回收煤柱范文

回收煤柱范文（精选6篇）

回收煤柱 第1篇

1矿井概况

中马村矿25中煤柱工作面位于25采区中部, 西起25轨道巷, 东到25胶带下山;北起25041回风巷, 南到25081运输巷。东西走向宽51～56 m, 南北倾斜长325 m, 面积16 900 m2, 全层地质储量10.9万t, 采煤工艺采用倾斜长壁全部垮落法。该工作面地质构造较复杂, 断层较为发育, 其中F1断层落差2.5～4.0 m, F4断层落差1.4～6.0 m, 对回采影响很大。该工作面上部煤层有分叉现象, 对回采影响较大。该工作面水文地质条件较复杂。L8灰岩厚度为6～7 m, 水压1.4 MPa, 隔水层厚20～22 m。回采前工作面水量为0.3 m3/min。

2邻区地质、水文地质条件和回采情况

(1) 25东煤柱工作面。

该工作面位于25中煤柱工作面以东, 西起25胶带下山, 东到25胶带下山保护煤柱东界;北起25011回风巷, 南距-250 m流水巷130 m。东西走向宽41～54 m, 南北倾斜长440 m, 面积21 903 m2, 地质储量10.9万t。该工作面地质、水文地质条件和25中煤柱工作面基本相同。该工作面于2004年3月开始回采, 回采117 m后留43 m煤柱进行跳采;回采96 m后留40～48 m煤柱二次跳采;回采114～120 m后于2004年12月结束回采。回采前工作面水量为0.3 m3/min, 回采过程中水量没有增大。

(2) 25西煤柱工作面。

该工作面位于25中煤柱工作面以西, 西起25轨道保护煤柱西界, 东到25轨道;北起25041回风巷, 南到25081运输巷。东西走向宽38.5～53.5 m, 南北倾斜长为326 m, 面积为16 137 m2, 地质储量9.2万t。该工作面地质与水文地质条件和25中煤柱工作面基本相同。该工作面于2005年11月开始回采, 回采前工作面水量为0.3 m3/min。回采87～95 m后留下45～51 m煤柱进行跳采;回采189 m后留下51～56 m煤柱二次跳采;回采 98～111 m后于2006年7月回采结束。该工作面回采过程中水量也没有增大。

325中煤柱工作面回采及突水情况

(1) 该工作面于2007年2月26日开始回采, 2007年3月24日19:00回采53

m时, 顶板初次来压突水。首先从一条落差2 m的断层处出水, 出水点位于运输巷西帮, 距工作面5 m, 21:00估测水量为1.5 m3/min;24:00, 该处以上10 m范围内均出水, 水沿西帮顶板流出。至25日4:30最大水量达13.0 m3/min, 以后逐渐减少, 9:00为7.3 m3/min, 以后稳定在8.5 m3/min。同时, 一水平东大巷水量由23.1 m3/min减少到18.5 m3/min, 西大巷水量由20.0 m3/min减少到18.3 m3/min, 共减少了6.3 m3/min, 实地观测原25东大巷多处老突水点干涸, 消失。运输巷出水前后水位变化情况见表1。

突水后, 该工作面被迫停产改造, 由于地质条件复杂, 留117～129 m煤柱后, 掘改造切眼。本次突水原因是顶板初次来压时, 水压和矿压叠加后破坏了煤层和L8含水层之间的隔水层而发生突水, 水源是L8含水层。

(2) 改造切眼为25061老运输巷, 于2007年4月21日开始回采。

24日6:00班共回采2 m时, 发现下尾巴老巷出水, 8:00工作面被淹。当天, 该工作面实测水量13.0 m3/min。以后, 一直稳定在13.0～14.2 m3/min。与此同时, 一水平东大巷水量由18.0 m3/min增大到22.0 m3/min, 一水平总水量由43 m3/min增大到50 m3/min, 共增加11 m3/min。实地观测发现:东大巷25采区以西多处干涸、消失的老突水点又重新出水。改造切眼出水前后水位变化情况见表2。突水后, 该工作面被迫停产。

4突水机理分析

本次突水发生在采区回收煤柱的收尾阶段。周围工作面均已回采结束, 最大水量1.5 m3/min, 稳定水量在0.5 m3/min以下, 水文地质条件已查清, 突水威胁不大。但在这种情况下, 不仅发生了L8灰岩水破坏隔水层后, 突水量为7.3～13.0 m3/min的突水, 且随后L2和O2含水层与L8含水层导通, 发生了突水量为13.0～14.2 m3/min的突水, 造成全矿井L8含水层水位大幅上升, 原有L8突水点水量增大, 部分已干涸的L8突水点重新出水, 使全矿水量增加了18.9 m3/min。分析认为L8灰岩含水层水压和隔水层厚度基本相同, 采煤方法不变情况下, 该工作面发生了较大突水, 其主要原因:①该工作面四周均已回采完毕, 矿山压力由于孤岛效应而出现大幅增加, 对底板破坏深度也相应增大, 加上原有水压, 共同破坏了L8灰岩含水层和煤层之间的隔水层, 引发突水;②随着应力的增大、积聚, 底板破坏深度进一步加大, 最终在构造薄弱地带导通L2, O2含水层, 从而发生了更大的突水。

5教训和对策

(1) 教训。

过去, 对矿压的研究仅停留在通常层面上, 没有对特殊情况下矿压的变化予以足够重视。在进行水文地质条件分析时主要依据的是水压和隔水层之间的关系, 即突水系数, 而对底板破坏深度只做了区域性研究, 一般仅考虑工作面的大小、回采厚度和开采方法, 没有逐个对采面进行深入研究分析。因此, 在遇到某些特殊情况时, 就容易出现预测错误。

