李灃達

(西海煤炭開發(fā)有限責任公司,青海 西寧 810000)

礦井原采用水平分段放頂煤采煤法,懸移支架炮采放頂煤采煤工藝,全部垮落法管理頂板。由于該采煤工藝支護穩(wěn)定性差,已禁止使用該工藝。2020年12月,礦井將采煤工藝由水平分段炮采放頂煤改為水平分段綜采放頂煤。2021年8月14日,柴達爾礦“8·14”冒頂事故發(fā)生后,海塔爾礦汲取事故教訓,對礦井開展了水文地質勘驗工作,查清了礦井地表水系、含水層水系及采空區(qū)積水情況,對現采用的水平分段綜采放頂煤采煤工藝從技術及安全等方面進行分析論證,從頂煤冒放性、工藝參數合理性、采煤工藝設備選型合理性等進行分析[1-3],研究為后期礦井安全開采提供了技術支持。

1 頂煤冒放性分析

1.1 影響頂煤冒放性的主要因素

頂煤的冒放性能是指煤層頂部的煤體在開采引起的支承壓力作用下冒落和放出的難易程度,亦即頂煤冒落特性和放出特性的總稱。影響頂煤冒放性的煤層賦存條件很多,但主要有開采深度、煤層厚度、煤體強度、煤層中夾矸層位及其厚度、直接頂巖性及其厚度、煤體裂隙發(fā)育情況等[4-5]。

1.2 煤層冒放性模糊識別與判定理論

上述對頂煤冒放性有顯著影響的6個因素,對頂煤冒放性的影響既相互獨立又相互聯系,而且這些因素在一定意義上都具有不確定性,即模糊性。因此,在進行頂煤冒放性分類的綜合性評價中,這種不確定性是必須考慮的特性之一。運用模糊綜合評價法,采用頂煤垮冒難度指數對破碎難易程度進行評價。

定義頂煤垮冒難度指數的影響因素集為:U={u1,u2,u3,u4,u5,u6}={σc,H,g,M,RM,D},以“頂煤垮冒難”為語義評價論域V,則V為一個模糊子集,頂煤垮冒難度指數F是U屬于V的隸屬度,取加權平均算法[6-8],則:

(1)

式中,ui為第i個影響因素,屬于V的因素隸屬度;Wi為第i個影響因素的權重,根據國內有關研究W=(w1,w2,w3,w4,w5,w6)=(0.24,0.22,0.16,0.14,0.20,0.04)。

本研究利用國內外現有研究成果,上述影響因子評價的隸屬函數如下。

(1)煤巖強度σc。

(2)

(2)開采深度H。

(3)

(3)夾矸特征。

u3(g)=0.5u31(gh)+0.5u32(gR)

(4)

夾矸層厚度gh:

(5)

夾矸層強度gR:

(6)

(4)開采厚度M。

(7)

(5)煤體弱面特征RM。

u5(RM)=0.6u51(S1)+0.4u52(S2)

(8)

裂隙特征函數:

(9)

分層特征函數:

(10)

(6)圍巖特征D。

(11)

