放顶煤开采新技术.doc

放顶煤开采新技术 近几年来，XX矿业（集团）有限责任公司及其下属各矿与有关单位共同开展了科技攻关，积极探索与应用综合机械化放顶煤开采新技术，有效地保障了矿井的安全高效生产，对类似矿区具有极大的参考价值。 1综放采场采放工序分析与合理年产量确定 在对综合机械化放顶煤采场放煤、割煤与移架工序进行详细分析的基础上，结合煤层条件与设备参数提出了综放工作面合理年产量的确定方法。 割煤、放煤与移架是综合机械化放顶煤采场的主要工序。三个工序间不同配合构成了不同的综放生产工艺，并且有相应的合理年产量与之对应。显然，在既定煤层赋存条件与装备的情况下，工作面年产量的最大值有一个合理的范围，而且随着条件的改变这一范围也要发生相应的改变。此项研究通过分析工作面年产量的合理值范围，为优化组织综合机械化放顶煤开采工艺和工作面生产的科学管理提供指导。 主要研究结论如下①在工作面既定的地质与设备条件下，因不同放煤方式引起的采放循环时间差决定了工作面年产量有较大的差异，因此在计算年产量之前必须根据回采率或煤质要求首先确定合理的放煤方式。②年产量计算结果应视为合理年产量最大值。实际生产中若产量过低，表明采放工艺未做到最佳配合、设备利用率低或开机率过低；若产量过高，则可能是推进速度过快导致部分放煤口未放煤或未按要求多轮放煤，产量提高是以回采率降低为代价换来的。例如，按前部输送机1800t/h最大能力割煤，后部不放煤，其它条件相同时仍可实现年产量522万t，然而工作面回采率仅有36.75。据对比分析，合理的年产量为计算值8090较为合理。③要提高合理的年产量，可改进设备参数、适当提高系统运输能力，尤其是前部输送机能力，同时加大工作面长度、减少辅助生产时间；亦可优化放煤方式和方法，如采用电液阀自动控制放煤，可减少人工放煤开关口的时间差和架间放煤时间差，缩短循环时间。 2不同截深装备条件下综合机械化放顶煤开采工艺试验研究 综合机械化放顶煤开采工艺由截深0.6m两刀一放到截深0.8m一刀一放或两刀一放，再到截深1.0m一刀一放，设备配套也由改制型到成套专用型，还与科研单位合作对相关技术进行系统研究攻关，从实践和理论方面丰富了采矿技术。国家技术创新项目“600万t综放工作面设备配套与技术研究”又在该矿4326工作面试验成功，在“九五”装备配套与工艺优化的基础上，围绕着工作面重型化、装备配套自动化和设备可靠性等方面进行探索，并且将电液控制系统应用到液压支架的控制系统，进一步提高了综合机械化放顶煤开采设备的装备水平和自动化程度。 试验工作面面长300m，推进长度1410m，煤层厚度8.6m，煤层倾角平均为9。，煤的硬度系数为2.3，采煤高度3.0m，放煤高度5.6m，采放比11.87。主要设备包括截深1.0m的SL-300型电牵引采煤机和配有电液程序控制系统的ZFS6800-35/18型低位放顶煤液压支架，实现了移架、放煤、推拉输送机等动作的自动控制。4326工作面的综放工艺是在“九五”工艺研究成果基础上确定的，因采煤机截深为1.0m故放煤步距采用一刀一放，根据煤层赋存条件及多年综合机械化放顶煤开采经验确定放煤方式为顺序放煤。人工放煤时采用单轮顺序放煤方式；电液程序控制放煤时，由于4326工作面顶煤节理裂隙发育不一，顶煤破碎程度差异较大，加上煤层厚度的变化，单组支架在单位时间内出煤量相应变化较大，因而采用了程序控制与人工补放结合的双轮顺序放煤方式，即第一轮为程序控制，第二轮为人工补放。