煤矿回采工作面

煤矿回采工作面（精选12篇）

煤矿回采工作面 第1篇

工作面走向长1 170 m, 其中可采1 040 m, 面长160 m:煤厚0.7～2.6 m, 平均2 m;倾角14～32°, 平均25°;标高一850～950 m;煤层结构较复杂, 含1～2层夹矸, 厚度0.1～0.6 m, 平均0.4 m, 局部区域有分叉变薄现象;2煤为“三软”煤层, 顶板为复合项板, 无坚硬基本顶;浅部2443工作面回采时曾发生掉水, 最大涌水量60 m3/h, 目前仍有5～6 m3/h动水补给;预计该面最大涌水量50 m3/h, 正常涌水量35 m3/h:目前工作面供风量1 260 m3/min, 相对瓦斯涌出量8.92 t/min, 绝对瓦斯涌出量9.2 m3/min, 回风流瓦斯浓度0.4%左右;地质条件复杂, 共揭露大小断层26条, 其中5 m断层3条、3 m断层2条、2.5 m断层3条, 翻顶断层11条 (其中5 m断层2条、3 m断层3条、2.5 m断层1条) 。

该面2009年6月15日投产, 采用综合机械化采煤工艺, 三机配置为:MG300/700-QwD型采煤机、ZY4000/13/28A型 (88架) 和WSl.7-1.3/2.8型液压支架18架、SGz764/400型刮板输送机。运输巷两部胶带输送机、四部刮板输送机至采区煤仓。

2顶板管理

2.1 过断层管理

2煤项板是复合顶板, 上方有2层薄煤, l煤上方有1层薄煤, 即2煤上方13.5 m范围内有4层薄煤, 13.5 m以外才有坚硬的砂岩, 即l煤的基本顶 (7.46 m厚的细砂岩) , 而在2煤与1煤基本顶之间没有坚硬的岩层。如不能跟顶回采, 容易发生漏冒顶事故, 2442、2439、2443、244l等工作面几次大的冒顶事故都冒到了1煤基本项, 冒落的岩石中发现了灰白色的细砂岩。2439面输送机上曾安装搪瓷溜槽, 2441面输送机上曾安装SGW-40Z输送机, 2009年6月25日2443面发生冒顶事故死亡一人。2439面机头过3.5 m断层、7446面机尾过5.5 m断层, 由于能跟顶回采, 支护效果好, 未发生冒顶事故, 生产基本未受影响。只要能跟顶回采, 顶板就能得到有效支护, 煤壁片帮冒顶就能得到有效控制;反之, 如果不跟顶回采, 冒顶事故就在所难免。因此, 2445工作面应跟顶回采, 支架有劲不超高, 采取支架前探梁护帮板、打护帮护顶锚杆锚索等措施护帮护顶, 防止漏冒顶事故发生。

过断层时上升的一盘 (正断层的下盘、逆断层的上盘) 跟顶回采, 另一盘则破顶回采, 同时衬好支架输送机, 禁止托顶煤回采。跟上升盘的煤采, 安全就有保障, 生产才能有序进行, 而跟下降盘的煤采, 会发生片帮冒顶事故, 安全得不到保障, 生产也无法正常组织。保障措施为:

(1) 护顶护帮跟顶回采, 确保支架有劲不超高 只有顶板控制住了, 安全生产才有保障。

(2) 充分利用支架有前探梁护帮板的优势, 利用前探梁护帮板护帮护顶;溜尾l8架无前探梁, 护帮板也打不到位, 积极与厂家联系, 加工双伸缩千斤顶, 对护帮板进行改造, 使护帮板能打到顶板, 以提高支架的护帮护顶效果。

(3) 采用锚杆锚索护帮护顶, 煤帮片帮时打玻璃钢锚杆或木锚杆护帮, 顶板破碎或漏冒顶时采用金属锚杆和锚索护煤壁的项板。

(4) 探索控制顶板的新技术新途径, 采用马丽散对工作N破碎顶板实施深孔固化, 以提高顶板的完整性。

(5) 过断层时上升的一盘应跟顶回采, 下降的一盘破顶, 不得托顶煤, 并衬好支架输送机。

(6) 过翻顶断层时, 提前断层面5倍落差处开始挑项, 挑顶幅度0.15 m/刀 (即15°) , 以保证过断层面后跟另一盘顶板回采;过切顶断层时, 采到断层面后开始刹底, 刹底幅度0.15 m/刀 (即-15°) 。

2.2 大倾角管理

该面平均倾角达25°, 过断层时倾角还可能变大.必须加强大倾角管理, 防止飞矸伤人。

(1) 推广使用大倾角液压挡矸装置。28架支架有液压防护网, 无液压挡矸网, 应用好液压防护网。

(2) 倾角≥25°时, 无液压挡矸装置的地段必须用好普通防护网、缓冲帘和人行道挡网, 防止飞矸伤人。

1) 缓冲帘上端固定在支架上, 下端用铁钩固定在输送机齿条上。

2) 缓冲帘用24 kg/m短铁道、40 t输送机链条和Φ15 mm钢丝绳制作, 下端固定短铁道一根, 其上均匀固定40 t输送机链条五根, 间距0.25 m。

3) 设置防护网将机道和人行道完全隔离开。防护网采用尼龙绳编织网, 规格:51.5 (m) , 网孔直径≯10 cm。防护网上端用8号铁丝固在支架上, 每架支架设两个吊挂点;下端小铁钩固定在输送机挡板或挡板站脚上, 每节溜槽设两个小铁钩, 随网升降调整小铁钩勾的位置。铁钩使用中12 mm钢筋制作。

4) 提前采煤机3～5架吊挂好缓冲帘和防护网, 采煤机通过后及时复位。

5) 人行道每15 m设置一组防护网, 走向设置, 人通过后及时复位。防护网框用2吋钢管制作, 中间固定菱形铁丝网。

(3) 采煤机不得停在大倾角地段检修进行, 尽可能避免进入煤壁区作业。必须在大倾角地段检修采煤机、输送机或进入煤壁区进行其它作业时, 采煤机及输送机必须停电闭锁, 其上方设可靠掩体后方可进行检修;掩体设置方式:机道两侧各打一棵单体液压支柱, 其上铺2 cm厚木板将机道封严。人员全部撤至人行道, 防护网及挡矸帘复位, 掩体拆除后, 方可启动采煤机或输送机。

(4) 倾角≥25°。地段采煤机或输送机运行时, 其下方机道及人行道内严禁有人作业或行走, 人员必须进入掩体下方支架立柱内。

(5) 人员进入煤壁区作业前必须敲帮问顶, 煤机输送机停机闭锁。

2.3 两道顶板管理

锚网梁支护巷道要防范巷道冒顶事故 (一段巷道突然整体垮塌) , 其危险性很大。7624两巷发生过三次冒顶事故, 2442材料巷发生二次冒顶垮塌事故, 腰巷发生一次冒顶事故, -800 m水平九煤斜巷发生冒顶事故, 垮塌巷道近百米, 2445材料巷掘进期间发生了冒顶堵人事故。2445两巷均为锚网梁支护, 顶板破碎, 应定期不定期检查巷道支护状况, 发现巷道支护状况有问题时应及时采取套棚、打带帽点柱等措施及时支护, 防止发生巷道冒顶垮塌事故。因两巷压力大, 巷道围岩破碎, 巷道变形失修量大, 要紧紧抓住两巷修护工作, 保持足够的巷道断面以满足行人、运输、通风需要。

3一通三防管理

3.1 瓦斯涌出量及瓦斯抽放

目前工作面供风量为1 260 m3/min, 回风流瓦斯浓度0.40%左右, 风排绝对瓦斯涌出量5.04 m3/min, 风排相对瓦斯涌出量为5.20 m3/t左右。实施本煤层、高位、上隅角及埋管等抽放形式, 抽放量为4.0 m3/min左右, 其中上隅角抽放瓦斯量3.6 m3/min, 本煤层0.4 m3/min。按日产1 400 t计算, 预计瓦斯总量15 m3/min左右。

生产初期, 由于基本顶尚未完全跨落, 上覆岩层裂隙和采空区范围均较小, 影响高位、上隅角及埋管抽放效果, 瓦斯抽放能力并不能完全发挥。随着工作面回采距离的增加, 采空区顶板形成冒落带、裂隙带后, 高位、上隅角及埋管抽放的效果将大大提高;另外, 7446工作面目前尚未结束, 2445在用抽放泵容量尚不能完全满足2445工作面回采后瓦斯抽放的需要。待7446工作面结束后, 根据需要调整2445工作面抽放系统, 抽放泵满负荷运行后, 瓦斯抽放能力将进一步得到释放。预计届时抽放量将达到14 m3/min, 风排瓦斯涌出量在8 m3/min左右, 回风流中瓦斯浓度将维持在0.5～0.6%。

3.2 保障措施

(1) 加强该区域通风系统管理, 严格按集团公司配风细则规定供风, 供风量不小于1 200 m3/min, 并应根据温度和瓦斯浓度的变化情况随时予以调整。每周不少于一次测风, 若发现通风系统存在问题应立即处理, 严禁出现风量不足现象。如发现风量不足时, 必须立即停止生产, 查明原因, 采取有效措施进行处理, 风量满足要求后方可恢复生产。

(2) 提高通风设施的施工质量, 加大检查维护力度, 井下每一道风门、风墙、密闭要落实专人定期检查维护, 挂牌管理, 确保灵敏可靠。杜绝临时风帘风门、单道风门、电绞绳过风门等易造成通风系统不可靠的设施, 保证风流稳定。严禁任何人破坏和同时打开两道风门。

(3) 加强对两巷维护力度, 有效通风断面不少于8 m2, 高度不低于1.8 m, 杜绝风速超限。

(4) 加强上下隅角的管理, 上下隅角的支柱、锚杆、锚索及金属网超前拆除, 及时回料, 严禁撇料, 以加快上下隅角处顶板冒落。为隔绝上隅角的采空区空间, 必须在上隅角采空区切断线处砌锯末墙, 并及时挪移, 上下隅角设置挡风障。

(5) 加强瓦斯抽放工作, 实施本煤层、高位钻孔、上隅角及埋管24 h不间断抽放。如因其他原因需要停泵时, 必须经矿调度室与通风值班室同意, 及时通知现场瓦斯员, 密切监视工作面回风及上隅角的瓦斯浓度。发现超过0.8%, 必须立即停止现场的所有工作, 并通知抽放泵站, 立即开启瓦斯抽放泵。