式中,σc為煤層單軸抗壓強度;H為煤層開采深度;gh為夾矸層厚度;gR為夾矸層抗壓強度;M為開采厚度;D為圍巖分類。

利用此方法進行煤層垮冒評價,根據相關研究并結合國內外實踐經驗,給出了此方法下煤層垮冒性判定標準。

Ⅰ類:F∈[0.00,0.20],垮冒難度很小,垮落角90°左右,頂煤不出現懸頂現象,冒落形態(tài)為柱狀式。

Ⅱ類:F∈[0.20,0.40],垮冒難度較小,垮落角為75°～85°,頂煤不出現懸頂現象,冒落形態(tài)為半拱式或柱狀式。

Ⅲ類:F∈[0.40,0.55],垮冒難度中等,垮落角為65°～75°,頂煤一般不出現懸頂現象,冒落形態(tài)為半拱式或橋拱式。

Ⅳ類:F∈[0.55,0.75],垮冒難度較大,垮落角為55°～75°,頂煤常出現懸頂現象,冒落形態(tài)為橋拱式。

Ⅴ類:F∈[0.75,1.00],垮冒難度很大,垮落角小于60°,頂煤經常出現較大的懸頂現象,冒落形態(tài)為橋拱式。

1.3 頂煤冒放性評價

1.3.1 單影響因素取值

(1)煤巖強度。煤巖強度包括單軸抗壓強度、抗剪強度及抗切強度等,而抗壓強度是煤層冒放性的關鍵因素之一。以往地質工作未對海塔爾礦煤巖進行力學試驗,本研究采集煤巖10塊,進行點荷載試驗,試驗數據及結果見表1。

表1 煤巖點荷載試驗結果Tab.1 Test results of coal rock point load

根據試驗結果,煤巖最大單軸抗壓強度16.45 MPa,最小單軸抗壓強度13.25 MPa,舍棄最大及最小值,煤巖平均單軸抗壓強度14.59 MPa,代入公式得u1(σc)=0.38。

(2)開采深度。煤層賦存深度直接影響著原巖應力的大小,同時也影響著回采面四周圍巖內支承壓力峰值的大小。海塔爾礦后期開采深度在180～450 m,代入公式得u2(H)=0.84。

(3)夾矸特征。①夾矸層厚度。根據以往地質資料及生產數據,海塔爾礦開采煤層為一煤組,該煤層結構較單一,主要以一層厚煤為主,厚10.09～38.09 m,平均24.09 m。Ⅲ線以西,厚煤上部有1～2層不穩(wěn)定薄煤,煤的分層厚度從0.16～1.34 m,平均0.65 m。Ⅲ線以東厚煤下部有1～2層不穩(wěn)定薄煤,煤的分層厚度從0.19～0.89 m,平均0.59 m。薄煤層之間為泥巖及炭質泥巖,最大夾矸層數2層,平均厚度約0.2 m,則代入公式得u31(gh)為0.14。②夾矸層巖石強度。以往地質工作未對海塔爾礦夾矸層巖石進行力學試驗,本次研究采集夾矸層巖石10塊,進行點荷載試驗,試驗數據及結果見表2。

表2 夾矸層巖石點荷載試驗結果Tab.2 Test results of rock point load in gangue layer

根據試驗結果,夾矸層巖石最大單軸抗壓強度26.29 MPa,最小單軸抗壓強度20.47 MPa,舍棄最大及最小值,夾矸層巖石平均單軸抗壓強度23.67 MPa,代入公式得u32(gR)為0.54。

由此可知,u3(g)為0.34。

(4)開采厚度。海塔爾礦主要開采一煤組,煤層厚10.09～38.09 m,平均24.09 m,故u4(M)為1.0。

(5)煤體弱面特征?，F場調研資料巖石,海塔爾礦煤層一般分層數在2～3層,屬急傾斜賦存的特厚煤層,煤巖完整性較好,節(jié)理裂隙間距一般大于0.7 m,故u5(RM)為0.88。

(6)圍巖特征。以往地質工作未對煤層圍巖進行詳細工程分類,本研究根據以往地質資料及現場勘察情況,按《工程巖體分級標準》(GB/T 50218—2014)對煤層圍巖級別進行了劃分。①圍巖強度。一煤組圍巖主要有:泥巖、炭質泥巖、細砂巖、粉砂巖及砂質泥巖等,巖石類型較多,其強度差異較大,本研究現場采集不同巖石類型共計30塊,進行點荷載試驗。根據試驗結果,圍巖最大單軸抗壓強度33.68 MPa,最小單軸抗壓強度13.33 MPa,舍棄最大及最小值,圍巖平均單軸抗壓強度24.59 MPa。②完整性。以往地質資料未對圍巖進行波速測試,本研究通過現場調查圍巖節(jié)理數,參照《工程巖體分級標準》(GB/T 50218—2014)給定的“完整性與體積節(jié)理數對照表”定性推斷圍巖完整性系數?，F場布設水平測線長度約計30 m,成組節(jié)理數共計108條,不成組節(jié)理數約42條,體積節(jié)理數Jv=5.0條/m3,則完整性系數取kv=0.60。③基本質量分級。根據《工程巖體分級標準》(GB/T 50218—2014),將數據代入公式得BQ為325.77,基本質量等級為Ⅳ級,則u6(M)為0.67。

