CN110630266B - 大倾角综采工作面过断层的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及煤矿开采领域,公开了一种大倾角综采工作面过断层的方法。本发明的大倾角综采工作面过断层的方法根据断层的情况,提供了最为适宜的过断层方式,达到最佳的安全性和经济效益,特别是在处理综放工作面时,以设置超前缺口的方式顺着煤层开采,不但开采效率高,而且避免了强行截割围岩对于采煤机的损伤以及放炮挑顶破底引起的安全隐患。
Description
技术领域
本发明涉及煤矿开采领域,尤其是一种大倾角综采工作面过断层的方法。
背景技术
断层是煤矿采掘工程常见的地质构造形态,断层给采煤工作面安全生产带来了极大的影响,尤其是大倾角工作面突遇落差较大断层,为确保施工安全,不得已常常采取工作面搬家、重新开切眼或局部补眼,造成丢三角煤,致使回采率降低、采掘接替失调,造成吨煤成本增加、降低了生产效益。为此,在含断层构造较多的矿区研究工作面安全过断层方法与技术显得尤为重要,采取措施使综采工作面快速、安全通过断层,是综采工作面高产高效必须解决的问题之一。综采工作面过断层的方法,取决于断层的落差、煤层的厚度、煤层的倾角、煤层的硬度(松软度)、断层处的岩石硬度、顶底板状况、断层上下盘位移宽度、工作面推进方向综采设备的最小工作高度、开采的安全、开采的经济效益等。过断层方法分别为直接硬过法、调整采高法、强行截割围岩法、放炮挑顶破底法、搬家跳采法等等。针对不同的情况需要选择不同的过断层方式,以达到最佳的安全性和经济效益。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种安全性更高、更加经济高效的大倾角综采工作面过断层的方法。
本发明公开的大倾角综采工作面过断层的方法,根据断层情况选择过断层方法,
当断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm大于或等于设备允许能采的最小煤层高度Hs时,采用调整采高的方式直接硬过断层;
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为普通综采工作面时,采用通过留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层;
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为综放工作面时,顺着煤层推进回采,在回采工作面一侧设置平行于煤层走向布置运输巷,运输巷位于上盘煤层下方,并且不高于下盘煤层,回采工作面与运输巷之间设置运煤出口,回采工作面的煤通过运煤出口进入运输巷运输,在回采工作面沿回采推进方向布置超前缺口,超前缺口位于运输巷上方供行人、运料和通风。
优选地,在所述运输巷靠近超前缺口的上帮位置设置上帮加强结构,所述上帮加强结构包括半圆木和工字钢,所述工字钢通过锚索锚固于上帮,所述半圆木铺设于工字钢与上帮之间,所述超前缺口下部两侧通过横向支撑结构稳定,所述横向支撑结构的一端支撑于上帮加强结构上,所述运输巷远离超前缺口一侧设置有π型支撑,所述超前缺口顶部和侧壁均设置有锚网,所述锚网通过锚索固定。
优选地,在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,
若在上、下盘顶板过断层落差高度的1/2处平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L表示开始挑顶、留顶煤起始点到断层上、下盘见煤点的距离,单位为m,L0表示断层面的水平断距;L1表示下盘起底点到断层见煤点的距离;h表示断层的落差;L2表示上盘留顶煤起点到断层见煤点的距离;m表示采高;α表示断层面倾角;γ表示挑顶、留顶、卧底、起底的仰角或俯角;
若以断层下盘煤层顶板见煤点为基准,上盘煤层采用逆断层留顶煤或正断层挑顶平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L3表示开始挑顶、留顶煤起始点到断层上、下盘见煤点的距离;L4表示上盘破底、留底煤点到断层见煤点的距离;L6表示上、下盘破底、留底煤起底点到断层见煤点最小距离;
