初次放顶及收尾安全技术措施

篇2：初次放顶收尾安全技术措施

一顶煤冒放性

影响顶煤冒放性的因素主要有两大方面:地质因素和技术因素。影响顶煤冒放性的地质因素主要有:开采深度、煤层厚度和强度、煤层中夹石层位置及其厚度、直接顶岩性及其厚度、基本顶岩性及其厚度、煤体裂隙发育程度等。技术因素主要包括采放比、架型、工作面长度和放煤方式。

根据上述各影响因素,结合本矿井实际情况,其冒放性分析如下:

1、开采深度对顶煤冒放性的影响实质上是支承压力对顶煤的压裂影响,不同强度的煤层有不同的临界开采深度。从宏观来看,开采深度小于100m的煤层,其冒放性差;开采深度为400m以下的煤层,其冒放性较好。本矿井目前煤层开采深度约144m左右,从开采深度来看,其冒放性较差。

2、煤层强度直接地影响顶煤冒放性。一般来说,软煤(f≤1)最易冒落,冒落块度小,块径在0.2~0.3m以下,可放性很好;中硬煤(f=1~2)次之,冒落块径多为0.3~0.6m,少数可达1.0m,可放性较好;硬煤(f>2)的冒放性最差,冒落块径1.0m左右为多,大于1.0m的常见,最大特点是支架后部常有悬空的顶煤。

煤的强度与顶煤冒落角有密切关系。根据大量观测数据表明,软煤的冒落角一般为85~110°,中硬煤为65~85°,硬煤多为45~65°,在多数情况下,冒落角愈大,顶煤放出率愈高。

本矿井未作煤的强度参数测试,要及时作煤的强度参数试验,以便根据煤的强度指标,采取有针对性地处理措施。

3、根据地质报告提供的钻孔资料看,井田内各可采煤层无夹矸,夹矸对顶煤的冒放性基本没有影响。

4、井田内煤的顶板、底板多为砂岩、泥质粉砂岩和粉砂质泥岩,在饱和状态下单向抗压强度在0.1~13.8Mpa之间,属极软质岩石(<30Mpa);单向抗拉强度为0.6~2.1Mpa,直接剪切强度2.4~7.0Mpa;软化系数在0~0.58之间,小于0.75,属软化岩石。煤层顶底板的各类岩石,多为层状结构,其层间聚合力较差,砂岩胶结疏松,稳定性差;泥质岩类常沿层理及错动面滑动,遇水膨胀。

从各煤层的顶底板情况看,单向抗压强度低,易垮落,有利于顶煤冒放。因此顶板岩石的冒落性对顶煤的冒放性影响不大。

5、一般来说,煤体裂隙比较发育的煤层,其冒放性较好;煤体裂隙不发育或发育程度较差的煤层,其冒放性也相应较差。

本矿井开采的煤层为厚缓倾斜煤层,厚煤层采用炮采放顶煤开采。根据目前本矿井放顶煤工作面实际情况来看,煤质较脆,为块状状,松软,节理及内生裂隙发育,一般随采随冒。从煤的裂隙发育程度来看,顶煤冒放性尚可。

6、根据数据统计,工作面越长,顶煤冒放性愈好,顶煤回收较高。该矿井采用炮采放顶煤开采,工作面长。工作面设计长度410m,倾斜宽度30m,有利于工作面顶煤的冒放。

7、,采用液压支架支护,支架的反复移架支架过程,对顶煤有一定的压裂作用,增加了顶煤的冒放性,增加顶煤可放性,提高了顶煤的回收率。

根据以上几点分析,结合现场实际情况看,本矿井顶煤的冒放性尚可,欲提高工作面顶煤的冒放性,应采取一定的处理措施。

二放顶(煤)工艺

Ⅰ、回采工艺

班前准备→破煤→伸前探梁→攉煤→移溜子→移架→破煤→伸前探梁→攉煤→移溜子→移架→放顶煤。分述如下:

1、破煤

工作面采用ZMS-12型煤电钻打眼,炮眼深度0.8m,为三花眼布置,采用矿用水胶炸药、毫秒电雷管,分段爆破。炮眼装药量顶眼为150g/眼,底眼为300g/眼。底眼距底板0.4m,顶眼距底板1.5m,炮眼间距1.0m。

2、伸前探梁

工作面放炮结束后,先处理松动的煤壁与顶煤煤块,重新升紧松动的支柱,然后及时伸出液压支架前探梁,对端面悬露顶板进行临时支护。

3、攉煤

伸出前探梁后,由人工将工作面爆破后剩余的落煤攉到刮板运输机上运出工作面。铺网与清煤采用分段作业形式。

4、移溜

攉煤后,开始清理溜子两帮浮煤,使采高保持2.2m,然后开始将刮板运输机向前移动0.7m。

移溜时应由机头向机尾或由机尾向机头进行,严禁由两头同时向中部进行。溜子移完后,要保持溜子平、直、稳,并运转正常。

5、移架

移溜结束后,将液压支架向前移动0.7m。采用单架依次顺序式,支架要成一条直线,并要达到初撑力要求,移架与放炮落煤步距一致,支架要移足,升足劲,接顶要严实。

在移架过程中,可随时利用侧推千斤顶和调架千斤顶,进行调架和扶架。

移架发现阻力过大时,应采取相应措施。移架速度要快,一次到位。一般是先降前柱,再降后柱,后柱应比前柱少降100mm左右,支架能移动即可。顶板有淋水或底板比较破碎松软时,要注意防止支架托底,造成移架困难。

6、放顶煤

放煤采用单轮间隔放煤,由机头第三架开始向机尾放煤,放煤工先放3、5、7、9.。。。单号支架上方的,见矸关门,滞后一段距离放双号支架,将剩下煤放出一个椭球体,全工作面只允许有一人放煤,防止多人放煤煤量过大,将后部溜子压死,放煤工要严密注视煤矸情况,当矸子含量达到三分之一时,停止放煤。