1.3.2 頂煤冒放性評價

根據上述單影響因素分析結果,頂煤垮冒難度指數則,F∈[0.55,0.75],頂煤冒放等級為Ⅳ類,垮冒難度較大,垮落角55°～75°,頂煤常出現懸頂現象,冒落形態(tài)為橋拱式。

2 工藝參數合理性分析

2.1 海塔爾礦采用的工藝參數

礦井采用“兩采一放”進行采煤作業(yè),采高2.0 m,放8.0 m,采放比1∶4。放煤步距1.2 m,采用低位式底板向頂板“順序、間隔、多輪、等量”的放頂煤方法。

2.2 工藝參數合理性分析

(1)采放比合理性分析。采放比與頂煤的冒放性直接相關,海塔爾礦頂煤冒放等級為Ⅳ類,垮冒難度較大,為提高煤層的回采率采放比不宜過大。目前,國內外對采放比的研究大多基于橢球放礦理論,該理論認為頂煤高度與割煤高度及煤巖碎脹性有關,頂煤高度可按式(12)計算:

h′=h(k-1)

(12)

式中,h′為合理的頂煤高度;h為割煤高度;k為煤巖碎脹性。

經計算,合理的頂煤高度為13.3 m,割煤高度為2.0 m,計算的最大采放比為1∶6.5,礦井現采用的頂煤高度為8.0 m,采放比為1∶4,在采取預裂爆破措施后,頂煤高度在可放范圍之內。此外,《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定水平分段放頂煤采放比不大于1∶8,本礦采用的采放比為1∶4,符合《煤礦安全規(guī)程》的規(guī)定。

(2)放煤步距合理性分析。放綜采放頂煤實際統(tǒng)計表明合理的放煤步距可按式(13)計算:

L=(0.15～0.21)×h

(13)

式中,L為合理的放煤步距;h為頂煤高度。

經計算,合理的放煤步距為1.2～1.68 m。海塔爾礦放煤步距為1.2 m,較為合理,可提高回采工作面回采率,減少矸石混入率。

3 采煤工藝設備選型合理性分析

礦井現采用水平分段綜采放頂煤采煤工藝,采用MG150-NW型單滾筒采煤機割煤;采用ZFL2400/16/24型基本支架及ZF3200/18/28型端頭支架支護工作面;工作面采用SGZ630/110型可彎曲刮板輸送機運煤;運輸巷采用DTL60/22型可伸縮膠帶輸送機運煤;配套BRW200/31.5型乳化液泵站。

3.1 采煤機

(1)工作面1刀產量。工作面1刀產量按式(14)計算。

Q刀=BHLCγ

(14)

式中,Q刀為工作面1刀產量;B為采煤機截深;H為平均割煤厚度;L為工作面長度;C為工作面的回收率,0.93。

將數據代入公式計算得,Q刀為37.3 t/刀。

(2)工作面進刀數。工作面進刀數可以按式(15)進行計算。

(15)

式中,n為工作面日進刀數;Q年為工作面年設計產量,0.3 Mt;B為機采煤厚占總煤厚的百分比,20%;K為不均衡系數,取0.9;Q刀為工作面一刀產量。

將數據代入公式計算得,n=5.4刀,取6刀。

(3)采煤機牽引速度。

Vc=n(L-L1)/[(TK-nt1)×60]

(16)

式中,Vc為采煤機平均割煤速度;n為采煤機日進刀數,取6刀;L為工作面長度,單滾筒往返割頂底煤取48 m;L1為工作面斜切進刀長度,單滾筒中部斜切進刀取5 m;T為工作面生產天時間,取16h;t1為每循環(huán)進刀時間,取0.5 h;K為采煤機開機率,取42%。