若以断层上盘煤层顶板见煤点为基准,下盘煤层采用正断层留顶煤或逆断层挑顶平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L5表示下盘破底、留底煤起点到断层见煤点的距离。
优选地,在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,工作面的推进,采煤机每割1刀增加的留顶、卧底和挑顶、起底支架架数范围Q为:
Q=J·LG/B·LC
式中,J表示采煤机的有效截深;LG表示工作面的长度;B表示支架的宽度;LC表示断层在头尾巷道位置的差。
优选地,在硬过断层时,调整支架的过程如下:
清理架脚的浮煤,按“自上而下”的顺序调整支架;
使用防倒缸、防滑缸进行调整支架摆角,调整到位后及时升顶梁、前梁,经过多次循环调整直至支架支护垂直顶板、煤壁;
机组通过调架范围后,及时移架,移架时带压移架,确保顶板支护稳定。
本发明的大倾角综采工作面过断层的方法根据断层的情况,提供了最为适宜的过断层方式,达到最佳的安全性和经济效益,特别是在处理综放工作面时,以设置超前缺口的方式顺着煤层开采,不但开采效率高,而且避免了强行截割围岩对于采煤机的损伤以及放炮挑顶破底引起的安全隐患。
附图说明
图1是本发明实施例1的断层分布图;
图2是实施例1中顺煤层开采的示意图;
图3是图2的A-A剖视图;
图4a是逆断层破顶起底示意图,
图4b是逆断层留顶卧底示意图;
图4c是正断层破顶起底示意图;
图4d是正断层留顶卧底示意图;
图5a~5d是逆断层留顶示意图;
图6a~6d是正断层挑顶示意图;
图7a~7d是逆断层挑顶示意图;
图8a~8d是正断层留顶示意图。
图2和3的附图标记:超前缺口1,运输巷2,半圆木3,工字钢4,锚索5,桥式转载机6,支撑托架7,上帮加强结构8,运输巷上帮9,支架10,运煤出口11,支撑柱12,π钢13。
具体实施方式
下面对本发明进一步说明。
本发明公开的大倾角综采工作面过断层的方法,根据断层情况选择,过断层方法,
当断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm大于或等于设备允许能采的最小煤层高度Hs时,采用调整采高的方式直接硬过断层;
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为普通综采工作面时,采用通过留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层;留顶、卧底是指留顶煤而破底板,挑顶、起底表示破顶板而留底煤,具体可以采用强行截割围岩和放炮挑顶破底的方式,强行截割围岩的方式适用于工作面顶、底板围岩比较松软的情况,而放炮挑顶破底的方式适用于工作面顶、底板围岩坚硬的情况。
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为综放工作面时,顺着煤层推进回采,在回采工作面一侧设置平行于煤层走向布置运输巷,运输巷位于上盘煤层下方,并且不高于下盘煤层,回采工作面与运输巷之间设置运煤出口,回采工作面的煤通过运煤出口进入运输巷运输,在回采工作面沿回采推进方向布置超前缺口,超前缺口位于运输巷上方供行人、运料和通风。
为了保证安全性,在所述运输巷靠近超前缺口的上帮位置设置上帮加强结构,所述上帮加强结构包括半圆木和工字钢,所述工字钢通过锚索锚固于上帮,所述半圆木铺设于工字钢与上帮之间,所述超前缺口下部两侧通过横向支撑结构稳定,所述横向支撑结构的一端支撑于上帮加强结构上,所述运输巷远离超前缺口一侧设置有支撑托架,所述超前缺口顶部和侧壁均设置有锚网,所述锚网通过锚索固定。
当落差是采高3倍以上,走向较长的垂直或斜交断层时,则采用搬家跳采法,遇到端部遇到难以通过的断层,采用开掘绕巷法,若地质构造、断层较多、经济效益很差、难以实现综采,可以考虑放弃综采。
在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,留顶、卧底或者挑顶、起底的起始点特别关键,如图4a~图4d所示,若在上、下盘顶板过断层落差高度的1/2处平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L表示开始挑顶、留顶煤起始点到断层上、下盘见煤点的距离,单位为m,L0表示断层面的水平断距;L1表示下盘起底点到断层见煤点的距离;h表示断层的落差;L2表示上盘留顶煤起点到断层见煤点的距离;m表示采高;α表示断层面倾角;γ表示挑顶、留顶、卧底、起底的仰角或俯角;
