高瓦斯易自燃厚煤层大采高综采工艺试验研究.pdf

第 ４２ 卷第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术Ｖｏｌ􀆱 ４２ Ｎｏ􀆱 ５ ２０１４ 年５ 月Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ ＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＭａｙ ２０１４ 高瓦斯易自燃厚煤层大采高综采工艺试验研究 娄 金 福１ꎬ２ １􀆱 天地科技股份有限公司 开采设计事业部ꎬ北京 １０００１３ꎻ２􀆱 煤炭科学研究总院 开采设计研究分院ꎬ北京 １０００１３ 摘 要为了解决铜川焦坪矿区易自燃厚煤层综放开采顶煤回采率低、采空区遗煤自然发火严重等难 题ꎬ从大采高综采工作面割煤高度、装备配套选型、辅助运输、通风防灭火等技术方面ꎬ对 ３－２ 煤层采 用大采高综采工艺进行了可行性论证ꎮ 工业性试验结果表明选用的 ＺＹ１０５００/２７/５８ 液压支架能够 满足该工作面顶板支护要求ꎬＭＧ７５０/１８６０－ＧＷＤ 采煤机故障率低于１０％ꎬ工作面采出率达到９３􀆱 ８％ꎬ 平均推进速度 １１９ ｍ/ 月ꎬ工作面推进速度及回采率较综放开采工艺均有大幅度提高ꎮ 同时ꎬ采空区 散热带与氧化带最大宽度之和为 ９５ ｍꎬ束管采样气体中没有出现 Ｃ２Ｈ２、Ｃ２Ｈ４气体ꎬ采空区未发生自 燃ꎬ工作面安全生产形势有了根本性的好转ꎮ 关键词易自燃煤层ꎻ高瓦斯煤层ꎻ厚煤层ꎻ大采高综采工艺 中图分类号ＴＴＤ８２３ 文献标志码Ａ 文章编号０２５３－２３３６２０１４０５－００２９－０５ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ Ｆｕｌｌｙ－Ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ Ｍｉｎｉｎｇ ｗｉｔｈ Ｌａｒｇｅ Ｃｕｔｔｉｎｇ Ｈｅｉｇｈｔ ｉｎ Ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ Ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ Ｔｈｉｃｋ Ｃｏａｌ Ｓｅａｍ ＬＯＵ Ｊｉｎ￣ｆｕ１ꎬ２ １.Ｃｏａｌ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｄｅｓｉｇｎｉｎｇ ＤｅｐａｒｔｍｅｎｔꎬＴｉａｎｄｉ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｃｏ.ꎬＬｔｄ.ꎬＢｅｉｊｉｎｇ １０００１３ꎬＣｈｉｎａꎻ ２.Ｃｏａｌ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｄｅｓｉｇｎｉｎｇ ＢｒａｎｃｈꎬＣｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ＩｎｓｔｉｔｕｔｅꎬＢｅｉｊｉｎｇ １０００１３ꎬＣｈｉｎａ ＡｂｓｔｒａｃｔＩｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｓｏｌｖｅ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｏｆ ｌｏｗ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ａｎｄ ｓｅｒｉｏｕｓ ｇｏａｆ ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ ｉｎ Ｊｉａｏｐｉｎｇ Ｍｉｎｉｎｇ Ａｒｅａꎬｆｏｃｕ￣ ｓｉｎｇ ｏｎ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｌｉｎｋｓ ｓｕｃｈ ａｓ ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｃｕｔｔｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ ｏｆ ｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅꎬｍｉｎｉｎｇ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｍａｔｃｈｉｎｇꎬａｕｘ￣ ｉｌｉａｒｙ ｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎꎬｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｇｏａｆ ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ ｐｒｅｖｅｎｔｉｏｎꎬｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｍａｄｅ ａ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｎ ｆｅａｓｉｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｍｉｎｉｎｇ ｉｎ Ｎｏ􀆱 ３－２ ｃｏａｌ ｓｅａｍ.Ｔｈｅ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｔｅｓｔ ｏｆ ｔｒｉａｌ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ｔｈｅ ＺＹ１０５００/２７/５８ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｓｕｐｐｏｒｔ ｃｏｕｌｄ ｍｅｅｔ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｒｅｑｕｉｒｅｍｅｎｔｓꎬａｎｄ ｔｈｅ ＭＧ７５０/１８６０－ＧＷＤ ｍｉｎｅｒ ｈａｄ ａ ｆａｉｌｕｒｅ ｒａｔｅ ｌｏｗｅｒ ｔｈａｎ １０％.Ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒａｔｅ ｒｅａｃｈｅｄ ｔｏ ９３􀆱 ８％ ａｎｄ ａｄｖａｎｃｉｎｇ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ａｍｏｕｎｔｅｄ ｔｏ １１９ ｍ ｐｅｒ ｍｏｎｔｈꎬｂｏｔｈ ｏｆ ｗｈｉｃｈ ｈａｄ ｂｅｅｎ ｇｒｅａｔｌｙ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｔｈａｎ ｔｏｐ ｃｏａｌ ｃａｖｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ.Ｔｈｅ ｔｏｔａｌ ｗｉｄｔｈ ｏｆ ｈｅａｔ ｄｉｓｓｉｐａｔｉｏｎ ａｎｄ ｏｘｉｄｉｚｅｄ ｚｏｎｅ ｗａｓ ９５ ｍ.Ｗｉｔｈ ｎｅｉｔｈｅｒ Ｃ２Ｈ２、Ｃ２Ｈ４ｆｏｕｎｄ ｉｎ ｂｕｎｄｌｅ ｔｕｂｅ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｓｙｓ￣ ｔｅｍꎬｎｏｒ ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ ｉｎ ｇｏａｆꎬｔｈｅ ｓｅｃｕｒｉｔｙ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ ｏｆ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｅａｌｉｚｅｄ ｆｕｎｄａｍｅｎｔａｌ ｉｍｐｒｏｖｅｍｅｎｔ. Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ ｓｅａｍꎻｈｉｇｈ ｇａｓｓｙ ｓｅａｍꎻｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍꎻｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｍｉｎｉｎｇ ｗｉｔｈ ｌａｒｇｅ ｃｕｔｔｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ 收稿日期２０１４－０１－２２ꎻ责任编辑曾康生 ＤＯＩ１０.１３１９９/ ｊ.ｃｎｋｉ.ｃｓｔ.２０１４.０５.００８ 基金项目“十二五”国家科技支撑计划资助项目２０１２ＢＡＫ０４Ｂ０８ꎻ国家自然科学基金青年科学基金资助项目５１３０４１１５ 作者简介娄金福１９８２ꎬ男ꎬ山东诸城人ꎬ助理研究员ꎬ博士研究生ꎮ Ｔｅｌ０１０－８４２６３１２１ꎬＥ－ｍａｉｌｓａｆｅｇｕａｒｄ００７＠ １２６􀆱 ｃｏｍ 引用格式娄金福.高瓦斯易自燃厚煤层大采高综采工艺试验研究[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１４ꎬ４２５２９－３３. ＬＯＵ Ｊｉｎ￣ｆｕ.Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ Ｆｕｌｌｙ－Ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ Ｍｉｎｉｎｇ ｗｉｔｈ Ｌａｒｇｅ Ｃｕｔｔｉｎｇ Ｈｅｉｇｈｔ ｉｎ Ｓｐｏｎｔａｎｅｏｕｓ Ｃｏｍｂｕｓｔｉｏｎ Ｔｈｉｃｋ Ｃｏａｌ Ｓｅａｍ[Ｊ].Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０１４ꎬ４２５２９－３３. ０ 引 言 我国厚煤层资源丰富ꎬ厚 ３􀆱 ５７􀆱 ０ ｍ 煤层储 量占总储量的 ３４％ꎬ厚煤层开采的煤炭产量占有 大比例ꎮ 目前我国年产 ６００ 万１ ０００ 万 ｔ 具有国 际领先技术水平的安全高产高效矿井和综采工作 面都是在厚煤层开采条件下实现的[１]ꎮ 大采高综 放与大采高综采工艺是实现厚煤层安全高效开采 的主要技术途径[２－６]ꎮ 与综放开采相比ꎬ大采高综 采工艺设备布置简单、系统可靠性高、采出率高、 安全条件好ꎬ是实现厚煤层高效集约化开采的首 选技术ꎮ 大功率高可靠性煤机装备是实现大采高 综采工作面安全高效生产的关键环节ꎮ 目前已研 发出电液控制强力液压支架、大功率电牵引采煤 ９２ ２０１４ 年第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４２ 卷 机、重型刮板输送机和大运力带式输送机ꎬ配套设 备生产能力达到 １ ５００２ ５００ ｔ/ ｈꎬ大采高综采工 作面年产量达到 ８００ 万 ｔ 以上ꎮ 目前大采高综采 一次采全高工艺在国内 ７ ｍ 以下厚煤层得到了广 泛应用ꎬ在晋城矿区、神东矿区、黄陵二号矿、宁东 矿区羊场湾煤矿等一批典型的大采高综采面取得 了成功[８－１０]ꎮ 笔者以焦坪矿区为试验点ꎬ针对厚 煤层综放开采顶煤回采率低、采空区遗煤发火严 重等技术难题ꎬ对回采工艺进行改革ꎬ将综放开采 改为大采高综采工艺ꎮ 基于该矿区 ３－２ 煤层的赋 存特征ꎬ围绕大采高综采工作面割煤高度、装备配 套选型、辅助运输、通风防灭火等技术环节ꎬ开展 易自燃厚煤层大采高综采可行性研究ꎬ并进行了 大采高综采工作面的工业性试验ꎬ以期达到安全 高产高效的目的ꎮ １ 焦坪矿区 ３－２ 煤层赋存特征 焦坪矿区主采侏罗纪 ４－２ 煤层ꎬ平均厚度 １０１２ ｍꎬ倾角 ５１０ꎮ 煤层自然发火期 ３６ 个 月ꎬ最短 ２８ ｄꎬ属于容易自燃煤层ꎮ 作为焦坪矿区 的主力矿井ꎬ下石节煤矿一直沿用放顶煤开采工 艺ꎬ顶煤采出率低ꎬ采空区存在大量遗煤ꎮ 由于４－ ２ 煤层为易自燃煤层ꎬ受采空区漏风影响ꎬ采空区 遗煤一旦自燃ꎬ将成为瓦斯爆炸的引爆源ꎻ采空区 积聚的大量瓦斯将成为爆炸的能量库ꎻ基本顶回 转垮落扰动采空区气体流动ꎬ促使其达到爆炸浓 度ꎬ气流经过煤炭自燃区域时ꎬ极易引发瓦斯爆炸 事故ꎬ严重制约矿井的安全ꎬ该矿区陈家山煤矿曾 发生过特别重大瓦斯爆炸事故[１１－１２]ꎮ 地勘资料表明ꎬ下石节煤矿 ４－２ 煤层在矿井 深部分成上下 ２ 个煤层ꎬ上部 ３－２ 煤层与下部 ４－２ 煤层的间距平均 ２５ ｍꎮ ３－２ 煤层平均厚度 ４􀆱 ７６ ｍꎬ倾角 ３８ꎬ平均 ５ꎬ埋深 ６００６５０ ｍꎮ 直接顶 为深灰色粉砂质泥岩ꎬ含少量黄铁矿结核ꎬ岩层较 为破碎ꎬ厚度 ０􀆱 ７０１３􀆱 ７ ｍꎬ平均 ４􀆱 ６０ ｍꎬ普氏系 数 ｆ＝３４ꎻ基本顶为粉砂岩、细砂岩ꎬ中厚层状ꎬ泥 质胶结ꎬｆ＝４ꎻ直接底为灰－深灰色粉砂岩ꎬ俗称黑 条砂岩ꎬ具有波状或缓波状层理ꎬ岩性横向变化较 大ꎬ不稳定ꎬ厚度 ０􀆱 ２５２９􀆱 ８８ ｍꎬ平均 ７􀆱 ３５ ｍꎬｆ＝ ４ꎮ 煤层自燃倾向等级属于Ⅰ类易自燃煤层ꎮ ２ ３－２ 煤层大采高综采工作面装备选型 从国内大采高综采工作面的装备投资来看ꎬ 液压支架、采煤机、刮板输送机占工作面设备总投 资的 ７０％以上ꎬ因此重点论述以上“三机”的选型 过程ꎮ ２􀆱 １ 液压支架 １支架型式选型ꎮ 目前ꎬ两柱式掩护支架已 经成为液压支架的发展方向ꎬ９０％以上的大采高工 作面都采用两柱掩护式支架ꎬ大缸径立柱及提底 座机构极大地扩大了掩护式支架的应用范围ꎮ 与 之相比ꎬ四柱式支架容易出现前后立柱受力不均 衡的现象ꎬ四柱支架的实际支护效率低于掩护式 支架ꎬ因此试验大采高工作面选用两柱式掩护 支架ꎮ ２支架中心距的确定ꎮ 由于支护高度的增 大ꎬ支架的横向稳定性成为急需解决的难题ꎬ大采 高两柱掩护式支架向大中心距方向发展ꎮ 采用 １􀆱 ７５、２􀆱 ０５ ｍ 的中心距ꎬ不但可以提高支架的稳定 性ꎬ而且可以减少支架数量ꎬ简化电液控制系统ꎬ 降低设备投入成本ꎬ提高移架速度ꎮ 根据 ３－２ 号 煤层的顶板条件ꎬ两柱掩护式支架的中心距取 １􀆱 ７５ ｍꎮ ３支护高度确定ꎮ 工作面采高的确定主要依 据煤厚包括夹矸厚度ꎬ同时要考虑设备能力和 