摘要:通过峰峰集团九龙矿8个轻放工作面的回采过程,在放顶煤工作面的准备、放煤方式、放煤步距和工作面的结束等方面摸索出一套成功的操作工艺,提高了该矿的放顶煤实际开采工艺,有利于煤炭企业的高产高效.
主题词:放顶煤,放煤工艺,高效
前言:峰峰集团九龙矿自98年以来,先后回采了152下07、152下09、152下11、152下17、152下13、15221N、15225S和15219N等8个放顶煤工作面。从8个轻放工作面的回采过程,我矿在放顶煤工作面的设计、掘进、安装和放煤方式、放煤步距及放顶煤工作面结束等方面摸索出一套操作经验,已采出煤量265多万吨,放煤回收率为85%(见表一)。
放顶煤工作面回采情况表 表一
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工作面名称 |
回采时间 | 采出量(万吨) | 顶板初次垮落步距(米 ) | 周期垮落步距(米) | 放煤方式 |
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152下07 |
98.5.8-99.2.7 | 13.1 | 17.0 | 8.5 | 二采一放 |
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152下09 |
99.3.4-00.12.22 | 24.3 | 16.5 | 8.0 | 二采一放 |
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152下11 |
01.1.27-02.1.2 | 41.4 | 19.7 | 7.5 | 二采一放 |
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15219N |
99.10.25_01.1.9 | 66.8 | 21.5 | 9.0 | 两种 |
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152下17 |
02.1.3-02.6.26 | 27.4 | 16.0 | 6.5 | 一采一放 |
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15225S |
02.8.15_03.7.2 | 40.9 | 19.0 | 9.5 | 二采一放 |
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152下13 |
03.8.8-05.1.16 | 51.5 | 19.5 | 9.0 | 两种 |
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15221N 9.5 |
052.18- | 21.0 | 9.5 | 二采一放 |
1、 放顶煤工作面的准备
①工作面的地质条件要求:根据煤层及围岩的赋存条件,放顶煤采煤法可以为全煤层放顶煤回采,如15219N、15221N和15225S工作面;也可预先采顶分层,在沿煤层底板放顶煤布置回采工作面,如152下17工作面。我们回采的8个放顶煤工作面,煤厚从3.5m-7.5m,放煤效果好的煤层厚度为4.0m-6.0m,采放比1:1至1:2的煤炭资源回收率较高。煤层的煤岩坚固性系数f=1-3,工作面尽可能布置为俯斜回采,断层较少,地理构造简单的块段。
②工作面上、下顺槽的掘进:根据放顶煤工作面设备、运输胶带和ZFQ2000/16/24轻型放顶煤液压支架的最大外型尺寸、重量和运输要求,来设计工作面顺槽的设计规格。放顶煤回采工作面上、下顺槽应先摸顶掘进到停采线里5m ,再下山摸到煤层底板,摸底板掘进,多为U钢支护,规格:上顺槽3.5m×2.85m,下顺槽3.8m×3.3m,棚距0.6m,对煤岩坚固性系数较大的,建议使用锚网钢带锚索联合支护;对高瓦斯的煤层,必须设计瓦斯抽放尾巷,尾巷设计一般采用与上顺槽内错式布置,沿煤层顶板掘进,有利于抽排工作面涌出的瓦斯和上隅角聚集的瓦斯,支护设计为锚网支护,有一般为2.5m×2.0m。
③工作面的切眼设计:由于放顶煤工作面初采期间不可放顶煤,且为了改善过去工作面双切眼掘进的支护难度,防止工作面安装时改架而大面积空顶,容易造成冒顶事故的不安全隐患。根据我们以往放顶煤工作面的准备、初采的经验,采取切眼摸顶布置的设计。工作面上、下顺槽掘到距设计切眼20m时,开始抬高坡度,从摸底上山掘进摸顶到切眼设计位置,一次掘出设计切眼。切眼设计为双切眼,采用锚网梁+锚索联合支护,切眼规格5.2m×2.3m。通过改变切眼的设计,使过去140m面长的放顶煤工作面安装时间由1个月减少到0.5个月,每小班安装3架提高到6~8架,且减少了替棚、改棚和运输人员。
④放顶煤支架运输采用KWGP-60/600J无极绳牵引普轨卡轨车运输,或用17KW液压绞车多级运输。
2、顶煤的破碎和放出
放顶煤开采主要是利用地压破煤,首先在工作面前方的支撑压力作用下,继之在包括煤的自重力的作用下,裂隙离层继续发育,顶煤逐渐瓦解破碎,最后在支架切顶线后方顺利冒落。也就是说顶煤的破碎是超前支承压力、顶板回转和支架反复支撑共同作用的结果,针对不同的煤岩硬度、煤层厚度、煤层顶板、夹矸厚度以及仰俯开采等方面,这三种矿山压力对顶煤的作用有所不同。