(2) 对策。

①改变采煤方法, 减少矿压积聚, 避免孤岛效应。②积极开展水文地质研究工作, 加强对特殊情况下矿压变化的研究。同时要加大资金投入, 增加先进的技术和手段, 提高研究水平, 才能有效地避免水害事故的发生。

摘要：采区收尾阶段, 水文地质条件变化较大, 局部会出现孤岛效应, 矿山压力剧增, 从而与水压联合破坏隔水层, 造成突水。对此进行了探讨, 总结了教训, 并提出了对策。

回收煤柱 第2篇

经过50多年的开采, 古书院矿3#煤、9#煤正规工作面已基本回采殆尽, 且3#煤煤柱工作面也已回采结束, 为了尽快解放9#煤边角煤柱, 为15#煤开采创造条件, 从2012年起, 开始回收9#煤边角煤柱。

如何最大化回收9#煤边角煤柱, 成为延长矿井服务年限、实现资源精采回收急需解决的问题。原边角煤柱基本上采用“以掘代采”的回收方式, 这种回收方式已被国家相关政策禁止使用, 而且资源浪费较大。在这种情况, 科学合理的短壁综采煤柱回收方式, 成为了边角煤柱回收的必然选择。科学合理地优化短壁煤柱工作面各参数, 采用短壁煤柱切眼间的工艺, 实现资源的最大化回收[1]。9#煤煤层地质情况见表1。

通过对地质资料分析, 认为9#煤地质条件适合采用短壁综采工作面回采。

2 边角煤柱回收的理论分析及应用

2.1 边角煤柱现状

9#煤边角煤柱为正规工作面和保护煤柱之间为直角或类似直角的三角形的煤柱, 储量约110万t, 如果能有效开采边角煤柱可延长矿井服务年限2 a以上。

2.2 边角煤柱最大化回收的理论计算依据

工作面回收资源量=工作面的面积 (矩形) ×煤层厚度×煤的容重×采出率。煤层厚度、容重、采出率一定的情况下, 工作面面积越大回收的资源就越多[2]。

根据回收边角煤柱的特点, 一是矩形的3个交点位于直角三角形的两直角边上, 另一交点位于斜边上;二是矩形2个交点位于直角三角形的斜边上, 另2个交点分别位于直角三角形的两直角边上。以下分别对2种情况下的最大矩形面积进行计算。

(1) 第1种情况:矩形的3个交点位于直角三角形的两直角边上 (图1) , 另一交点位于斜边上最大面积计算。

长直角边BC, 短直角边AC, 斜边为AB。已知:∠A、∠B、∠C、AB、BC、AC。设此三角形最大矩形面积的另一交点在AB斜线上的点为D。那么此种情况下矩形最大面积计算如下[3,4]:

设最大面积为y, AD=x

对y进行求导可知:

当y'=0, 即sin∠A×sin∠B×AB-2sin∠A×sin∠B x=0得出x的值, 再代入式 (1) , 得出y值就是最大矩形面积。

(2) 第2种情况:矩形2个交点位于直角三角形的斜边上 (图2) , 另2个交点分别位于直角三角形的两直角边上最大面积计算。

长直角边AC, 短直角边BC, 斜边为AB。已知:∠A、∠B、∠C、AB、BC、AC。设此三角形最大矩形面积在斜边AB上的一个交点为E, 在长直角边AC上的一个交点为D。那么此此种情况下矩形最大面积计算如下:

设最大面积为y, DE=x

对y进行求导可知:

当y'=0时, 即AB-2 cot∠A×x-2cot∠B×x=0得出x的值, 再代入式 (3) , 得出y值就是最大矩形面积。

2.3 工程实例

以下以92107边角煤柱工作面为例, 依据理论计算基础得出此煤柱工作面的最大面积 (图3) 。

92107煤柱基本特征:92107煤柱为直角三角形的边角煤柱, 其中长直角边侧为92312工作面采空区长782 m, 短直角边侧为9#煤二盘区的盘区巷道长278 m, 斜边为白马寺保护煤柱线长830 m。

依据矩形3个交点位于直角边上, 另一交点位于斜边上, 符合第1种情况特点, 根据第1种情况计算得出最大矩形面积 (②号矩形面积) S2=54 349m2, 最大矩形与三角形斜边交点位于斜边中点上。

根据此煤柱的特点, 除最大面积外, 还可以在剩余2个三角形煤柱区域 (①③煤柱区域) , 重复使用式 (1) 可以得出:①号三角形区域中可采的最大矩形面积S1=13 587 m2, 其计算方式同上。由于受工作面切眼长度限制, 最终切眼长度不能超过180 m, ③号切眼长度只能布置41 m, 可以得出③号矩形面积S3=11 275 m2。从而可以得出92107煤柱工作面可采最大面积为3个矩形面积之和, Smax=S1+S2+S3=79 211 m2。

3 三角煤柱切眼对接施工

3.1 三角煤柱切眼对接技术

短壁综采工作面回收三角煤柱时不可避免地要出现“刀把”式工作面, 在工作面推进过程中必然会出现切眼由短变长的情况, 这样就必须进行工作面切眼对接施工, 安全快速施工切眼对接工程直接关系短壁煤柱工作面回采能否顺利进行。

以92107煤柱工作面为例, 在回采过程中要进行2次工作面对接延长。①号切眼长69 m, 布置42个中间架和4个端头架;②号切眼长139.5 m, 布置89个中间架和4个端头架;③号切眼长180 m, 布置116个中间架和4个端头架。在92107煤柱工作面①号切眼回采至②号切眼煤壁平直后, 停采煤机至刮板机机头处, 将机尾2台端头架拖至②号切眼机尾后方, 安装②号切眼47台中间架, 将2台机尾端头架就位, 在将溜槽、刮板机机尾及倒链连接安装完毕, 完善工作面管路、电缆后即可组织试采。②号切眼对接③号切眼时施工方法同上。此方法的优点:工作面布置4个端头架, 不用增加端头架的设备投入, 设备费用投入少;工作面对接段行人、通风顺畅。