(6) 严格落实各项综合防尘措施。每班安排专人对区域内巷道进行洒水防尘, 特别是对采空区悬顶区域的洒水, 保证该悬顶区域底板湿润, 避免煤尘积聚、飞扬和撞击火花产生。每天对工作面进行煤体注水, 以达到预先释放瓦斯和预湿煤体作用。

4水害治理

浅部2443工作面回采时曾发生掉水, 最大涌水量60 m3/h, 现2443采空区水已疏放, 但仍有5～6 m3/h的动水补给。2445工作面断层及顶板砂岩裂隙发育, 回采可能出现涌水, 预计涌水量50 m3/h。两巷必须提前建立好排水基地, 各安装两根4吋排水管路、三台45 kW潜水泵 (两用一备) , 排水能力不低于50 m3/h。加强排水设备检查维护, 设专人正常排水。回采过程中将过20～9钻孔, 提前制定过钻孔措施并严格贯彻执行, 确保安全回采。

5加强机电设备管理, 防止机电事故。

机电设备管理的好坏对综采工作面效能的发挥非常重要。要重点抓好煤机检修、运输系统保障工作, 提高检修质量。MG300/700-QWD型采煤机事故多发, 易发生事故的部位有变频器、行走部的齿轮、滑靴等, 应加强对采煤机重点部位的检查维护;要加强对支架及运输系统的检查维护, 保证支架完好, 运输系统顺畅可靠。只有强化机电设备管理, 提高开机率, 生产能力才能有效发挥。

6结语

回采工作面是煤矿井下生产的第一线 第2篇

1局部冒顶事故的原因及其预防措施

在回采工作面推进过程中局部冒顶事故时有发生,这类事故发生在破碎顶板的条件下(如页岩、煤顶、再生顶板等)。根据回采工作面的回采工艺过程和事故产生的原因不同,这类事故又可分为:采煤过程中发生的局部冒顶事故和回柱过程中发生的局部冒顶事故。

1.1事故原因分析

采煤过程中发生的局部冒顶事故,主要原因是由于采煤过程中破碎顶板没有得到及时支护,顶板大面积出露和顶板悬露的时间过长,而导致直接顶受压变形,遭到破坏,或者,虽然对破碎顶板进行了及时支护,但由于支柱支设质量不好而造成了直接顶局部冒顶。回柱过程中发生的局部冒顶事故,主要原因是因回柱操作方式不合理,先回承压柱,引起周围破碎顶板冒落,导致大块矸石推倒支柱,使邻近破碎顶板失去支护而造成的。

1.2预防措施

(1)在摸清顶板性质的基础上,认真做好破碎顶板情况的预测预报工作。采煤过程中要强化安全防范意识,认真观察顶板变形情况,发现问题及时处理,不留后患。

(2)合理选择工作面推进方向和回采工艺方式。为了防止顶板出露后因下沉量加大,破碎加剧,而导致顶板冒落,回采工作面要尽量垂直裂隙推进。在回采工艺方式上,如果采用炮采,应当采取小范围放小煤“开窗口”的方式,防止顶板大面积出露;如果是机采应选择单滚筒采煤机,尽量减少无立柱空间的宽度,减少顶板出露面积。

(3)采取合理的支护方式。在回采工作面推进过程中,实践经验证明在破碎顶板条件下,支护时,首先必须支护好刚裸露的顶板。因此,对采煤后出露的顶板要及时支护,在支护方法上,应尽量垂直裂隙挂梁,并且,合理的支护密度应保证与裂隙间距相适应。

(4)加强支柱的支设质量。当支柱支设的质

量较差时,由于顶板受力不均匀,造成个别区域应力集中,破坏了顶板完整性。或支设支柱时,支柱的初撑力不足,使顶板在暴露初期产生了过大的离层或者过早的断裂,破坏了顶板自身的完整性,造成局部冒顶。因此,在支设支柱时,不能将支柱支在浮矸上,必须找真顶和实底支设支架,保证支架的整体工作特性。另外,要尽量增大支柱的初撑力,目前一般认为初撑力为工作阻力的50 %比较适宜。

(5)采取正确的回柱方法。采取正确的回柱方法是防止顶板冒落的重要环节。在回采过程

煤矿回采工作面 第3篇

关键词：煤矿回采工作面；破碎顶板；控制技术

中图分类号： TD82 文献标识码： A 文章编号： 1673-1069（2016）24-229-2

0 引言

煤炭可有效保证我国经济平稳、持续发展，因此煤矿开采工作面中的顶板情况，以及顶板支护的管理质量会直接对该煤矿的安全生产以及经济效益产生严重的影响。在国际中享有盛名的煤矿开采场地中顶板控制和管理理论，在一般情况下进行的煤矿开采工作具有十分重要的指导意义，使得煤矿开采工作能够顺利进行。但是，就当前的科技发展形势来看，传统的矿山开采管理观念和理论只有不断地完善和创新才能适用于现代煤矿开采工作，提升破碎顶板的控制技术含金量，促进煤矿业的发展。

1 矿井简介

该煤矿的具体位置在安徽省的濉溪县南边15千米处，距离东南方向的宿州市约35千米。该煤矿从南部的百善集开始，延续至北部的南沱河处，从南至北共长8千米左右，东西方向宽度为3.5千米，矿内含煤面积约为23.3平方千米。濉阜铁路由该矿区南部的百善集出经过，一路沿着北方的青龙山前行，转符夹线后连通陇海、京九以及津浦等多条铁路干线。在百善集有濉蒙和宿永两条公路干线的交汇处，有极其便利的交通环境。

该煤矿的采煤层可分为两层，且这两层采煤层全部都在二叠系形成，6号煤区可全部开采，但是5号煤区只有部分可进行开采工作。该矿井的地质结构形态从整体上看，展现出由南向北逐渐延伸的复式向斜结构的盆地，并且该盆地呈现出左旋“S”型结构，并且发育出20条左右的较大断层，其中有4条断层的断距为约30m。

该煤矿的水文地质条件并不复杂，煤矿的南半段大致为简单型，北部段则属于中等型，因此该煤矿的水文地质条件整体为“简单-中等”型。根据煤矿处地具有的沉积特征和富水特征，并结合该区域中含有的隔水层组以及该矿井的水文特点，该矿井区的含水层可分为四层：新生界松散层、基岩风化带、煤系砂岩裂隙以及太原群灰岩。

2 煤矿回采工作面破碎顶板冒顶原因

破碎顶板一般出现在断层带、节理裂隙、穿旧巷隙等区域内，顶板强度下降是破碎顶板的主要表现形式之一，受到矿山压力的影响较大，极易造成顶板断裂情况，部分环境中破碎顶板呈细小块状或粉末状。破碎顶板冒顶机理为：

地质层发生运动时，岩层会受到张力以及挤压情况的影响，造成岩层断裂进而形成断层，是顶板的完整性受到破坏，断裂面也会因此不断地向四周的顶板扩展。两面断层面之间一般都会堆积着粉状物或者泥状物，较为光滑，上盘和下盘之间的岩石失去了粘结能力，煤矿顶板管理失去秩序。

地壳运动导致地层岩石的水平压力承受能力降低而出现了褶曲，褶曲内部具有的构造压力以及残余应力会对原始岩层的应力场分布产生影响，使煤矿的背、向斜区域内聚集了大量的弹性能力，导致破碎顶板局部出现冒顶。

煤层受到压力的影响，导致其厚度变薄，并且顶板受到挤压后会形成大量的节理和裂隙滑动面，造成顶板破碎，并伴有孤立性和单独性，因滑落而造成局部冒顶现象，严重时支护架摊到而形成面积较大的冒顶现象。机械化煤矿巷道回采工作面的破碎顶板冒顶情况，会对煤矿生产的安全性、开采效率等产生严重影响，结合煤矿的具体情况以及煤矿的地址、水文条件以及煤矿的当前的生产状况，推测出导致工作面顶端出现冒顶情况的原因包括：①地质条件。煤层以及围岩的强度、裂隙、褶曲、断层等多种地质结构可直接对巷道顶板的稳定性产生影响，属于具有根本性质的内在因素。断层之间存在的落差和周边的涨性结构裂隙程度呈正相关，岩层性质的软硬程度与出现冒顶的概率存在正比关系。②支护架初始支撑力以及支护强度。煤矿回采工作面的支护强度和破碎顶板冒落之间存在着双曲线关系。根据实地考察可知，该煤矿顶板出现事故在支架工作阻力240-290kN/m2区间时变化尤为明显，当工作阻力小于该区间时，顶板冒顶现象极其激烈，当工作阻力大于该区间时，顶板冒顶现象不严重，由此可见支架工作阻力的参数设置合理，才能有效减少顶板冒顶现象出现。支护架的初始支撑力会对支护强度以及支护效果产生重要影响，保证支护架的初始支撑力意义重大。

3 煤矿回采工作面破碎顶板控制技术

煤矿回采工作面中存在多种生产要素，而最重要的就是破碎顶板的工作面，顶板管理在煤矿生产过程中的重点工作，合理的顶板管理才能保证工作面施工的安全性，生产质量以及生产效率等。煤矿回采工作面破碎顶板最明显的特点就是因为破碎易出现冒落情况。顶板的承受的暴露时间段，面积小，防护不及时就会出现漏顶，不采取合理的措施漏顶范围会增加，最终导致冒落事故，因此必须在发生冒顶现象之前就采取相应的措施对顶板加以控制。对此可采取以下措施解决：

3.1 加强勘测

首先需要加强煤矿回采工作面的地质条件勘测工作力度，在开始回采工作之前必须有细致的煤矿地质说明资料，主要内容应该有，该回采工作面的地质结构变化、水文地质条件、断层面信息、褶曲、顶板破碎带、节理和裂隙的发育情况等，据此制定出可行性较高的冒落预防措施。

3.2 做好支护工作

改善煤矿回采工作面的破碎顶板状况，需要较好地完成支护工作，更重要的是超前支护工作。采煤机完成割煤工作以后，向前移动支护架再移动输送机，可以通过超前采煤机进行移动支护架工作，确定支护架的顶梁已经顶住煤壁，以此避免因顶板暴露出现冒顶现象而进行的超前支护措施。

3.3 尽量减少梁端距

回采工作面的破碎顶板进入顶梁上方以前破碎问题就已经很严重，并且在顶梁上方位置形成了不同厚度的浮矸层，在移动支护架过程中浮矸就会沿着支护架掉落，进而加大冒顶面积。因此，在煤矿回采工作面中减少梁端距是有效解决该问题的措施，并结合临时支护措施控制破碎顶板。