矿山压力显现状态ꎮ 为了确定工作面的合理采 高ꎬ对该矿 ３－２ 煤层的钻孔数据进行了统计ꎮ 钻 孔数据统计表明ꎬ３－２ 煤厚小于 ３􀆱 ５ ｍ 的钻孔数占 钻孔总数的 ６􀆱 ５％ꎬ煤厚在 ３􀆱 ５５􀆱 ５ ｍ 的钻孔数占 ７０􀆱 ９％ꎬ厚度大于 ５􀆱 ５ ｍ 的钻孔数占 ２２􀆱 ６％ꎮ 可 以看出ꎬ３－２ 煤厚绝大多数在 ３􀆱 ５５􀆱 ５ ｍꎬ因此大 采高液压支架合理的支护高度为 ２􀆱 ７５􀆱 ８ ｍꎮ ４支护强度分析ꎮ 在确定支护强度时ꎬ主要 采用 ３ 种方法经验估算法[１３]、数值模拟法和工程 类比法ꎮ ①经验估算法根据矿井实际地质条件ꎬ 确定工作面最大采高为 ５􀆱 ５ ｍꎻ顶板岩层平均密度 取 ２􀆱 ５ ｇ/ ｃｍ３ꎻ由于采高较大ꎬ来压强度较大ꎬ其附 加系数取 ８ꎬ则支架的合理支护强度为 １􀆱 １２ ＭＰａꎮ ②建立在支架与围岩相互作用关系基础之上的数 值模拟分析方法据已有研究成果表明ꎬ支架工作 阻力 Ｐ 与顶板最终下沉量 ΔＬ即由煤壁到采空区 一侧呈近似双曲线分布ꎬ称为“Ｐ－ΔＬ”曲线ꎮ 当 支架支护强度较小时ꎬ顶板煤下沉量会随着支 护强度的增大而急剧减小ꎬ当支护强度达到一定 范围后ꎬ继续增大支护强度ꎬ对限制顶板煤下沉 量的作用明显减弱ꎬ也就是说在支架支护强度和 ０３ 娄金福高瓦斯易自燃厚煤层大采高综采工艺试验研究２０１４ 年第 ５ 期 顶板煤下沉量关系曲线中存在一个拐点ꎬ这个 拐点就是支架最合理的支护强度ꎮ 基于上述理 论ꎬ分别进行了支架支护强度为 ０􀆱 ６、０􀆱 ８、１􀆱 ０、 １􀆱 １、１􀆱 ２、１􀆱 ３ ＭＰａ 的模拟分析ꎬ支架支护强度与工 作面后部 ５ ｍ 处的顶板下沉量关系曲线如图 １ 所 示ꎮ 通过对模拟结果进行分析可知２３０１ 工作面 长度为 ２１０ ｍ、支护强度 １􀆱 １１􀆱 ２ ＭＰａ 时ꎬ其顶板 下沉量随支护强度的增加而减少的程度明显降 低ꎬ支架的支护强度应当大于 １􀆱 １ ＭＰａꎮ ③按工程 类比法ꎬ就下石节煤矿煤层赋存条件相似的工作 面进行工程类比ꎬ陕煤集团柠条塔煤矿选用支架 ＺＹ１００００/２６/５６Ｄꎬ支护强度 １􀆱 １２ １􀆱 １７ ＭＰａꎬ陕 北榆神集团郭家湾煤矿选用支架 ＺＹ１２０００/２７/ ５６Ｄꎬ支护强度 １􀆱 ２４１􀆱 ２９ ＭＰａꎬ陕煤集团红柳林 煤矿选用支架 ＺＹ１２０００/２８/６３Ｄꎬ支护强度 １􀆱 ２６ １􀆱 ３ ＭＰａꎬ根据以上类比结果ꎬ确定 ３－２ 煤层液压 支架的支护强度应大于 １􀆱 １ ＭＰａꎮ 综合上述 ３ 种 计算方法ꎬ试验工作面大采高支架的合理支护强 度应大于 １􀆱 １２ ＭＰａꎮ 图 １ 支护强度与顶板下沉量关系曲线 ５选用 ＺＹ１０５００/２７/５８ 两柱掩护式支架ꎮ 参 照支架工作阻力计算公式[１４]ꎬ将支架中心距 １􀆱 ７５ ｍꎬ支护强度 １􀆱 １２ ＭＰａꎬ控顶距 ５ ｍꎬ支撑效率 ０􀆱 ９５ 等参数代入计算ꎬ得支架额定工作阻力为 １０ ３１５􀆱 ８ ｋＮꎮ 对计算结果进行化零取整ꎬ最终确 定支架的额定工作阻力取 １０ ５００ ｋＮꎮ 综合考虑支护高度和支护强度ꎬＺＹ１０５００/２７/ ５８ 两柱掩护式液压支架满足支护要求ꎮ ２􀆱 ２ 采煤机 考虑到煤厚的变化ꎬ将采煤机最大割煤高度 定为 ５􀆱 ５６􀆱 ０ ｍꎮ 调研国内应用成熟的大功率采 煤 机 可 知ꎬ ＭＧ９００/２２１５ － ＧＷＤ、 ＭＧ７５０/１９１０ － ＧＷＤ 交流电牵引采煤机均能满足生产要求ꎮ 根据下石节煤矿 ３－２ 煤层赋存条件及工作面 产能要求ꎬ采高范围应为 ３􀆱 ５６􀆱 ０ ｍꎬ机面高度应 