提纲:
1 概况
从一般概念角度结合某矿(恩洪矿)入手,
煤层赋存条件,
顶底版岩性,分层开采采体巷道多,
煤层顶板管理不佳,普采放顶煤开采
2 放顶开采技术
2.1 普采面概况(工作面概况)
工作面参数:走向长,倾斜长,面积
工作面采用放顶煤采煤法:支柱,顶梁型号;金属网规格
采煤机,刮板机型号等
2.2 支护设计(采矿设计手册)
支护强度(密度等)
采面支架布置形式
2.3 放顶煤工艺
2.4 顶板管理方法
3 防尘与治理瓦斯
3.1 防尘
全系化布置
注水设备及方法(包括封孔)
3.2治理瓦斯
瓦斯抽放 煤巷掘进边掘边抽
工作面顺层全部抽放
高抽巷抽放:抽放采空区瓦斯
4结语:
高瓦斯煤层普采放顶煤开采技术
摘要:在分析缓斜高瓦斯厚煤层开采现状及存在问题的基础上,论述了倾角教小的高瓦斯厚煤层采用普采放顶煤采煤法布置巷道,工作面支护,回采工艺，治理瓦斯及防尘措施。
关键词:高瓦斯煤层 普采放顶煤 治理瓦斯 防尘
缓斜及高瓦斯厚煤层采用传统的倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法,角度较小的缓倾煤层采用倾斜分层倾斜长壁下行垮落采煤法分层开采存在许多弊端:
1采空区瓦斯难以处理,安全威胁大;
2人工假顶工作面顶板难以控制;
3工作面搬家频繁；工人劳动强度大；
4工作面回采率低,回采工效低;
5巷道掘进率高,回采期长,巷道,设备维护费用大,开采成本高,经济效益差;
6采掘接续紧张,不利于生产准备,省内个别矿井曾采用走向或倾斜长壁,长度近3.0m的单体液压支住或摩擦支住沿煤层顶板采顶层煤,挖底层部分煤的采煤方法。提高了煤层的采出率，取得了一些经济收益，但也存在着底层煤遗弃在采空区里浪费煤层资源，采空区遗煤逸出瓦斯导致采空区瓦斯难以处理等问题。
上述采煤方法既不经济也不安全，应采取普采放顶煤开采方法。
1、普采放顶煤开采回采巷道布置
缓倾斜煤层普采放顶煤开采采区巷道可采用走向长壁采煤法巷道布置方式，在采区上（下）山的基础上将上下区段平巷及开切眼沿煤层底板布置在煤层中。近水平煤层及倾角小时缓斜煤层也可采用倾斜长壁采煤法巷道布置方法，普采放顶煤将分带斜巷及开切眼沿煤层底板布置在煤层中。区段或分带间采用无煤柱或留小煤柱护巷技术。在实际开采过程中应根据顶煤破碎，顶煤放出和减少煤损失等因素确定合理的放顶煤工作面长度及其连续推进长度。放顶煤工作面的长度一般不应小于80m，130m—200m较为合理，连续推近长度一般不宜小于800—1000m。
,
,
某矿现生产水平（+1917m）南采区上部以+1940m水平下山采区的采空区煤柱边界为界，下部以F6-2-77断层为界，左侧以+1940m水平3采区采空区煤柱边界为界，右侧以暗斜井护巷煤柱边界为界。采区内有可采煤层,,三层。煤层的平均厚度为1.38 m，煤层不稳定；煤层的平均厚度为5m左右，煤层稳定；的平均厚度为1.3m，煤层不稳定。煤层底板至煤层顶板的平均间距为21.5m，由一套薄层状泥质粉沙岩与菱铁质粉沙岩互层状组成，节理发育（f=4—6）属中等稳定顶板，煤层底板至煤层底板之间的平均间距为4.9m，煤层倾角为10—12度，属缓倾煤层。
据矿井精查地质报告中的瓦斯成果，,,煤层的平均瓦斯含量为11.19、13.57、11.71立方米每吨，煤尘有爆炸危险，煤层无自燃发水倾向。据矿井多年来开采煤层瓦斯涌出量资料,矿井瓦斯涌出量来源于本煤层和上下临近层,其中本煤层和下临近层的瓦斯涌出量占92%以上,矿井瓦斯涌出量中掘进占35%,回采占50%,采区15%。