试验结果，平均月产57.05万t，最高63.17万t，年产达到600万t水平。 3硬煤层综合机械化放顶煤开采工艺及参数优化 针对一些煤体强度大及节理不发育或者顶煤中含矸煤层使综合机械化放顶煤开采工作面顶煤滞后冒落与产生大块堵住放煤口等情况，采用“深孔预裂爆破技术”在回采前进行顶煤预裂，并且结合静压注水，加大顶煤可放性，提高顶煤回采率，减少采空区自然发火。 他们成功地试验出一套50～70m深孔控制预裂爆破的打钻、成孔、装药、封孔及起爆工艺与配套装备。钻孔采用MYZ-150型钻机施工。爆破孔孔径为Φ75mm，控制孔孔径为Φ90mm，试验采用8m孔间距。为保证钻孔定向以取得预期爆破效果，还研制了组合式三级变径定向钻头，第一级为Φ50mm，第二级为Φ60mm，第三级为Φ75mm，每级钻头之间的距离为400mm。采用BQF-50A型压风装药器及抗静电阻燃塑料管进行连续偶合装药。通过深孔控制预裂爆破，使回采率由81.7提高到86.1。由于利用预裂爆破以后煤体裂隙发育的有利条件进行注水，使得煤体的含水率达到4.886，比原来增加1.864，达到了超前注水降尘的目的。 理论分析和实践都充分证明，在坚硬煤层中进行深孔预裂爆破能够合理地利用炸药的爆炸能量和控制孔的导向与补偿作用，在爆破孔和控制孔之间形成了包括径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大连通裂隙网，从而减低煤体的整体强度。通过实验室模拟试验，确定了对爆破裂隙产生影响的主要因素是孔间距L与爆破孔直径d的比值L/d、岩层应力σ和普氏系数f值等。在此项研究中，根据模拟数值确定的深孔预裂爆破参数，经过现场的工业性试验检验基本合理，证明模拟试的结果对现场的试验具有理论指导意义。 4降低综合机械化放顶煤开采工作面的原煤灰分和含矸率 采用综合机械化放顶煤开采以后，放出的原煤含矸石多、灰分高，对煤炭的质量影响较大。根据煤层的条件采取了多种方法，在通过地质构造和煤厚变化带的时候及时采取措施，有效地将原煤的灰分控制在21～24之间，成为质量过硬的优质煤。 ①完善管理制度，优化放煤工艺。首先是改进放煤工艺，针对以前架间漏矸过多的现象，将分段单轮顺序放煤改为多轮顺序放煤。在地质条件正常的时候严禁割矸石，遇到地质构造比如断层时应及时提刀或者刹刀。重视放煤工作，严格禁止其他岗位工替代放煤。②地质条件变化时采取的措施调度室采用控制煤仓的方式来进行生产，充分地利用好工作面煤仓、采区煤仓和主井煤仓的调节作用，在工作面采场条件变化的时候，将受断层影响段的原煤与其它段的原煤分开提升，分别进行洗选。当通过较小的断层或者煤厚变薄带的时候，采用前、后部刮板输送机相互配合出煤的方法，即使用多量灰分低的原煤混合少量灰分高的原煤，合理地保证灰分在允许的范围之内。③加快设备的更新。他们安装了ZZ-89A型在线煤炭灰分仪，由调度室负责使用，随时检测原煤灰分的变化，及时将灰分数据通过电话反馈到工作面，调整放煤的矸石混入量，降低灰分或者增加回收率；原来使用的放顶煤支架是由560K普通综采支架改装的，煤炭回收率低、不容易控制灰分，现在采用专用的放顶煤支架，主要有ZFS5600-18/35型、ZFS5400-18/35型和ZFP6500-19/32型，既能保证回收率又能保证灰分不超标。 