將數據代入公式計算得,Vc=1.2 m/min。

(4)采煤機最大牽引速度。

Vmax=KcVc

(17)

式中,Vc為采煤機平均割煤速度;Kc為采煤機割煤速度不均勻系數,取1.5。

將數據代入公式計算得,Vmax=1.8 m/min。

(5)采煤機裝機功率。

N≥60kbBHγVmaxHw

(18)

式中,N為采煤機裝機功率;kb為備用系數,取1.5;B為采煤機截深,0.6 m;H為采煤機割煤高度,單滾筒1.0 m;γ為煤的容重,13.9 kN/m3;Vmax為采煤機最大割煤速度,1.8 m/min;Hw為采煤機單位能耗,一般0.6～0.8 kWh/m3,結合本礦煤層具體情況,取0.8 kWh/m3。

將數據代入公式計算得,N≥108 kW。

(6)采煤機生產能力。

Q=60HBVcγC

(19)

式中,Q為采煤機平均生產能力;H為采煤機割煤高度,1.0 m;B為采煤機截深,0.6 m;Vc為采煤機牽引速度,取1.2 m/min;γ為煤的容重,13.9 kN/m3;C為工作面回采率,0.93。

將數據代入公式計算得,Q=55.8 t/h。采煤機最大生產能力Qmax取平均生產能力的1.5倍,則Qmax=138 t/h。

根據上述計算,采煤機總裝機功率108 kW,礦井現采用的MG150-NW型采煤機,其總裝機功率150 kW,截割功率135 kW,截深0.6 m,能滿足礦井割煤需求。

3.2 刮板輸送機

(1)前部刮板輸送機。工作面前部刮板輸送機運輸能力應滿足采煤機最大落煤能力的要求,按式(20)計算。

Q運≥K1K2K3Qm

(20)

式中,Q運為刮板輸送機運輸能力;K1為輸送機裝載不均勻系數,取1.5;K2為采煤機與刮板輸送機同向運動時的修正系數,取1.2;K3為煤層傾角及運輸方向修正系數,取1.0;Qm為工作面采煤機平均落煤能力,55.8 t/h。

將數據代入公式計算得,Q運≥100.4 t/h。同時,能力應滿足Q運≥采煤機最大生產能力的1.2倍,則Q運≥165.6 t/h。

(2)后部刮板輸送機。工作面后部刮板輸送機運輸能力應滿足工作面放煤能力的要求,可以按式(21)進行計算:

(21)

式中,Q運為后部刮板輸送機運輸能力;Qf為工作面平均放煤能力;Hf為綜放工作面平均頂煤厚度,取6.0 m;m為放頂煤步距,取2.4 m;γ為煤的容重,13.9 kN/m3;Cf為放頂煤回收率,取85%;Cg為頂煤含矸率,取10%;Kf為放煤流量不均衡系數,1.8;Vf為平均放煤速度,0.12 m/min;K3為煤層傾角及運輸方向修正系數,取1.0。

將數據代入公式計算得,Qf=134.7 t/h;Q運≥242.5 t/h。

經計算,本次設計的前部刮板輸送機運輸能力不小于165.6 t/h,后部刮板輸送機運輸能力不小于242.5 t/h。礦井現有SGZ630/110型刮板輸送機,輸送能力為450 t/h,功率為180 kW,能夠滿足運煤需求。

3.3 液壓支架

根據煤層賦存條件,設計選用支撐掩護式液壓支架。根據工作面煤層賦存條件及水平分段綜采放頂煤采煤開采工藝,對支架的工作阻力及支護強度等參數計算如下。

3.3.1 支護強度

(1)倍重系數估算法。

P=(6～8)×M×γ

(22)

式中,M為最大采高,2.0 m;γ為煤層頂板巖石容重,取22 kN/m3。

將數據代入公式計算得,P=0.26～0.35 MPa。

(2)深埋坑道圍巖壓力計算法。

q=0.45×26-s×γ×ω

(23)