如图5a~图5d和图6a~图6d所示,若以断层下盘煤层顶板见煤点为基准,上盘煤层采用逆断层留顶煤或正断层挑顶平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L3表示开始挑顶、留顶煤起始点到断层上、下盘见煤点的距离;L4表示上盘破底、留底煤点到断层见煤点的距离;L6表示上、下盘破底、留底煤起底点到断层见煤点最小距离,φ、ε、θ、ζ表示各图中留底煤、破底的仰角和俯角。
如图7a~图7d和图8a~图8d所示,若以断层上盘煤层顶板见煤点为基准,下盘煤层采用正断层留顶煤或逆断层挑顶平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L5表示下盘破底、留底煤起点到断层见煤点的距离,β、ψ、ω、δ表示各图中留底煤、破底的仰角和俯角。
在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,工作面的推进,采煤机每割1刀增加的留顶、卧底和挑顶、起底支架架数范围Q为:
Q=J·LG/B·LC
式中:J表示采煤机的有效截深;LG表示工作面的长度;B表示支架的宽度;LC表示断层在头尾巷道位置的差,以上式子中表示长度的单位通常采用m。
在硬过断层时,调整支架的过程如下:
清理架脚的浮煤,按“自上而下”的顺序调整支架;
使用防倒缸、防滑缸进行调整支架摆角,调整到位后及时升顶梁、前梁,经过多次循环调整直至支架支护垂直顶板、煤壁;
机组通过调架范围后,及时移架,移架时带压移架,确保顶板支护稳定。
下面以实施例对本发明进行进一步说明。
实施例1
21152综放工作面位于某煤矿+1220m水平一采区,以东为我矿+1400m三采区43158工作面已回采完毕。以西为本煤层未开采区域,以北为+1220m水平一采区+1330m石门,以南为工作面切眼。对应地面标高+1520m~+1620m;井下回风巷标高+1406m~+1416m,运输巷标高+1334m~+1340m。其对应地表为荒坡地带无需保护的建筑设施。
根据巷道实际揭露和写实资料综合分析,该工作面地质条件相对复杂。回风巷受采动影响,局部地段煤层压力显现明显;同时由于煤层由15-4、15-5、15三层煤组成,属于复合煤层或者极近距离煤层联合开采。
15煤层分为15-4、15-5、15三层煤,间距为0.8~1.2m,其中15-4与15-5煤层具有明显的复合特征,煤矸互层,煤矸厚度累计为2.86m。15-4、15-5煤层与下伏的15煤层具有较明显的分层特征,之间的夹矸厚度达到0.46m;15煤层一般分为两层,中间含一层夹矸,夹矸厚度0.16m,整个15煤层平均厚度4.92m。该工作面上方为15-3煤层的采空区,层间距平均为4.5m,局部为3.5m。
该工作面煤层顶板为灰白色中厚层状泥质粉砂岩,平均厚度4.5m,再上为15-3煤层的采空区。底板为深灰色薄层状泥质粉砂岩,含植物化石,厚度5.16m。煤层夹矸多以深灰色薄层状泥质粉砂岩为主。
工作面最大涌水量0.1m3/min,正常涌水量0.01m3/min。本工作面属于低瓦斯工作面,瓦斯相对涌出量为4.91m3/t。煤尘具有爆炸性,爆炸指数20.43%。
该工作面布置为走向长壁式,运输顺槽与回风顺槽基本沿煤层底板布置,煤层倾角为32°~42°,平均为36°。属于大倾角煤层综放开采。工作面走向长度773m,倾向长度106m,面积81938m2,可采储量307267.5t(煤帮推进量)。
如图1所示,地测部门根据21152两巷在掘进过程中遇到的断层推断,21152综放工作面在开采过程中将于运输巷2的385m处揭露正断层。该断层从运输巷2反应的情况来看成阶梯形式分布,断距分别为0.4m,0.8m,2.5m,共3.7m。该断层走向220°,倾向310°,倾角80°,与工作面回采推进方向斜交,从运输巷2一直延伸至回风巷,在回风巷565m位置揭露完毕,共影响走向长度达180m。