5综合机械化放顶煤旋转工作面回采 在该公司首个综放旋转工作面回采中，克服端头维护及调架频繁等困难，18天完成弧长146.92m的扇面形旋转开采，为综放旋转工作面的回采提供了经验。 工作面共布置147组液压支架。端头选用ZTF-6500型液压支架，其余为ZFS-6200型液压支架。旋转段施工采用调面方式进行。以1架为中心点，从采煤机尾向机头方向顺次调面。综合机械化放煤旋转施工中的主要技术难点是随着工作面调面的推进需要及时调整液压支架的方向，并且调整前后部胶带输送机与转载机的搭接，搞好端头维护。为此，应当重点解决好以下几个问题①输送机与转载机的搭接。为了便于胶带输送机与转载机的搭接，在安装转载机的时候要使转载机往外靠，转载机与顺槽胶带输送机中心线形成一个46′的夹角。在旋转回采的时候，还要根据机头的情况及时调整机头的高度，以便于机头搭接卸载，防止胶带输送机喝回头煤。②调架。旋转回采的时候，每一次移架以后都要利用液压支架的侧护板配合调架单体支柱及时对液压支架进行调整，以保证液压支架和胶带输送机基本处于垂直状态，防止出现挤架、咬架等现象。③端头维护。旋转回采的时候，1液压支架与转载机之间和1、2、3液压支架之间都会出现一个大小不等的三角空顶带，造成端头液压支架与一字梁或者十字梁之间以及端头液压支架之间空顶面积较大，因此必须在端头液压支架与一字梁及1～3液压支架之间使用点柱或者抬棚加强支护，防止端头冒顶。此外，旋转回采的时候，受到地质构造的影响会出现工作面斜长增大或者变小的情况，也会出现胶带输送机两头两头都短或者都长的情况，需要根据实际情况采取开帮或者延长一节溜槽的措施，以保证胶带输送机搭接卸载合理。 6不稳定煤层放顶煤开采技术研究 在该矿2301工作面的综合机械化放顶煤开采实践中，对影响放顶煤的煤层厚度、夹矸层等因素进行了分析，提出了适合不稳定煤层开采的放煤工艺，对于相似条件下的煤层开采方法选择具有重要的参考价值。 该矿煤层赋存特点是厚度变化大、含有夹矸层、地质构造复杂，放顶煤对煤层厚度变化的适应性好，为这类煤层提供了一种有效的开采方法。为了寻找不稳定煤层的合理综合机械化放顶煤开采工艺，他们在理论和实验室研究的基础上，又在2301工作面的大、小采放比两个地段对放顶煤开采的不同工艺进行了现场试验。当煤层的厚度大于5m的时候，放煤步距为1.2m的间隔依次全量放煤方式最好；在小采放比的情况下，一个推进步距放单号（或者双号）架、另外一个推进步距放双号（或者单号）架的间隔错步放煤方式最为理想，兼有1.2m和0.6m放煤步距的优点，避免了在一个工作面内因为煤层厚度不同需要调整放煤方式而带来的不便，可以在全工作面采用这种放煤方式。 为了观测小采放比时的顶煤冒落特性，他们在煤层最大厚度为3.8m处设立了观测站。工作面的割煤高度为2.8m，顶煤的最大高度为1.0m、最小为0.4m。在现场的观测中发现，虽然随着工作面的推进，顶煤能够比较好地冒落，但是顶煤的放出性与顶板的岩性有着很大的关系。当顶板的冒落块度远大于顶煤的冒落块度时，冒落顶煤具有较好的放出性；随着顶煤厚度的增加，其冒放性越来越好；当顶煤的厚度达到1.0m左右的时候，冒放效果处于正常状态。此项成果确定了煤层最大和最小临界厚度分别为13m和0.8M，为不稳定煤层的放顶煤开采提供了可供选择的范围。 7超长综合机械化放顶煤开采工作面井下快速倒面 成功地对4326和4328两个超长综合机械化放顶煤开采工作面实施了井下快速倒面，取得了良好的效果。 