3.2 对接施工准备工作

(1) 作业地点的顶板及巷道两帮支护要完好可靠, 做到顶板、煤帮要完整, 无掉矸、片帮现象, 如需增加支护的地点, 必须提前支护到位, 保证作业期间的安全。

(2) 在巷道掘进期间, 提前在②号切眼和③号切眼正对处施工绞车硐室, 工作面对接时在硐室内安装1部绞车, 并用戗柱固定。所有绞车、轨道、阻车器、钢丝绳、声光信号等运输设施要提前进行调试和完善工作, 对锈蚀的钢丝绳要进行更换, 绞车及其钢丝绳的提升能力必须符合运输要求。

(3) 将②号切眼内杂物、浮煤清理完毕。

3.3 移动刮板机机尾施工工艺

(1) 将工作面刮板机机尾拆除时, 先将刮板机机尾附近浮煤清理干净, 在机尾轴处将倒链断开, 拆开倒链、电缆槽, 将机尾运至回风巷, 施工过程注意保护好电缆。

(2) 使用起吊锚杆起吊物件时必须详细检查起吊锚杆、导链、连接装置是否安全可靠, 发现问题必须处理完毕后方可继续施工。

(3) 施工前先清理二号硐室内的浮煤及杂物, 确保所有安全隐患处理完毕后方可施工。

(4) 施工现场必须安排安检工跟班, 并设专人看护沿途支护情况, 发现问题及时处理完毕后才能继续施工。拖运刮板机机尾、溜槽时物件前方及两侧禁止有人, 施工人员必须站立在设备后方或支架下安全位置作业。

(5) 刮板输送机安装结束后开始紧链, 使用单体柱紧链:在大链接头两侧用2根单体柱沿紧链方向将链子张紧, 截去多余的链后接上合适的调节链环, 卸去单体柱, 验证松紧程度是否合适, 若不合适, 则按上述方法继续紧链。

3.4②号切眼调架施工工艺

(1) 施工前详细检查施工地点及沿途的设备和作业环境是否安全可靠, 有问题及时处理后施工。

(2) 调架时严禁钢丝绳两侧有人员, 所有人员必须站立在安全位置后才能开始施工。

(3) 使用单体住顶架前安检工和班组长必须检查注液枪、高压管、连接头是否安全可靠, 各管理之间的连接是否牢固, 确保安全后才能开始施工。

(4) 使用绞车拖运时严禁超负荷强拉硬拽, 发现绞车负荷过大时要及时停机处理问题, 处理后才能继续开动绞车作业。

(5) 使用绞车拖拉支架时, 为保证作业安全, 必须选择完好可靠的40 t锚链、马蹄, 并将螺丝锁紧在支架的龙门口上, 并由专人检查无误方可进行作业。如调架地点底板有坡度时, 必须在支架调正方向时, 在支架的下山侧方向紧靠支架支打1~2根防倒柱, 要求防倒柱必须支撑可靠、迎山有力, 此处防倒柱可不必拴绑防倒绳。

(6) 吊架使用的回柱绞车底座下面必须用木料支垫平实, 绞车压、戗柱的角度要合理 (不少于四压两戗) , 并戗牢打实, 无松动现象。司机在开车前及开车过程中必须随时检查压戗柱是否松动, 有问题要先处理后作业[5]。

3.5②号切眼端头架就位施工工艺

(1) 施工前必须先检查施工现场环境, 发现有顶板离层、网兜、支护失效等隐患时, 应及时处理完毕后才能开始施工。施工期间必须安排专人巡查施工地点情况, 发现问题及时处理后才能继续施工。

(2) 端头支架卸车期间, 现场安检工、施工负责人及时观察顶板及支架情况, 发现不安全因素时及时停工处理, 端头架前方严禁有人员作业、行走。

(3) 端头架就位时, 端头架周围必须安设警戒绳, 使用单体柱配合安装时严禁单体柱和绞车拖拽同时作业。

(4) 使用绞车拉拽端头架时严禁绞车绳运行区段两侧有人员站立, 必须安排专人巡查现场确保施工安全。

(5) 支架安装过程跟班干部为现场施工负责人, 跟班安检工为现场安全负责人, 现场施工负责人和安全负责人不在现场时严禁作业。

4 效益分析

增加2个“刀把”工作面, 提高三角煤柱资源采出率, 使92107煤柱工作面采出率达到72.87%, 多回收煤炭资源6.3万t, 单价按600元/t计算, 可创造经济效益3 780万元。

增加2个“刀把”工作面, 通过2次对接完成工作面切眼延长, 减少了工作面搬家倒面次数, 延长了工作面服务年限。

在不增加工作面设备的情况下完成工作面对接施工, 减少了“刀把”综采工作面回采成本。

5 结论

(1) 总结出边角煤柱资源最大采出率的理论计算公式, 为科学合理回收边角煤柱提供理论依据。

(2) 研究出边角煤柱短壁综采工作面切眼对接技术, 使边角煤柱综采工作面切眼对接施工安全顺利进行, 减少对接施工成本。

(3) 适用于矿井边角煤柱回收工作面的设计, 科学合理地计算出工作面布置方式, 提高煤炭资源采出率, 实现最大限度回收边角煤柱资源。为科学合理回收边角煤柱工作面建立了理论计算基础, 减少了煤炭资源的损失。

参考文献

[1]李贯胜.试论综采面边角煤回收新工艺[J].中小企业管理与科技 (下旬刊) , 2009 (1) :215.

