防倒千斤顶) , 使用转载机挪移千斤顶, 其上端固定在上部基础架底座上, 下端固定于下部支架顶梁下。一般防倒装置要几组配合使用以增加其防倒效果, 该装置可有效防止支架歪架, 同时在出现歪架时也是重要的扶架设施和手段。
4工作面防飞矸措施
对于大倾角工作面易片、冒飞矸问题, 现场主要采取封闭隔离的方法, 同时辅以一定的防护措施, 来消除或减少飞矸对工作面作业人员及设备的伤害。
(1) 吊挂隔离防矸网。
沿工作面输送机电缆槽吊挂隔离网, 隔离网选用粗麻绳网, 上端固定于支架顶梁上, 下端搭接于电缆槽下缘, 倾向贯通整个工作面。该设施在防飞矸的同时, 也起到上下行人扶手的作用。
(2) 安设机道阻矸设施。
在机道内每隔10架在垂直输送机槽体上方安设1片挡矸板, 挡矸板由宽1 000 mm、高1 500 mm的废旧胶带带面制成, 悬挂于支架顶梁一侧, 用以缓冲机道内飞窜的矸石, 减轻对周边设备及人员的威胁。
(3) 安装行人道阻矸设施。
在工作面行人道每隔10架垂直安装1组挡矸帘, 帘体由角铁与圆环链组成, 使用时固定在支架一侧, 可以通过密排的圆环链隔离缓冲进入行人道的小块矸石, 确保内部作业人员的人身安全。
(4) 其他防飞矸措施。
在工作面输送机机尾加护板, 使机尾与回风巷隔离, 防止管理时在回风巷掉落煤矸窜入机道;在工作面下出口安设1道金属栅网, 防止高速飞窜的矸石伤及下口作业人员;同时应考虑到采煤机上下是飞矸多发区域, 应在采煤机顶盖上加装1块简易挡矸板, 其由废旧胶带带面纵向对折而成, 固定于电缆槽一侧, 且采煤机应使用遥控器无线操控, 以保护采煤机司机及附近作业人员不受伤害。
5结语
经验证明, 大倾角工作面防滑中调伪倾角、调架向是关键, 而防歪架重在控顶, 至于防飞矸则必须“隔”字当头。
通过以上安全技术措施的应用, 3234工作面输送机及支架下滑得到了很好控制, 且在工作面过断层期间支架防倒设施起到了良好的支架稳定作用, 防矸设施的安设为生产提供了安全保障。3234大倾角工作面的成功回采, 为淮北矿区大倾角综采技术积累了经验, 具有很好的推广价值。
参考文献
[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
高瓦斯回采工作面的安全生产 篇6
我国矿业逐渐发展到今天, 开采深度逐渐加大, 开采水平显著提升, 与此同时所带来的是高瓦斯涌出量的加大, 面对高产量与高质量的生产压力, 频繁的矿区瓦斯事故, 积极探讨高瓦斯回采工作面的安全生产措施具有现实紧迫性。通过一些前期技术准备与措施改良完全可以提升高瓦斯回采工作面的管理效率与水平, 最大限度降低安全事故并保证基本矿业作业生产。
1 矿区回采工作面高瓦斯来源解读
本煤层煤壁及碎煤块、采空区是回采面高瓦斯的主要来源, 目前的研究结果显示, 其中采空区的瓦斯涌出量可高达80%。采空区内部涌出的瓦斯主要为采空区内遗落的煤块及临近层存在的瓦斯。从瓦斯的分布情况来看, 采空区高瓦斯与漏风流场存在必然联系, 当采空区的漏风从其上部涌出, 因为瓦斯本身比重较低, 在采空区的低风速层流内瓦斯凭借自身的上浮特性, 进行聚集, 最终造成回采工作面的高瓦斯聚集。
2 高瓦斯回采工作面安全生产措施
2.1 高瓦斯回采工作面通风管理措施分析
