近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法

摘要

本发明为了解决上覆为刀柱采空区的近距下部煤层开采时存在的资源损失、自然发火及瓦斯排放困难的问题，提供一种近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法，该方法是采下部煤层放上覆煤柱，采用错层巷道布置法，即进风运输巷位于下部煤层，跟底掘进；回风运料巷位于上覆煤层中，跟顶掘进；工作面采用二采一放与一采一放相结合工艺流程，整层未采时二采一放，分层采时一采一放。采用本发明所述的方法，在采新煤层的同时实现了对残煤的回收，不仅节约了不可再生的煤炭资源，而且延长了矿井服务年限，大幅度提高资源回收率。

权利要求

1.一种近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法，其特征在于采下部煤层放上覆煤柱，包括以下步骤：（1）工作面巷道布置

采用错层巷道布置法，即进风运输巷位于下部煤层，跟底掘进；回风运料巷位于上覆煤层中，跟顶掘进；

（2）采煤方法

工作面采用二采一放与一采一放相结合工艺流程，整层未采时二采一放，分层采时一采一放，割煤步距0.6m，移架步距0.6m；具体包括：

1）端头铺网

在工作面端头上铺设顶网，铺网在割煤之前进行，采用7500×700mm的金属菱形网; 铺网时，长边平行于工作面，网与网之间搭接100mm，联网采用双股长300mm的铁丝进行拧结，隔一孔联结一处，每处至少扭结三匝，网联好后将网拉回吊起；

2）进刀

采用机头、机尾割三角煤的斜切进刀方式；

3）割煤

采煤机进刀后，进入正常的割煤状态，割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方法进行作业；

4）伸伸缩梁

采煤机割过煤后，距采煤机前滚筒2-3架伸出支架伸缩梁，及时护住机道上方顶板，防止冒落；

5）移架

采用本架操作、追机移架的方式作业，滞后采煤机后滚筒2—3架带压移架；

6）推移前部输送机

使用液压支架底座中部推移千斤顶进行推移前部输送机，随采机割煤，追机拉出10个架后开始顶溜，顶溜步距0.6m；

7）放顶煤

采用单轮顺序放煤，放煤步距0.6m，利用顶板压力、支架反复支撑、支架尾梁上下摆动及回收插板的方式松动顶板后进行放煤，直至见到上部煤层顶板石灰岩矸石为止；

8）拉移后部输送机

使用液压支架底座旁的液压千斤顶进行拉移后部输送机，放完顶煤后，距放煤点15m开始拉移后部输送机，拉移步距0.6m。

说明书

近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法

技术领域

[0001] 本发明涉及采矿方法方法，具体是一种近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法。

背景技术

[0002] 煤炭是我国最主要的一次能源，也是不可再生的有限资源。长期以来，煤炭在我国一次能源的生产与消耗构成中占70％以上的比重，保证了国民经济快速发展的需要。未来几十年世界能源与中国能源需求都将持续增长，从能源安全与经济合理的角度看，国内能源缺口还主要依靠煤炭来解决。这是由我国富煤、缺油、少气的资源赋存客观条件所决定的。即使是相对丰富的煤炭，我国人均占有量也仅为世界平均水平的一半，矿井的煤炭资源采出率只有发达国家的二分之一。因此，提高煤炭资源采出率和利用效率，使珍贵的不可再生能源资源得到最充分的利用，对于保证我国国民经济的持续健康发展有着十分重要的意义。

[0003] 近距煤层开采近年来在我国越来越引起重视，我国近距离煤层赋存和开采所占比重很大，大多矿区都存在近距离煤层群开采的问题，如大同矿区、西山矿区、新坟矿区、平顶山矿区、淮南矿区等。这些煤层层间距离近，分岔合并频繁。关于近距煤层的整层开采，基本都以上下煤层分采或采用传统放顶煤工艺回采，这些技术在国内外也比较成熟。而对于有些矿井的近距煤层赋存及开采情况要比上述复杂的多。如四川攀枝花矿务局花山煤矿，＃ ＃晋城矿区的莒山煤矿等。西山矿区则普遍存在8 、9 近距煤层，这些矿井的上覆煤层在历史上多采用刀柱式开采，这样的开采现状对下覆煤层的安全开采产生了不利影响。