[2]张文胜.软岩顶板下的边角煤开采技术探讨[J].价值工程, 2010 (4) :80.

[3]李胜锁.复杂条件下高效率回收边角煤开采实践[J].河北煤炭, 2010 (3) :46-47, 49.

[4]刘世堂, 刘敬琳, 曹火松.边角煤回收技术在王晁煤矿的应用[J].山东煤炭科技, 2009 (1) :7, 9.

回收煤柱 第3篇

28112工作面所采煤层为8#煤层, 煤层稳定, 煤层厚度为4.68 m, 割煤高度为2.3 m, 放煤高度为2.38 m。工作面设计倾斜长度158 m, 走向长度590 m, 开采工艺为综放。工作面共安装108台综放支架, 支架型号为ZFS3000/16/2, 其他配套设备为:采煤机MG160/380-WD型;工作面前后两部输送机为SGZ-630/200。因为工作面为三角煤柱, 提高煤炭的回收率工作面需斜摆机头旋转回采。28112工作面回采至轨道顺槽距停采线24 m, 根据工作面实际情况, 开始采取斜摆机头的方法进行回采, 同时采取提溜。考虑刮板输送机与转载机运煤搭接问题, 特采取以下开采技术措施。

1 旋转开采前的准备

1) 首先, 确定工作面机头旋转开采一次输送机向工作面内缩长度。

2) 然后, 确定工作面在提溜开采时输送机延伸长度b。

3) 再确定可以旋转开采机头的总进度。

由此可得, 机头共旋转开采20.40.6=34刀。

4) 确定工作面旋转开采可推进20.4 m, 内缩1.3 m, 工作面提留外窜为1.3 m, 此时工作面转载机与输送机搭接合理, 如图1所示。

2 斜摆开采

工作面采取机尾不动, 机头3∶1的开采进行推进, 具体如图2所示。

2.1 斜摆第一刀煤

1) 采机在工作面46#架进刀向机头方向割煤, 割煤后紧跟采机前滚筒伸出支架伸缩梁及时护住机道上方顶板, 防止顶煤冒落。

2) 采机割煤后距采机后滚筒3~5 m开始移架, 移架保证36#架推进为0 m, 1#架移架距离为0.6 m, 并且36#架至机头支架成一条直线。

3) 采机割通机头后反刀扫浮煤并继续向机尾方向割煤, 停在72#架处, 工作面36#架向机头方向推移前溜子, 推溜保证机头1#架推进度为0.6 m, 36#架推进度为0 m, 并且36#架至机头溜子成一条直线。

4) 从36#架向机头拉移后溜子。

2.2 斜摆第二刀煤

1) 采机从72#架后方反刀后向机头割煤, 割煤后紧跟采机前滚筒伸出支架伸缩梁及时护住机道上方顶板, 防止顶煤冒落。

2) 采机割煤后从72#架开始距采机后滚筒3~5 m开始移架, 移架保证72#~36#架推进度为0~0.6 m, 36#架~1#架推进0.6 m, 并且72#架至机头支架成一条直线。

3) 采机割通机头反刀扫浮煤至72#架后继续向机尾割煤, 工作面从72#架向机头推移前溜子, 72#~36#架推进度为0~0.6 m, 36#~1#架推进0.6 m, 并且72#架至机头溜子成一条直线。

4) 从72#架向机头拉移后溜子。

2.3 斜摆第三刀煤

1) 采机在工作面72#架以后向机头方向割煤, 割通机头反刀扫浮煤至72#架继续向机尾割煤, 割煤后紧跟采机前滚筒伸出支架伸缩梁及时护住机道上方顶板, 防止顶煤冒落。

2) 采机割煤后距采机后滚筒3~5 m开始移架, 移架保证机头1#~72#架推进度0.6 m, 109#~72#架推进度为0~0.6 m, 并且机头至机尾支架成一条直线。

3) 采机割通机头后反刀扫浮煤距采机机身15 m时, 从机头向机尾追机推移前溜子, 推溜保证机头1#~72#推进0.6 m, 109#~72#架架推进为0~0.6 m并且机头至机尾溜子成一条直线, 采机在中部进刀。

4) 将顶煤放干净后, 从机尾向机头拉移后溜子。此时工作面完成一个斜摆循环, 按此方法工作面继续进行斜摆。

3 收尾提溜斜摆机头回收煤柱的特点及效益

变通常的综采工作面端头 (中部) 斜切进刀正规推进为斜摆机尾旋转回采, 及时控制溜子的窜动、机头与转载机搭接接煤的情况。28112工作面斜摆机头旋转开采技术的成功, 可多回收煤炭2万余t, 不仅对煤矿单位带来经济收入而且提高了煤炭采出率, 对边角煤的回收技术有很大的参考价值。

4 结语

综采工作面机头旋转开采技术在28112工作面应用效果非常明显。通过此技术的实施使28112工作面可采储量得以增加, 也延长了工作面的生产时间, 为缓解矿井小衔接紧张的状况作出了贡献, 同时又提高了矿井边角煤柱的资源回收率。通过采取一系列的措施, 解决了机头旋转运煤系统搭接的难题, 保证了工作面的顺利开采, 工作面在旋转开采阶段产量没有受到影响。

摘要：在放顶煤走向长壁采煤方法中, 为了减少采区自然边界煤柱损失, 提高煤炭回收率, 工作面有时成旋转式布置, 给工作面回采时带来一定的困难。为此镇城底矿28112工作面收尾斜摆机头旋转开采技术获得成功, 提高了煤炭资源的回收率。