目前我国大部分矿区的采空区在工作面下出口处进行漏风, 针对该情况可以尝试在工作面的下隅角部位设置风障进行引风处理, 使工作面的煤壁由原来的直角变为钝角减少采空区的漏风程度。在采空区的上隅角处设置风障可以借助风量的作用实现高瓦斯浓度稀释, 达到规避生产隐患的目的。除此之外, 回采工作面的上隅角可以借助超前回收减少瓦斯的积聚空间, 从而实现瓦斯浓度的降低。此外我国大部分矿区的回采面采用普通U型通风设计, 在该通风设计下工作面上存在隅角微风, 是瓦斯积聚的有利环境, 与此同时, 部分风流经距离工作面切顶线比较近的采空区从而进入到回风道, 使回风流中的瓦斯浓度大大提升。推荐使用带尾巷的U型通风系统, 保证其上隅角度具有足够的风流, 而隅角积聚的瓦斯在风流的推动下从尾巷排出。因此要实现高瓦斯回采工作面的安全生产可以变普通的U型通道为带尾巷的U型通道, 大大降低工作面上隅角瓦斯的积聚与回风道中瓦斯的浓度。
2.2 高瓦斯回采工作面采煤工序的优化
采煤工序优化主要包括割煤速度及支架的有效推移两大方面。针对高瓦斯回采工作面的特殊作业环境, 采用快速掘进采煤技术进行矿区作业, 基于矿井自身情况选择不同的采煤机进行迅速掘进采煤作业, 可以选择美国生产的连续型采煤机及澳大利亚生产的双臂钻机, 两者相互结合, 共同开展采煤作业。以某高瓦斯回采工作面为例进行说明, 该工作面总长度为224m, 推进长度达到了3 800 m, 其中巷道的总工程量在20 000多m, 为有效避免高瓦斯涌出采用2支采煤队伍同时作业, 进行迅速采煤, 用时11个月完成总工作, 实现了采煤工序的高效推进。此外采用锚杆支护进行支架推移作业, 整个巷道采用锚网、联合支护起到支架推移的目的, 采用支架推移技术可以降低劳动强度, 简化施工工艺, 推进采煤速度的提升, 在高瓦斯及大断面的巷道中特别适合作业。
2.3 高瓦斯回采工作面的防尘管理分析
首先回采工作面与回风顺槽到实际工作面50 m的范围内安装水幕, 工作面配备洒水管道及喷雾设备, 保证洒水雾化一步到位。其次工作面进行煤层注水, 选择湿式钻孔, 在皮带顺槽内安装洒水阀门, 定期进行冲洗作业, 在采煤工作面上安装喷雾装置, 及时进行降尘处理。再次高瓦斯回采工作面要安排专门的清洁除尘人员, 对于进风巷里面的浮尘进行清除及冲洗, 对工作面上残留的煤尘进行洒水湿化, 防止出现扬尘。最后根据高瓦斯在回采工作面的实际涌出情况进行合理配风, 所有工作面作业人员佩戴专门的防尘口罩安全作业。
2.4 高瓦斯回采工作面设备布置分析
高瓦斯回采工作面的布置主要受瓦斯因素影响, 为避免高瓦斯带来的危害在设备布置上要特别对待。针对顺道槽与胶带顺槽布置采用U型方式, 移动变电站要布置在轨道顺槽内部, 实现轨道顺槽进风, 胶带顺槽回风的目的。为了达到瓦斯排放的需求, 在回采工作面的下部要设计瓦斯尾巷, 一般采用内错式布置方式, 瓦斯尾巷安装在回采工作面内部介于轨道顺槽与胶带顺槽之间, 按照一定走向分布, 与轨道回区顺槽处于平行状态, 水平设计10 m距离, 处于采煤层的顶部, 瓦斯尾巷的底板与支架保持115 m的距离便于控制进入瓦斯尾巷的风流, 瓦斯尾巷借助顶板与采煤面的相通性形成通风系统。此外, 基于采煤工作面主要瓦斯来源集中于上邻近层, 高抽巷一般布置在回采工作面的上部位。
2.5 积极做好检测与预防, 防患于未然
除了技术层面上改进回采工作面的高瓦斯涌出情况, 更需要积极做好前期检测与预报, 防患于未然。首先要保证通风的完善到位, 采用灵活度高的防爆隔爆设施及先进的通风安全设备, 这是做好检测工作的前提。首先配备专门的检查人员, 制定严格的奖惩制度, 重点开展双岗瓦检。其次采用高科技安全监测系统及自动断电报警仪器, 在故障发生的第一时间进行预警, 避免事故扩大。再次借助先进的科技手段与严格的管理章程, 总结经验, 分析原因, 做好事故记录。对于已经明确的高瓦斯工作面配备专门的瓦斯抽放设备, 在前期设计时要考虑风巷道断面的深入, 大大降低通风阻力。正确的通风系统可以实现以风定产。最后针对具有自燃倾向的煤层注重定期注入阻燃剂, 有效避免煤炭自燃。