3.4 伸缩支护架以及金属网

煤层顶板稳定性不足，回采工作面的支护架的选择应该是自带护帮板并且伸缩能力较强，在采煤机完成该区域的割煤作业后，立将支护架向前移动或及时将护帮板和伸缩装置打开，对刚刚暴露出来的顶板进行支护，将伸缩装置伸出以减小端面之间的距离。

在支护架的顶梁上方铺设金属网可有效控制破碎顶板的冒顶现象。顶梁上方铺设金属网可将破碎顶板暂时形成一个整体，这样既可对顶板的功效进行改善，值得注意的是，一般情况下金属网会铺设两层，增加控制力度。

3.5 走向梁架立

在煤壁上接近破碎顶板的位置挖掘一个安放走向梁的梁窝，使走向梁的两端分别架在煤壁和支护架顶梁处。梁窝的位置选择必须保证避开易片帮的煤壁，避免出现其他安全事故。

3.6 带压擦顶移动支护架

在移动支护架时一定要设置支柱的工作阻力，保证顶梁能够紧贴着顶板向前移动，这样能够在一定程度上减少支护架移动时破碎顶板岩层的活动量，防止支护架移动破坏顶板。

3.7 加强施工人员的培训

煤矿回采相关负责人需要开设宣讲活动，为煤矿井下施工人员进行安全宣讲，保证施工人员能够明确意识到破碎顶板冒落事故的危险性，以及控制回采工作面破碎顶板的重要作用，强化施工人员的工作意识，提升施工质量，减少破碎顶板冒落事故的发生率。对控制破碎顶板冒落的工作经验进行总结，吸取控制失败的教训，优化控制技术，加强控制力度，将破碎顶板冒落事故的危害控制在最小的范围内。

上述的煤矿回采工作面破碎顶板的控制措施，需要根据不同煤矿的实际情况进行灵活应用，才能将破碎顶板的局部冒落事故发生率降至最低。因此，只有指定合理的、有针对性的控制措施才能保证减轻局部冒落事故危害程度，加强管理，总结经验，指定合理的事故预防方案，做到防患于未然。

4 结语

综上所述，根据对现有煤矿的破碎顶板性质、形成机理进行深入分析，明确煤矿内现使用的设备对破碎顶板的适应程度，为研究开采区的部署方式、回采工作面的相关参数、回采工艺等因素对破碎顶板的控制产生的影响奠定基础，进而明确现行的煤矿回采顶板的控制技术以及管理方式的不足，保证对破碎顶板产生的原因有更深层次的认识，了解破碎顶板可能产生的危害的严重性，结合精进的控制技术以及有效管理措施，提升煤矿开采的安全性，促进煤矿行业的发展。

参 考 文 献

[1] 查文华，黄嵘，华心祝，等.许疃矿72煤工作面破碎顶板超前预注浆加固控制技术研究[J].煤炭工程，2012（09）.

[2] 程详，赵光明，孟祥瑞，等.上提综采面破碎顶板片帮冒顶分析与控制技术研究[J].西安科技大学学报，2012（04）.

煤矿回采工作面 第4篇

一般情况下就煤矿企业而言, 其煤炭资源能否合理地进行开采和有效利用都和煤矿综采工作面回采效率息息相关。随着社会经济的不断发展, 煤炭资源的需求量一直在不断提高, 从而加剧了生态资源紧缺问题。如何实现煤炭资源合理开采和利用是目前煤矿业的首要任务。

1 分析主要损失和影响因素

1) 主要损失。 (1) 初采和末采的煤炭损失。所谓初采损失是指在实际的施工过程中会在直接顶的初次垮落前不放或是少放顶煤, 目的是针对可能出现的煤矿顶端突然滑落等现象会对综采工作面带来一定威胁的问题, 但是这种方法会在一定程度上造成损失;而末采损失是指在矿井巷道内部的支架进行回撤的时候, 要对矿井顶板结构的稳定和完整做出一些保证的话, 就要在煤炭综采工作面即将到达规定的停采线的时候对煤炭放煤操作进行停止, 这在一定程度也将造成损失。有关的调查数据显示, 初采因为不放顶煤而造成的损失在回采率上占到了1%, 因为末采不放顶煤而造成的损失在回采率上占到了2%。此外, 由于放煤方式和放煤步距存在不合理性, 即便放了顶煤也无济于事, 因为不合理的放煤方式和步距会引起上升含矸率降低回采率的后果, 这依然会造成一定程度上的损失。 (2) 综采工作面两端头的煤炭损失。在煤矿的实际开采过程中, 如果要考虑综采工作面的两端头的稳定完整, 要确保矿井煤炭的开采作业安全可靠, 通常就会把煤不放在综采工作面两端头的端头支架和过渡支架上, 从而在一定程度上产生了损失问题。 (3) 放煤工艺中的煤炭损失。放顶煤工艺本身就有一些限制因素存在, 再加上矿井结构的安全性和完整性等影响因素, 自然而然地就会出现损失问题。而其损失的成分大都是过多的矸石混入量或者脊背煤的损失引起工艺中正常的放煤口被大块的煤矸石卡到或者是破坏原有煤炭的成分含量, 是受到诸如放煤工艺、所用机械设备、综采工作面仰俯程度、顶煤层的架构发育程度、煤层厚度等因素影响。

2) 主要因素。 (1) 煤层自身条件的影响。有关煤层自身条件大致有煤层的稳定性、煤层的倾角、埋藏的厚度、煤层的结构、煤层的厚度等, 而这些自身条件对回采效率有着较大的影响。为实现煤炭资源可持续的经济开发水平的提高, 我国明确规定薄煤层、中煤层、厚煤层的回采率应分别达到97%、95%、93%以上才算符合要求。根据相关的调查以及经验不难看出, 随着煤炭煤层的厚度越大, 回收率的提高就越难。所以在实际的开采过程中要根据煤层厚度选择相应的机械设备、采煤工艺和采煤方法来进行。 (2) 综采回采综合技术水平的影响。有关放煤工艺和煤炭开采技术水平的高低, 如果在矿井煤炭资源的自身条件基本相同的情况下会对煤炭资源的回采率造成最为直接的影响。所以在实际的开采过程中, 要对放煤工艺和开采技术做到合理选用, 只有这样才能让煤炭资源的回采效率得到有效的提高。 (3) 综采回采规模的影响。就小型的煤矿矿井来说, 开采范围较小的特点使得其每个井田之间都要有对应的安全隔离支撑煤柱进行留设, 随着大大增加的永久煤柱量会造成综采工作面上通常较低的回采率;而就大型的煤矿矿井来说, 相对较大的开采范围和相对稳定的结构的特点使得井筒煤柱和煤炭开采的工业场地数量大大地减少, 而且永久性煤柱的数量在其矿区所占的比例相对来说也是较少的。此外大型的煤矿综采工作面拥有相对较高的机械水平且有相对较大的采区尺寸, 这使得各种各样的保护煤柱的数量得到减少的同时也降低损失, 提高了回采率, 所以回采规模的大小也是影响回采率的因素之一。 (4) 综采回采管理水平的影响。有关综采回采管理水平是从全局角度来整体规划整个的综采回采过程并对其效率产生一定的影响, 而管理水平的高低也会影响设备设施的利用程度, 进而对综采回采整体的效率产生一定程度的影响, 即管理水平良好就能充分利用相关的设备设施提高回采率;而管理水平低下就不能充分利用相关的设备设施, 只会造成回采率的低下。

2 提高回采效率的技术措施

1) 对开采损失进行有效控制。要想使煤炭资源综采工作面的回采效率得到有效提高, 在一定程度上就要先控制开采过程中产生的开采损失, 做到避免煤炭开采的浪费和损失, 以此来对回采效率的提高提供一定的保障。一般情况下可以通过改变传统布置设计, 即对综采工作面的开采长度进行加大, 将初采损失尽可能地减少来控制开采损失, 通过对扩能的设计、开采顺序的安排优化设计提高煤矿资源的利用率。举例来说, 根据相关的调查显示, 矿井布置采用无盘区设计思路可以有效减少损失, 主要是通过取消盘区上下山以及在大巷两侧直接布置工作面, 这不仅可以减少巷道煤柱和保护煤柱也能减少开拓的工程量, 从而大幅提高了回采效率。

2) 提高技术和装备的水平。想要提高煤炭的回采效率, 煤矿企业的综采能力和相关装备的水平有着重要的影响。开采和生产的技术水平要应用先进的、现代化的, 同时还要注重开采规模的不断扩大以及开采能力的不断提高, 只有这样才能充分带动回采效率的不断提高。举例来说, 就盘区煤层而言, 根据其厚度的实际情况配置相关设备时就要充分考虑有关设备和煤层厚度的匹配性, 针对厚度处在5~5.5 m的工作面就要采用采高为5.3 m的液压支架和采煤机, 只有这样才能使综采工作面的回采效率超过90%保持良好的水平;而对于厚度超过了4.5 m的煤层就要使用大采高煤机, 以此来减少顶底煤的损失。

3) 不断加强开采生产的管理。生产要得到保证, 管理是重要的因素之一, 在进行煤矿的综采工作面回采时, 煤矿企业要制定出相关的管理制度和回采率的考核方法, 然后将此作为依据, 实行严格管理并定期考核来确保工作的顺利进行。可以通过一定的奖罚措施将回采率纳入各个生产队考核标准之一, 让相关人员能充分意识到回采率高低的重要性, 并积极主动将煤炭回采率作进一步的提高。此外, 责任机构一定要明确避免流于形式敷衍卸责的现象, 可以通过以矿长和工程师作为领导负责质量组、地测站、调度室、技术组等, 要对回采率进行及时的总结并上交报告来确保管理工作实施顺利。在煤炭的生产过程中, 也可以采取奖罚措施, 对每天每队的回采效率进行检查监督工作。

3 结语

煤矿企业要符合时代要求实现可持续发展, 就要求煤矿综采回采效率的不断提高, 只有这样才能直接带动其企业竞争力的提高。而在实际的开采过程中, 除了以上几个方面, 还有着一些办法有待发现和解决。具体来说就是要对地质勘探的工作力度不断加强, 通过对矿体分布规律、形态、产状等的掌握, 对开采工艺和技术不断完善, 以期获得更好的经济效益。

参考文献

煤矿回采工作面 第5篇

回采率年度报告

山西朔州平鲁区西易煤矿有限公司

2014年6月23日

2014年1-6月份储量及采区回采率年度报告

一、煤矿基本情况

山西朔州平鲁区西易煤矿有限公司位于朔州市平鲁区井坪镇东南15km处西易村，行政区类属于平鲁区白堂乡管辖，为西易能源集团下属煤矿，井田地理坐标：东经112°22′00″-112°22′59″，北纬39°26′09″-39°28′01″。