从工作面运输巷2的385m处揭露的断层性质来看,该断层将会导致开采煤层底板抬高,对于下端头及运输巷2的管理将会造成很大的困难。一是断层对煤岩的破坏会导致下出口的顶板维护困难,极易出现顶板掉漏片帮造成采高增高,支架10不易站稳出现倒架、姿态不正,不利于工作面安全管理还增加了各种处理支架10移架的复杂工序。二是若采用传统的破底硬过该段,会在工序上增加了打眼、放炮两道工序,极大的降低了推进速率,使断层处煤岩受矿压影响增大,而且下端头人员进入机道作业安全也必须列入重点考虑。三是从开采的煤层情况来看,工作面采高为2.4m,但是15煤层中间为大约200mm夹矸,中间煤层不稳定,在受其它作用力下极易自然掉落,若破底开采后对顶板管理存在很大隐患,必须要打设支护加固顶板。
通过分析得出,如果采用原有过断层的方法平推破底硬过该断层,按我们规定采高为2.4m左右来看,下出口处将会面临回采全岩,而本工作面采用的为730割煤机组,对于坚硬岩石无法有效的割透,对机组本身伤害极大,所以不能采用机组硬割,必须对下段岩石段采取松动爆破的方法进行破底开采。但是我们从以往采用松动爆破过断层方法来看,该方法对于回采效率影响非常大,而且工作面下方打设炮眼和爆破对于工作面的安全管理、煤岩顶板管理难度会增加,因此通过多方面的讨论及假设,并结合本工作面实际情况决定采用顺着煤层推进的方案进行回采。在实际回采过程中,我们发现顺层回采很大程度上提高了回采效率,有效的避免矿山压力的显现,很好的提高了对工作面及回风巷的顶板管理。但是顺层回采对于工作面运输巷2支护,行人,运煤及支架10的防滑有很大的技术难题,针对这些问题我们提出了以下的解决方案:
如图2和3所示,
在回采工作面一侧设置平行于煤层走向布置运输巷2,运输巷2位于上盘煤层下方,并且不高于下盘煤层,回采工作面与运输巷2之间设置运煤出口11,运输巷2可布置桥式转载机6等设备,回采工作面的煤通过运煤出口11进入运输巷2运输,在回采工作面沿回采推进方向布置超前缺口1,超前缺口1位于运输巷上方供行人、运料和通风。在在本实施例中,超前缺口1走向长度为5.0m,倾斜长度3.0m。超前缺口1与运输巷2中间的煤岩层采用爆破处理,形成适合的通道。
为了提高超前缺口1的稳定性,防止支架滑移支护方式如下:如图2、图3所示,本发明的综放工作面顺煤层回采过断层的支护结构,包括顶部支护结构、设置于运输巷2的运输巷2支撑结构以及设置于运输巷2靠近超前缺口1位置的上帮加强结构8;
所述运输巷2设置于综放工作面一端的下方,所述综放工作面的端部通过竖向的运煤出口11与运输巷2连通,所述超前缺口1设置于综放工作面靠近运输巷2的一端;
采煤时,采煤机从综放工作面采煤,从运煤出口11运煤至运输巷2,运输巷2中设置桥式转载机6等设备,将煤运出,随着综放工作面的推进,支架10后方的放顶煤运至运输巷2,为了方便运煤,运输巷2优选设置于综放工作面较低的一侧。
所述顶部支护结构包括运输巷2顶部支护、运煤出口11顶部支护和超前缺口1顶部支护,所述运输巷2顶部支护、运煤出口11顶部支护和超前缺口1顶部支护均采用锚网,所述锚网通过锚固于岩体内的锚索5固定;顶部支护结构的主要作用是保证各区域顶部的稳定放置冒顶问题,在部分薄弱的位置可以采用双层锚网进一步加强,锚网通过锚索5固定,锚索5的间距通常为1~2m。锚网还可配合木板梁、木帽等加强支护。
所述运输巷2支撑结构包括支撑托架7,所述支撑托架7支撑于运输巷2顶部支护下方;运输巷2支撑结构和运输巷2顶部支护相配合保证运输巷2的安全稳定。
所述上帮加强结构8包括条形连接件和垫木,所述垫木设置于条形连接件与运输巷上帮9之间,所述条形连接件通过锚固于岩体内的锚索5固定,将垫木紧固于运输巷上帮9。运输巷2顶部支护保护超前缺口1的稳定,同时保障运煤出口11的稳定,防止运输巷2片帮进而造成综采工作面支架10滑移,站稳工作面1—5号架(由运输巷2一侧起始编号),1—5号架还可以采用40T链子与上方其他支架10相连,防止工作面1—5号下滑倒架等情况的发生,在回采过程中严格要求下出口的行人规定及作业规定,保证人员的安全作业和行走。其中,所述条形连接件为优选工字钢4,所述垫木优选为半圆木3。