3 结语
本文针对高瓦斯回采工作面的安全生产进行了探讨分析, 从多个方面提出了规避风险的可行性措施, 一方面保证安全生产, 另一方面稳定生产, 高效地促进我国矿业的持续良性发展。纵观近几年的矿业事故很大程度上与瓦斯浓度过高有关, 而瓦斯引发的爆炸也成为当前矿业安全的首要威胁, 要想做好矿业安全管理工作, 必须从解决高瓦斯回采工作面治理着手, 多管齐下, 为矿业安全营造良好的环境与空间。
摘要:我国矿业在经历了建国初期的发展鼎盛逐渐过渡到新时期发展减缓阶段, 如何进一步规范矿业管理, 促进矿业科学稳定发展成为矿业改革的重点方向之一。在矿业管理中值得一提的就是矿业安全, 尤其是高瓦斯回采工作面的安全生产管理, 对于保证煤炭生产, 降低事故发生率具有重大意义。重点探讨了高瓦斯回采工作面的安全生产措施, 以期为矿业安全生产提供更好的指导与参考。
关键词:高瓦斯,回采工作面,安全生产,措施研究
参考文献
[1]胡德文, 张瑞林, 李东印.芦岭矿Ⅱ一采区瓦斯涌出影响因素及其特征分析[J].焦作工学院学报 (自然科学版) , 2004 (5) .
[2]曲方, 刘克功, 赵洪亮, 等.基于煤壁瓦斯涌出初速度的综掘工作面瓦斯涌出量预测[J].煤矿安全, 2004 (8) .
[3]李曲, 蔡之华, 朱莉, 等.基因表达式程序设计方法在采煤工作面瓦斯涌出量预测中的应用[J].应用基础与工程科学学报, 2004 (1) .
[4]刘金辉, 冯陈雷, 李堂军.矿井回采工作面安全水平评价指标体系与方法研究[J].有色金属 (矿山部分) , 2006 (3) .
千米深井回采工作面防冲安全管理 篇7
关键词:千米深井,回采,防冲
0 引言
星村煤矿位于曲阜市陵城镇境内, 井田范围:东起峄山断层, 西至曲阜井田的31勘探线, 北以F40断层为界, 南以滋阳断层与兴隆庄井田和东滩井田相邻, 面积约32.6km2。星村煤矿自2003年建矿, 2006年投产, 同年10月达产, 设计生产能力45万t/a, 2009年核定生产能力90万t/a。
星村煤矿采用立井开拓, 有主、副井和西风井3个井筒, 副井进风兼辅助提升, 主井回风兼箕斗提升, 西风井为进风井, 混合式通风。矿井主采3煤层, 煤层埋藏在-600~-1800m, 目前开采在-1100m以上, 属深井开采, 煤层厚平均8.0m, 现回采的3303工作面埋深为-1120~-1170m, 采用综采放顶煤回采工艺。
1 冲击地压安全管理
1.1 冲击地压
冲击地压是以突然、急剧、猛烈的形式释放煤岩体变性能, 抛出煤岩体, 造成支架损坏、片帮冒顶、巷道堵塞、伤及人员, 并产生巨大的响声和岩体震动的现象[1]。冲击地压已成为岩石地下工程和岩石力学领域的世界性难题。为避免冲击地压事故的发生, 3303工作面采取的主要防冲措施有:加强监测手段, 采用锚网带+锚索+钢棚支护, 采取多种卸压措施。
1.2 监测手段
3303工作面两顺槽每隔60m安装顶板离层仪, 锚杆 (索) 液压枕测承载, 并设专人进行巷道变形观测, 观测数据由专人进行分析, 对异常段进行加密布点, 重点监督;回采工作面每个支架安装压力表, 并有在线传输, 实时观察支架压力情况和顶板管理情况;采用波兰SOS微震监测系统对井下各地点实施全天24小时监测[2], 对监测到的较大震动进行专项分析, 分析内容包括震动时间、震源位置、震动能量、震动时的施工情况及对支护的破坏情况及震动发生的原因分析, 根据分析结果制定专项卸压措施, 报矿负责人及技术负责人批准后实施;在回采工作面两顺槽安装冲击地压在线监测预警系统, 实时在线监测各通道压力情况, 对监测到的异常区域进行分析, 根据分析结果及时对相关区域下达卸压通知;现场进行钻屑法监测, 每天进行一次, 通过重量和体积两个指标判断冲击危险;使用电磁辐射法进行监测[3], 每天进行一次, 根据监测结果对照临危指标判断冲击危险。通过上述监测手段, 保证工作面进行24小时全覆盖监测, 出现危险及时安排现场进行解危卸压。