[0004] 目前，拥有上覆为刀柱采空区的矿井基本都采用只采下部煤层，而放弃刀柱残煤＃的开采方法。以西山矿区白家山矿为例，该矿9 煤是稳定可采煤层，其上为上世纪六、七十＃
年代已采的8 煤刀柱采空区，留有大量残煤。原刀柱工作面沿走向、倾向交错布置，没有规＃ ＃ ＃ ＃
律性，给9 煤布置工作面造成困难。历史上8 与9 煤层均为单独开采，因8 煤为易自燃＃ ＃
煤层，经过刀柱开采后的长期氧化，极易自燃。西山矿区广泛赋存8 、9 近距离煤层群，条＃ ＃ ＃
件类似的相邻矿井开采9 煤层时，近距离的8 煤层刀柱残煤全部落入9 采空区，着火问＃ ＃
题十分严重，曾有多个工作面因着火而封闭停采。如单采9 煤层而放弃8 煤层，不仅继续＃
造成资源损失，而且自然发火问题还仍将影响9 煤的正常开采。若采用传统放顶煤开采，＃
两巷沿底板布置，8 采空区的刀柱空间多年集聚的瓦斯将难以排放；工作面两端过渡支架＃ ＃
及巷道不放顶煤，仍会有较多松散浮煤损失，加大自然发火隐患；由于8 与9 之间是一层平均厚度为0.8m的砂岩，选择巷道布置时也应兼顾考虑破碎这层砂岩。

发明内容

[0005] 本发明的目的是解决上覆为刀柱采空区的近距下部煤层开采时存在的资源损失、自然发火及瓦斯排放困难的问题，提供一种近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法。

[0006] 为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：

[0007] 一种近距易燃煤层采空区残煤综放复采方法，采下部煤层放上覆煤柱，包括以下步骤：

[0008] （1）工作面巷道布置

[0009] 采用错层巷道布置法，即进风运输巷位于下部煤层，跟底掘进；回风运料巷位于上覆煤层中，跟顶掘进；

[0010] （2）采煤方法

[0011] 工作面采用二采一放与一采一放相结合工艺流程，整层未采时二采一放，分层采时一采一放，割煤步距0.6m，移架步距0.6m；具体包括：

[0012] 1）端头铺网

[0013] 在工作面端头上铺设顶网，铺网在割煤之前进行，采用7500×700mm的金属菱形网。铺网时，长边平行于工作面，网与网之间搭接100mm，联网采用双股长300mm的铁丝进行拧结，隔一孔联结一处，每处至少扭结三匝，网联好后将网拉回吊起；

[0014] 2）进刀

[0015] 采用机头、机尾割三角煤的斜切进刀方式；

[0016] 3）割煤

[0017] 采煤机进刀后，进入正常的割煤状态，割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方法进行作业；

[0018] 4）伸伸缩梁

[0019] 采煤机割过煤后，距采煤机前滚筒2-3架伸出支架伸缩梁，及时护住机道上方顶板，防止冒落；

[0020] 5）移架

[0021] 采用本架操作、追机移架的方式作业，滞后采煤机后滚筒2—3架带压移架；

[0022] 6）推移前部输送机

[0023] 使用液压支架底座中部推移千斤顶进行推移前部输送机，随采机割煤，追机拉出10个架后开始顶溜，顶溜步距0.6m；

[0024] 7）放顶煤

[0025] 采用单轮顺序放煤，放煤步距0.6m，利用顶板压力、支架反复支撑、支架尾梁上下摆动及回收插板的方式松动顶板后进行放煤，直至见到上部煤层顶板石灰岩矸石为止；