4326工作面长300m，安装“十五”配套设备、支架203组。4326面结束后，接续与其相邻的4328工作面。4328工作面长279M，需要安装支架187组。煤层具有自燃发火倾向。为防止煤层自燃发火，保证工作面的正常接续，4326综放工作面需要快速撤除，4328综放工作面必须快速安装。根据XX煤矿安装“九五”设备工作面的安装和撤除时间统计，工作面设备安装时间平均为62.7天，撤除时间平均为47天。因“十五”攻关工作面设备有大型化、重型化的特点，与之配套的工作面前后输送机、采煤机、转载机、破碎机、胶带机和乳化液泵站等设备的体积和重量相应增加，工作面在设备安装、撤除过程中需要组装、解体。井下倒面运输环节多，占用人员设备多，需用时间长。 根据计划，4326工作面的设备撤除工期为50天，4328工作面的设备安装工期为72天。他们利用网络计划技术对工作面的撤除与安装工程进行总体规划和安排，绘制网络计划图组织施工，使得各个环节在一定条件下能相互配合，最大限度的节约人力和物力。4326综合机械化放顶煤开采工作面采用“W”型通风方式，设备从上下两头撤除最大限度地组织平行作业和交叉作业，提前7天撤除完毕，节约租赁费用143.33万元；由于4326综合机械化放顶煤开采工作面的快速撤除，有效地杜绝了煤层自燃发火隐患，保证了矿井安全生产。4328综合机械化放顶煤开采工作面提前11天安装完毕投入生产保证了回采工作面的正常接续，多生产原煤7.9万t。 8 25倾角松软煤层日产万吨综合机械化放顶煤开采工作面回采 通过优化25倾角松软煤层日产万吨综合机械化放顶煤开采工作面的回采工艺，93上01综放工作面开采最高日产1.5万t，最高月产30.52万t，回采率85.9，为大倾角松软煤层综放工作面的回采提供了理论依据和实践依据。 鉴于93上01工作面倾角和仰角均较大，顶煤松软易冒落，采取如下措施加强顶板控制①控制机采高度。机采的实际高度不仅对煤壁的稳定性有影响，而且也影响到顶煤的稳定性。由于机采高度的增加会使顶煤下位完整层的厚度减少，容易造成下位顶煤破坏漏顶，因此在回采过程中严格控制机采高度为2.50.1m。液压支架与松软煤层之间留有1m左右普氏硬度比较大的较硬煤层，有效地控制了顶煤的冒落。由于采高较低，尽量选用机身高度小的采煤机。该面所选MGYS180/460-WD电牵引采煤机机身高度为2.3m，以保证采煤机在低采高处顺利通过。②控制初次放煤步距。初次放煤应在直接顶初次垮落后进行。过早放煤将使支架因顶煤冒落不能接顶失去前移支撑点，放煤过晚将增大顶煤损失。该面直接顶初次垮落步距为16～18m，工作面推进20m后开始放煤。③铺顶网、预置顶煤托梁。该面初采期间构造发育，且设备安装后长期停滞，顶煤及煤壁已不同程度被破坏。为有效维护顶煤，初采时全面铺顶网以加强对下位煤的架间维护。在片帮、冒顶区域紧贴支架前梁的金属网下用煤电钻布置一排钻孔，间距300mm，与底板仰角5。～10。，孔径Φ42mm，孔深3m，钻孔内装入铁管作为顶煤托梁。拉架时降下支架前梁托住锚固铁管，使支架和架前顶煤组成一个完整的承载体来维护顶煤不冒落。 9 突破网下坚硬煤体不可放的禁区 有5个已采过第一分层的采区，剩余煤层厚度采用放顶煤开采。由于预采顶分层后网下综合机械化放顶煤开采面的支承压力相对较低，矿山压力自然破煤的能力相对减弱，支架后方存在大量大块煤，放煤过程中不便于放出，使大量顶煤丢失在采空区。