鹤壁四矿放顶煤开采成套技术研究

发布时间 : 星期日 文章鹤壁四矿放顶煤开采成套技术研究更新完毕开始阅读

投产初期:1960年11月,四矿以设计60万t/a的水采生产能力简易投产。因为当时系统不健全,设备不配套,水压仅在4Mpa以下,落煤压力不足,被迫采用打眼放炮、水力冲运,矿井生产能力仅30万t/a左右,1961年5月增开了一个旱采分层工作面,还不能达到矿井设计生产能力,1962矿井核定生产能力为45万t/a。

单一化正规水采:1963年煤炭部投资360万元,对四矿进行水采补套建设,经唐山煤研分院、武汉煤矿设计院及矿共同努力,于1964年使水采迈上了一个新台阶,收到了较好的技术经济效果,实现了全部水落、水运、水提。随着技术和管理水平的逐渐熟练和提高,产量迅速上升,截止1977年,平均生产能力达80.28万t/a。

水旱过渡时期:矿井生产转入二水平后,瓦斯涌出量相应增大,瓦斯不断超限。特别是当时人们的安全生产意识淡薄,管理不善,有章不循。长期超强度开采,使矿井通风能力适应不了实际生产的需要;瓦斯不能及时抽放,生产中瓦斯涌出增加;回风巷维修不力;回风流瓦斯超限采取短路配风,减少了工作面有效风量。1978年发生了两起瓦斯爆炸,省煤炭厅严禁水采,令水采为旱采水运、水提。但鉴于矿井不能立即停产,只好实施过渡阶段的水采生产。一方面限制水采生产,禁开新工作面,另一方面发展旱采生产,国家投资购买了一套国产综机,矿务局自筹资金装备了两个炮采工作面。1980年底水采结束。这段期间矿井生产能力下降到56万t/a。

单一旱采期:从1980年起四矿由水采改为单一旱采。工作面一综两炮,并保留水运、水提的工艺。因受地质条件影响,综采工作面产量较低。由于旱采煤中夹带矸石较多,水运困难,需要大量供水,电耗骤增,产量下降。此期间经济效益很差。

水、旱并存期:1984年煤炭系统开始试行自上而下的经营承包制,迫使煤矿要靠效益吃饭。基于职工生活和企业生存发展的需要,在旱采扭亏无望的情况下, 对旱采难以开采的煤层块段进行水采,

5

恢复了一个水采工作面,专门回收旱采无法开采的边角煤柱。尽管生产条件特别困难,水采生产能力受到一定限制,但仍高于本矿的综采和高档普采工作面,占全矿总产量的35.83%,此期间矿井生产能力提高到66.12万t/a。

矿井改扩建期间:为了克服水运水提电耗高的弊端,提高矿井生产能力和经济效益,国家投入8500万元资金对矿井通风、运输、提升系统进行全面改造,以实现90万t/a的生产能力。由于改扩建对生产的影响以及产量低、水采占矿井产量比例小等原因,1992年矿井改扩建移交后的生产能力只有70万t/a。没有达到扩大生产能力的。

新的水旱并存期:四矿二水平四采区为一倾斜、急倾斜煤层,地质条件特别复杂,断层多、落差大,该区如用当时的旱采机械化技术开采,无成功的经验可供借鉴。另外上部及南部有五六个小煤矿正靠近该区边沿开采,有的已非法进入该采区强行开采,矿井储量严重丢失。而且该采区下部毗邻的六采区业已超前开采,若待六采区结束后再进行开采,该区原有的通风、运输、排水、供电等系统将被破坏,待将来重新建立系统,非但经济上不合算,时间上也不允许。为此,经过严格的技术经济论证后,慎重决策,决定对四采区进行水力开采。由于水采的重新出现,矿井的面貌发生了重大变化,1994年创原煤产量96.57万吨的历史纪录。

旱采旱运时期:四矿从1992年开始进行综放试验,由于当时综采支架的结构问题,综放工作面产量较低,后对其进行多次改进后,最终获得了综放采煤工艺试验的成功。由于综放采煤只适合于一些大的规则工作面,为了最大程度地回收煤炭资源,对于那些小的边角残煤,四矿采用炮采放顶煤方法来回采。现在四矿采用综放与炮放开采并存的采煤方式进行煤炭回采。经过对提升系统的改造后,1999年以后,四矿完全停止了水采水运,实现了旱采旱运,平均生产能力达