[0026] 8）拉移后部输送机

[0027] 使用液压支架底座旁的液压千斤顶进行拉移后部输送机，放完顶煤后，距放煤点15m开始拉移后部输送机，拉移步距0.6m。

[0028] 采用本发明所述的方法，在采新煤层的同时实现了对残煤的回收，不仅节约了不可再生的煤炭资源，而且延长了矿井服务年限，大幅度提高资源回收率。同时还解决了上覆采空区长期积聚的瓦斯和残煤着火问题，实现了安全生产。具体的创新点体现在：

[0029] 1）首次提出近距（1.1m，含伪顶0.3 m）易燃煤层上覆采空区复杂赋存形态残煤综放复采理论与方法。

[0030] 2）首次提出并成功应用近距残煤复采条件下的错层位巷道布置技术，近距刀柱残煤、下分层残煤，近距原始煤层条件均可适用。

[0031] 3）通过采用错层位巷道布置与三段式回采工艺，在起坡段切割夹矸，增加顶煤与夹矸的自由面，实现了厚层夹矸（近距）条件下的放顶煤复采；并将端头顶煤采出，为接续工作面无煤柱开采奠定了基础；形成了近距易燃残煤复采成套实用工艺技术。

[0032] 4）提出消除易自燃浮煤是防治自然发火根本前提的技术思路与实施方法，创立了全新的残煤复采防灭火技术体系。揭示了综放开采巷道顶煤、工作面端头、相邻采空区三火同源的机理，并以少量不易燃的下层实体煤，置换了传统放顶煤工作面端头必然形成的上覆易燃松散浮煤，从而治理了三处自然发火的共同源头，使着火问题得到了根本性遏制。

[0033] 5）沿顶板回风巷不仅起到探测煤层间距的探巷作用，而且解决了采空区积聚瓦斯的排放问题，节省了专用排瓦斯巷。该错层位巷道有利于掘进与维护。

[0034] 6）在错层位残煤复采巷道系统中，回风巷沿顶板布置，不托顶煤，可有效降低端头作业产尘，有利于综合防尘。

附图说明

[0035] 图1为工作面巷道布置示意图。

具体实施方式

[0036] 以下结合焦煤集团白家庄矿的实际情况，对本发明要求保护的技术方案做具体说明。

[0037] 1.工作面地质条件

[0038] 白家庄矿39713工作面地面位置位于冶峪风井西部山区，井下位于南坑1001水平七盘区右翼，工作面地面标高为1225-1325m，井下标高1016-1050m，盖山厚度109-275m。其前部为一不规则的陷落柱；后部为大巷保护煤柱；前部左侧为39501已采工作面，中、后部左侧为未采区，右部为一断层破碎带和39701工作面；前部上方为38502刀柱式采空区；
中、后部上方为38713工作面上分层采空区。

[0039] 1.1 煤层赋存情况

[0040] 该矿9＃煤是稳定可采煤层，其上覆煤层为上世纪六、七十年代已采的8＃煤刀柱采#空区，留有大量残煤。9 煤平均厚度为2.4m，煤层赋存稳定，煤层倾角4º～8º，平均6º。

[0041] 1.2 9#煤层顶、底板情况

[0042] 工作面直接顶岩性为砂岩，厚度0.05-1.6m，平均厚0.8m，呈黑色，细粒，是影响8#煤放出效果的主要因素。另有一层页岩伪顶，平均厚0.3m，呈黑色，性脆，随采随冒，混入煤中，对放煤无影响。直接底岩性为页岩，厚度0.3-0.7m，呈黑色；老底为砂质页岩，呈深灰色，层理清晰。

[0043] 1.3 地质构造情况

[0044] 39713工作面是9#煤层工作面，本工作面地质构造情况简单，在掘进中正巷遇到F1—F4四条正断层，付巷遇到F5—F6两条正断层，断层对回采无影响。

[0045] 1.4 水文地质情况

[0046] 39713工作面水文地质情况较简单，正巷开口位置前150-340m处上部有一处采2 3
空积水，积水面积约10500m，积水量约6300m ；水面标高1024 m，积水区与工作面距离为
2
2.2～3.0m。正巷开口位置前580-640m处，上部有一处采空积水，积水面积约1484 m，积
3
水量约1603 m，水面标高1027m，积水与本工作面距离为1.3～2.0m。工作面最大涌水量
3 3
为0.4m/min，正常涌水量0.05 m/min。

