综采过上覆采空区煤柱开采工艺研究.pdf

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92017 年第 8 期 收稿日期 2017-04-01 作者简介 郭太(1978-), 男, 山西浑源人。2010 年 10 月毕业 于太原理工大学采矿工程专业。 助理工程师。 研究方向 采矿技术。 综采过上覆采空区煤柱开采工艺研究 郭 太 (同煤集团忻州窑矿,山西 大同 037000) 摘 要 基于工作面过上覆采空区遗留煤柱影响区时, 矿山矿力显现大, 传统的降低采高、 减小截深等工艺, 采区回收率低, 顶板管理困难。通过采用提前预报并标识煤柱位置、增强矿压观察手段、采用转采工艺、加强支架支护高度的新工艺,有 效提高采区回收率。 关键词 综采 采空区 煤柱 支护 中图分类号 TD823.8;TD323 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2017.08.005 Study on mining technology mining through the overlying coal pillar Guo Tai Datong Coal Mine Group Xinzhouyao mine, Shanxi Datong 037000 Abstract Based on the impact area of the coal pillar in the overlying area mining forces show great strength, the traditional s of reducing mining height and reducing the cut depth has disadvantage of the low technical recovery rate and difficult roof management. through the use of advance prediction and identification of coal pillar location, to enhance the observation of rock pressure, adopt the transfer mining technology to strengthen the new mining technology of the support height of the support, and effectively improve the recovery rate of mining area. Keywords fully-mechanized goaf coal pillar support 忻州窑矿开采的 14-3层西盘区 8706 工作面 走向长 920m,工作面切眼长 142.5m,工作面煤 厚 2.84m,使用 ZZ-8500 型支架,采高 3.9m,工 作面上方为 14-2层采空区,采空区内有五条与本 工作面正交的煤柱,煤柱宽度分别为 62m、18m、 15m、15m、18m,煤层间距 14m。煤层顶底板情况 如表 1。 1 传统过采空区煤柱影响区的方法 在上覆采空区内存在煤柱时,开采过程中矿压 显现明显,顶板管理困难。传统过煤柱开采方法一 般有降低采高,支架立柱活塞杆留够≥ 200mm, 且最小限度的保证采煤机通过即可;减少采煤机滚 筒截割深度,每次割煤截深为原截深的 1/2, 以减少 煤壁片帮,保证顶板管理不超控;两安全出口超前 支护柱距由原来的 1m 改为 0.5m,保证安全出口畅 通;因矿压显现明显,煤体酥松,采煤机割煤时只 割底不割顶,顶煤自然垮落;超前采煤机前滚筒移 架或距前滚筒 12 架移架;工作面调斜开采,割煤 时采取“头两尾一”的割煤工艺,使工作面头尾进 度相差 1820m,也就是工作面前半部先承受上方 煤柱压力,前半部出了煤柱,后半部分才进入煤柱。 表 1 煤层顶底板情况表 顶底、 板名称 岩石名称厚度 m 普氏硬度 (f) 特性 老 顶浅灰色细砂岩4.157.22 灰黑色砂质页岩 与细砂岩互层、 局部含煤线 直接顶深灰色细砂岩0.002.998.8深灰色细砂岩 伪 顶灰色泥岩0.10.3灰色泥岩 直接顶中粗砂岩互层1.065.9811.6中粗砂岩互层 如采取传统工艺通过煤柱,将丢失大量的煤炭 资源。而且工作面管理困难,且工效也低,针对此 种情况采取新工艺进行开采。 2 新工艺研究 (1)根据煤柱位置,提前挂牌标识。在巷道 两帮及顶板吊挂用白铁皮外覆蜂窝红白相间反光条 102017 年第 8 期 制作的煤柱牌,煤柱牌分别吊挂在煤柱起始端与终 结端。 成半口字门框式结构, 醒目美观。 如图1所示。 图 1 煤柱位置标识图 在煤柱中间制作煤柱说明牌板,注明煤柱宽度, 距本层间距,与本工作面位置关系,通尺点位置, 以及应采取的措施与安全警示。 (2)加强工作面矿压监测。将原来支架上安 装的三区五线矿压在线监测,改为三区七线布置方 式。在两巷原有顶板离层监测仪的基础上,又自制 了顶底板位移观测计。 利用 4 分钢管焊接一块 300300mm 的钢板作 为底座,标尺用旧钢卷尺固定在一根直径 8mm 的 钢筋上,并用细钢丝垂吊标尺,将细钢丝固定在锚 杆上,将标尺垂吊在底板固定的钢管孔内,读其初 读数,观测顶底板有移近量时,显示明显。从而起 到监测的效果。 (3)提高工作阻力,减少无支护空顶面积。 因上方存在煤柱,工作面压力大,煤体疏松,支架 下陷,导致部分支架不接顶,无法对顶板支护,再 加上煤壁片帮大,顶板超控顶,工作面随时有漏顶 的危险,针对此种状况制作专用加强框架(图 2), 提高支架工作阻力,机道煤壁打注浆孔,灌注马丽 散,加固煤壁,减少无支护空顶面积。 图 2 加强框架示意图 (4)采取吊、衬两种方法消除因底板比压小 造成溜子下陷,顶溜困难现象。底板松软,溜子铲 煤板有负角度,在推溜时,铲煤板向下钻,导致溜 子不能正常推进。采取吊溜子工艺方法,即将溜子 用支架分段提起,将道木垫到铲煤板下面,使铲煤 板没有负角度,确保在推溜时溜子能够以零度角水 平推进,达到支架溜子正常前移。 (5)转采割煤。过 62m 超宽煤柱时采取转采 工艺,因工作面切眼头尾落差为 9.6m(头部较高), 开采时为了减少工作面头尾两端同时进刀带来的采 动压力与上方煤柱压力叠加形成的压力倍增现象, 开采时改变正常工艺,先将头部稳住并将其作为转 采圆心,转采割煤。进刀时长刀,短刀配合逐步将 支架调斜,并保持头部 5 个支架不支,其余支架阶 梯移架,当支架达到咬架,移架极限时,工作面整 体割一次整刀,然后将头部 5 个支架前移一次。采 用此种工艺逐步前移,转采 62m。待工作面尾部出 了煤柱后,稳住尾部,转头部,最后整体工作面出 煤柱。 (6) 制作移架拉线机构。 因工作面头尾有落差, 支架激光指向仪不能正常工作,为了保证支架的直 线度,减小顶板应力集中,制作了移架拉线机构。 该机构采用 50 扁钢制作一个用螺栓紧固在立柱上 的圆箍,分别安装在头尾两个支架的立柱上。然后 在圆箍上平行支架安一个转轴,再在转轴垂直立柱 焊一根 600mm 长的 6 分管,并在 6 分管的末端打 一个 Φ30mm 的通孔,将结实的棕绳穿过头尾两根 6 分管的通孔,在工作面支架间形成一条定位线。 通过此定位线保证了支架前移时的直线度。如图 3 所示。 图 3 移架拉线机构图 3 经济及社会效益 (1)多回收煤炭资源 8043.84t。即 142.5(切 眼长)128(五条煤柱累计宽)0.3(新工艺增 加的采厚)1.47(煤的比重)= 8043.84t (2)社会效益。在特殊条件下,实现了安全 回采,延长了矿井的服务年限,消除了古塘遗煤易 造成的自燃发火隐患,也为特殊条件下采煤积累了 宝贵经验。
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