式中,q為垂直均布壓力;s為坑道圍巖類別,Ⅳ類;γ為圍巖天然重度;ω為跨度影響系數,取1。

經計算,q=0.16 MPa,支架支護強度取三者大值0.35 MPa。

(3)工程類比法。礦壓觀測資料顯示,102采區(qū)東翼3 390 m回采工作面頂板側的支架工作阻力為1 672～1 789 kN,平均1 735 kN;3 370 m回采工作面頂板側支架工作阻力為1 754～1 853 kN,平均阻力1 805 kN;3 380 m回采工作面頂板側支架工作阻力為1 802～1 967 kN,平均阻力1 884 kN;3 380 m回采工作面底板側支架工作阻力為1 794～1 892 kN,平均阻力1 843 kN。由此可知:隨著開采深度的增加,支架阻力將隨之增大,增大幅度70～79 kN/10 m,頂板側的支架工作阻力比底板側較大,平均差值為41 kN。由此推測礦井開采至3 320 m(第一水平最低中段)時,工作面最大支護阻力將增加至2 287 kN。

3.3.2 支架工作阻力

支架初撐力和工作阻力按下式計算。

(24)

式中,F為支架工作阻力;P為支架支護強度,0.35 MPa;A為支架中心距,1.50 m;L為支架頂梁長,3.60 m;c為梁端距,c=0.40 m。

將數據代入公式計算得,S=6 m2;F=2.1 MN。

分析可知,按工程類比法推測的第一水平回采工作面支護阻力大于理論計算值,故本研究支架選型按大值考慮,取2 287 kN。

3.3.3 液壓支架的選擇

通過上述計算,礦井現有的ZFL2400/16/24型放頂煤液壓支架,支撐高度1.6～2.4 m,工作阻力為2 400 kN,適應傾角≤25°,支架中心距1.5 m,支護強度0.54 MPa,支護行程0.75 m,整架質量6.3 t,能滿足第一水平回采工作面支護需求。

3.4 巷道帶式輸送機

礦井現有的DTL60/22型可伸縮帶式輸送機,帶寬800 mm,功率22 kW,運速2.5 m/s,輸送能力400 t/h,帶寬按式(25)校核。

(25)

式中,B為輸送機帶寬;Q為上級設備實際生產能力,242.6 t/h;k為輸送機負載斷面系數,取435;γ為物料散積密度,0.9 t/m3;v為帶速,2.5 m/s;C為輸送機傾角系數,取0.97;ξ為速度系數,取0.95。

將數據代入公式計算得,B=519 mm。經計算,礦井現有的SSD800/2×40可伸縮帶式輸送機輸送能力能滿足工作面生產能力要求。

4 技術合理性評價及對策措施

4.1 技術合理性評價

礦井現采用的水平綜采放頂煤采煤法與煤層賦存特征相符,頂煤冒放性等級雖Ⅳ類,垮冒難度較大,但實際生產經驗表明在采取預裂爆破后,可提有效高頂煤冒放性,采區(qū)回采率在75%以上,能滿足國家有關回采率的要求。采用的采放比符合橢球放礦理論值及《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定值;放礦步距亦符合橢球放礦理論及國內生產統(tǒng)計值。礦井現采用的主要采煤、支護及運輸等設備能滿足礦井生產需求。

綜上所述,海塔爾礦采用的水平分段綜采放頂煤采煤法,與礦井煤層賦存特征相適應,采用的工藝參數符合《煤礦安全規(guī)程》,選用的設備能滿足礦井生產需求,在技術上是可行的。

4.2 對策措施及效果分析

由于海塔爾頂煤冒放性等級為Ⅳ類,垮冒難度較大,為提高頂煤回采率,須采取預裂措施。國內頂煤預裂措施主要有爆破預裂及水壓欲裂兩種方式,礦井現采用爆破預裂措施進行頂煤預裂。本設計為提高頂煤回采率增設水壓預裂措施,礦井在生產過程中,可根據地質條件及預裂試驗效果采用。