回收煤柱 第4篇

中国平煤神马集团高庄矿二水平开采煤层为己16—17煤层, 属容易自然发火煤层, 自燃发火期为1-2个月, 矿井资源严重枯竭。截止2013年底矿井剩余保有储量136.85万t, 可采储量121.5万t, 主要可采分布在己四采区和己一下山煤柱内。煤柱回收受过在用大巷、煤仓、老巷、水、火、应力集中带、停采线、原老空自燃隐患区等因素影响, 生产条件复杂, 自然发火是制约矿井安全生产主要隐患。

通风方式。矿井为立斜井联合开拓, 副井进风, 斜井回风。主井提升为竖井提升, 安装3t箕斗提升原煤;副井为竖井提升, 安装单层1t标准罐笼, 主要用于升降人员和提升物料。回风井为斜井, 地面安装2台轴流式通风机, 通风方式为中央并列压入式通风, 风叶角度为35度。主要通风机风量3 078m3/min, 风压为930Pa, 矿井总进风量为2 878m3/min。

2 开采工艺条件及其意义

大巷煤柱3#煤柱面处于残采回收阶段, 老巷多, 矿压应力集中, 造成老巷周围煤体破碎, 采空区之间相互连通漏风, 造成供氧通道, 破碎煤体经过缓慢氧化生热, 热量积聚;由于漏风部位空洞小, 处于微风状态, 积聚的热量不能及时散发, 便容易诱发明火实现自燃。而我矿又是压入式通风方式, 井下空气的压力大于地面的空气压力, 煤炭在氧化、自热期的征兆受大气压作用的影响, 自燃的早期征兆不明显, 很难被发现。等出现挂汗和标志性气体一氧化碳时, 才能发现征兆。此时, 煤体内部已经氧化聚热缓慢自燃, 达到临界状态形成明火, 而且引燃面积发展得很快, 火势不容易控制, 灭火难度相当大。因此, 自燃发火的防治工作不单在“治”, 应重在“防”上, 有效的预防相比被动的治理, 能起到事半功倍的效果。如何采取有效的措施预防和控制煤炭自燃, 从而彻底消灭煤炭自燃隐患, 实现有限资源精采细收, 使利润最大化, 直接关系到企业的发展和全矿2 000多名职工、3 000多名家属的生活来源问题。

大巷煤柱3#面是矿井开采的唯一一个采煤工作面, 采煤方式为走向长壁后退式跨落法, 放顶煤开采, 使用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架, 刮板输送机和胶带输送机运输。两巷超前支护使用DZ-25型单体液压支柱配合DZJA-1000型铰接顶梁支护, 煤层属中厚不稳定煤层, 工作面走向长472米, 倾斜宽138米, 回采面积24435平方米。

3 煤柱回收综合防灭火关键技术实施

3.1 利用现有巷道向未回收变形严重的老巷内原高温区注粉煤灰浆防治煤炭复燃。

己四皮带下山皮带巷022机巷密闭内以及密闭前后30米范围内煤体出现高温, 密闭口CO超限, (1#自燃隐患区) 。该处在己四皮带下山与己四行人下山煤柱内, 由于煤柱处于矿压集中区, 造成己四皮带下山锚喷支护段以及密闭处围岩松动, 以致向022机巷老巷内漏风。利用现有巷道向未回收变形严重的老巷内原高温区注粉煤灰浆防治煤炭复燃, 在24030煤仓口至行人下山方向60、70、80、90米处各打一个注粉煤灰孔, 孔号为1、2、3、4钻孔, 直至打到24022机巷密闭前, 将24022集中机巷老空灌注。在行人下山与24043风巷透点处向24043下部打一个注粉煤灰孔, 孔号为5号钻孔, 将24022高密闭前灌注。从己四五部皮带022机巷小川密闭处以及前后10米各打一个注粉煤灰孔, 孔号为6、7、8号孔。将己四五部皮带高温点以及24022高密闭附近灌注, 通过灌注一周后密闭内CO浓度下降, 半月后不再有CO涌出。

3.2 利用连续交叉埋管向采煤工作面采空区注MEA高分子灭火剂连续交叉预埋管向采煤工作面采空区注MEA高分子灭火剂是利用阻化剂使采空区的煤炭隔绝氧气处于封闭状态, 达到预防自燃的目的。

就是在回风巷上隅角处铺设注浆管, 随回采工作面推进, 注浆管逐步埋设在采空区的上端面继续推进, 注浆管随之交叉接长, 一次连接3米。待管子进入采面老空区3米后, 利用阻化泵开始进行注MEA高分子灭火剂。灭火剂的配比控制在3-5‰, 流量控制在0.8m3/h左右, 每班注阻时间不少于4h, 由施工单位和跟班救护队员配合完成每班的注阻工作。通过连续交叉预埋管向采煤工作面采空区注MEA高分子灭火剂, 有效治理了采面老空区遗留煤炭的复燃, 保证了采面的正常生产。

3.3 利用封堵剂自膨胀技术快速封闭漏风通道, 防治风流进入煤体破碎区、老空区, 防治煤炭自燃大巷煤柱3#面机巷在掘进时过24042老巷, 老巷段温度高, 有漏风现象, 利用喷浆机将潮料加封堵剂喷射到巷道的表面上, 将供氧通道隔绝阻止煤体继续氧化, 提高巷道封闭抗压强度, 延长封堵剂自膨胀技术快速封闭断面巷道使用时间。

同时喷浆前在高温点附近, 呈扇形进行打钻下水枪, 喷浆时连同水枪一块喷住, 然后利用所下水枪进行注水降温, 从而达到“封、注”防治自燃发火的目的。待温度下降稳定后使用WJ-24-2型阻化多用泵, 注阻所用材料为MEA高分子灭火剂, 阻化剂的浓度为3-5‰, 注阻时流量控制在0.8m3/h左右。每班注阻量不少于2m3, 每五天注一遍, 高温点注三到五遍。大巷煤柱3#面掘进期间过高温点采用此方法, 高温区域得到了有效控制, 在掘进期间顺利地通过了高温区域。