各部位分别设置顶部支护结构虽然可以分别保证各部位顶部的稳定,但是无法进一步保证各部分顶部之间的稳定,为此,如图3所示的实施例中,所述运输巷2顶部支护、运煤出口11顶部支护和超前缺口1顶部支护的锚网为一体式结构或者连接为一个整体,即可以采用一个整体的锚网,若锚网长度不足也可以将各部分顶部锚网连接在一起,形成一个整体,同时与顶部相邻的侧帮位置也可以与顶部的锚网连接为一个整体,使整个结构的顶部和侧壁均保持稳定,最大程度地避免片帮冒顶的发生。
在垫木与运输巷上帮9之间也可设置锚网,以便于垫木的布置,进一步而言,所述超前缺口1底部靠近运输巷2的位置设置有锚网,所述超前缺口1底部的锚网与上帮加强结构8的锚网为一体式结构或者连接为一个整体,而且所述超前缺口1内还可设置支撑柱12,所述支撑柱12顶部支撑于超前缺口1顶部支护。超前缺口1底部的锚网可以垫于支撑柱12底部,从而将该处锚网固定,该处锚网与上帮加强结构8的锚网形成一个整体,加之锚索5的锚固,就可以确保运输巷上帮9不会发生片帮,超前缺口1底部不会发生变形。
如图3所示,在整个结构中最为脆弱的位置无疑是超前缺口1与运输巷2之间这段运煤出口11,这段运煤出口11通常是常用爆破打通,爆破造成的震动会进一步使这部分运煤出口11更为脆弱,因此,在上述上帮加强结构8的基础上,所述运煤出口11内设置有横向支撑件,所述横向支撑件一端支撑于上帮加强结构8上,另一端支撑于对侧运煤出口11的侧壁上。对侧运煤出口11的侧壁上上同样布置锚网,并且将此处的锚网与相邻的锚网连接为一个整体。
为了进一步提高运输巷2的支撑托架7对于运输巷2顶部支护中锚网的支撑稳定性,所述运输巷2顶部的锚网下方设置有π钢13,所述π钢13通过支撑托架7支撑。所述运输巷2顶部的锚网下方设置有π钢13,所述π钢13通过支撑托架7支撑抵靠于运输巷2顶部的锚网底部。
实施例2
某矿15-2、4#煤层总厚度为0-14.3m,平均厚度为4.98m,煤层能利厚度为3.04m-11.5m,平均为4.05m,15-2#至15-4#煤层夹矸厚度在0.05m-1.40m,平均为0.30m,其岩性为泥岩,粉砂质泥岩,粉砂质泥岩夹煤线,粉砂质,15-2#煤层构复杂,夹矸为1-4层,一般为2层,其岩性多为泥岩,粉砂质泥岩,粉砂质泥岩夹煤线,夹矸厚度0.1m-0.87m,平均厚度为0.43m,15-2#煤层厚0.93m~7.32m,平均为2.38m;煤层能利用厚度为0.43m-6.5m,平均为1.95m,15-4#煤层结构复杂、含夹矸为0-3层,一般为一层,其岩性为粉砂泥岩夹煤线,泥岩,泥岩夹煤线.炭质泥岩,夹矸厚度为0-1.13m,平均为0.20m,15-4#煤层厚度0.60m~8.45m,平均为2.30m,煤层能利用厚度0.60m~7.5m,平均为2.1m。工作面内有S12向斜、B11背斜、S11、F3-1、F15-1、F15-2、F15-3、F15-4、F15-5,影响最大为S12向斜,B11背斜影响较小,建议适当调整工作面划分。断层F3-1落差为5~35m,其余断层落差0.8~3.5m不等。
15-2、4#煤层平均厚度为4.98m,倾角37°,顶底板为泥质粉砂岩。针对该工作面已探测出F3-1、F15-1、F15-2、F15-3、F15-4、F15-5六个断层分别作出评价。
①过F3-1逆断层方案设计
F3-1逆断层倾角46°,落差5-35m,斜交断层。
由于落差大于采高三倍,建议在探测报告准确的情况下,采用搬家跳采法。
②过F15-1逆断层方案设计
F15-1逆断层倾角54°,落差1.8m,斜交断层。
由于Hm小于Hs,且工作面顶、底板围岩比较松软,建议在探测报告准确的情况下,采用强行截割围岩的方式实行硬过断层。
③过F15-2逆断层方案设计
F15-2逆断层倾角54°,落差0.8m,斜交断层。
由于断层落差影响范围小,且围岩的硬度系数f<10,建议在探测报告准确的情况下,采用调整采高的方式硬过断层。
④过F15-3逆断层方案设计
F15-3逆断层倾角58°,落差1.2m,斜交断层。
由于断层落差影响范围小,且围岩的硬度系数f<10,建议在探测报告准确的情况下,采用调整采高的方式硬过断层。
⑤过F15-4逆断层方案设计
F15-4逆断层倾角40°,落差3.5m,斜交断层。
由于断层落差影响范围小,且围岩的硬度系数f<10,建议在探测报告准确的情况下,采用调整采高的方式硬过断层。
⑥过F15-5逆断层方案设计
F15-5逆断层倾角58°,落差1.2m,斜交断层。