山西省国土资源厅2009年10月14日颁发的C***0038930号采矿许可证，生产能力90万吨/年，批准开采1～11号煤层，现采9#煤层。开拓方式为斜井开拓，采煤方法为长臂式，采煤工艺为综采，通风方式为中央并列抽出式，井田面积为

2.5892km2，矿井属低瓦斯矿井，煤层属自燃煤层，自燃等级为Ⅱ类，该煤矿开采情况，井下未发现有地温地压异常情况，本区属地温地压正常区。

二、储量及回采率

截止2011年5月底，井田保有资源储量56973kt，其中探明的经济基础储量（111b）46265kt，占总储量的81%，推断的内蕰经济资源量（333）10708kt，2012年度动用储量为384kt，2012年度采出量为293kt,2012年度采区回采率76.3%。

2013年度动用资源储量702.6kt，2013年度采出量为565.3kt，201

3年度采区回采率80%。

本年1-6月份动用资源储量523.4kt，本年1-6月份采出量为431.3kt，本年1-6月份采区回采率82%。

三、回采率达标分析

本年1-6月份我矿综采工作面是新工作面而且工作面设备全部是去年的新设备，工作面回采率进一步提高，虽然在回采的过程中遇到一个小构造，但是却没有对采区回采率构成影响，现在工作面回采一切正常。这样使的我矿采区回采率相对历年提高不少。

四、存在的问题及建议

E9104综采工作面顺槽长度短，回采服务时间小，在回采中，综采工作面需要搬家、安装；这样会影响回采进度，而且还会影响回采率，我矿领导决定在搬家、安装期间加大劳动力，提高工作效率，争取提前完成搬家及安装，使其提高回采率。

附图：1.开采煤层底板等高线及资源/储量估算图。

2.采区的采掘工程平面图。

3.开采煤层的充水性图。

山西朔州平鲁区西易煤矿有限公司

煤矿薄硬煤层回采中的采掘技术研究 第6篇

【关键词】薄硬煤层；回踩；采掘技术

引言

我们将煤层厚度在1.3m以下的煤层定义为薄煤层，薄煤层的分布较为广泛。经过几十年的开采技术的研究和实践，采掘技术逐渐成熟，虽然薄煤层迅速被开采，但相应的开采技术却没有同步提高。而在煤矿中有一层较特殊的煤层，被成为薄硬煤层，该煤层具有煤层坚硬、回采率低、煤层厚度相对较小，采掘人员在该工作面下采掘难度大，采掘速度慢，极大的制约着薄硬煤层的回采率，制约着煤矿开采的发展速度[1]。因此，研究这种特殊煤层—薄硬层煤层的回采技术变得及其重要。

1.薄硬煤层煤矿回采的相关技术

1.1回采工作面的支护

为了保证开采过程中薄硬层煤矿工作平面的稳定性，需要合理选择支撑煤层工作面的支护方式。工作面两巷支护对采割机的机尾和机头的影响相当重要，支护合理可以加大的减小过机头、机尾的时间。在实际采煤过程中，采煤机的机头、机尾之间的人刀时间占总切割时间的一半，假如支护质量差，则人刀时间所占据的时间比例更大。由此可见，提高工作面两巷的支护状况，对于采掘煤层有极大的促进作用[2]。当采煤机切割过后，之间完成对顶板的支护，再进行移动机的输送，我们根据顶板的实际情况和切割深度，选择合理的支护方式和支护密度，当顶板完整时，按照先后顺序逐个移动支架，使得支架的移动速度和采煤机的切割速度基本一致，能够保证采煤快速、有效的进行。对于回采工作面一般采用锚网或者锚索结合支护，这种支护方式能够保证采煤的高效性和安全性。

1.2薄硬煤层的相关采掘技术

（1）斜坡式采掘技术

这种采掘技术是薄硬层煤层常用的采掘技术之一，该技术主要通过依靠斜坡坡度换班进行采掘，靠近斜坡倾角较大的煤层大多采用煤层爆破的采掘技术进行开采，由下部的巷道对斜坡进行施工，上面的主斜坡贯通整个回风巷，采用上斜坡和下斜坡同时进行的采掘方式进行推采。此类采掘技术显著的降低了小眼的坡度，最大程度的降低了工作面煤层的下降速度，增加了煤块率，极大的提高了采煤效率，提高了经济效益。另一方面，由于采煤工作面的斜坡长度可以缩短，这样能够一定程度上加快工作面的采掘速度，极大的降低了煤层工作面冒顶事故的发生，降低了采集坡度，减小了煤炭的滑坡现象，降低了人员伤亡事故的发生，极大的提高了煤矿薄硬层煤炭的回采效率，同时支护成本也会随着相应的降低。

（2）壁式采掘方式

这种采掘技术是在回采工作面内布置相关的采煤通道，采煤工作面随着采煤通道的方向不断推进，通过煤的斜向通道能够精确的判别出此回采工作面储存煤炭的实际情况[3]。采掘情况可以由巷道向上进行采掘施工。此类采掘方法的好处在于能够显著提高煤炭的回采率，采掘成本低，便于进行各类采掘设备和煤炭的运输，通风性能和排除废气的性能好，最重要的是这种采掘方法的工作面的安全系数较高，有较高的采掘可靠性和采掘安全性。

（3）割块采掘技术

此类采掘技术也是薄硬层煤炭常见的一种采掘技术，该技术主要在巷道沿薄硬煤层方向采掘出一条通风、掘煤、送料、行人的通道，然后在该通道内进行煤层的切眼，然后再分别进行煤层的分块切割，进而对煤层进行回采，这种采掘方法采空区处理和工作面的支护相对较为简单，采掘过程较为集中、灵活，工作面较短等，但该方法回采率比较低，工作平面通风状况不好，施工难度较大，施工设备要求较高，成本相应的较高。

在实际采煤过程中，大多采用多种采掘技术结合的采掘方式进行煤层采掘，采掘方法较为灵活多样。

2.提高薄硬煤层的回采率

2.1加强工作面的现场管理，保证煤炭能够顺利采掘。

由于薄硬煤层的煤层特殊性，煤层相对较薄，而煤层硬度却很高，因此工作面的管理是一项很重要的工作，关系着薄硬层煤炭能否采集成功。想要能夠安全、可靠的在该层将煤炭采掘出来，必须提高采煤工作平面的管理，只有严格的管理体系才能保证施工现场稳定，采煤工作面才能够快速、高效的向前推进，提高采煤工作面的回采率，使得采煤过程顺利的完成。

2.2明确采煤工作面的采掘方法

合理的采掘方法能够很大程度上提高采煤的效率和成功采煤的可靠性。要根据薄硬层煤层的实际情况，对每一个工作平面进行采掘，煤炭采掘专家要根据煤炭所处的地质情况进行相关采掘技术的探讨和研究，最终在保证采掘安全的前提下，选择一种适合此类地质的煤炭采掘方法，这样能够最大限度的提高煤炭的采掘量，加快采掘速度，提高煤炭的开采效率[4]。

2.3不断加强对工作面回采率的考核力度

要定期对采煤工作面的回采率进行考核，应该制定合理的采煤制度和相应的考核制度，严格按照考核制度对回采率进行考核，防止采煤工作面出现浪费煤炭等不良现象，将采煤回采率的高低做为一项评定工作人员工作效率的一项指标，这样将回采率和采煤工作人员的切身利益相互结合，能够充分提高工作人员的工作积极性。提高了煤炭的采掘效率和煤炭的利用效率，对于煤层工作面回采率较低的部门和员工进行经济制裁，这样能从很大程度上提高没谈到额开采量，也节约了煤炭，降低了煤炭的浪费率。

3.总结

煤矿薄硬层具有其它煤层没有的特有性质，导致回采过程中采掘技术要求高，回采率低，采掘过程复杂。本文通过总结我国现有的各种采掘方法和相关采掘技术，阐述了薄硬煤层在回采过程中的相关采掘技术，在保证采掘平面安全可靠的前提下，加快采掘速度，提高采掘效率。提高了我国煤矿开采的效率，增加了经济效益，使得煤矿事业能够稳定、持续、快速的发展。

参考文献

[1]盛国军等.薄煤层综采的综合创新技术[J].煤炭学报，2007（3）.

[2]梁洪光.薄煤层综采技术发展现状[J].煤矿开采，2009，14（1）：9-12.

[3]童应山，杨迎新.煤矿薄硬层回采中的采掘技术研究[J].中国高新技术企业，2014，31：124-125.

煤矿回采工作面 第7篇

空冷器冷却回采工作面风流的方式主要有2种[1,2]: ①采用空冷器在进风平巷中集中冷却风流;②采用分段制冷的方式冷却风流。集中冷却风流是在进风巷中安设空冷器集中冷却工作面进风风流。分段冷却风流是在工作面及进风巷沿风流方向安设多台空冷器, 将其分为2 个及2 个以上区域进行分段降温。分段冷却空气是回采工作面最优的冷却风流方式, 特别适用热害严重、采面较长工作面的降温。

上述只是定性介绍了回采工作面降温方式的选择, 并没有说明某一特定回采工作面该采用何种风流冷却方式。本文通过对某煤矿回采工作面风流冷却方式进行定量分析, 得到该回采工作面具体风流冷却方式。首先通过理论计算, 认为该工作面不适合使用集中冷却风流的方式, 须采用工作面内安设小型空冷器进行分段冷却风流的方式的结论。然后通过对该工作面进行数值模拟以及理论计算相结合的方式确定了回采工作面内空冷器的布置方式, 从而保证工作面内风流温度满足规定要求 ( 回采工作面风温不得超过26 ℃) , 为工作面风流冷却方式的设计提供了参考依据。

1 回采工作面概况

某煤矿为设计产量2. 5 Mt/a的现代化大型煤矿。其第一开采水平标高为- 760 m, 回采工作面围岩温度约40 ℃, 井下人员工作地点空气相对湿度达到95% , 风温31 ℃, 热害程度严重, 极易引发热害事故。图1 为某煤矿拱形回采工作面及其进风巷与回风巷断面模型, 其中进风巷长300 m, 工作面长200 m, 回风巷长100 m。巷道横截面面积8. 93 m2, 横断面周长11. 3 m。