小于 ３ ０００ ｍｍꎬ采煤机的总装机功率应大于 １ ６００ ｋＷꎬ考虑工作面采高、稳定性等影响因素ꎬ确定采 用 ＭＧ７５０/１８６０－ＧＷＤ 型交流电牵引采煤机ꎮ ２􀆱 ３ 刮板输送机 根据工作面生产能力计算ꎬ刮板输送机运输 能力应大于 １ ８００ ｔ/ ｈꎬ装机功率应大于 １ ２００ ｋＷꎬ 确定采用 ＳＧＺ１０００/２７００ 中双链刮板输送机ꎮ 对于转载机、破碎机、喷雾泵等其他装备ꎬ通 过类比寺河矿、黄陵二号矿、神东煤炭公司等一批 安全高产大采高综采面的设备配套情况ꎬ认为当 前国产装备满足 ３－２ 煤层的综采要求ꎬ选型过程 从略ꎮ ３－２ 煤层大采高首采工作面设备配套汇总如 下①ＺＹ１０５００/２７/５８ 液压支架工作阻力 １０ ５００ ｋＮꎬ中心距 １􀆱 ７５ ｍꎬ高度 ２􀆱 ７ ５􀆱 ８ ｍꎻ②ＭＧ７５０/ １８６０－ＧＷＤ 采煤机截割功率 ２７５０ ｋＷꎬ采高３􀆱 ５ ５􀆱 ６ ｍꎬ截深为 ８００ ｍｍꎬ滚筒直径为 ３ ０００ ｍｍꎬ电 压为３ ３００ Ｖꎻ③ＳＧＺ１０００/２７００ 刮板输送机长度 为 ２５０ ｍꎬ功率为 ２７００ ｋＷꎬ电压为 ３ ３００ Ｖꎬ运输 能力为 ２ ２００ ｔ/ ｈꎬ链速为 １􀆱 ２８ ｍ/ ｓꎻ④ＳＺＺ１０００/ ４００ 转载机输送能力 ２ ５００ ｔ/ ｈꎬ功率为 ４００ ｋＷꎬ电 压为 ３ ３００ Ｖꎻ⑤ＰＣＭ２５０ 破碎机破碎能力 ３ ０００ ｔ/ ｈꎬ功率为 ２５０ ｋＷꎬ排出粒度小于 ３００ ｍｍꎬ电压 为 ３ ３００ Ｖꎻ⑥ＢＲＷ４００/３１􀆱 ５ 三泵两箱乳化液泵工 作压力 ３１􀆱 ５ ＭＰａꎬ额定流量 ４００ Ｌ/ ｍｉｎꎬ电动机功 率 ２５０ ｋＷꎬ电压 １ １４０ Ｖꎬ液箱 ２ 个ꎬ容积 ２ ５００ Ｌꎻ ⑦ＢＰＷ４００/１２􀆱 ５ 两泵一箱喷雾泵工作压力 １２􀆱 ５ ＭＰａꎬ额定流量 ４００ Ｌ/ ｍｉｎꎬ电动机功率 １１０ ｋＷꎬ电 压 １ １４０ Ｖꎬ液箱 １ 个ꎬ容积 ２ ５００ Ｌꎮ ３ 大采高综采支架下井方案 经现场调研ꎬ大采高综采装备下井的运输路 线依次经过平硐→副斜井→暗副井→９５０ 轨道石 门ꎮ 根据井巷断面的现场实测分析ꎬ当前井巷条 件不能满足支架搬运车整架运输的要求ꎬ因此只 能采用轨道运输ꎮ 在当前的井巷断面条件下ꎬ副 斜井、暗副井的净高 ２ ８００ ｍｍꎬ轨面高度 ３８０ ｍｍꎬ 支架运输平板车按 ３００ ｍｍ 考虑ꎬ支架顶界面与拱 顶的安全间隙取 ２００ ｍｍꎬ则容许支架通过的最大 高度为 １ ６００ ｍｍꎮ ９５０ 轨道石门轨面高度 ３８０ ｍｍꎬ则容许通过高度为 ２ １００ ｍｍꎮ 综上分析ꎬ当前井巷断面容许通过高度为 １ ６００ ｍｍꎬ远低于液压支架整架运输的要求ꎬ支架必 须解体下井ꎮ 支架解体装车方案为①顶梁含伸 １３ ２０１４ 年第 ５ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４２ 卷 缩梁、侧护板、护帮、伸缩及千斤顶尺寸 ４ ５００ ｍｍ １ ６６０ ｍｍ７２０ ｍｍꎬ质量 １３ ｔꎻ②掩护梁含侧护 板＋四连杆尺寸 ４ ０００ ｍｍ１ ６６０ ｍｍ１ ２５０ ｍｍꎬ 质量 １８􀆱 ４ ｔꎻ③底座＋立柱尺寸 ３ ９００ ｍｍ１ ６６０ ｍｍ１ ６７０ ｍｍꎬ质量 １４􀆱 ９ ｔꎮ 支架解体的最大部件 按照 １５ ｔ 计算ꎬ则暗副井的 ＪＫＹ２１􀆱 ８Ａ绞车等 辅助运输设备不满足提运要求ꎬ需要更换绞车ꎮ ４ 矿井通风防灭火安全可行性分析 ４􀆱 １ 大采高工作面需风量分析 根据下石节煤矿 ３－２ 煤层瓦斯含量预测情 况ꎬ各测点瓦斯含量最大值为 ５􀆱 ２９ ｍ３/ ｔꎮ 为确保 试验工作面配风量充足ꎬ在预测工作面绝对瓦斯 涌出量计算中取 ５􀆱 ２９ ｍ３/ ｔ 作为 ３－２ 煤层的原始 瓦斯含量ꎮ 根据矿井采掘接替方案ꎬ３－２ 煤层试验大采高 工作面倾斜长度 ２１０ ｍꎬ采取预抽之后瓦斯排放带 宽度为 １３ ｍꎬ经过理论分析[１５]ꎬ得 ３－２ 煤层开采 时相对瓦斯涌出量为 ５􀆱 ６６ ｍ３/ ｔꎮ 大采高综采工作 面设计年产量 １７０ 万 ｔꎬ采高取 ５􀆱 ５ ｍꎬ回采进度为 每天 ７ 刀ꎬ折算为 ５􀆱 ６ ｍꎮ 根据焦坪矿区瓦斯治理 经验ꎬ工作面一般进行 ６ 个月的瓦斯预抽采ꎬ抽采 率 ３０％ꎮ 瓦斯预抽采之后ꎬ预测大采高工作面绝 对瓦斯涌出量 ２０ ｍ３/ ｍｉｎꎬ工作面配风量 ２ ５００ ｍ３/ ｍｉｎꎬ当前下石节煤矿采用“四进一回”的通风 系统ꎬ总供风能力 ９ １２０ ｍ３/ ｍｉｎꎬ根据风量分配计 划ꎬ满足工作面的配风要求ꎮ ４􀆱 ２ 采空区自然发火灾害分析 对于综放工作面采空区遗煤自然发火ꎬ经过 多年的实践探索ꎬ采取以黄泥注浆为主ꎬ同时进行 注三相泡沫、注氮防灭火、汽雾阻化、束管监测和 观测预报相结合的综合防灭火手段ꎬ保证了综放 面安全生产ꎮ 采用大采高综采技术之后ꎬ一方面 最大割煤高度增加到 ５􀆱 ５ ｍꎬ采空区遗煤量显著降 低ꎻ另一方面加快了工作面推进速度ꎬ有利于及时 密闭采空区窒息带ꎬ降低采空区遗煤自然发火的 概率ꎮ 尽管如此ꎬ为杜绝采空区遗煤自然发火ꎬ首 个大采高综采面仍需采用黄泥灌浆、注氮气等辅 助性防灭火手段ꎮ ５ 大采高首采工作面工业性试验 经过以上论证ꎬ３－２ 煤层适于采用大采高综采 工艺ꎬ国产装备满足工作面的产能要求ꎬ但大采高 支架需要解体下井ꎮ 经过方案论证ꎬ决定在 ３－２ 煤层 ２３０１ 工作面开展大采高综采工业性试验ꎮ 下石节煤矿 ２３０１ 工作面走向长度 １ ７２０ ｍꎬ 倾斜长度 ２１０ ｍꎬ煤层平均厚度 ５􀆱 ５３ ｍꎬ剔除 ０􀆱 ０５ ｍ 以上的夹矸后煤净厚为 ５􀆱 ０１ ｍꎮ 工作面采用一 进两回的“Ｕ＋Ｉ”通风系统ꎬ即运输巷进风ꎬ回风巷 和高抽巷回风ꎮ 该工作面从 ２０１２ 年 ５ 月开始安装 设备ꎬ截至 ２０１３ 年 ９ 月完成末采ꎬ月推进度平均 １１９ ｍꎮ １采煤工艺分析ꎮ 采煤工艺观测期间ꎬ斜切 进刀段的长度 ５５ ｍꎬ其中采煤机机身长 １６􀆱 ２７ ｍꎬ 刮板输送机弯曲段长度平均为 ２２􀆱 ４６ ｍꎻ采煤机正 常割煤段长度为 １５５ ｍꎮ 采煤机上行、下行割煤速 度相当ꎬ循环用时大致相同ꎬ每刀用时平均 ９４ ｍｉｎꎬ完成一个双向割煤循环用时约 １８８ ｍｉｎꎮ ２顶板周期来压明显ꎬ支架额定阻力满足生 产要求ꎮ ２３０１ 综采工作面顶板周期来压步距 １０ ２６ ｍꎬ平均 １７􀆱 ４ ｍꎮ 周期来压时动载系数 １􀆱 ０３ １􀆱 ９３ꎬ平均 １􀆱 ３７ꎬ来压明显ꎮ 支架加权工作阻力平 均４ ８２４ ｋＮꎬ 占 额 定 工 作 阻 力 １０ ５００ ｋＮ 的 ４５􀆱 ９％ꎬ支架工作阻力富余量较大ꎮ 但在工作面不 同地段支架受力严重不均衡ꎬ应着重从提高初撑 力和操作管理等方面入手ꎬ提高工作面各支架的 协同承载性能ꎮ ３ 煤流外运系统不畅ꎬ工作面开机率偏低ꎮ 根据统计结果ꎬ２３０１ 工作面生产班开机率平均 ５７􀆱 １％ꎬ总故障率 ４２􀆱 ９％ꎬ采煤机的有效开机率 用于纯割煤不足 ５０％ꎮ 造成综采工作面开机率 偏低的主要原因是煤流外运系统与工作面的生产 能力不匹配ꎬ即工作面生产能力大ꎬ而煤仓容量、 