据重庆煤科院在＋1940m水平南采区9煤层采煤工作面的实测资料，煤层的钻孔瓦斯自然流量为46Ｌ/min,百米钻孔初始流量为0.32m³/100m..min.。按抽放瓦斯可行性指标分析，煤层属可抽放煤层。
矿井己购置了2ＢＥ1045/6－1型大流量真空泵，及“大直径，长钻孔”钻机，敷设瓦斯抽放管路，形成了瓦斯抽放系统，具备了抽放瓦斯的条件。
根据煤层赋存及矿井开采技术条件，＋1917m水平南采区拟采用倾斜长壁普采放顶开采方法开采煤层。在南采区上部边界从1917井底车场尾部在底板沿煤层走向布置1917南运输区巷，从北采区回风石门未端沿煤层走向方向布置1920南回风巷，两巷间距30－40m，在南采区左侧边界两巷以联络巷连通形成全负压通风，以1917南运输下巷和1920南回风巷为主要运输巷和回风巷将南采区分成若干个具有独立生产系统的带区，每个带区又划分成2个倾斜分带，每个倾斜分带布置一个采煤工作面。工作面从南采区下部边界向上部边界方向倾斜推进。
自1917南运输巷布置带区上部车场，沿煤层倾向方向向下布置分带回风斜巷；自1917南运输巷向上抬起布置进风行人斜巷及带区煤巷，然后沿煤层倾向方向下布置分带运输斜巷。在采区下部边界Ｆ6－2－77断层附近布置工作面开切眼，将分带运输斜巷和回风斜巷连通使工作面形成全负压通风。工作面长度为150m，仰斜连续推进长度可达500－600m。
若按以往走向式倾斜长壁采煤方法沿煤层顶板采顶部煤，采高2.6m，待支柱受压钻底后挖部份底部煤的方法存在着将厚达1.6－2m的优质煤遗弃在采空区里，浪费煤炭资源；采空区遗煤的瓦斯涌入工作面导致工作面隅角及回风瓦斯超限而影响安全生产。
针对上述存在问题，＋1917m水平南采区应采用普采放顶煤采煤方法将工作面分带运输斜巷、回风斜巷和开切眼沿煤层底板布置在煤层中开采煤层。工作面采高为2.2m。顶煤厚2.8m。工作面选用ＤＺ－25型单体液压支柱及ＨＤＪＡ－1200型铰接顶梁支护工作面，选用ＭＧ160/375-W型采煤机落煤，ＳＧＢ－630/220型刮板输送机运煤。采面循环进尺为1.2m。
2、工作面支护设计
2.1岩层移动及矿压显现特点
放顶煤开采，由于煤层一次采出的厚度增加，直接的垮落高度成倍增加，可达煤层采出厚度的2.0－2.5倍，其中1.0－1.2倍的直接顶为不规则垮落带，而在上位直接顶中则可形成某种临时性“小结构”，其活动可对采场造成明显现影响，由于直接顶垮落高度较大，在某些条件下，上位直接中形成的“半拱”式小结构，能与其上部的老顶砌体梁结构结合，共同形成放顶煤开采采场覆岩的基本形式，但老顶“砌体梁”结构形成的位置远离采场。因而放顶煤开采采场矿显现不仅取决于上覆岩层的活动，更主要地取决于顶煤及直接顶的刚度。由于松软顶煤的参与，缓和了支架与老顶之间的相互作用，因而支架阻力通常不大于分层开采的支架阻力。上位直接顶中“半拱”式结构的失稳可对采场造成来压，即直接顶及来压。[1]
＋1917m水平南采区煤层的直接顶为薄层状泥质粉砂岩与菱铁质粉砂岩为层状组成，无老顶，煤层放顶煤开采过程中，其直接顶的活动将对采场连成明显影响。2.2支护强度
放顶煤开采，由于煤层一次采出的厚度组增大，直接顶的垮落高度成倍增加。垮落的直接层厚度mz与采空区残留的浮煤高度之间的关系为:
式中 
——采高，m
——顶煤总厚度，m
——老顶在触矸处的沉降量，
其中η为顶煤放出率，
-----残留的浮煤高度，
Ka——冒落岩石的碎胀系数
+1917水平南采区C9煤层的采高为2.2m，顶煤总厚度为2.8m，顶煤放 率η取0.70，老顶在触矸处的沉降量Sa=0.2（+.η）=0.83m，残留的浮煤高度=（1-η）=0.84m，冒落岩层的碎胀系数Ka，粉砂岩取1.27。通过计算可知，煤层放顶煤开采后，其21.5m的直接顶的垮落高度
为12.5，所以采场支架必须支撑住顶煤和垮落的直接顶的作用力，采场合理的支护强度
为：
kN/m2
式中 
——顶煤密度，12.7kN/m3
——直接顶密度，25.5KN/m3
采场的合理支护密度为：
根/m2
式中 η——支柱额定工作阻力实际利用系数，单体支柱η=0.85
Rt——支柱回撤前所能达到的额定工作阻力，250KN
普采放顶煤采煤工作面采用DZ——25型单体液压支柱与HDJA——1200型铰接顶梁支护。工作面支架采用正倒悬臂梁错梁直线柱方式布置，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，排距1.2m，柱距为：
m
式中N——工作面支柱排数，最小控顶距时为2排；
F——机道上方梁端至煤壁距离，0.3m；
S——每根支柱的支护面积，m2/根S是支护密度N的倒数。
b——排距，1.2m
工作面支架采用对梁布置方式，柱距
=150m，
=650m，
=800m
工作面端头采用4-5对长3.8m的Π型长刚梁与单体液压支柱组成的迈步走向抬棚支护，柱距与工作面支护同。工作面下切口长度为3～4m，上切口为8.5m，端部切口深度为截梁的3倍多，即2m
3、放顶煤回采工艺
3.1回采工艺流程
放煤结束后，采煤机从上往下割第一刀煤，铺超前网正倒悬臂梁顶部，挂倒悬臂梁并在网下梁上两梁之间用木棒将顶背好，同时在采煤机后推移板输送机并在倒悬臂梁下打临时柱；采煤机从下往上割第二刀煤铺超前网至正悬臂梁顶部，挂正悬臂梁并在网下梁上两梁之间用木棒将顶背好，同时在采煤机后推移刮板输送机并在正悬臂梁下打正规柱，倒悬臂梁下将临时支柱改为正规支柱，然后回柱，撤梁，放顶，使工作面处于最小控顶距状态下为放煤做准备，上述所有工作完成后即完成下一个循环，回采工艺流程如图3所示:
放煤 割第一刀煤 铺网 挂倒悬臂梁 割第一刀煤
移输送机 打临时支柱
回柱放顶 支柱班 挂倒悬臂梁 铺网
移输送机
图3 回采工艺流程
3.2 放煤及循环劳动组织
放煤工作是在采空区侧金属网下进行的，采用低位放煤方式，放煤口在煤层底板以上0.2-0.4m，成“T”形剪网口，长度×宽度为0.4×0.4m。当大块煤堵塞放煤口时，可用长柄钢针松动顶煤，用人工堵口方式控制放煤量。
（1） 放煤方式：工作面在最小控顶距下的放煤，采用单轮、间隔、多口放煤方式，先放1号、3号、5号等单号放煤口的煤，见一定矸石后关闭放煤口，留下较大的脊背煤；滞后一段距离放2号、4号、6号等双号放煤口的煤，将留下的脊背煤放成一个椭球体，见矸石关闭。为维护工作面两端出口处的顶煤稳定性，工作面两端各留2-4架不放顶煤。放出的煤通过人工攉入工作面煤壁侧的刮板输送机运出。