4.2.1 預裂措施

(1)爆破預裂。①炮孔布置。在兩巷道距工作面20～30 m的區(qū)域內布置底部間距為1.2 m呈“八”字型的預裂炮孔,進行爆破預裂。炮孔不得穿透上部采空區(qū),孔眼最大垂深為6 m,頂部預留2 m安全厚度,孔徑60 mm。預裂炮孔方位、角度及裝藥量根據工作面長度、眼深、煤質等變化情況而進行現場做調整。②裝藥方式。采用徑向不耦合軸向連續(xù)正向裝藥,裝藥線密度為2.4 kg/m。③封孔。炮泥采用微潮的過篩黃土和沙子按一定比例用專用炮泥機加工制作,炮泥直徑為55 mm,利用木質接力炮棍進行裝填,封泥長度為炮孔長度的25%～40%,且不得小于0.3 m。④爆破。引爆方式:電雷管引爆導爆索,導爆索引爆炸藥。雷管為煤礦許用同段毫秒電雷管,導爆索為煤礦許用安全防水型導爆索。放炮使用BF-200型起爆器。聯線方式:每孔并裝2根導爆索,2發(fā)電雷管。采用同孔并聯,相鄰孔總體串聯的聯線方式。⑤作業(yè)方式及勞動組織。采用“三八”制作業(yè)方式,兩班打眼(中、夜班打眼),一班(早班)裝藥放炮。

(2)水壓預裂。①鉆孔布置。在兩順槽距工作面20～30 m的區(qū)域內布置底部間距為1.2 m呈“八”字型的預裂鉆孔,進行水壓預裂。鉆孔不得穿透上部采空區(qū),孔眼最大垂深為6 m,頂部預留2 m安全厚度。采用ZDY650型鉆機鉆進,鉆頭直徑56 mm,鉆桿直徑42 mm。預裂鉆孔方位及角度須根據工作面長度、眼深、煤質等變化情況而進行現場做調整。②壓裂系統(tǒng)。注水管:注水管采用高壓膠管。高壓水泵:選用3ZSB80/62-90型三柱塞泵,其作用是給壓裂段加壓,具體參數為:油泵流量80 L/min,額定壓力62 MPa,功率90 kW。流量水壓檢測儀:采用KJ327-F水壓數據采集儀實時監(jiān)控壓裂過程。③工藝流程。壓裂安裝準備→施工壓裂孔→測定煤層原始瓦斯含量及含水率→壓裂鉆孔封孔→水力壓注→鉆孔保水→壓裂效果考察。

4.2.2 預裂效果分析

(1)爆破預裂效果分析。礦山現采用的預裂措施為爆破預裂,根據礦山提供的近5年儲量年報:2018年海塔爾礦動用資源儲量為69.3萬 t,其中采出量為52萬 t,損失量為17.3萬 t,采區(qū)回采率為75.04%;2019年海塔爾礦動用資源儲量為37.16萬 t,其中采出量為27.51萬 t,損失量為9.65萬 t,采區(qū)回采率為75.04%;2020年海塔爾礦動用資源儲量為33.24萬 t,其中采出量為24.94萬 t,損失量為8.3萬 t,采區(qū)回采率為75.02%;2021年海塔爾礦動用資源儲量為19.55萬 t,其中采出量為14.7萬 t,損失量為4.85萬 t,采區(qū)回采率為75.19%。綜上所述,經預裂后各年采區(qū)回采率均在75%以上,符合國家關于采區(qū)回采率的要求。

(2)水壓預裂效果預測。水壓預裂的作用機理主要體現在2個方面,一是通過注水使煤巖軟化,二是高壓水流使煤巖壓裂破壞其完整性。本次論證采集煤巖10塊,浸水飽和24 h后進行點荷載試驗,試驗數據及結果見表3。