2 回采工作面集中冷却风流方式分析

2. 1 回采工作面热力计算

假设回采工作面出口风温为26 ℃ ( 规定要求回采面内风温不得高于26 ℃) , 通过式 ( 2) 逆向热力计算求得采面进口风温。根据MT 5019—1996 关于“采用制冷降温的回采工作面, 其最高最低温差宜小于7 ℃”的规定, 可以由采面进口的风温来确定是否采用工作面空冷器: 若采面进口风温大于19℃ 时, 在进风巷安装空冷器集中冷却风流即可满足工作面降温需求, 若采面进口风温小于19 ℃ 时, 应采用小型空冷器对工作面进行分段制冷降温[3]。

风流通过回采工作面为升温加湿过程。水平和缓倾斜煤层的热平衡微分方程为[3]:

由此可得出计算巷道终端风流温度的公式为:

逆向热力计算:

式中, Ny、ε'、pm为常系数; B为采面内平均大气压力; Gk为采面出煤量; ck为煤的比热容; J为采面出煤系数, J = 0. 8 ~ 1. 0; r为水在0 ℃ 时的气化潜热, 取2 501 k J/kg; cp为空气的定压比热容, 取1. 005k J / ( kg·K) ; φ1、φ2为采面进、出口相对湿度; MB为通过采面的风量; Kτ为风流与围岩间的不稳定热交换系数; L、U分别为采面的长度和周长; ∑QM为采面内各种热源放热量之和; tgu、tgu H为采面内平均岩温和采面内进口岩温; Gw为采面内出水量; cw为水比热容; tw为水温。

2. 2 计算结果分析

若该模型中风流与工作面围岩的不稳定热交换系数Kτ= 7. 6 W / ( m2·K) ; 煤炭运输量Gk= 10. 52kg / s; 煤炭比热ck= 1. 256 k J ( kg·℃ ) ; MB= 18. 52kg / s; 风流比热cp= 1. 01 k J ( kg·℃ ) ; 采面出煤系数J = 1; 采面内各种热源散热量之和∑ QM= 55. 96k W; 采面岩温tgu= 40 ℃ ; 假设采面无涌水, 且风流相对湿度不变, φ = 0. 95。

通过计算可得采面进口风温t1= 11. 5 ℃ , 采面进出口温差超过7 ℃, 所以此例不适合集中冷却风流方式, 回采工作面降温应采用分段制冷方式。

3 回采工作面分段冷却风流分析

图2 为图1 模型中工作面分段冷却风流设计的示意图。首先设置工作面进口风温为21 ℃, 风流在工作面内流动会被热源加热, 直至在某一位置被加热到26 ℃, 按照规定须在这一位置安设第1 台小型空冷器对风流进行冷却降温, 设该空冷器距离工作面出口距离为Lm ( 忽略空冷器尺寸大小) 。

风流被第1 台空冷器降至26 ℃以下以后, 继续沿工作面流动并被加热, 并再次在某一位置升温到26 ℃ , 这时需安装第2 台空冷器对风流进行降温。以此类推, 保证风流温度在工作面内始终不超过26℃ , 直至风流流出工作面出口。设空冷器之间的距离为Ln ( 各个空冷器型号相同) 。

该部分通过FLUENT对回采工作面内风流流动进行数值模拟, 得出风流风温在工作面内变化趋势, 分析得出风流温度升温到26 ℃的具体位置, 从而确定第1 台空冷器到工作面出口的距离Lm。然后通过计算公式求出空冷器的间距Ln及台数, 最终确定空冷器在回采工作面的分段冷却分流具体方案。

3. 1 第1 台空冷器到工作面出口的距离的确定

3. 1. 1 数理模型的建立

风流沿回采工作面流动的物理模型如图2 所示进行建立。风流通过回采工作面风流与巷道内围岩以及各种热源进行换热满足连续性方程、动量方程和热扩散方程:

式中, ρ 为风流密度; t为时间;为速度矢量; μ 为风流的动力黏性系数; Kτ为风流与围岩不稳定热交换系数; cp为风流定容比热; T为风流温度。

3. 1. 2 边界条件设置及求解方法

选取该物理模型的工作面进口处为入口边界, 入口风流温度为26 ℃, 风速为1. 6 m/s。回风巷出口为出口边界; 入口边界设置为速度入口, 出口边界设置为压力出口, 壁面采用无滑移避免条件, 采用Simple算法求解离散控制方程[4]。

3. 1. 3 数值模拟结果及分析

图3 为工作面某一位置断面风温分布。可以看出, 风流与围岩发生热交换, 首先加热围岩周围的风流, 然后温度较高的外侧风流与内侧低温风流进行热交换, 使得工作面风流温度整体升高, 但内部风流温度相对于外部风流温度呈逐渐降低趋势。获取工作面断面平均风温, 绘制其风温变化曲线 ( 图4) 。由图3 可知, 随着风流流动, 围岩不断与风流发生热交换, 风流温度不断上升, 并且温升幅度沿风流方向有逐渐减弱趋势, 这是由于随着风温逐渐上升, 风温与围岩温度差值逐渐减小, 换热强度减弱。从图4中可以得到风温变化曲线, 继而可获取风温在Lm=102 m处达到26 ℃ , 所以需要在此处安设第1 台空冷器。

3. 2 空冷器的间距的计算

回采工作面内采用相同型号的空冷器, 空冷器产冷量为QBD= 103. 52 k W; 通过空冷器的冷风量Mx= 3. 704 kg / s; 空冷器入风温度为26 ℃ , 入口焓值为72 k J/kg; 空冷器出风温度为17. 4 ℃, 出口焓值为44. 5 k J/kg; 工作面断面风量MB= 18. 52 kg / s。空冷器的间距Ln可采用式 ( 6) 计算[3]:

其中, tw为采面内涌水温度; tgu为采面平均温度; t1、t2分别为采面进口风温和第2 台空冷器的进风温度, 取26 ℃。计算得采面内空冷器间距为Ln= 27 m, 空冷器总台数n = 4 台。

4 结论

( 1) 根据工作面允许的出口风温通过逆向热力计算求出工作面进口风温, 得到了该面进、出口温差大于7 ℃, 应采用工作面内分段冷却降温方式。

( 2) 工作面内采用小型空冷器进行分段冷却风流。通过对工作面通风冷却降温进行数值模拟确定了采面内第1 台空冷器的位置在距离回采工作面出口102 m处; 然后通过理论计算求出第1 台空冷器之后空冷器的间距为27 m, 共需4 台空冷器, 才能保证工作面内风流不超过26 ℃的结论, 最终确定了该煤矿工作面内的分段冷却方式的具体方案。

摘要：回采工作面是矿井主要热害地点, 其风流冷却方式的确定是提高回采工作面降温效果和降低降温工作对生产影响的关键。分析了某矿井工作面的制冷降温方式, 首先通过风温逆向热力计算方法得出了该回采工作面采用集中制冷降温方式不能满足降温要求, 须采用工作面内分段制冷降温方式的结论;其次通过对工作面风流冷却方式进行数值模拟及理论计算, 确定了使用小型空冷器在工作面内分段制冷降温的具体方式。

关键词：回采工作面,空冷器,集中冷却,分段冷却

参考文献

[1]褚召祥, 辛嵩, 王保齐.回采工作面空冷器组合降温方式试验研究[J].煤炭科学技术, 2010 (11) :81-84, 107.

[2]辛嵩.矿井热害防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

[3]杨德源, 杨天鸿.矿井热环境及其控制[M].北京:冶金工业出版社, 2009.

煤矿回采工作面 第8篇

煤矿综采工作面回采效率不仅直接影响煤矿开发和利用的综合水平和质量,同时也是对煤矿企业技术水平和管理水平进行衡量和评估的重点指标。当前煤矿市场竞争越来越激烈,在给煤矿企业带来机遇的同时,也带来了不小的挑战。为了在未来的煤矿开发和利用市场上占得先机,很多煤矿企业不得不提升自身的综合竞争力,不断优化开采方式,提高煤矿综采工作面回采效率来促进企业的可持续发展,在科学合理开采煤矿资源的同时促进经济发展。

1 分析煤矿综采工作面煤炭损失量的原因

在实际的煤矿综采工作中,工作面煤炭损失主要产生在四方面:a)初次开采和末次开采中的煤炭损失;b)在综采工作面两端头产生的煤炭损失;c)放煤工艺过程中产生的煤炭损失;d)在非放顶煤综采工作面中产生的煤炭损失。

1.1 在初次开采和末次开采中的煤炭损失

在煤矿综采过程中,很可能会发生煤矿老顶冒落的现象,这严重威胁了综采工作面的质量。而原因大多是因为在实际施工和操作过程中,综采工作面在直接顶第一次冒落前没有放置顶煤或放置的顶煤较少,就开采安全的角度分析,这样造成的煤炭损失就称为煤炭初次开采损失[1]。当煤炭综采面在临近事前规定的停采线时,矿井顶板结构在内部支架撤离时要保证其稳定性和完整性,因此在距离停采线相应的位置就要立刻停止放煤,在此过程中产生的煤炭损失就称为煤炭末次开采损失。

1.2 综采工作面两端头产生的煤炭损失

在施工过程中,为确保煤矿开采作业的安全性和可靠性,煤矿综采工作面两端头的结构要时刻保证其稳定性和完整性。因此,煤矿综采工作面两端头的端头支架和过渡支架就都不会放置顶煤,在此过程中产生的煤炭损失就被称为综采工作面两端头产生的煤炭损失。

1.3 放煤工艺过程中产生的煤炭损失

在煤矿综采和回采过程中,由于放置顶煤工艺的限制导致其不够成熟,及为了保证矿井结构的安全和完整,在施工过程中,放煤工艺方面很可能会产生一些煤炭损失,这就是所谓放煤工艺中的煤炭损失。相对来说,由于放煤工艺产生的煤炭损失成分较为复杂,一方面是混入了过量矸石进而破坏了煤炭的原有成分和比例或产生的脊背煤损失,另一方面是由于放煤工艺的放煤口被较大块的煤矸石卡住导致的煤炭损失。另外,很多因素也会影响放煤工艺中的煤炭损失量,例如,开采和放煤的比例、顶煤层的发育结构、煤层自身的硬度、煤矿综采工作面的俯仰角度等。