（2）放煤步距及循环劳动组织：由于顶煤的厚度较小，一采一放，放煤步距为1.2m，即采面“两刀一放”完成一个正规循环。采用“三.八”作业形式，一个采煤班，一个准备班，一个放煤班，每班工作8小时。在采煤班内进行“落、装、运、移、回”等工序，准备班内进行回柱放顶，检修设备及缩工作面运输巷输送机等工作；放煤班内进行放煤，将放出的煤攉入工作面煤壁侧的刮版输送机运出及准备放煤口关闭等工作。循环进尺1.2m，一日一个循环。
初采和末采放煤 ，开切眼沿煤层底版掘进，工作面推出开切眼后即可及时放煤，这不仅能有放地提高煤炭的采出率，而且有利于顶煤的冒落。
工作面倾斜分带运输巷及 回风巷在1920回风巷护巷煤柱的范围内应沿煤层顶板掘进，护巷煤柱处，从停采线前5m左右为变坡点按一定坡度向下掘斜巷，见到煤层底版后沿着煤层底版掘进。工作面末采时可提前10m左右停止放煤并继续铺顶网，将沿底版的工作面向上爬到沿煤层顶板，使工作面撤架空间处于稳定的顶板条件下时再收作，以达到支柱收作，降低煤炭损失，回采结束后便于采空区封闭并提高封闭质量的目的。
4 采空区处理
采用全部垮落法处理采空区，工作面最大控顶距为4.8m，最小空顶距3.6m，放顶步距为1.2m。
5 治理瓦斯及防尘
开采煤层瓦斯含量高，煤层有爆炸危险。放顶开采的产量集中，瓦斯散发面大，采空区高度大，易于积聚瓦斯，顶板冒落时容易使采空区瓦斯有涌入工作面，其偶角及回风瓦斯易超限。这在高瓦斯矿井会突出。普采放顶煤工作面割煤、运煤、回柱放顶、放煤等易产生大量煤尘。这些因素将影响到普采放顶煤工作面的安全开采，应采取边掘边抽，本煤层工作面预抽，高位顶板巷道抽放及沿煤层顶板掘进瓦斯尾巷瓦斯治理措施；应采 取煤体预注水湿润煤层，低位放煤，在放煤处设喷雾装置等措施降尘。
5.1.治理瓦斯
5.1.1煤巷掘进边掘边抽
南采区工作面掘进准备煤巷掘进过程中应采取“边掘边抽”措施，以达到降低瓦斯压力及掘进工作面回风流中瓦斯浓度的目的。为了不影响正常的掘进工作，每隔一定距离在巷道两帮对称钻场，每个钻场向掘进工作面前方并排施工3个长95m×Φ108m的超前抽放瓦斯长钻孔。抽放瓦斯钻孔在巷道腰线位置开孔，孔间距0.5m与巷道中心线成3º和6º夹角，与煤层顶板平行施工。钻场间距80m，每掘进85m退出５m掘两个对称钻场。钻孔用聚胺脂封孔，封孔长度为５m，每天２４h不间断抽放。为使巷帮长钻孔抽放效果更好，可在掘进工作面迎头施工３个长９５m×Φ１０８m的卸压孔使煤体卸压。
5.1.2本煤层抽放
根据C9煤层赋存条件较好属可抽放煤层的特点，可采取在C9煤层工作面掘进准备过程中在采煤工作面分带回风斜巷掘进巷道内向分带运输斜巷方向施工布置本煤层顺层钻孔的办法抽放C9煤层的瓦斯。钻孔深度为１３０m，间距为１０m－１５m，倾角为３º－５º，与分带回风斜巷成７０º角。钻孔用聚胺脂封孔，封孔长度 为５m，每天２４h不间断抽放。
5.1.3高位顶板巷道抽放采空区瓦斯。
煤层开采后其上覆岩层受采动影响自下而上移动形成“竖三带”和“横三带区”，即冒落带、裂隙带、弯曲下沉带和煤壁支撑影响区、离层区、重新压实区。煤层开采后采场上覆岩层离层区能够贯通，采空区会形成一个连通的矩形环形圈，即“O”形圈。“O”形圈随着工作面的推进而发展变化。采空区上覆岩层中采动裂隙的存在，为采空区积聚瓦斯提供了空间。采空区的瓦斯涌出量通常占工作面回风瓦斯的50%左右。高位顶板巷道抽放采空区瓦斯是处理采空区瓦斯，降低工作面隅角及回风瓦斯浓度的有效措施。裂隙带采动裂隙较发育，瓦斯大量解析，是抽放瓦斯的理想岩层带。高位顶板抽放瓦斯巷道布置在裂隙带范围内才能取得好的抽放效果。对于负压“U”形通风的工作面，瓦斯容易在工作面隅角积聚。所以应将高位顶板抽放瓦斯巷道内错布置在工作面回顺槽以里，距回风顺槽的水平距离为工作面水平投影长度的1/5的裂隙带范围内以使取得较好的抽放瓦斯效果。