由于Hm小于Hs,且工作面顶、底板围岩比较松软,建议在探测报告准确的情况下,采用强行截割围岩的方式硬过断层。
在具体过断层前还需以下操作:
1)提前在工作面机、风巷准备好足够的材料,11#工字钢(2.8m)、φ>160mm的长2m~2.5m半圆木或方木、2.5m~4.0m支柱等材料,并根据现场需要及时补充。
2)当工作面推进至断层距离约5m时对风、机巷除正常超前支护外,对断层前后5m再根据断层现场支护需要补打支柱,同时要保证机风巷在断层处通道通畅。
3)超前支护以外的巷道出现煤壁片帮或顶板破碎时应及时打戴帽点柱支护。
4)两巷出现锚杆失效要及时补打锚杆或使用单体支柱进行补强支护。锚网锈蚀严重、破损时重铺锚网。(机巷断层处已由采煤五队加固支护)
5)两巷出现顶板离层和漏矸要及时进行找顶和背顶处理。
6)在进入断层前对工作面所有设备进行检修,确保所有设备完好,防止在过断层期间出现设备影响,导致工作面停止推移或出现顶板事故。
7)加强工作面支架的排架工作,防止工作面运输机下滑出现下煤口不畅通影响安全生产工作。
在过断层过程中实行以下操作:
1)加强液压支架检修,及时处理漏液、窜液及自降等问题,并加强二次注液,保证支架初撑力不小于28MPa,确保顶板支护有效。
2)严格控制采高,由于工作面煤壁前方断层相对低些,在推拢到断层前,采高要适度,以能顺利进入断层另一盘为准。采高不合适时,要及时调整,并及时调整刮板输送机和支架状态,保持刮板输送机和支架平、直。
3)割煤后要及时带压移架或超前移架,顶梁接顶不严时,要及时调整支架加长节或在支架的顶梁上插背木料,确保支架接顶严实。
4)及时对歪扭和倾倒支架进行调架,调架顺序及方法为:
①清理架脚的浮煤(矸),按“自上而下”的顺序调架。工作面要求天地缸座子齐全并上齐地缸。
②使用防倒缸、防滑缸进行调整支架摆角,调整到位后及时升顶梁、前梁,经过多次循环调整直至支架支护垂直顶板、煤壁。
③机组通过调架范围后,要及时移架,移架时要坚持带压移架,确保顶板支护稳定。
5)工作面片帮时,跟机带压拉架或超前拉架,采煤机每通过一架支架后及时拉架使前探梁紧抵煤壁,及时支护顶板。
①必要时采用单体液压支柱配木料打临时支护。
②煤壁片帮严重地段,停机超前移液压支架,在采煤机未通过片帮段前提前将液压支架前移,缩小支架端面距,前探梁抵至煤壁。
6)若煤壁片帮较宽或顶板破碎严重时,要及时采取人工做超前的方式支护顶板,按每组支架沿走向背顶两块>φ16mm半圆木(方木)配单体支柱进行超前支护,半圆木(方木)一端顶住煤壁,另一端搭在支架前梁上,搭接长度不小于0.5m,间距0.75m,一梁两柱并背好煤帮,必要时使用钢梁进行支护。
7)若工作面发生端面冒顶,范围较小,则直接快速硬通过,人员尽可能不到煤壁前方操作,若必须进入,则需专人看安全和协助,并系好保险绳,防止片帮、飞矸、下坠。
8)工作面端面大面积冒顶段须采用人工铺设假顶时另根据现场情况编制支柱措施。
9)斜过断层时,可根据现场实际需要,在现场安监员、跟班副队长指挥下适度割部分断层岩石。
10)从端头液压支架向机巷桥转机头方向,需人工取金属支架顶部的煤矸,人员在取三角煤时,站于矮帮侧操作,先取一部分水泥背板,取下背板后,立即将三角煤取掉,一次性取三角煤进度不超过1.0m(从矮帮向高帮方向),一次性顺巷道走向长度为3.0m。
11)取三角煤后,顶上空顶段及时采用Φ=18mm,L=2000mm的树脂锚杆配锚网支护,锚杆间排距0.8m,当支护一排锚杆后继续向高帮方向取三角煤,采取边取边支的方式进行,最后三角煤取完后,巷道高帮采用Φ=18mm,L=2000mm的树脂锚杆配锚网及笆片支护,锚杆间排距为1.0m,每根树脂锚杆眼孔不少于一条CK2370型树脂药卷,锚固长度不小于0.7m,锚杆外露长度不大于40mm。
12)取三角煤后的顶上再采用Φ=15.24mm,L=5000mm的锚索加固支护,锚索布置于巷中,锚索间距4.0m,锚索外露长度不超过200mm。
13)若采用人工无法取掉三角煤时则采用风锤打眼,采用松动爆破,眼孔深度不小于0.7m,与顶板方向呈60~70°夹角,眼孔间距为1.0m,每个眼孔允许装填1条三级煤矿许用炸药和毫秒延期电雷管一个,爆破方式采用正向装药、串联起爆方式,炸药要充填于眼孔底部,使用好黄泥和水炮泥。
安全技术措施如下:
1)每班必须对工作面的瓦斯、顶板、煤壁及支护等情况进行全面检查,发现问题要及时处理,确保无问题后再进行生产。
2)进入煤壁侧作业,必须停电闭锁工作面采煤机和运输机,并与输送机司机联系确认安全,防止工作面输送机误动作伤人,并随时注意煤壁及顶板情况,严格执行“敲帮问顶”制度,防止煤(矸)等掉落伤人。进行高位作业进入机道时必须使用好保险背心和保险绳,保险绳一头与作业人员保险背心相连,一头栓在支架立柱或探梁上,活动余绳要适中,以既能保证人员安全又便于操作为准;必须在作业点上方打好挡矸、护帮设施,防飞矸、片帮伤人。人员确需进入机道,必须有现场带班人员确认安全,必须保证退路畅通(该处挡矸门降到最低,保险绳要捆在挡矸门上,严禁捆在探梁上。)
3)人工做超前支护顶板时,必须两人或两人以上作业,作业地点上方和作业点下方的10m范围内,严禁任何人员动作支架,并设专人负责现场安全监测。
4)要尽量使用防倒、防滑缸进行排架、调架工作。若使用单体支柱调架,选择柱顶位置要合理可靠,防止出现打滑、崩柱和柱窝断裂等现象,柱、梁接触面要垫好木板料,柱顶用12#铁丝拴牢,以防支柱滑脱伤人。
5)使用单支调架时必须由3人以上配合操作,远距离供液时,抱柱人与送液人配合准确;供液要缓慢进行,待单体柱接触支架稳固,抱柱人撤到安全地点后,再进行供液,卸载单体柱时,使用不小于3m手绳配合放液勾卸载。
6)严格控制好采高,确保不超高或过低开采,防止支架倾倒或压死。
7)顶板破碎时,要带压移架,确保顶板支护稳定。
8)断层处要控制好采高,可根据现场情况适当少了坡顶。若顶板掉出较大矸石块时,要及时进行破碎,防止大块矸石流出堵住下机头及在采煤机处卡堵刮板机链条。
9)调架、移架时,支架降架量以能移动支架为准,顶板破碎,要带压移架或撑架移架(使用单体支柱辅助移架),支架前梁必须接顶严实。
10)调架时,必须和附近所有作业人员打好招呼,相互联系好,人员全部撤离躲到安全地点后,再进行调架。
11)调架后,支架顶梁要尽量紧贴顶板,调整好掩护梁与顶梁角度,保证支架末端与顶板垂直充分接实。
12)作业过程中,必须指派有经验的专职人员观察煤壁、顶板及支护等情况,发现异常时,须立即停止工作,待顶稳定后,再由支护安全地点逐处处理隐患。
13)支架、运输机推移到位后,所有支架手把必须回零位,对个别支架片阀要使用保护装置进行保护,防止发生降架而造成顶板冒落事故,架箱内及架间浮煤、浮矸及时清理干净。
本发明通过对复杂地质条件下综采面开采过不同地质构造成套技术研究与应用,成功开采了A矿12392-2、11392-1工作面,B矿32241、3221-21、3215-241工作面,C矿24142、6152、6143、22311工作面,D矿21152、2121-36等11个工作面,具体经济效益分析如下:
1工作面减少搬家倒面经济效益测算
(1)12392-1、12392-2、2121-36、21152、24142、32241等工作面开采,采用该项研究成果,节省了工作面搬家倒面次数,大幅减少了职工劳动强度,降低了大倾角综采工作面安装、回撤危险系数,节约了工作面开采时间,支护材料和人工费用,按每个工作面安装一次50万元、回撤一次50万元计算,则创造直接经济效益:18个×50万元=900万元。
(2)工作面过地质构造期间,采取硬过的方法,减少煤柱损失,多回收煤炭资源,一个工作面按走向50-60m,斜长100m,采高2.6m,资源回收,其中A矿2.96万吨:B矿2.96万吨;C矿2.48万吨;D矿3.72万吨。以上工作面多回收煤炭资:12.12万吨,按吨煤利润300元计算,则创造直接经济效益为12.12万吨×300元=3680万元。则创造经济效益3680万元。
2大倾角厚煤层一次采全高综采经济效益测算
(1)C矿6143、6152工作面普通综采最大可采高度为3.5m,由于该工作面平均采高5.06m,因此会造成1.56m资源浪费。采用大倾角松软厚煤层一次采全高开采时,则该工作面可多回收资源量为:130(斜长)×1.56(增加采高)×800(走向)×1.4(容重)×85%(回采率)=19.3万吨。
矿井多回收煤炭资源19.3万吨,增加的这部分产量属于优质原煤,灰分一般在45%左右,精煤回收率为40%,则增加精煤产量7.7万吨。按税后精煤价格800元计算,则创造经济效益为:7.7×800=6160万元。