1.4 非放顶煤综采工作面中产生的煤炭损失

在采煤过程中,如果不采用放顶煤工艺,则一般情况下会选择使用分层综采工艺。在分层综采工艺实施的过程中,分层综采工作面中也会产生煤炭损失。a)采用分层综采工艺时工作面瓦斯治理难度比较大。这不仅会影响采煤过程的安全性,同时还会大大降低工作面生产效率。导致分层综采工作面瓦斯治理难度增大的因素主要有两个:(a)矿区煤层比较松软,钻孔过程中容易出现坍塌现象,进而影响了瓦斯抽放效果;(b)在打钻过程中会出现一定角度的瓦斯抽放空白带,随着综采工作面不断推进,难以有效排除瓦斯,进而影响采煤过程的安全性;b)综采支架难以满足分层综采工作面生产的要求。现在,煤炭开采过程中使用的综采支架支撑力比较低,支座底面积比较小,在使用过程中经常会出现支架移动困难的问题,进而影响工作面生产效率;c)综采工作面工作人员的管理经验不足,难以对分层综采过程进行有效管理,从而影响了工作面的正常推进,进而影响了煤炭回采的效率[2]。

2 影响煤矿综采工作面回采效率的因素

2.1 赋存煤层自身的条件限制

影响煤矿综采工作面回采效率最基本的就是赋存煤层自身的条件限制,主要有煤层的结构和厚度,煤层埋藏的深度、倾斜角度及煤层自身的稳定程度等。为提高煤炭资源的可持续发展,国家规定薄、中、厚三种程度的煤层的回采率分别是97%以上、95%以上和93%以上。因此,在实际的煤炭开采和回采过程中,要科学选择合适的采煤方法和工艺及机械设备来适应不同厚度的煤层。根据大量的煤炭开采经验,煤炭综采工作面的回采率取决于煤层厚度,两者成正相关关系,即煤矿煤层厚度越大,回采难度越大,资源回采率也会越低。因此,在开采煤炭前,应根据勘探到的煤层信息选择科学的综采技术、合适的机械设备及正确的放煤工艺,这样才能保证煤矿综采工作面的回采效率较高。

2.2 开采过程中综合技能水平不足

在煤矿综采过程中,煤炭资源回采率也会受煤炭综合技能影响,其中包括煤炭开采技术、放煤工艺水平和煤矿开采生产规模。大型煤矿地下矿井有着较为稳定的结构,这样不仅可减少支撑煤矿综采工作面的煤柱,也缩减了煤矿开采的场地和面积。煤矿综采过程中较高的机械化也在一定程度上减少了煤炭损失量,提高了回采率。而小型煤矿开采范围较小,需大量煤柱来支撑井田,综采工作面回采率也会降低。

2.3 煤矿开采和生产的管理水平

煤矿开采和生产的管理水平是影响煤矿综采工作面回采效率的人为因素。在煤矿开采和生产的过程中,人为的管理能减少由于煤层自身条件限制而导致的煤炭损失,能使得有效的煤炭资源发挥最大的应用。

3 提高煤矿综采工作面回采效率的技术措施研究

3.1 合理设计和布置综采区域减少工作面的煤炭损失

合理设计和布置综采区域,有利于增加综采工作面的走向和长度,减少工作面的煤炭损失。在实际施工过程中,不符合规定的边界会使得煤炭综采工作面设计方面出现问题,这就需结合煤矿具体状况,将井田间的储量进行交换,使得综采区域更加规范合理,减少了综采工作面的煤炭损失,提高了煤矿综采的回采率[3]。

3.2 减少综采工作面煤炭损失量提高综采的回采率

为了提高综采的回采率,减少综采工作面煤炭的损失量,应做到两方面:a)减少未放置顶煤带来的损失。在煤矿初采时期,可在附近放置一些掩护梁,上面一定量的散煤可作为气垫层介质,在发生意外时有效地保护掩护梁;在煤矿末采时期,开采人员要根据实际情况分析综采层的稳定性和完整性,尽量缩短设备与停采线之间的距离,增加顶煤放置的面积;b)减少放置顶煤造成的煤炭损失。在放置顶煤时要事先选择合理的方式和距离及放煤机设备,同时,也可控制放煤的速度来减少煤炭损失。

3.3 选择合适的放顶煤工艺减少综采面煤炭损失

在开采煤炭资源前,应根据煤矿实际情况选择合理的放置顶煤的工艺,其中主要包括四种工艺,分别是单轮顺序放煤、单轮间隔放煤、多轮顺序放煤、多轮间隔放煤。在实际施工前可进行试验,比较各种不同工艺的回采效率高低,再选择最合适的放置顶煤工艺来减少综采工作面煤炭损失,进而提高回采效率,保证煤矿综采工作的质量和水平。

3.4 对资源进行回收管理减少整体损失

除了在施工过程中减少综采工作面煤炭损失来提高回采效率的技术,煤矿企业还要加强对煤矿资源进行回收管理来减少不必要的损失。根据不同煤矿矿井的具体情况,改进或淘汰落后的开采方式和工艺,积极创新和寻求先进的工艺,对煤矿综采工作面的技术和工艺进行优化。技术上的改善可大大促进煤炭资源回收的管理,通过提高煤炭资源的出效率来避免浪费和损失综采工作面施工中的煤矿资源,从而提高回采效率。另外,除了回收管理,还应制定合理的定期考核和检查制度加强对施工的监督,以保证回采效率能得到切实提高。

3.5 减少分层综采工作面煤炭的损失量提高综采的回采率

鉴于分层综采工作面存在较大的煤炭损失,必须要采取合理的解决措施。a)必须要加大对工作面瓦斯的治理力度。(a)要使用先进的打钻设备,提高钻孔封孔质量,这样可加大瓦斯抽放速度;(b)另一方面在进行岩石切割的过程中,应及时消灭切割过程产生的火花;b)应加强对分层综采支架的管理。为确保分层综采工艺可顺利进行,必须使用规格较高的支架,提高支架支撑能力,扩大支架底面积,确保支架移动的方便性;c)应加强对管理人员的培训力度,提高其管理能力,这对于提高煤矿综采工作面的回采效率来说也具有很大的帮助。

4 结语

在进行煤矿综采工作面的回采生产和施工时,应在事前进行试验和严格的勘探,以保证准备工作做到最好,其次,要严格控制生产的各道工序,确保以最严谨的态度在安全可靠的条件下减少煤炭损失,有效提高煤矿综采工作面的煤炭回采效率。同时,在实际工作中,还需不断改进和完善煤炭回采的技术和工艺,借助煤矿综采效率的提高来提升企业的核心竞争力。

参考文献

[1]张宏忠.复杂条件下综采工作面安全高效开采技术研究[J].安徽理工大学学报(自然科学版),2013(3):39-44.

[2]崔国强,李荣庆,王衍青,等.薄煤层综采工作面过大拐角调斜技术研究应用[J].山东煤炭科技,2012(2):127-128.

煤矿回采工作面 第9篇

关键词：采空区,瓦斯,大气压力,异常,涌出

关于大气压力对煤矿采掘工作面或采空区的瓦斯涌出有影响与否, 所有的研究人员都持肯定态度。老虎台矿2005年3月的18次瓦斯超限中, 有8次是由于大气压力下降引起的, 另外几次则是由于安放设备引起的。但是安放设备引起的瓦斯超限时间很短, 只有1~3min, 而由大气压力下降引起的瓦斯超限持续的时间往往很长, 最长的1次达到了190min;济三煤矿、盘江矿和康家滩矿等也分析研究了大气压力变化对瓦斯涌出的影响, 均认为大气压力变化是瓦斯涌出的重要影响因素[1,2,3,4]。但是大气压力变化对瓦斯涌出影响作用大小及与相对于其他影响因素 (如开采过程) 大小究竟如何, 还需要根据实际情况详加分析。

1 矿井概况

山西三元福达煤业有限公司井田位于山西省武乡县东北部的墨镫乡以北1km处的墨镫村与常青村一带, 行政区划属墨镫乡管辖, 井田南西距长治市85km, 西南距武乡县41km, 矿区位于武乡县墨镫乡与左权县温城镇交接处。80210工作面位于井田8#煤层二采区, 平均煤层厚度1.65 m, 工作面标高+901.0 m~+953.5m, 走向长度1165.95 m, 倾向长度150 m。2014年3月份在瓦斯抽采系统和生产作业均正常的情况下, 回风顺槽瓦斯浓度间隔性的异常增大。在考察分析多方面原因后, 问题集中在春季大气压力的异常变化对回采工作面瓦斯涌出的影响。

2 研究方法

为研究福达煤矿大气压力变化与工作面瓦斯涌出量的关系, 根据武乡县气象站提供的气象数据, 春季每天温差5~20℃之间, 通过在井上下统计福达煤矿2014年3月份数据并绘制3月份大气压力变化与瓦斯涌出关系图见图1所示。

3 理论分析

从理论上分析, 根据气体状态方程大气温度变化会引起气压的变化, 一般情况下, 大气温度升高, 气压降低, 反之亦然。理想气体状态方程可由下式表示:

式中:P0、V0、T0、P1、V1、T1分别为气体在不同状态下的压力、体积和温度。

现将80210工作面采空区作为研究对象进行研究。采空区空间体积一定, 设为V0, 则其内部赋存的瓦斯的气态方程可用下式表示:

式中:P0、V0、T0-采空区瓦斯初始状态参数;

P1、T1-采空区瓦斯受大气压力影响后的状态参数;

Q-采空区一定时间内与外部的气体交换量, m3。

由 (2) 式变换得到Q的表达式:

研究证明, 气体的传热性能很差, 老采空区内部由于漏风少, 气体运移缓慢, 热交换低, 气体温度变化不大, 其变化幅度远小于气压的变化幅度, 因此, 可以认为采空区内部温度保持恒定, 即T1=T0, 则 (3) 式可简化为:

由式 (4) 可以看出, 由于采空区体积一定, 采空区一定时间内与外部的气体交换量仅与气体的压力有关。当P1<P0时, 即外界气压变化到比原采空区气体压力低时, P0/P1>1, Q为正, 此时在宏观上表现为采空区的气体向回风顺槽涌出;当P1>P0时, 即外界气压变化到比原采空区气体压力高时, P0/P1<1, Q为负, 则在宏观上表现为回风顺槽气体向采空区涌入;当P0=P1时, 采空区与回风顺槽气体压力达到动态平衡, 表现为回风顺槽与采空区之间不存在较大幅度的瓦斯运移情况[5,6,7,8,9,10,11,12]。

从图1中, 可以看出2014年3月1日至3月20日期间, 武乡县气压有两次较为明显的高压和低压变化过程, 而80210工作面回风顺槽在这个时间段也出现了几次瓦斯异常涌出情况。在图中我们发现在3月的3号和13号, 随着外界气压的降低, 回风顺槽瓦斯浓度较大增加。3号的气压值为87.28KPa, 相比8号的气压值89.95KPa增加了2670Pa, 从宏观上表现为回风顺槽瓦斯浓度由0.75%降低为0.63%;13号的气压值为87.38KPa, 相比17号的气压值88.01KPa增加了630Pa, 从宏观上表现为回风顺槽瓦斯浓度由0.74%降低为0.61%。