3.4 隔火墙封闭与水封技术

隔火墙封闭与水封技术是一种隔绝氧灭火的技术, 即在发生自燃发火无法采用直接灭火的情况下, 打上隔火墙然后利用排水系统向隔火墙内注水, 阻断漏风通道提高隔火墙的气密性, 减少向采空区或火区内供氧, 从而实现灭火的方法。大巷煤柱3#面在回采过程中, 大巷煤柱3#面泄水巷内出现高温, 板闭上部出现烟雾, 闭前一氧化碳达到300ppm, 采面风巷风流中达到138ppm。由于泄水巷与采面采空区相连通, 有漏风现象。经过认真研究分析后, 在泄水巷口打木段黄泥隔火墙, 在3#面下隅角屯黄土, 利用供水施救系统向3#面泄水巷内灌水。采用隔火墙封闭与水封技术后, 风流中一氧化碳浓度下降10ppm, 密闭前浓度下降到0ppm。3天以后, 彻底消除了自燃隐患, 采面上隅角及风流中一氧化碳浓度均为零。

4 大巷煤柱3#面在回采过程中可采取的其他防灭火措施

4.1 采面推进过程中及时清理回收采煤工作面及两巷的杂物和浮煤, 尽可能不使采区老塘的浮煤残留, 当班清理老巷内的遗留浮煤, 从而降低煤炭自燃几率。

4.2 采面在放顶前, 施工单位配合现场班救护队员向老塘注阻和喷洒阻化剂。每班不少于4h, 喷洒量不少于2m3。

4.3 现场跟班救护队员佩带呼吸器、水枪、水管等防灭火工具和检查仪器, 现场重点监护。若现场出现自燃征兆或自燃现象, 必须立即采取措施进行处理。

4.4 在回采期间, 合理地控制工作面的风量。在不违反《规程》及有关规定的情况下, 采取低风量供风, 以减少向老塘侧供风, 减小采空区氧化带的宽度。

4.5 严格控制通风设施的建筑质量, 加强工作面通风设施的管理。每天由通修队的通风设施维修工, 对大巷煤柱区域的通风设施进行巡回维修检查, 确保系统稳定。

4.6 加强工作面上、下隅角的防灭火管理, 跟班救护队员负责及时对上、下隅角进行洒水降温, 增加煤体的湿度, 延长自燃发火期。施工单位负责上、下隅角必须与正常放顶线放齐不落后, 在下隅角挂风帐30米, 以减少风流的扩散半径。

4.7 加快工作面的推进度, 依据经验窒息带距工作面一般为30m左右, 因此工作面的月推进速度不能少于40m。

4.8 依靠科技手段, 加强自燃发火的预测预报工作。在工作面上隅角安设KSS-200煤矿束管监测装置, 在工作面回风安设一氧化碳传感器、温度传感器, 随时监测有害气体的变化情况, 做到超前防范。专职防火检查员, 按规定进行定期取样化验, 及时掌握工作面煤炭自燃的动态, 以便及时采取措施, 把自燃隐患遏制在萌芽。

5 经济效益分析

回收煤柱 第5篇

石圪节煤矿是一座有近80余年开采历史的矿井, 3号煤剩余储量已近枯竭, 由于下组煤接续首采工作面还有待时间形成, 所以石圪节煤矿3号煤开采、回收保护巷道煤柱、边角煤、含地质构造的保护煤柱就显得尤为重要。2128工作面正是一组3号煤一下山采区护巷煤柱工作面, 工作面回采长度969米, 宽82～61米, 两侧为已采工作面的采空区, 且由于已采工作面停采线参差不齐, 工作面被纵横73条老巷切割成100多个小块, 其中在距切眼665米处有一个一下山采区专用回风立井良才回风立井。如图1所示。

良才回风立井为石圪节矿三号煤一下山采区专用回风立井, 位于该采区中南部, 北为219工作面采空区, 南部为一下山轨道巷。该井筒始建于上世纪, 自建成至今一直担负着我矿一下山的回风, 井筒直径4m, 井壁采用料石砌筑, 支护层厚度0.5m。井口标高+1027.05m, 井底标高+741m, 井筒深286m, 井筒落底于三号煤层。2009年7月6日通过对一下山通风系统的调整后停止使用。

2 主要技术问题

为了实现资源回收最大化, 缓解石圪节矿井资源采掘衔接紧张局面, 2128工作面仍采用走向长壁后退式放顶煤一次采全高采煤方法, 全部垮落法管理顶板的综合机械化采煤。开采煤层3号煤赋存较稳定。该工作面该工作面水文地质条件较简单, 老顶Ⅶ含水层水及采空区巷道积水是主要有水源, 最大涌水量为20m3/min, 正常涌水量为10m3/m in。工作面在通过良才回风立井井筒过程中, 立井井筒淋水也是工作面阶段回采的主要水源之一。

因为在回采之前对通风系统进行了调整, 废弃了该立井的通风功能, 所以在回采时不存在通风问题。工作面回采跨立井井筒时主要存在的是涌水问题及顶板问题。

将立井井底打木垛堆积密实, 上面适当充填一层废弃木料及柔性材料, 以缓冲上覆岩石跨落经井筒对井底的冲击力, 依据矿压原理, 通过压力作用致使上覆岩石自然跨落充填井筒下口, 保证工作面通过井筒时支架接顶, 避免矸石塌落对井底支架的冲击破坏;并封闭井筒地表以防止采动影响导致地表下沉引起的地表积水流入井下, 造成对井下作业空间涌水量及矿井防治水带来的不利影响。