6

150万t/a。

(2)巷道支护技术发展历史

50年代末,我矿巷道支护,除少量使用料石砌碹和混凝土支架外,大量使用木支架,回采工作面全部使用木支护,企业坑木万吨耗高达435.82m3。随着矿井相继投产,原煤产量逐年增加坑木需要量越来越大每年需要投入5~6万m3木材用于矿井建设,木材供需十分突出。另一方面巷道砌碹支护工作十分繁重,体力劳动强度大,支护费用高;回采工作面木支护工作量占整个循环工作量的一半左右;采掘工作面单产、单进低;冒顶事故频繁,百万吨死亡率占整个死亡事故的50%以上;巷道前掘后修,失修严重,制约了采掘机械化和煤炭生产的发展。

我矿支护改革大体分为三个阶段:

1958——1963年为第一阶段,这第一阶段主要是“点”上试验。从1958年开始在四矿试用锚杆支护,经过一段时期的观察,发现巷道没有异常变化,到1963年推广使用。同时在部分巷道开始使用旧钢轨加工改制的金属支架,,在回采工作面推广使用摩擦金属支柱和铰接顶梁支护从此揭开了我矿支护改革的序幕。

第二阶段,1964——1978年,支护改革全面开展。锚喷支护技术无论使用在范围、锚杆结构、喷浆工艺上都有了较大的发展。在使用范围上,由原来只在岩石比较稳定的巷道使用,逐渐发展到围岩比较破碎的巷道,甚至过断层、过冒顶区等巷道。从静压巷道发展动压巷道;从小断面逐渐发展到大断面、交叉点、硐室;从岩巷发展到半煤岩和沿顶掘进的煤巷等,都使用了锚喷支护技术。在锚杆品种上,开始用普通木锚杆、压缩木锚杆和金属楔缝式锚杆,后改用倒楔式锚杆,最后发展为取消锚头和锚楔及垫板,采用直径14~16mm的螺纹钢、圆钢或废旧钢丝绳注浆锚杆。在喷浆工艺上,从人工喷浆发展到机械喷浆;从喷沙浆发展到喷混凝土;从干喷逐步过度到潮喷。在喷浆机

7

具上,由罐式、螺旋推进式、负压斗式发展到转子喷浆机;锚杆眼注浆,由枪式发展到罐式。从第二阶段后我矿在采区巷道中大力发展梯形金属支架;回采工作面支护逐步由木支护向摩擦式金属支柱配铰接顶梁支护发展。

第三阶段,1979年——至今,支护改革进入深化提高阶段。1979年后,在逐步扩大锚喷支护应用范围的同时,大力推行光面爆破技术,积极采用锚喷新工艺、新材料、新机具1984年开始,我矿在公司的支持下,积极引进、研制、推广应用管缝式锚杆

(3)机电设备发展历史 提升系统 1、主井提升

井筒直径5米,井深286米,井架高度22.6米,水泥结构。采用前苏联ZGW3000/1520-Z型提升机,配用电机:ФAMCO-158-8,减速器为4п2—150—20型,设计提升能力60万吨/年,1993年改扩建后,主提升机采用2JK-3.5/20A型双滚筒绞车,单层缠绕双码提升,配用电机YR800-8/1180型,功率800KW,减速器为ZHLR—170K型,钢丝绳结构为6V*37S+NF,绳径¢36.5mm,提升容器采用6吨非标准轻型箕斗,设计提升能力90万吨/年。1999年2月更换了38kg/m钢轨罐道1200米。随着矿井生产能力的不断提高,提升能力已不能满足矿井生产需要。2001年春节检修期间四矿对主井底装载系统进行了改造,2001年10月,将主井绞车主电机更换为现在的YR1000-8/1180型(功率1000kW,电压6kV),钢丝绳径由φ36.5mm增大为φ39.5mm(6V×37S+NF)。改造后提升能力达150万吨/年,且创下了月产18万吨的历史新记录。

2、副井提升

井筒直径6米,井深284.43米,木制罐道,1990采用前苏联制ZGW3000/1520-Z型提升机,由于零部件老化,安全性差,技术落后,

8

联系合同范文客服:xxxxx#qq.com(#替换为@)