4 结论

(1) 通过对大气压力的理论分析和福达煤矿80210工作面瓦斯异常涌出情况的研究, 得出大气压力变化直接会影响福达煤矿回采工作面瓦斯正常涌出。

(2) 研究得出大气压力的变化与瓦斯涌出呈负相关的关系, 即大气压力大幅降低, 瓦斯涌出量增大 (即宏观上表现为瓦斯浓度的升高) , 反之同理。

(3) 研究发现瓦斯浓度增加量 (增加速度) 和大气压力的下降速度基本上呈正比例关系, 而与大气压力下降的具体数值的关联并不是很明显。

煤矿回采工作面 第10篇

良相煤矿北距涟源市城区直线距离48km。行政区划属涟源市伏口镇管辖。其地理坐标为:东经111°44'19″~111°46'12″;北纬27°58'32″~28°00'42″。矿井位于湖南省涟源市渣渡矿区东段良相桥井田, 南起89勘查线, 北止95勘查线。北与安化县清塘镇锹溪井田相接。

矿井内主要靠公路运输。国道207线从矿井东边的伏口镇经过, 从涟源市有客运班车途经伏口、良相桥站与矿井内简易公路连成网络。矿井南距湘黔铁路涟源站48km, 东距湘黔铁路的娄 (底) 七 (星街) 专用线的田湖站16km, 均有公路与上述两站连接, 交通尚称方便。

2 供电设计说明

1132回采工作面, 由+140采区变电所2#变压器供给, 变压器为KBSG800/10型矿用防爆干式变压器, 输出电压等级660伏。从+140采区变电所至1132工作面实际距离1200m, 运输巷长720m。

3 供电路线

+140采区变电所-1132工作面回风口-1132运输巷-1132回采工作面;

4 供电配套设备

5 电力负荷统计

二号变总负荷∑Pe=276+157=433kW

6 变压器容量计算

根据矿山供电手册查表10-3-1取KX用电设备, 工作面设备需用系数Cosψdj (0.4-0.5) , 平均功率因数cosψpj=0.6, 则计算负荷总视在功率为

公式:则

式中:S-电力负荷视在功率, KVA;

Kx-需用系数0.5

∑Pe-用电设备额定功率之和, 433kW;

cosψpj-工作面的电力负荷的平均功率因数0.6;

故选择型号为:KBSG2-800变压器可以满足生产需要。

7 电缆选型计算及校验

(1) 确定高压供电电缆的型号:MYJV22 3×70mm2铠装电缆

(2) 按长时间工作电流选择电缆截面。线路中最长时间工作电流为

可选用MYJV22 3×70mm2铠装电缆, 此电缆IY=210大于In=25A满足要求。变电所供电至此变压器共需要电缆20m。

(3) 按正常运行时网络的电压损失校验电缆截面。

(1) 高压电缆的电压损失。电缆L的电压损失为ΔUL电缆L:MYJV22 3×70mm2铠装电缆20m, 流过L的电缆I=25A。

(2) 正常情况下网络允许电压损失ΔUy不超过额定电压的5%。

ΔUy=10000×5%=500V

校验结果。

ΔUy=500V≥ΔUL=2.99V

可以满足线路电压损失小于5%要求

(4) 干线电缆通过的工作电流为:

根据系统图验算真空馈电开关KJZ-200 (LXKD-037号) 至1132运输巷皮带机头QBZ-200开关之间为干线电缆, 可得实际长时工作电流

根据矿山供电验算算式:

P=Kx·∑PN=0.5×157=79kW

式中:P-干线电缆所供负荷的计算功率79kW

Kx-需用系数0.5

∑PN-电缆所供的设备额定功率之和157kW

干线电缆中所通过的工作电流是:

UN-额定电压V

cosψ-加权平均功率因数

橡套电缆长时允许负荷电流如下:

In≥In=173A≥115A (In173A电缆截面为50mm2)

根据长期允许电流及我矿现有电缆情况, 以及后期负荷变化。选择50m㎡阻燃型矿用橡套电缆作为干线电缆和支线电缆。 (其长期允许电流为173A) 能够满足要求。

(5) 短路电流的计算:

(1) 根据系统图d1点的电缆长度换算

查表得两相短路电流值I2d1min=619A

LXKD-037馈电 (短路整定值) 为:40×1.15×6+ (157-40) ×1.15=410A

灵敏度校验: (合格)

过载整定:Id=157×1.15=180.55A, 取过载整定为200A

37#馈电开关过载整定为200A

QBZ-80开关整定:按照开关所带设备的工作电流整定其综合保护器动作电流值:

溜子开关过流保护整定:Idz=40×1.15=46A Iz8=Ie, 取46A

Pe=40kW短路保护整定:Iz8=8Ie=46×8=368A

灵敏度校验: (合格)

1132回采工作面设备按下表整定:

8 漏电保护装置和接地保护

8.1 漏电保护

根据《规程》规定:井下低压馈电上必须装设带有漏电闭锁的漏电保护或有选择性的漏电保护, 断路馈电开关为KJZ-200型, 具有过载、短路、欠压和漏电保护功能。

8.2 接地保护

根据《规程》规定, 井下所有电器设备的接地保护装置和局部接地装置都应同主接地连成一个接地网, 并符合规定, 临时变电所接地极采用40×4镀锌扁铁和直径12.5mm镀锌钢丝绳可靠连接接地, 本掘进头主接地极用2寸镀锌钢管1.5m长, 在钢管上钻了30个直径5mm的透空。并垂直全部埋入底板。接地扁铁为40mm的镀锌扁铁, 由直径12.5mm的镀锌钢丝绳分接到各开关。

摘要：为了保证煤矿井下安全供电, 预防供电事故的发生, 根据我矿井下实际情况及有关规定要求, 确保井下供电系统的保护装置动作灵敏可靠, 确保煤矿安全生产。

关键词：供电,设备,整定

参考文献

[1]张荣立, 等主编.采矿工程设计手册[M].煤炭工业出版社, 2010.

[2]煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则[M].煤炭工业出版社, 1998.

综采工作面回采防突安全技术措施 第11篇

关键词：防突措施 预测 避灾守则 煤炭矿道

一、工作中突出危险性采用哪些预测

1、预测方法：采用钻屑指标法。

2、测量仪器：WTC瓦斯突出参数仪、手持式电煤钻，专业型号MSZ-1.2KW，€HT42mm的麻花钻杆。

3、下矿采煤时要求：要根据规定，严格控制预测孔的间距。将预测孔放于同一软煤层中。将预测孔每打一次钻屑量定为一米，每间隔两米将钻屑指标记录下来，速度保持在均匀状态下，大约为1m/min。

4、将超出规定的数值记录下来。

5、是否属于突出危险性：利用危险测量仪在一定范围内测量，只要数值超过预定值或临界值就将该项工作视为具有突出危险性，要采取防突措施。

6、具防突规定第七十条所述：在突出的煤层发现破坏带、煤层储存条件发生急剧变化。采煤的区域，工作面出现钻孔喷出的现象，这是工作面会有明显的突出预兆。在这种情况下，都视为出现突出危险性工作面。

7、钻屑指标法可预测突出危险性：记录预测结果，如果发现没有突出危险性则预留两米的超前距离。

8、将预测完成后，在工作面做好标志，并且让人清楚地看到。实行挂牌管理，坚决不允许超额采煤。这项工作应由专人负责。

二、工作面防突措施

1、防突措施技术：采用预抽瓦斯。这项措施不需要钻场。用ZDK-280布置矿用坑道钻孔。

2、对于工作中的危险我们要知道的防护措施：据防突规定第五节安全防护措施所述：爆破时要注意地点选择远距离爆破。

3、范围和位置：需要撤退的人员：有危险的工作面人员和回风系统作业人员。需断电闸的范围：有危险工作面和回风工作电源。需要安排岗哨的具体位置：爆破地点、通道风门外。

4、工作中严禁空顶作业。

5、在作业中要保证工作面的通风流畅，在有足够的风量的情况下作业否则会瓦斯超限，造成严重后果。

6、在工作地点安装好瓦斯断电报警器，将三个探头安装在规定的距离内。安装位置的不同，断电浓度也不一样。

7、爆破地点设置一组压风自救装置，每组装置的呼吸口不少于五个，并且要处于经常开启的状态之中；还需要设置避难所，尽可能地满足最多工作人员数量的要求，且要配备同等数量的自求器。

8、据爆破时间三十分钟后，经过瓦斯安检员检验确认安全。这时才可以进入矿道施工，否则严禁入内。

9、爆破后，值班人员要及时通过监测器系统随时掌握爆破后瓦斯的情况。当有异常情况发生时可以立刻向调度室汇报，更方便采取有效措施，防止事故的发生。

10、爆破前，要对周边工程进行加固，将工作面垮煤、冒顶、瓦斯泄露或突出等事故的发生扼制在萌芽之中。细致得检查爆破的母线，有没有明显的接头和裸露的线头，一定要使用导通性良好的橡胶套电缆线。

11、作业中要遵循“一炮三检”、“三人联锁”的爆破制度。

12、作业中需要的各种机械设备、电器设施，机电组都必须要定期定时进行检查。

13、测量、排钻、检验效果等要表清晰地不可被改动的停止或开始采煤的标志，一定要遵循“三孔验收制度”。

14.作业时要牢记煤和瓦斯的突出危险性预兆：

无声预兆：当煤层顶板的压力增大时，会出现墙壁支架被挤出变形，掉渣；顶层墙板有下陷情况或鼓起；钻眼时出现顶钻、卡钻、喷孔等现象；煤层结构异常、且无光泽略微有些暗淡；矿体内出现松软；通风道中瓦斯不稳定，矿道内气温骤降。

有声预兆：矿坑卸压变形有支架劈裂的声音、声音由远到近、渐渐变大，煤壁有震动感和冲击感。

15、当发现有突发危险性预兆，要立即停止施工作业，组织人员迅速撤离，并及时向调度室汇报情况，以便解求其他人员。

三、出现危险组织撤离避灾路线

组织施救措施的人员：

1、防止突发情况的人员及机构：井下防突人员共十二名，主要负责的工作范围包括：预测、效检、防突措施的实施、牌板的填绘、资料的收集、整理、归档等工作。

2、施工人员负责测量、校检及排孔的工作。

3、瓦斯检验员要时刻注意版排，禁止有人错填、填写假信息和对信息的漏填；还要负责现场措施技术的执行和监督；熟悉并掌握对挖掘的距离；如果发现瓦斯的超限，立刻停止作业施工。等待预测，待结果出来允许继续后才能进行下一步的施工。