放顶煤开采时，冒落带的高度一般为煤层采出厚度的2.0－2.5倍[1]，裂隙带的高度为采出厚度的3－8倍。C9煤层放顶煤开采其采出厚度按其平均厚度5.0m考虑，冒落带高度为10－12.5m裂隙带的高度为15－40m。C8煤层底板到C9煤层顶板的平均间距为21.5m，C9煤层普采放顶煤开采工作面倾斜长壁式布置工作面长度为150m。高位顶板抽放瓦斯巷道可内错布置在工作面分带回风斜巷以里，距分带回风斜巷的水平距离为30m的C8煤层中。高位瓦斯抽放巷的断面规格以满足施工要求为准，采用锚杆支护，抽放前，巷口用料石或砖墙封闭，墙上安装ф150mm的抽放管并入瓦斯抽放系统。
5.2 防尘
从目前的防尘技术来看，煤层注水是抑制产尘量的根本手段。煤层注水有长孔注水，短孔注水，深孔注水和巷道注水几种方式，其中长孔注水是应用比较广泛的注水方式。由于防治瓦斯措施中已采用本煤层钻孔预抽放工作面瓦斯措施，煤层注水时可利用本煤层抽放瓦斯钻孔代替注水孔进行长孔注水，这种注水方式可以利用井下防尘管和防尘水，当工作面分带回风斜巷内的抽放瓦斯钻孔距工作面煤壁15—20m，进入工作面前方卸压区后，将与工作面煤壁距离大于3m，抽放瓦斯低于15%的钻孔与抽放管路分开作注水孔用。将井下防尘管路与被分开的抽放钻孔连通，便可利用地面防尘水池的静压往防尘管路抽放瓦斯钻孔向工作面煤体注水。在15—20m范围内可保持2～3钻孔同时注水。注水时间主要根据注水过程中注水孔周围煤壁和工作面煤壁含水量的变化情况确定。如果发现以上两处煤壁出现均匀的“出汗”渗水现象，说明钻孔控制范围内的煤层以得到全面湿润,可以停止注水或减小注水量，并在原始记录上记下累计注水时间和其它注水参数。
这种一孔两用的注水方式钻孔长、孔径大,钻孔附近裂隙发育,注水量大。不仅能降低煤尘,减少回采过程中的瓦斯涌出量促进安全生产,且能减少注水费用,降低注水成本。
普采放顶煤开采过程中应坚持先抽后注的原则,协调好工作面生产。抽放与注水的关系，在采用本煤层抽放瓦斯钻孔注水措施的同时，还应该采取低位放煤，在放煤口设喷雾装置等措施降尘。
6、结语
⑴放顶煤具有单产高、效率高、成本低、巷道掘进工程量小，能减少搬家倒面次数，节省采煤工作面安装和搬迁费用，对煤层厚度变化及地质构造的适应性强等优点。煤层厚度较大地质构造复杂，煤的坚固系数小于3，直接顶能随顶煤下落，且具冒落高度不小于煤层厚度的1.0～，1.2倍的缓斜煤层应尽量采用放顶开采技术开采。
⑵放顶煤工作面的布置应采用沿空掘巷措施,不留或少留煤柱；应尽量减少初末采放及上下端不放煤空间。
⑶高瓦斯煤层普采放煤工作面的合理长度，采面支护，回采工艺，治理瓦斯及防尘措施等有待于今后的实际生产中不断总结经验完善。
参考文献
[1]徐永煤矿开采学[M]徐州：中国矿业大学出版社，1999
[2]杨伯适，崔开富，李登峰。高柱普采放顶煤工艺实践[J]煤矿开采，2001[2]
[3]杨兴，赵嬉。利用瓦斯抽放钻孔注水降尘的实践[J].煤矿开采,2001[2]
返回我的煤炭网，查看更多
