综采工作面回采期间上邻近层瓦斯治理技术

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针对本煤层工作面开采过程中,上近邻煤层和采空区瓦斯涌入影响工作面安全开采的问题,以官地煤矿23511工作面为背景,针对上部实体煤和采空区两种情况,分别布置顶板钻孔和裂隙带钻孔以及采空区钻孔,解决了工作面瓦斯涌出量大、瓦斯浓度高的问题.现场实测:工作面瓦斯抽采率达到72.7%,回风流瓦斯浓度平均0.2%,有效保障了工作面安全高效生产.
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以昌泰煤矿1502皮带顺槽支护为研究对象,对巷道围岩进行力学试验分析,使用钻孔窥视仪对围岩钻孔内部情况进行考察,运用软件FLAC3D对巷道围岩变化情况进行数值模拟研究,制定巷道支护优化措施.现场实施后,通过对顶板、左右帮位移情况的统计分析,优化后的支护措施效果更好,同等材料下,调整后的支护措施整体稳定性更佳.
为应对“三软”煤层综放沿空掘巷围岩稳定性差的问题,通过数值模拟分析、揭示“三软”煤层中锚杆、锚索载荷变化规律及其与围岩变形相互作用关系,为“三软”煤层沿空掘巷锚网支护参数优化提供理论依据,改善了巷道支护状况,降低相邻工作面间保护煤柱压煤率,提高矿井经济效益和社会效益.
新景煤矿9114回风巷为大断面巷道,地质条件较为复杂,巷道围岩稳定性较差.采用现场监测、理论分析、数值模拟的手段对该巷围岩的破坏原因进行了研究,对原支护方案进行了优化.现场监测结果表明,9114回风巷的围岩稳定性得到了显著提高.
根据高动压巷道围岩稳定性的主要影响因素,阐明了高动压巷道的围岩控制理论,提出在3上煤辅助运输顺槽采用“让压锚杆+螺纹钢锚杆+锚网+钢筋梯子梁+锚索”的分次联合支护及快速掘进技术,并对主要支护参数进行了设计;在FLAC3D中分析了3上煤辅助运输顺槽的围岩位移.结果 表明:采用分次联合支护技术后,巷道顶底板形变量均较小,围岩处于稳定状态,巷道的掘进效率大大提升.
针对深井厚煤层综放面超前支护范围内沿空巷道变形难以控制的问题,结合工作面超前支承压力分布规律,确定了超前支护和加强支护范围,建立了沿空巷道超前支护体受力力学模型,获得了支护体的支护阻力,设计了支护参数.得到:巷道加强支护范围为20 m,支护体的支护阻力为2428 kN/m,支护参数为一排单元支架和两排单体支柱;巷道超前支护范围为20~50 m,巷支护体的支护阻力为1619 kN/m,支护参数为一排单元支架和一排单体支柱.
14208辅运巷巷道围岩变形严重,原有的锚网索支护体系中部分锚杆、锚索失效,给巷道使用安全带来威胁,提出采用桁架锚索对14208辅运巷断层影响区加固,并对桁架锚索围岩控制原理以及现场加固方案进行设计.现场应用后,14208辅运巷断层影响区在邻近采面动压影响下围岩始终保持稳定,期间顶板、巷帮变形量分别控制在162mm、139mm以内,取得较好围岩加固效果.
徐庄煤矿7311工作面因断层、不规则布置,推进速度缓慢,采空区出现了氧化升温现象.为解决工作面回采期间自燃隐患,通过“三带”划分,确定自然发火危险区域.现场应用均压防灭火、CO2防灭火、凝胶泡沫防灭火等综合防灭火技术,实现了7311工作面安全回采.
为解决11-F301综采工作面采空区遗煤低温氧化导致的温度偏高、CO超标问题,通过分析采空区遗煤自然发火原因,制定防止遗煤自然发火的综合防治措施.实践结果证明,采取综合防治措施后,距离工作面100 m范围的采空区未发生温度明显升高,煤层自燃标志性气体无明显增加,工作面及回风流CO浓度均在1×10-5以下,综合防治措施效果显著,采空区遗煤自燃情况得到有效控制.
针对厚煤层综放开采时适当增大采高后工作面原有生产系统是否能够满足生产需求为研究目的 ,以晋圣公司坡底煤业N2105工作面为工程地质背景,通过破、运煤运输系统分析、液压支护系统分析、排头和排尾支护系统分析以及工程经济效益分析等,结果表明工作面原有生产系统能够满足采高增至3.5 m后的生产需求,同时带来973万元的直接经济效益.
为了确定高位孔合理抽采层位,提高采空区瓦斯治理效果,以中马村矿3906综放工作面为对象,分析了顶板稳定厚泥岩对采空区瓦斯运移的影响,并利用千米钻机在煤层顶板布置高低位钻孔联合抽采采空区瓦斯.研究结果表明:距煤层顶板40.1~51.4 m的砂岩、粉砂岩层位,以及距煤层顶板12.8 m稳定厚泥岩下方位置为采空区高位抽采合理层位.