[0047] 1.5 其它情况

[0048] 预计工作面9#煤层瓦斯绝对涌出量0.23 m3/min。由于8#煤层存在采空区，尤其是顶板未垮落的刀柱采空空间，将会有长期积聚的瓦斯，可能达到较高浓度；煤尘具有爆炸# #性，煤尘爆炸指数为13.31；9 煤层发火倾向性鉴定为三类不易自燃。但8 煤层易自燃，自然发火期为6个月。

[0049] 1.6 工作面布置情况

[0050] 1.6.139713工作面巷道布置

[0051] 39713工作面巷道布置采用错层位巷道布置法，即进风运输巷位于9#煤层中，跟底#掘进，回风运料巷位于8 煤层实体煤中，跟顶掘进。具体巷道布置情况见图1。

[0052] 1.6.2 工作面顺槽断面、支护形式

[0053] 工作面运输顺槽采用正梯形断面，矿用11#工字钢亲口棚支护；轨道顺槽采用矩形断面，全锚支护。巷道支护参数见表1。

[0054] 表1 巷道参数表

[0055]

[0056] 2 工作面参数、设备选型及采煤工艺

[0057] 2.1 工作面参数

[0058] 工作面可采走向长度：主要根据工作面煤层地质条件、煤层赋存情况等因素来确定，可采走向长度为720m；

[0059] 工作面采长：主要根据工作面煤层地质条件、煤层赋存情况及设备的能力等因素来确定，长度为150m；

[0060] 工作面采高：主要根据工作面的通风要求、放顶煤液压支架的稳定性、煤壁的稳定性、合理采放高度比以及工作面合理操作空间等因素确定，采高为2.4m。工作面参数见表2-1。

[0061] 表2-1 工作面参数表可采走向长（m） 采长（m） 循进（m） 煤厚（m） 采高（m） 容重（t/m3）
720 150 0.6 2.4 2.4 1.34

[0062] 2.2工作面配套设备设计

[0063] 39713工作面采用的是错层位巷道布置采煤法。MG—200型采煤机破煤、装煤，工作面前后各一部SGZ—630型可弯曲刮板输送机运煤。工作面采用ZF3000/16/25型放顶煤支架支护顶板，机头机尾各采用2架ZFG3600/17/26型支架配合4组Л梁进行端头支护，# #顶板管理方法为全部垮落法。采用综采低位放顶煤技术对上覆的8 煤进行回收，采9 煤，#
放8 煤。

[0064] 工作面配套设备见表2-2。

[0065] 表2-2 工作面配套设备表

[0066]

[0067] 2.3 工作面液压支架

[0068] 选取ZF3000/1.6/2.5型放顶煤支架作为39713工作面的支架。主要金属结构件有：伸缩梁、顶梁、掩护梁、尾梁、插板、前后连杆、底座、推移杆以及侧护板等。