1.3 支护形式
3303工作面两顺槽采用锚网带+锚索+钢棚的支护形式, 顶板锚杆型号KMG500-22-2400, 间排距800×800mm, 帮部为同型号同间排距的锚杆布置方式, 锚杆预紧力不低于280Nm, 锚固力120k N, 施工时使用扭矩放大器加大预紧力, 顶板钢带为宽×厚=100×10mm的梯形钢带, 帮部用厚5mm, 长度为1400mm、2000mm的宽钢带, 锚杆均打在钢带上。网子为8#菱形金属编织网, 锚索型号SK18/8.0-1700Q, 间排距1.6×1.6m, 每排3根锚索, 且必须保证锚入稳定岩层不小于1.5m, 两帮各一根。施工时保证及时支护, 通过锚网带组合拱加强围岩控制, 同时用锚索形成大厚度的组合体, 使支护进一步加强。当巷道变形量较大或揭露地质构造时, 缩小锚杆、锚索间排距, 减小空顶距, 保证支护及时有效。在工作面进行回采前, 在超前80m范围内的两顺槽进行架棚, 架棚采用一梁三柱或一梁四柱, 棚距1.0m, 棚梁使用π型钢梁, 上方使用道木接顶, 道木至少使用两层, 保证单体支柱有一定的弹性形变空间, 避免单体支护被压弯。架棚随工作面回采进行前延。
1.4 卸压措施
3303工作面两顺槽在施工时, 迎头及帮部采取大直径钻孔及煤层注水方式进行卸压, 钻孔直径110mm, 迎头钻孔深度为3.5倍巷高加循环进尺, 保证3.5倍的卸压保护带, 帮部钻孔深度为3.5倍巷高。在工作面进行回采前, 对超前150m范围内采用卸压爆破+大直径钻孔的方式进行卸压, 并对巷道帮部进行煤层注水软化煤体, 爆破孔深度为13m, 钻孔直径42mm, 每孔使用6卷×270mm×400mm长×300g重的水胶炸药, 外端使用内径30mm的PVC管装药。大直径卸压大孔深度20m, 钻孔直径110mm, 间距3m。根据回采情况, 对超过2个月的范围进行二次卸压, 卸压方式为大直径卸压大孔, 二次卸压大孔与一次卸压大孔呈插花布置, 间距仍为3m。
针对3303工作面老顶较坚硬, 不易垮落的实际, 对煤层顶板进行爆破预裂, 防止坚硬顶板积聚大量弹性能而发生大面积冒顶或冲击地压事故, 顶板爆破时保证至少5m的老顶不被破坏。
对于有底煤的巷道, 采用大直径钻孔进行卸压, 并对有底煤段进行重点监测, 为避免底板型冲击地压事故的发生, 必要时对底板进行爆破卸压, 保证工作面的安全回采。
2 结论
3303工作面在合理有效的支护形式的保证下, 在各项监测手段和卸压措施严格落实的前提下, 在《山东省防止冲击地压暂行规定 (试行) 》、《星村煤矿防冲综合管理制度》、《星村煤矿冲击地压实施细则》的指导下, 避免了冲击地压事故的发生, 实现了3303工作面的安全回采。
冲击地压是世界性难题, 星村煤矿面临着严重的冲击地压挑战, 在坚持“安全第一, 预防为主”的前提下, 秉承“先卸后掘, 不卸不掘;先卸后采, 不卸不采”的原则, 落实好各项防冲制度, 不断钻研新的防冲技术, 保证煤矿深井安全回采。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.
[2]冀贞文, 孙春江, 姜福星.波兰煤矿冲击地压防治技术现状及分析[J].煤炭科学技术, 2008, 36 (1) .