3 跨立井井筒开采的主要技术措施:

3.1 风井井底加固

在通风系统调整后将立井井底打木垛堆积密实, 并用圆木或枕木将巷道顶、帮背紧刹死, 在井筒下口内适当充填一层300～500mm厚的废弃木料及柔性材料, 以缓冲上覆岩石跨落经井筒对井底的冲击力, 当工作面回采接近立井井筒时, 依据矿压原理, 通过压力作用致使上覆岩石自然跨落充填井筒下口, 保证工作面通过井筒时支架接顶, 避免矸石塌落对井底支架的冲击破坏。

3.2 风井联巷加固

(1) 首先要对巷道进行敲帮问顶, 及时处理浮矸活石。

(2) 在联巷整个巷道内每隔5m摆设一组木垛, 木垛层与层之间必须用斜板背紧并用铁丝铰链在一起, 木垛要打直并与底板垂直。顶部要与巷道顶板背紧刹死。

3.3 风井段工作面两巷加强支护

(1) 由于良才风井往里, 压力显现大, 工作面变形严重, 需提前进行拉底作业, 拉底后保证巷道的高度不低于2.0m。

(2) 良才风井往里采用套密棚管理, 套棚采用“一梁四柱”, 具体为架大板棚, 距离两端200mm各打设一颗单体柱, 单体柱往里各打一颗木柱。具体维护方式为:伴随着工作面的推进, 当工作面距离良才风井80m时保证良才风井往里30m架密棚管理;当工作面距离良才风井70m时, 保证良才风井往里40m架密棚管理;当工作面距离良才风井60m时, 保证良才风井往里50m架密棚管理;当工作面距离良才风井50m时, 将密棚延伸至良才风井往外20m。

3.4 井口封闭措施

将井筒上部原有2米高的井壁用混凝土筑砌加固, 在井壁上面加盖钢筋混凝土盖板, 并将盖板及井壁进行密封, 这样可以有效防止采动影响导致地表下沉引起的地表积水流入井下, 造成对井下作业空间涌水量及矿井防治水带来的不利影响。

3.5回采过井底专项措施

(1) 工作面过风井底时要确保工作面采直采平。

(2) 支架必须达到初撑力要求, 确保接顶严密。

(3) 在过风井段前工作面必须先进行调斜, 保证在过风井井底时工作面不平行于风井联巷。

(4) 在回采工作面过风井井底过程中, 应加强工作面支架支护质量管理, 特别是过井底段, 要随时观察工作面顶板压力及两巷支护情况, 出现失修棚及时更换, 有异常现象应及时汇报。

4取得的效果和结论

开采新技术、新工艺的不断发展和创新, 给矿井生产特殊条件下的施工提供了技术支持。2128工作面跨立井井筒回采取得了良好的经济效益和社会效益, 达到了预期的效果, 减少了工作面重新开切眼及搬家的麻烦, 使得在高效率回收煤柱的基础上又多回收了煤炭资源17万t, 减少了成本投入, 通过方案的实施, 对工作面中底层的开采创造了一个较好的开采条件, 同时还为其积累了许多宝贵的经验。

跨立井井筒开采主要是使用木垛加固井筒底部及联巷, 工序简单、操作方便、工程造价低, 项目成本投入很小。2128工作面跨立井井筒开采的顺利完成, 为我公司在高效率回收煤柱的基础上又多回收了煤炭资源17万t, 根据本年度的销售和成本核算, 仅该工作面跨立井回采所实现的原煤产值:17万t680元/t=11560万元, 取得的经济效益:17万t330元/t=5610万元, 获得了良好的经济效益和社会效益, 达到了预期的效果。

通过后期对井筒地表下沉现象的观察, 井筒附近地表略微下沉后基本趋于稳定, 筑砌井壁虽然有小缝隙裂痕, 但影响不大。实践证明, 2128工作面跨立井井筒回收采区煤柱技术取得了良好的成功经验, 对地表及矿井涌水没有造成大的影响。

摘要：石圪节煤矿良才风井于2009年通过对一下山通风系统的调整后停止使用。为了提高煤炭资源的回收率, 该矿成功解决了跨井筒回采过程中通风、涌水和顶板控制问题, 充分回收了井筒煤柱, 提高了矿井回采率, 创造了良好的经济效益。

回收煤柱 第6篇

1 工作面概况

1.1 工作面煤层概况

ZF301工作面为我公司第一个煤柱综放回采面, 主要回收原采区上山保护煤柱。

工作面煤层厚度6.13m, 煤层赋存稳定, 结构简单, 直接顶为砂质页岩, 厚度2.25m, 基本顶为中砂岩, 厚度17.43m, 直接底为砂质页岩, 厚度0.3m, 基本底为中砂岩, 厚度4.35m。煤层内局部夹1~2层炭质泥岩, 厚约0.1~0.16m。莒山煤矿为低瓦斯矿井, 3#煤层为不易自燃煤层, 煤尘无爆炸性。

1.2 工作面地质概况

ZF301工作面北部为原六采区608、612、613分层工作面 (上中下分层已采) , 南部为陷落柱, 西部为采区回风巷, 东部为采区运输巷、回风巷保护煤柱 (已回采) 。工作面长度86米, 走向长度160米, 盖山厚度54~75米, 平均62米。工作面推进过程中将于原分层工作面顶板巷道及原采区回风巷下部通过, 与原进风绕道水平横交, 与原611运输巷水平斜交。具体见图1:工作面平面位置示意图。