[0069] 液压组件主要有：立柱、各种千斤顶、液压控制组件（操纵阀、单向阀、安全阀）等，液压辅助件（胶管、弯头，三通以及喷雾降尘装置）等。

[0070] 支架尾梁是进行护顶和实现放顶煤的关键部件，其主要作用包括：

[0071] ①支撑松动的顶煤及顶板岩石、维护良好的工作空间；

[0072] ②为插板提供支点，为实现破碎顶煤创造条件；

[0073] ③通过调节尾梁千斤顶摆动尾梁，可松动顶煤和放煤、挡矸。

[0074] 由于尾梁要承受顶煤及顶板岩石的冲击，所以要有足够的刚度和强度。本支架尾梁采用整体箱形变断面结构，用钢板拼焊而成。

[0075] 插板：插板由插板千斤顶与尾梁相连，处于尾梁内部，是实现放顶煤的直接部件。

[0076] 其主要作用有：

[0077] ①收回插板实现放顶煤；

[0078] ②伸出插板阻挡矸石进入后部输送机；

[0079] ③当有大块煤落下时，利用插板尖齿可将块煤破碎。

[0080] 具体参数见表2-3。

[0081] 表2-3 支架参数表序号 项目 参数 单位 序号 项目 参数 单位
1 支架高度 1.6～2.5 m 6 工作阻力 3000 KN
2 支架宽度 1.43～1.6 m 7 支护强度 0.56～0.59 MPa
3 运输尺寸 5.2×1.43×1.6 m 8 泵站压力 31.5 MPa
4 架中心距 1.5 m 9 支架重量 9.5 T
5 初撑力 2532 KN

[0082] 2.4 采煤工艺

[0083] 工作面采用二采一放与一采一放相结合工艺流程，整层未采时二采一放，分层采时一采一放。

[0084] 割煤步距0.6m，移架步距0.6m。具体工艺如下：

[0085] 1）端头铺网

[0086] 本工作面在端头三架支架上及端头4组Л梁上铺设顶网，铺网在割煤之前进行。采用7500×700mm的金属菱形网。铺网时，长边平行于工作面，网与网之间搭接100mm，联网#
采用双股长300mm的14 铁丝进行拧结，隔一孔联结一处，每处至少扭结三匝，网联好后将网拉回吊起。

[0087] 2）进刀

[0088] 采用机头、机尾割三角煤的斜切进刀方式。

[0089] 3）割煤

[0090] 采煤机进刀后，进入正常的割煤状态。割煤时采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方法进行作业。

[0091] 4）伸伸缩梁

[0092] 采煤机割过煤后，距采煤机前滚筒2-3架伸出支架伸缩梁，及时护住机道上方顶板，防止冒落。

[0093] 5）移架

[0094] 采用本架操作、追机移架的方式作业。滞后采煤机后滚筒2—3架带压移架。

[0095] 6）推移前部输送机

[0096] 使用液压支架底座中部推移千斤顶进行推移前部输送机，随采机割煤，追机拉出10个架后开始顶溜。顶溜步距0.6m，溜子弯曲段长度不小于15m。顶溜时，要每次操作3—
5个架的推溜千斤顶。

[0097] 7）放顶煤

[0098] 采用单轮顺序放煤，放煤步距0.6m。利用顶板压力、支架反复支撑、支架尾梁上下摆动及回收插板等综合方式松动顶板后进行放煤。放煤从机头（尾）第四架开始追机逐架顺#序放顶煤，直至见到8 煤顶板石灰岩矸石为止。

[0099] 放煤时，既要避免采空区后方的矸石先涌入放煤口，又要防止上部矸石先涌入放煤口，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，增大脊背煤损。放煤步距太小，采空区后方的矸石先于上部顶煤到达放煤口，使部分上部顶煤被截断在采空区。放煤步距是顶煤垮落角、顶煤厚度、支架放煤口位置的多元函数，根据我国放煤工作面的实际情况及理论推导，确定放煤步距时，可借鉴如下关系式：

[0100] L=（0.15～0.20）h

[0101] 式中：L—放煤步距，m；

[0102] h—支架至煤层顶部的垂高，m。

[0103] 8＃、9＃煤层回采时，需要考虑三种情况进行，既8＃煤层整层未采、8＃煤层上分层＃已采以及8 煤层残留煤柱，因而需要结合不同条件确定相应的放煤步距。

[0104] 8＃煤层整层未采，累计放顶厚度为5.1m，参照上述公式，结合自然发火防治因素，可采用两刀一放；

[0105] 8＃煤层上分层遗煤，可以采用一刀一放；采煤机每刀截深为0.6 m。

[0106] 8＃煤层残留煤柱条件下，由于顶煤破坏充分，考虑煤柱的充分回收，可以采用一刀一放。

[0107] 通过采用错层位巷道布置法，回采时在起坡段将使夹矸处于割煤范围而被切割，从而使相邻支架放煤时这部分夹矸多一个自由面，易破碎，有利放煤。夹矸较厚时，充分利用错层位巷道系统起坡段切割出的夹矸自由面，由起坡处开始向机头依次顺序放煤。