4、机电人员负责电器的检验安装、调试机器、维护和修正等工作。

四、信息的交流制度

1、有不安定的因素或异常情况，马上撤出作业人员。确保其生命安全。

2、每组施工人员的队长，在出井前1小时，要把当天的作业情况向调度室汇报，包括挖掘的进度和发现的安全隐患等；严禁错报、假报和漏报。

3、信息交流由信息站负责。

4、信息的调度和记录则有矿井值班室负择。

5、坚决禁止超额采煤。如果提前完成施工作业，自觉停止开采。及时将信息汇报调度室，只要发现超额采煤，任何人都有权停止对工作面的开采。

五、避灾的路线

1、瓦斯和煤尘发生事故避灾的路线：垱头→溜子道→底板运道→车场→轨道下山→轨道下山→主石门→主、副斜井→地面。

2、如果矿道内发生水灾事故避灾的路线：垱头→风巷→探煤上山→探煤平巷→回风巷→回风巷→主石门→主、副斜井→地面。

3、煤层出现冒顶或塌陷：施工人员要有组织的迅速撤出回到地面，在安全地带等待救援。

六、总结

面对工作上可能出现的安全隐患，我们要先对其进行预测，对其有针对性的施救措施；了解并掌握各种预测设备的使用和性能；逐步完善防突措施，将作业人员的生命安全放在第一位，牢记各种矿井规定，才能更好的自我保护；熟悉避灾路线，对自己和他人的生命安全负责。

（作者单位：义煤集团孟津煤矿）

参考文献：

[1]黄昭维，唐玉樵，金焱，刘江风，汤强，蒋学明. 重庆国有大型煤矿尘肺发病调查[J]. 中国卫生工程学. 2005（4）.

煤矿回采工作面 第12篇

永红煤矿位于沁水复式向斜轴部的南端, 以宽缓的褶曲为主要构造, 褶曲轴向为北东或南北向, 未见落差5 m以上的断层, 无岩浆活动, 无陷落柱, 构造简单。3号煤层位于山西组下部, 煤厚4.72~6.00 m, 平均厚5.15 m, 属全井田稳定可采煤层。井田内3号煤层共划分为5个采区, 其中, 1、2采区已经开采完毕, 目前正在开采3采区和5采区, 3采区和5采区各布置1个综采工作面, 分2层开采3号煤层, 全部垮落法控制顶板。

矿井通风方式为分区对角机械抽出式, 根据永红煤矿2014年瓦斯等级鉴定数据, 矿井绝对瓦斯涌出量为68.61 m3/min, 相对瓦斯涌出量为30.15m3/t, 批复为煤与瓦斯突出矿井。

1 工作面概况

永红煤矿3306上分层综采工作面位于3300运输巷右翼, 工作面西、北为实体煤, 南部为3304上分层运输配巷, 东与三采区运输大巷相邻。工作面煤层平均厚度为6 m, 煤层倾角为2°~4°, 伪顶为泥岩, 直接顶为泥岩或粉砂岩、砂质泥岩, 基本顶为砂质泥岩或中细砂岩;底板为泥岩、粉细砂岩和砂质泥岩。工作面采高为2.94 m, 工作面可采长度480 m, 切眼长度为133 m。

工作面布置有2条进风巷、2条回风巷和1条切眼。运输巷535 m, 用于布置设备、行人及工作面进风;回风巷455 m, 用于运料、行人及工作面回风;切眼133 m, 用于综采工作面设备布置。工作面采用分层综采工艺, 工作面按长壁式布置, 全部垮落法控制顶板。该工作面原始煤层瓦斯含量达到15m3/t, 处于突出危险区。

2 瓦斯危险程度评价

2.1 瓦斯涌出量预测

根据安全生产行业标准AQ1018—2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》, 采用分源预测法对永红煤矿瓦斯涌出量进行预测。

因为3306回采工作面分2层开采, 故其瓦斯涌出量预测采用下式计算:

式中, q为回采工作面相对瓦斯涌出量;q1为开采煤层 (包括围岩) 相对瓦斯涌出量;k1为围岩瓦斯涌出系数, 对于垮落法控制顶板的工作面, 取k1=1.3;k2为工作面丢煤瓦斯涌出系数, 其值为工作面回采率的倒数;k3为准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数;kf为取决于煤层数量和顺序的分层瓦斯涌出量系数;Wy为开采煤层原始瓦斯含量;Wc为开采煤的残存瓦斯含量;m为开采高度;mi为第i邻近层厚度;ηi为第i邻近层瓦斯排放率, 无量纲;Wiy为第i邻近层原始瓦斯含量;Wic为第i邻近层残存瓦斯含量。

将3306回采工作面参数代入计算可知, 3306回采工作面相对瓦斯涌出量为17.49 m3/t, 日产量按照2 055 t计算, 可得3306回采工作面绝对瓦斯涌出量为26.78 m3/min。

2.2 瓦斯突出危险性评价

根据永红煤矿3号煤层瓦斯地质图, 3306回采工作面区域煤体的最大瓦斯压力达到2.5 MPa。测试的煤体坚固性系数f为1.54, 瓦斯放散初速度Δp为23, 煤体破坏类型属于二类。可见, 4项单项指标仅有瓦斯压力和瓦斯放散初速度Δp超过突出临界值。根据《瓦斯等级鉴定暂行办法》第三十七条规定:煤层突出危险性指标未完全达到临界指标的, 当f≤0.3、p≥0.74 MPa, 或0.3<f≤0.5、p≥1.0 MPa, 或0.5<f≤0.8、p≥1.50 MPa, 或p≥2.0 MPa的, 一般确定为突出煤层。因该工作瓦斯压力超过2MPa, 所以3306回采工作面煤体具有突出危险性, 在开采前应进行区域消突[1,2,3]。

3 瓦斯治理技术

3306回采工作面瓦斯含量高, 具有突出危险性, 且邻近层瓦斯也有瓦斯涌出, 因此, 应采取综合治理技术措施[4,5,6,7]。

3.1 采前顺层钻孔预抽

采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯方式作为3306回采工作面区域防突措施, 即利用回采工作面巷道施工顺层钻孔, 预抽回采工作面区域的煤层瓦斯[8,9] (图1) 。钻孔布置参数:钻孔直径75 mm, 钻孔开孔高度1.50 m, 钻孔间距3 m, 钻孔长度为工作面长度减去15 m。孔口抽放负压为15~17 k Pa。

3.2 采中高位钻孔抽采

工作面开采时, 在3306回风副巷施工裂隙带抽放钻孔[10], 开孔间距0.6 m, 终孔间距7 m, 第1个钻孔距3306回风巷平距50 m, 组间距50 m, 首组钻孔开孔位置距离切眼10 m, 终孔位置覆盖到切眼外10 m;布置1排钻孔, 终孔位置分别布置到巷道顶板上25 m位置, 每组钻孔数6个 (表1) , 开孔距煤层顶板1 m, 每50 m贯眼口部为钻场, 开孔位置靠近贯眼口部 (图2) 。终孔位置布置到煤层顶板上20m, 根据计算共需11组钻孔, 单组550 m, 总进尺为6 050 m。

3.3 采后埋管抽采

采用密闭尾巷插管抽放采空区瓦斯[11], 随着工作面的推进, 密闭往后迁移, 其巷道及管路布置如图3所示。密闭墙最好采用两层砖墙中间用黄土充填, 密闭性较好。如果全部采用砖墙, 由于要掏槽, 必须用水泥抹面, 防止有砂眼, 抽放管要尽量靠近密闭墙上部, 以抽放到高浓度瓦斯。抽放管伸入密闭2~3 m, 这样既可以减小密闭漏风又能在靠近联络巷口附近产生较大的负压, 提高采空区抽放效果。

4 治理效果分析

4.1 预抽效果检验

采用残余瓦斯含量法对永红煤矿3306上分层回采工作面瓦斯预抽效果进行检验。因3306工作面长度超过120 m, 因此, 应在回采工作面推进方向每间隔30~50 m至少沿工作面方向布置2个检验测试点。3306工作面走向长度为480 m, 共布置了20个测点。

残余瓦斯含量采用井下钻屑解吸法测定, 测试结果为5.22~6.56 m3/t, 均低于8 m3/t, 满足《防治煤与瓦斯突出规定》和《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》要求。

4.2 区域验证指标分析

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十七条, 在区域防突措施消突效果检验有效的基础上, 煤巷掘进工作面和回采工作面生产过程中必须采用工作面预测方法对区域防突措施消突效果进行验证。为此, 永红煤矿在3306回采工作面生产过程中采用瓦斯解吸指标 (Δh2) 和钻屑量 (S) 进行区域验证, 测试的最大瓦斯解吸指标 (Δh2) 为120 Pa, 小于临界值200 Pa, 最大钻屑量 (S) 为1.8 kg/m, 小于临界值6kg/m。可见, 经过区域预抽后, 3306回采工作面煤体消除了突出危险性。

4.3 风排瓦斯量分析

工作面正常生产期间, 工作面回风流最大瓦斯浓度为0.4%, 配风量为1 140 m3/min, 则风排瓦斯量约为4.56 m3/min, 高位抽采钻孔抽采瓦斯纯量约为8.55 m3/min, 采空区埋管抽采瓦斯纯量约为2.20 m3/min。工作面风排瓦斯量仅占瓦斯涌出量的29.78%。由此可见, 采取的瓦斯综合治理措施, 不仅消除了煤体的突出危险性, 还极大降低了工作面回采时的风排瓦斯量。

5 结论

(1) 3306回采工作面瓦斯涌出量达到26.78m3/min, 最大瓦斯压力达到2.5 MPa, 工作面煤层具有煤与瓦斯突出危险性, 开采前需要对工作面煤体瓦斯进行治理。

(2) 采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯的区域防突措施对3306回采工作面煤体进行消突, 措施后煤体残余瓦斯含量最大仅为6.56 m3/t, 区域验证指标最大瓦斯解吸指标 (Δh2) 为120 Pa, 最大钻屑量 (S) 为1.8 kg/m, 均小于突出临界值。

(3) 采用采前顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、采中高位钻孔抽采和采后埋管抽采的综合治理措施后, 3306回采工作面风排瓦斯量为4.56 m3/min, 仅占瓦斯涌出量的29.78%。

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