矿车运输能力低ꎬ导致出煤不畅ꎮ 由于平硐运输 采用 １ ｔ 固定式矿车ꎬ每次运量 ３５ ｔ 左右ꎬ远低于 工作面的生产能力ꎬ导致 ３ 个煤仓内滞留煤量剧 增ꎬ特别是 ２１４ 煤仓容量较小不足 ２００ ｔꎬ且处 于破坏失修状态ꎬ经常发生仓满ꎬ直接制约了工作 面的开机率ꎮ ２０１３ 年 ９ 月 ２３０１ 工作面回撤期间进行全矿 停产改造ꎬ在平硐内 １ ｔ 固定式矿车将全部改造为 ２􀆱 ５ ｔ 底卸式矿车ꎬ暗立井内带式输送机的带宽从 １􀆱 ０ ｍ 更换为 １􀆱 ２ ｍꎮ 上述系统改造将显著提高 矿井的提运能力ꎬ为该矿后续的 ２２１、２３０２ 大采高 工作面回采时ꎬ仓满停机等故障率将显著降低ꎮ ４工作面瓦斯抽排情况ꎮ 工作面供风量稳定 ２３ 娄金福高瓦斯易自燃厚煤层大采高综采工艺试验研究２０１４ 年第 ５ 期 在 １ ５００ １ ７００ ｍ３/ ｍｉｎꎬ 回 风 瓦 斯 体 积 分 数 ０􀆱 ２５％０􀆱 ３５％ꎬ平均 ０􀆱 ３％ꎮ 上隅角、工作面没有 发生瓦斯超限报警ꎬ对工作面开机率无影响ꎮ 高 抽巷瓦斯抽放浓度平均 ５􀆱 ５％ꎬ工作面二次见方期 间ꎬ工作面总抽排量 ２９􀆱 ２ ｍ３/ ｍｉｎꎬ其中高抽巷抽 放纯量高达 １７􀆱 ４ ｍ３/ ｍｉｎꎬ占总量的 ６０％ꎮ 高抽巷 布置层位、抽放参数合理ꎬ对于预防工作面瓦斯超 限、降低工作面供风量、改善工作面安全形势具有 重要作用ꎮ ５采空区三带划分及危险区域划分ꎮ 在 ２３０１ 工作面布置 ３ 组测温探头和 ４ 组测气束管ꎬ根据实 测数据与数值模拟分析结果ꎬ采空区“三带”分布 特征如下回风巷侧 ０２５ ｍ 为散热带ꎬ２５８０ ｍ 为氧化带ꎬ８０ ｍ 以外属于窒息带ꎮ 运输巷侧 ０ ３５ ｍ 为散热带ꎬ３５９５ ｍ 为氧化带ꎬ９５ ｍ 以外属 于窒息带ꎬ如图 ２ 所示ꎮ 图 ２ ２３０１ 工作面采空区“三带”划分示意 根据“三带”划分可知ꎬ工作面两巷实测散热 带与氧化带最大宽度之和为 ９５ ｍꎬ３－２ 煤层最短 自然发火期为 ２８ ｄꎬ经计算ꎬ工作面最低安全推进 速度为 ３􀆱 ３９ ｍ/ ｄꎮ ２３０１ 工作面月推进度 １００ １３５ ｍꎬ平均 １１９ ｍ/ 月ꎮ 工作面平均推进速度 ４ ｍ/ ｄ大于最低安全推进速度ꎬ因此氧化带的遗煤处 于低温氧化阶段ꎬ尚未进入加速氧化阶段就进入 采空区ꎮ 在观测期间ꎬ测试气体没有出现 Ｃ２Ｈ２、 Ｃ２Ｈ４ꎬＣＯ 的浓度也较低ꎬ采空区没有发生自燃ꎮ ６ 结 语 通过对煤层赋存条件、大采高综采装备水平、 井巷断面及辅助运输、通风防灭火等方面的综合 分析ꎬ认为下石节煤矿 ３－２ 煤层适于采用大采高 综采工艺ꎬ国产装备满足工作面的产能要求ꎬ但大 采高支架需要解体下井ꎮ 首个大采高综采工作面 的生产情况表明ꎬＺＹ１０５００/２７/５８ 液压支架时间 加权阻力 ４ ８２４ ｋＮꎬ占额定工作阻力的 ４５􀆱 ９％ꎬ ＭＧ７５０/１８６０－ＧＷＤ 采煤机故障率低于 １０％ꎬ工作 面推进度 １１９ ｍ/ 月ꎬ回采率 ９３􀆱 ８％ꎬ工作面推进速 度及回采率较以往的综放工作面均有大幅度提 高ꎬ工作面满足年产量 １７０ 万 ｔ/ ａ 的设计要求ꎬ大 采高综采工艺在该矿区具有良好的推广应用 前景ꎮ 参考文献 [１] 王金华.我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[Ｊ].煤 炭科学技术ꎬ２００６ꎬ３４１４－７. 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