(2)B矿3221-21、32241工作面普通综采最大可采高度为2.8m,由于该工作面平均采高4.2m,因此会造成1.4m资源浪费。采用大倾角松软厚煤层一次采全高开采时,则该工作面可多回收资源量为:100(斜长)×1.4(增加采高)×600(走向)×1.4(容重)×85%(回采率)=9.996万吨。
矿井多回收煤炭资源9.996万吨,增加的这部分产量属于优质原煤,灰分一般在45%左右,精煤回收率为45%,则增加精煤产量4.498万吨。按税后精煤价格800元计算,则创造经济效益为:4.498×800=3598.4万元。
该项成果共创造经济效益共计:900+3680+6160+3598.4=15823.4万元。
Claims (4)
1.大倾角综采工作面过断层的方法,其特征在于,
根据断层情况选择过断层方法,
当断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm大于或等于设备允许能采的最小煤层高度Hs时,采用调整采高的方式直接硬过断层;
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为普通综采工作面时,采用通过留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层;
当断层在工作面落差是采高3倍以下,断层上盘底板到下盘顶板之间的煤层高度Hm小于设备允许能采的最小煤层高度Hs,且为综放工作面时,顺着煤层推进回采,在回采工作面一侧设置平行于煤层走向布置运输巷,运输巷位于上盘煤层下方,并且不高于下盘煤层,回采工作面与运输巷之间设置运煤出口,回采工作面的煤通过运煤出口进入运输巷运输,在回采工作面沿回采推进方向布置超前缺口,超前缺口位于运输巷上方供行人、运料和通风;
在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,
在上、下盘顶板过断层落差高度的1/2处平滑过渡,起点距离长度满足如下公式:
式中,L表示开始挑顶、留顶煤起始点到断层上、下盘见煤点的距离,单位为m,L0表示断层面的水平断距;L1表示下盘起底点到断层见煤点的距离;h表示断层的落差;L2表示上盘留顶煤起点到断层见煤点的距离;m表示采高;α表示断层面倾角;γ表示挑顶、留顶、卧底、起底的仰角或俯角。
2.如权利要求1所述的大倾角综采工作面过断层的方法,其特征在于:在所述运输巷靠近超前缺口的上帮位置设置上帮加强结构,所述上帮加强结构包括半圆木和工字钢,所述工字钢通过锚索锚固于上帮,所述半圆木铺设于工字钢与上帮之间,所述超前缺口下部两侧通过横向支撑结构稳定,所述横向支撑结构的一端支撑于上帮加强结构上,所述运输巷远离超前缺口一侧设置有支撑托架,所述超前缺口顶部和侧壁均设置有锚网,所述锚网通过锚索固定。
3.如权利要求1所述的大倾角综采工作面过断层的方法,其特征在于,在以留顶、卧底或者挑顶、起底的方式硬过断层时,工作面的推进,采煤机每割1刀增加的留顶、卧底和挑顶、起底支架架数范围Q为:
Q=J·LG/B·LC
式中,J表示采煤机的有效截深;LG表示工作面的长度;B表示支架的宽度;LC表示断层在头尾巷道位置的差。
4.如权利要求1所述的大倾角综采工作面过断层的方法,其特征在于,在硬过断层时,调整支架的过程如下:
清理架脚的浮煤,按“自上而下”的顺序调整支架;
使用防倒缸、防滑缸进行调整支架摆角,调整到位后及时升顶梁、前梁,经过多次循环调整直至支架支护垂直顶板、煤壁;
机组通过调架范围后,及时移架,移架时带压移架,确保顶板支护稳定。
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PB01 | Publication | ||
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SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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GR01 | Patent grant | ||
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