例如:152下17工作面顶分层已回采,煤层厚度在4.5m左右,工作面的采放比为1:1。由于顶煤已受顶分层的采动影响,顶煤裂隙比较发育,顶煤的三个分区利于放煤。而15219N工作面为全层回采,煤层厚度在7.2m左右,工作面的采放比为1:2。顶煤岩性硬度系数大,顶煤裂隙不发育,顶煤的三个分区相对向采空区后移,不利于放煤。
放煤运动规律大体可以按散体运动考虑。在工作面走向方向上的放煤口间距L≥2b1=2×0.6=1.2m 即至少割两刀煤帮,才可放一次顶煤,从理论上讲也就是“两采一放”。但实际放煤过程中,放出的煤快度大,容易堵住支架的放煤口,后该为“一采一放”,增加支架对顶煤的破坏,减小顶煤的块度,放出的煤量也比过去多,回收率高达85%。
3、放煤工艺及回收率
3.1、初采、末采放煤工艺
工作面推进后,在顶板未冒落前,只需在掩护梁上保留一定的散煤垫层防止顶板大块矸石冒落砸坏掩护梁,即可将冒落的煤部分放出。对于不易冒落的顶煤,当工作面推进3~5m后(总控顶距不超过10m),应采取向顶煤打眼,放炮强制落煤和放煤的措施,以减少初采损失。我矿在5个工作面初采过程均适当放煤,提高了煤炭的回收率。
工作面结束,就是在放顶煤工作面距结束停采线10m,开始准备结束工作面,可采用上废旧的钢丝绳并铺单层网,等第一道钢丝绳落地后,开始铺双层网和每0.5m上一道钢丝绳,共上10道,煤壁留出运出支架的足够通道和安全距离,在进行液压支架的回撤。未采损失,也就是在工作面回撤支架时,提前铺网控制顶板引起的煤炭损失。
3.2、放煤步距
放煤步距和放煤方式的合理性是决定工作面回收率和含矸率的两个最重要因素。有实验证明放煤椭球体表面颗粒同时到达放煤口:
(1)放煤步距太大,顶板方向的矸石将先于采空区后方的煤到达放煤口,迫使放煤口关闭,采空区方向未放出的煤将被关在放煤口处,形成脊背煤损。
(2)放煤步距太小,采空区方向的矸石将先于上部顶煤到达放煤口,而使上部顶煤的一部分被关在放煤口外,脊背损失小,矸率增大,确定放煤步距时,至少应使第二次放煤时放煤口上全部为煤炭。即放煤步距应大于放煤口的水平投影长度,此外,放煤步距还应必然是采煤收割煤步距的整数倍。
经验公式:L(0.15~0.21)h其中h为放煤高度,即放煤口至煤层顶的垂高,故152下17工作面的放煤步距L=(0.15~0.21)×2.2=(0.33~0.46)m,取L=0.5m,“一采一放”。
3.3放煤方式。放煤方式仅对工作面回收率、含矸率有重大影响,同时还影响总的放煤速度,正规循环的完成和工作面能否高产。煤岩损失比例(见表二)。
放煤工作面煤炭损失比例表 表二
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煤炭损失 |
端头损煤 | 初采 | 未采 | 构造损失 | 浮煤损失 | 放煤损失 |
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顺 序 |
第二 | 第四 | 第三 | 第六 | 第五 | 第一 |
4、三种放顶煤工艺的比较
A、单轮顺序放煤:将工作面液压支架按顺序编号,放完1号支架的煤后(见矸关门),依次放2、3……架。这种放煤方式简便易行,但由于上一个放煤口的上方即为放完煤的矸石漏斗,本架放煤时,上(先)一架矸石漏斗极易混入煤中,如实行见矸关门原则,煤损大。如关门不及时,混入矸石较多,再有放煤时间长,影响工作面循环产量。
B、多轮顺序放煤:每架支架的放煤口每次只放部分煤量。多轮顺序放煤除有脊背煤损外,再就是有较大比例的混矸层煤损。这是因为顶煤层冒落或放煤时,原来整齐的煤岩分界面,由于破坏和下降,分界面上形成一个煤岩混合的混矸层,这部分放不出的煤即混矸层煤损。扰动次数越多,混矸层就越厚,执行见矸关门原则时放煤丢失的煤就越多,总煤损就越大,放煤轮次越多,放出的煤含矸就越多,且多轮顺序放煤在每架的放煤辅助操作时间需要多次重复,总放煤速度慢。再要求工人在完全没有监测的手段下,每次放出煤量(1/2或2/3)的顶煤,在技术上是很难控制的。
C、单轮间隔放煤:先放第1、3、5……等单号支架,滞后一段时间,再放第2、4、6……双号支架,每架一次放完,见矸关门。这种放煤方式工人易于掌握,放煤速度快,可实现多口放煤,对煤岩分界面的扰动次数少,混矸层薄,煤损少,煤质好,是实现高产高效工作面的最佳放煤方式。我矿在15219N工作面,开始采用的放煤方式为多轮顺序放煤,原煤灰分33-37%;后来采用单轮间隔放煤,原煤灰分降低到28-32%。
放煤方式 多轮顺序放煤 单轮间隔放煤
1-5
6-10
11-15
16-20
21-25
26-30/31
平 均
33
35.1
39
33
37.5
33
35.1
27
28.2
30.5
28.5
30
31.3
29.25
5、结论
放顶煤回采是一个比较新的开采工艺,通过我矿8个轻型放顶煤工作面的回采过程,结合我矿井下的实际情况,在放煤方式和放煤步距等方面,摸索出一套适合我矿地质条件下的操作工艺,采出煤炭265万吨,使我矿的放顶煤开采工艺逐渐走向成熟,发挥出放顶煤开采的优越性,促进了我矿的高产高效矿井的建设。
参考文献:
[1]钱鸣高、刘听成主编:《矿山压力及其控制》(修定本),北京:煤炭工业出版社,1992.
[2]陈炎光、徐永析主编:《中国煤炭》,江苏徐州:中国矿业大学出版社,1991.
[3]张宝明、陈炎光、徐永析主编:《中国煤矿高产高效技术》,江苏徐州:中国矿业大学出版社,2001年。
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