[0108] 8）拉移后部输送机

[0109] 使用液压支架底座旁的液压千斤顶进行拉移后部输送机。放完顶煤后，距放煤点15m开始拉移后部输送机。拉移步距0.6m，弯曲段长度不小于15m。

[0110] 2.5 破矸措施

[0111] 在回采中，矸石厚度变化对顶煤放出量影响较大。为此，应对夹矸厚度变化问题进行研究，以取得放煤良好效果，我矿采取以下技术措施：

[0112] 1）在支架前移过程中，护顶的前提下，尽可能降低初撑力，在煤柱下方时可充分利用集中压力，可显著地增加破夹矸厚度；

[0113] 2）在两煤柱之间的采空段，利用支架的反复支撑使夹矸折断破碎，[0114] 3）利用错层位巷道布置起坡段切割开夹矸的自由面，从该位置开始依次放煤，将使夹矸易于破断。

[0115] 2.6 相关措施

[0116] 为使放顶煤效果达到最佳，我矿作出如下措施：

[0117] 1）初采初放结束后，工作面需打探眼探察9#煤顶板厚度，每推进10m，沿工作面从# #第4 支架开始至95 支架每18架在顶板上布置一个探眼，全工作面共布置5个探眼，由验收员进行现场记录，报地测中心。

[0118] 2）打眼用MZ-1.2型煤电钻，1.5m长麻花钻杆，在人行道支架中间打探眼，并且将每次打眼探明的结果汇报坑调度及队值班领导。

[0119] 3）由于工作面回采期间频繁进出煤柱，在此过程中巷道压力变化明显，尤其在通过煤柱期间巷道压力加大，工作面支护强度增加。为此，需设专人尽心观测，加强顶板管理，确保安全生产。

[0120] 4）放煤时，用控制尾梁的上下摆动和插板开口的大小来控制放入后部输送机的煤量，对于岩石块度大于500×500mm的矸石，否则必须用大锤进行破碎，严禁进入后部输送机。

[0121] 5）放出的矸石通过4#煤库的煤矸分选系统进行分选，并经排矸系统排出。

[0122] 6）确保排矸系统的完好，严禁大块矸石进入煤库。

[0123] 7）在工作面顶板等厚线图中标明的顶板岩石厚度小于0.8m米的地段可不打探眼，但必须严格执行放煤工艺，把顶煤放出。

[0124] 8）放顶煤只许逐架进行，用大锤破碎大块岩石时，必须停止后部输送机的运转，并闭锁开关。

[0125] 9）加强支架检修，保证支架都能正常工作。

[0126] 本发明采用的错层位巷道布置系统改变了综放开采把进风与回风巷道设于同一层位的平面系统。可在煤层剖面的不同层位上确定处于应力降低区的巷道位置。在空间范围内形成立体化巷道系统，实现了无煤柱开采，而不增加巷道掘进、维护的难度。反映在巷道布置平面图上将是相邻两个工作面的交错搭接。该系统把通常留设的高达煤层全厚的煤柱改变为与巷道高度相同的三角形煤体，削弱了巷道与上覆岩层的力学联系，使煤损减少而巷道易于维护。在此巷道系统下采用与之相适应的三段式回采工艺。三段式回采工艺的采用，能够大大改变工作面两端头丢煤的现象，大幅度提高煤炭采出率。由于这一系统取消了区段煤柱，其煤炭采出率不仅高于一般的放顶煤开采，而且高于留区段煤柱的分层开采，同时保留了高产高效的优点。同时，使地面下沉趋于平缓均匀，减小了不利影响。区段巷道的掘进与维护条件得到改善，沿顶板布置的回风巷道更有利于通风排放瓦斯。

[0127] 近距易燃煤层采空区残煤综放复采技术，不仅提高了煤炭资源回采率，为回收上覆采空区残煤积累了经验，为相同或相似条件下推广该方法奠定了坚实的基础。