在放顶煤时,各放煤口及转载点喷雾降尘,上、下顺槽内的水幕同时喷雾灭尘,定期每天冲尘一次。所有工作面人员配戴防尘口罩,搞好个体防护。放煤后应及时向采空区注氮,以防止自燃发火。

三、安全措施

本矿井为缓倾斜煤层,煤层倾角5°~8°,厚煤层设计采用走向长壁炮采放顶煤开采,放顶工艺主要考虑顶煤的处理。

根据上述分析及矿井实际开采情况,矿井开采的各层煤裂隙均比较发育,抗压强度小,无夹矸,顶煤冒放性尚可。为了加强工作面顶煤的冒放性,提高顶煤回收率,设计采用顶煤松动爆破措施。

1、工作面顶板单向抗压强度较小,稳定较差,易跨落,一般不需要采取强制放顶措施。

2、为保证支架的完整,确保支架初撑力,发现失效的支架应及时更换,加强工作面矿压监测工作。

3、初采时前三个循环不放顶煤,即开始每隔两架放一次顶煤,随工作面推进逐步加大放煤量。

4、初采、初放期间,如遇煤壁片帮或工作面压力明显增大时,发现异常时,应立即采取措施,进行处理。

5、初采、初放期间,矿应成立初放领导小组,由专人负责指导,加强现场管理。

7、初次放顶必须编制专项措施。

??四、初次来压和周期来压

(一)、来压步距

本矿井为缓倾斜煤层,工作面直接顶较薄,老顶较厚,天然状态下单轴抗压强度较大。

(二)、安全措施

1、初次来压和周期来压时,严格控制工程质量。

2、加强工作面矿压观测,每班设专人进行矿压观测工作,工作面支架一旦有压力异常时,应及时反馈相关部门,分析原因。

3、初次来压和周期来压前后,认真做好各项参数记录。

4、工作面初次来压和周期来压时,应适应减少放煤量。

5、工作面采用不间断放煤,必要时采用人工强制放顶,以减轻周期来压对工作面的影响,增加工作面支架的稳定性。

五、顶煤超前松动爆破

本矿井顶煤冒放尚可,煤层倾角5°~8°,为了提高顶煤回收率,设计考虑采用超前深孔松动爆破顶煤措施,即在工作面回风顺槽打孔预先爆破松动顶煤的方法来提高顶煤采出率,以实现高产。

1、基本原则

以破坏顶煤的完整性为前提,增加顶煤的裂隙度与破碎度,使其易于冒落;根据顶煤厚度、煤的抗压强度及工作面长度等设计深孔松动爆破方案,尽可能使顶煤预裂充分。

2、方案设计

以8号煤层工作面超前松动爆破为例:

8号煤层该段平均厚度8.0m左右,顶板厚度约15m,分段高度6m,开帮高度2.2m,放顶煤高度6.6m,因此超前爆破顶煤厚度为6.6m。

在距工作面20m的运输顺槽内沿工作面推进方向每隔10m布置一组钻孔,每组钻孔3个。

3、施工方法

炮眼采用ZMS-15型煤矿安全钻机施工,钻头为Φ30mm合金钢钻头,成孔直径Φ35mm。采用煤矿专用膨化炸药,药包规格为Φ35×200mm,每卷重0.15kg,每米钻孔药量1.5kg,采用矿用瞬发电雷管,联线方式为串联,采用QL100型强力起爆器配合延期雷管导爆索起爆,起爆时,一组3个炮眼同时起爆。

4、注意事项

(1)提前1~2小时清理工作面上下顺槽的煤尘,并将浮煤清理干净。

(2)工作面所有支架必须处于完好状态,接顶良好,初撑力达到额定工作阻力的80%,超前支护必须符合作业规程要求,切断工作面和顺槽所有设备的电源。

(3)运送炸药、导爆索及雷管的车底板要用木板衬垫,雷管、炸药必须分开单独运输。运送前必须通知调度室,由调度统一安排,避开人员集中上下井时间。装运过程必须有安监人员现场监控。

(4)装药前必须撤离工作面回风系统中的所有人员,并在能进入回风系统的地点设警戒。

(5)由于装药量大,警戒距离和放炮距离要求大于500m,放炮前必须由专人仔细清点人数。

(6)在装药组织上一定要严谨、细致,防止挤坏导爆索,封泥一定要密实,以提高爆破效果。

(7)如果炮眼较多,孔深不同,采用分段起爆可以提高爆破效果,保障作业安全。

(8)在放炮作业中严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。

(9)放炮完毕后,只有在工作面炮烟被吹散、有害气体和粉尘浓度经检测符合《煤矿安全规程》的要求、警戒人员由布置警戒的组长亲自撤回后,其他人员方可进入工作面。

(10)实际实施时应根据工作面煤层厚度、倾角变化、爆破效果等,适当调整炮眼布置参数及装药参数。

(11)采取超前松动爆破应编制专项安全技术措施。

六、放顶煤措施

严格按操作规程进行,以防顶板冒落造成底部三角煤无法放出。

遇有大块煤堵塞放煤口时,只能用人工打碎或在邻近另开口的方法处理,严禁明炮爆破放煤统一进行,严禁放煤与放顶平行作业。

放顶煤时,要根据老塘顶板垮落情况,严格控制放煤量。

工作面煤壁片帮严重,顶板压力异常增大,煤壁区控顶范围内,此段严禁放顶煤。

经三轮放煤,以防矸石窜到溜子里。

放煤后要对支架、帮顶进行修正,消除支架歪斜、支护不当、顶帮不严等现象,确保支护质量。