2 巷道布置及支护方案

工作面巷道沿煤层底板单巷式布置, 运输顺槽与分层工作面停采线留设25~30m煤柱, 回风顺槽与陷落柱之间留设30m煤柱, 开切眼与采空区留设煤柱10m。

工作面两顺槽均采用梯形断面, 12号矿工钢支架支护, 上口宽3000m m, 下口宽3800m m, 高度2550m m, 断面积:8.67m 2。运输顺槽利用原采区运输巷, 回风顺槽与采区回风巷相接。开切眼沿采用矩形断面, 梯形木对棚配合锚网支护, 上宽7000mm, 下宽7400m m, 高度2350m m。断面16.92m 2。

3 工作面设备配备

ZF301工作面支架为ZF4400/17/28型双输送机低位放顶煤液压支架, 采煤机为MG150/375─W采煤机, 工作面刮板输送机为SGB630/180型前部刮板机, 还有承运顶煤的后部SGB630/180型刮板输送机, 主要设备见表1:ZF301工作面主要设备表。

4 回采工艺

工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法, 全部垮落法管理顶板。循环进尺0.6m, 机采高度2.2m, 放煤高度3.93m, 采放比1∶1.786。

4.1 采煤工艺

采煤机斜切进刀割煤移架推前部输送机放顶煤拉后部输送机。

4.2 进刀方式

采用端部斜切割三角煤进刀方式。

4.3 移架方式

由于在支架上方顶煤运移速度大, 顶煤的变形量大, 形成松动膨胀层, 给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度, 并且, 支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎, 促使顶煤向松散体发展, 极易造成漏顶, 所以在移架上采取带压擦顶移架, 尽可能保持顶煤的完整性。移架时, 控制顶梁下降量小于200 mm, 支架初撑力不得低于31.4MPa。且移架滞后采煤机后滚筒3~5m, 追机作业。

4.4 放煤工艺

采用一采一放单轮间隔放煤, 放顶煤时, 放顶煤与割煤交叉作业, 放煤时要互相配合, 不得一次将尾梁收回最大角度, 尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外, 当有大块煤卡在放煤口时, 反复动作尾梁, 使大块煤破碎;当发现矸石时, 严格执行“见矸关窗”的原则, 及时将插板伸出, 防止矸石混入煤中。放煤过程中, 要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。

5 过空巷时的通风瓦斯、顶板管理

5.1 过空巷时的通风瓦斯管理

为防止上下层空巷造成通风系统漏风、短路情况, 回采前对所有空巷进行检查密闭, 隔断采空区和工作面的联系。回采过程中, 在工作面进风顺槽内通过进风孔对每条空巷进行适量配风, 每班由专职测风员定时监测工作面运输、回风、原采区回风巷及空巷附近的风速、瓦斯等参数, 一旦发现异常, 及时汇报调度室进行处理。

5.2 过空巷时的顶板管理

为减少工作面过空巷的难度, 回采前对顶板空巷提前维护加固;对底板空巷前后3~5m范围内不进行放顶煤工作, 始终超前移架, 前伸支架前探梁封帮强行通过。

6 矿压观测

6.1 工作面矿压观测内容及方法

采用液压支架所配BZY60/60矿用数字压力表进行支架阻力测量。沿工作面均匀布置八个测点, 观测支架前、后柱阻力变化, 以观测支架的初撑力及工作阻力。

其次在工作面按上中下布置三个测区 (即上部6#、10#、12#架;中部、24#、28#、32#、36#架;下部44#、48#、52#架) 安装10台数字化矿压仪, 定期收集压力数据。

每天统计一次端面顶板的破碎及煤帮片帮情况, 同时统计液压支架安全阀开启率和支架因顶板压力损坏的部件等情况。

6.2 两顺槽观测

巷道围岩表面位移:在巷道中设置观测基点, 每30米布置一组测点, 每天观测一次, 用测杆测量顶底板和两帮的移近速度和移近量。

超前单体支柱阻力观测:用单体支柱压力表在超前支拄支设时开始观测支柱阻力的变化情况, 每班记录一次, 运输和回风顺槽每巷选二根液压柱上压力表, 初始位置:距工作面15米和30米, 随工作面向前推进该液压柱也随之相应前移。

6.3 支护质量动态监测

由验收员按综采工作面支护质量与顶板动态监测记录表的内容要求每班填写一次, 当天报生产技术科, 由生产技术科进行汇总整理, 分析预报工作面顶板动态, 处理后交矿领导签字, 并及时反馈到采煤队指导生产。

监测内容:工作面包括支架阻力、煤帮片帮值、梁端距、采高及端面顶板冒落情况;两巷包括单体支柱初撑力、超前支护及巷道支护完好情况等。

6.4 观测进度

工作面、顺槽支护质量监测贯穿于工作面整个生产期间。

6.5 观测成果

通过观测得出ZF301工作面顶板来压特征如下:直接顶初次跨落距为2.0m, 基本顶初次来压步距为14m, 基本顶周期来压步距一般为15~18m, 基本顶来压强度一般为30~35Mpa, 最大可达38 Mpa。工作面中部来压明显且强烈, 工作面机头、机尾两侧由于保护煤柱支撑作用, 来压次数较相对少且来压强度小。

7 结论

1) 工作面四周支承压力在回采中显现不大, 需加强矿压监测, 进一步总结其显现规律, 以便指导生产。

2) 工作面顶板来压时, 支架的前后立柱工作阻力一般均超35MPa, 建议其他矿在类似条件下支架设计选型时, 适当增加后立柱的支撑强度。

3) 为提高空巷的支护强度, 在顶板破碎的情况下, 试采用注浆支护, 保证工作面顺利通过空巷。

4) 提供了一条提高煤炭资源回收率的有效途径, 就我公司六采区和大巷保护煤柱预计可多回收煤炭资源80万吨, 对延长矿井服务年限, 维持公司正常运转、实现企业可持续发展起到了一定的促进作用。具有良好的经济效益和社会效益。

参考文献

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