表3 煤巖點荷載試驗結果Tab.3 Test results of coal rock point load

根據試驗結果,煤巖飽和最大單軸抗壓強度12.59 MPa,最小單軸抗壓強度9.14 MPa,舍棄最大及最小值,煤巖平均飽和單軸抗壓強度10.71 MPa,軟化系數0.73,屬容易軟化巖石,經計算得u1(σc)為0.23。

由于原始煤巖強度及完整性、預裂鉆孔布局及預裂水壓力的不同,同一煤層不同地段的煤巖體經水壓預裂后煤巖完整性降低程度亦不同。國內相關研究及實際生產表明,水壓預裂后煤巖體完整性降低程度在40%～60%,節(jié)理間距將由0.70 m縮小至0.28～0.42 m。經計算得u5(RM)為0.44。

5 安全可靠性評價及對策措施

5.1 安全可靠性評價

礦井瓦斯等級為低瓦斯,煤塵具有爆炸性,煤層屬Ⅱ類自燃煤層,水文地質類型中等,煤巖及圍巖基本質量等級為Ⅳ級,現階段采空區(qū)未與地表形成貫通裂縫,無持續(xù)供氧條件。礦井采取的頂板、瓦斯、煤塵、防滅火及防治水管理措施及相關系統(tǒng)較為完善,在嚴格執(zhí)行相應措施,保證各類系統(tǒng)穩(wěn)定運行的前提下,能有效降低放頂煤工藝產生的各類災害發(fā)生的風險。從本質上講,海塔爾礦采用水平分段綜采放頂煤與礦井煤層賦存特征、工程及水文地質條件相適應,生產過程中產生的頂板、瓦斯、煤塵、煤層自燃及水患等災害,均可通過采取措施予以減輕或消除。

綜上所述,海塔爾礦采用水平分段綜采放頂煤采煤法在安全方面是有保障的,該采煤法屬推廣工藝,符合國家煤炭產業(yè)政策。

5.2 對策措施

(1)急傾斜特厚煤層開采礦壓顯現具有明顯的不均勻性和復雜性,隨著開采深度的增加,礦壓將隨之增大,礦井現有支架支撐力偏小,建議對礦山壓力進行專項研究,為下一水平開采回采工作面支架選型提供基礎依據。

(2)由于急傾斜水平分段綜采放頂煤采煤法,在空間布置及推進順序上,具有回采工作面重疊布置,下行開采,上覆巖層重復擾動的特點,易產生地表貫通裂縫形成持續(xù)供氧條件,引發(fā)因采空區(qū)殘煤自燃而產生的礦井火災,建議生產過程中加強地表沉降觀測,及時處理地表貫通裂縫,消除供氧條件,防止采空區(qū)火災的發(fā)生。

(3)海塔爾礦煤層屬Ⅱ類自燃煤層,礦井未建立煤層自然發(fā)火監(jiān)測系統(tǒng),不符合《煤層防滅火細則》(礦安[2021]156號)及《煤礦安全規(guī)程》關于“開采容易自燃和自燃煤層的礦井,建立煤礦自然發(fā)火監(jiān)測系統(tǒng)”的規(guī)定,須及時建立煤層自然發(fā)火監(jiān)測系統(tǒng),完善礦井防滅火系統(tǒng)。

(4)井田東部地表區(qū)域為原綜合治理區(qū)域,該區(qū)域內填有大量松散剝離物,建議對該區(qū)域進行詳細的工程及水文地質勘察工作,查明回填土層物理力學特性、富水性及親水性,為礦井防治水工作提供基礎依據,未查明前不得開采該區(qū)域下部煤層。

6 結語

海塔爾礦采用的水平分段綜采放頂煤采煤法,與礦井煤層賦存特征相適應,選用的設備能滿足礦井生產需求,在技術上是可行的,生產過程中產生的頂板、瓦斯、煤塵、煤層自燃及水患等災害,均可通過采取措施予以減輕或消除。同時,該采煤法屬推廣工藝,符合國家煤炭產業(yè)政策,具有掘進率低、效率高、適應性強,易實現高產、高效等特點,其采煤成本相對較低,在經濟方面具有優(yōu)勢。