经过对1303工作面网下综合机械化放顶煤开采工艺的研究，逐步摸清了网下顶煤的放出规律，并采取了相应的措施，使回收率超过80，成本比分层综采下降50，回采工效达到84t/工。 放煤参数包括放煤顺序、放煤轮次、放煤步距、采放比等，许多参数在整层放顶煤时已有成熟的经验可借鉴，鉴于网下放顶煤的特点（顶煤硬度小、采放比为11、铺设顶网），主要对放煤步距进行了分析。根据观测统计，当放煤末期有拱结构存在时全煤拱所占的比率最大，达50左右。对于此种结构一旦支架前移，全煤拱将失去前支撑点而垮落堆积于后部输送机及底板上，新冒落的顶煤堆积于组织全煤拱的煤炭上方。由于顶煤较薄，采用一刀一放方式放煤时，上循环垮落于底板的煤可以从放煤口放出或放出；若采用二刀一放方式，则因底板浮煤距放煤口距离加大，相当一部分浮煤处于安息角内而不能放出，顶煤越薄丢失浮煤的比例越大，尤其是大块煤的安息角增大丢失煤更多。因此，在网下综放开采顶煤厚度不大的条件下，宜尽量减少底板浮煤的损失量，即采取一刀一放的放煤方式较好。采用网下综放开采后，工作面上方顶板由破碎的直接顶变成坚硬整体性好的煤体，从根本上消除了架前冒顶事故的发生，突破了网下坚硬煤体不可放的禁区，工作面平均产量19.8万t/月，最高达到25.6万t/月。 10 边角煤开采技术实践 利用现有的生产系统、生产设备及工艺来改变传统的开采方式，采用先放顶煤后综采、开切眼调斜开采和停采线调斜停面等措施捎带回收矿井边角煤，提高了矿井边角煤的回采率，减少了矿井呆滞煤量，取得了良好的效果，并摸索出一套有效的安全技术措施。 由于工作面切眼与轨道顺槽成75交角，工作面初采期间需要进行调面。在调面过程中需要从轨道顺槽（机尾）侧撤除3组液压支架及对应的溜槽。因此在切眼安装时从切眼运输顺槽（机头）侧开始依次布置3组排头支架、123组中间支架、5组排头支架和3组中间支架（132～134）的方式，134架安装时不超出轨道顺槽采侧煤壁，以增加支架可移架空间，为支架撤除创造有利条件。开始回采时首先通过一个大斜刀找直工作面刮板输送机，再分别从距机尾1/3、1/2和2/3处定线，采取只进机尾不进机头的方式向前推进。完成上述几个循环后，根据现场情况决定是否采用进半刀机头两刀机尾的方式推进一个循环，然后再采用上述方式继续调面。整个调面过程要根据输送机的移动方向及支架的拉移情况确定采取使用大斜刀调面，以防止支架出现挤架和咬架。 随着工作面调面推进，工作面倾斜长度减小，需要撤除部分输送机溜槽。为保证输送机能及时向机尾方向移动，生产中以保证输送机与运输顺槽内的转载机合适搭接长度为准。输送机上移量较小造成卸煤宽度小时，采用每刀车机头向机尾方向推移输送机的单向推移方式，促使输送机往机尾移动；输送机上移量过大造成输送机与转载机间距大于正常搭接长度时，采用单体液压支柱下移输送机的方式控制好搭接程度，保证输送机不拉循环煤并正常运转。通过调面及对输送机的有效控制，工作面132～134架逐渐由面内上移到轨道顺槽内。根据现场情况适时撤除输送机溜槽后，对进入顺槽的液压支架采用辅助拉移装置进行前移。工作面生产4天后，轨道顺槽进尺50m，运输顺槽进尺3.5m，134架从轨道顺槽采侧煤壁以里0.3m移至距轨道顺槽不采侧煤壁0.3m，移动量4.8m。利用全矿停产检修时间顺利撤除132～134架，工作面进入正常回采阶段。 11综合机械化放顶煤开采工作面过断层技术研究与实践 该煤矿井田范围内的地质条件极其复杂，每个综合机械化放顶煤开采工作面在推进过程中遇到的断层至少十几条，有的甚至上百条。他们开展了综放工作面过断层技术的研究，总结出了复杂地质条件下综合机械化放顶煤开采工作面顺槽过断层时必须考虑的适合设备性能参数的巷道坡度、支护方式和防火处理，并根据该矿3下煤层底板为一定厚度的泥岩（页岩）性质这一特点，在顺槽巷道掘进期间确定好适合综采回采的断层处理方案，为后面的回采提高前提保障，同时尽量减少综合机械化放顶煤开采工作面放松动炮破顶（底），保证综合机械化放顶煤开采工作面的安全高产。 掘进期间对断层处理的正确与否直接影响到工作面的正常回采。该矿23下03孤岛综放工作面轨道顺槽在掘进施工中遇到落差9.5m的F2132断层后，没有急于下扎角度去找煤，而是在确定了断层的产状、参数后从断层面处后退20m，以坡度10～11下扎角度去找煤。此角度正好适合该矿综放工作面的配套设备。另外，坡度的变化比较平缓，先是由0坡度变成10下坡，而后由11变为3，对该配套设备起变坡非常适宜，满足了设备技术性能。在实际现场生产过程中也证明了这一点。 33下06综放工作面轨道顺槽在11下坡掘进过程中，遇到落差3.5m的F3625断层后在断层处又以23坡急变为4，巷道沿着煤层顶板掘进。无论从坡度设计还是变坡点竖曲线都与工作面设备性能相去甚远，无法满足综采设备的技术要求，即使该处没有断层也无法保证工作面正常推进，所以此工作面对该断层的坡度设计影响了正常生产。同样，如果在胶带顺槽遇到断层，在确定掘进过断层施工方案或者巷道改造方案的时候，还应当考虑到顺槽所安装胶带的竖曲线半径、转载机的长度、转载机的拉移要与巷道的起变坡度数相适应。 12短壁轻型综合机械化放顶煤开采在杨村矿应用成功 在对短壁轻型综合机械化放顶煤开采所涉及到的采煤工艺、顶煤软化、矿压显现及顶煤运移规律研究分析的基础上，成功地进行了设备配套，为类似开采条件下的矿井推广应用提供了参考。 此配套方案以工作面年产0.6Mt为目标。ZF3200-16.5/25Z型轻型低位放顶煤支架的主要特点是四柱单摆杆、刚性整体顶梁、内伸缩前梁、单侧活动侧护板、本架操作，支撑高度1650～2500mm，支撑宽度1190～1330mm，中心距1250mm，初撑力2860kN，工作阻力3200kN，支护强度0.65～0.69MPa，插板伸缩量600mm，尾梁摆动量上摆38、下摆41。MG250/300-NAWD型电牵引单滚筒采煤机采用机载式交流变频调速、销轨式无链牵引；可编程序控制器实现状态检测、故障诊断；调整范围广、体积小、机身短；可以进行遥控发射机操作及机身操作；在输送机机头、机尾回转进刀，无须斜切进刀。采高1.8～2.5m，截深630mm，牵引电机功率250kW，机身长度3130mm，滚筒直径1700mm，牵引速度0～10～20m/min。工作面前、后部刮板输送机均选用SGZ-730/110型刮板输送机，电机垂直于输送机机身布置，运输能力450t/h，电机功率110kW。SZB-764/132型板式转载机1部，铺设长度50m，运输能力700t/h，电机功率132kW。LPS-1000型轮式破碎机1部，破碎能力1000t/h，电机功率110kW，输出粒度≤300mm。顺槽采用STJ-800/402型可伸缩胶带输送机，运输能力400t/h。泵站系统选用MRB-125/31.5型乳化液泵和XQB-110/20型清水泵。