第二讲-放顶煤发展过程中出现课件.ppt
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- 第二 放顶煤 发展过程 出现 课件
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1、 放顶煤作为一种高效集约化开采技术,经过放顶煤作为一种高效集约化开采技术,经过20多年的实践,已经有了很大的发展,该项多年的实践,已经有了很大的发展,该项技术在我国得到了广泛应用。技术在我国得到了广泛应用。放顶煤开采放顶煤开采“有条件要上,没有条件创造条有条件要上,没有条件创造条件也要上件也要上”,发生了多起放顶煤开采工作面,发生了多起放顶煤开采工作面的恶性安全生产事故。的恶性安全生产事故。当前,对放顶煤开采的安全管理的法律依据除规程第68条、183条外,还有1995年煤炭工业部煤生字1995第104号文颁布的综合机械化放顶煤开采技术暂行规定。n附:附:煤炭工业部关于禁止使用单体支柱等放顶煤开
2、煤炭工业部关于禁止使用单体支柱等放顶煤开采方法的通知采方法的通知(1994.10)n最近一些局矿严重忽视安全生产,片面追求经济效益,在缓倾斜、倾斜煤层中采用单体支柱、滑移顶梁、摩擦支柱、木支柱等进行放顶煤开采,不仅违反了煤矿安全规程第64条的有关规定,而且在顶板、瓦斯、煤尘、煤层自燃发火等方面也缺乏可靠的安全技术措施,引发了不少诸如鹤岗局南山煤矿重大恶性事故。为了认真贯彻“安全第一”的生产方针,杜绝同类事故的发生,特作如下决定:n一、各局矿除要认真执行煤矿安全规程第64条规定条件外,一律禁止在缓倾斜、倾斜煤层中使用单体支柱等放顶煤开采工艺。n二、正在开采的单体支柱等放顶煤工作面,必须立即停止开
3、采,改用其它较为安全的开采方法。在改变采煤方法过程中,要制定可靠的安全技术措施,确保安全生产。n三、各局矿对上述要求要认真检查,立即执行。今后如再出现此类采煤方法,造成安全事故,将追究其领导责任。n一、辽宁阜新矿务局王营煤矿瓦斯爆炸事故n1、事故经过n1998年1月24日19时31分,阜新矿务局王营煤矿北翼121采区2102综采放顶煤工作面在安装过程中发生特别重大瓦斯爆炸事故,死亡78人,受伤7人,直接经济损失704.39万元。王营煤矿于1987年投产,设计能力年产120万。可采储量12473万。6个煤层群,21个可采煤层,平均总厚度46.4,倾角3 10度。n矿井总排风量85843/min。
4、其中:北风井47113/min,南风井3873/min。矿井绝对瓦斯涌出量54.93/min,相对瓦斯涌出量25.823/td,煤尘爆炸指数48。煤层自然发火期3个月,最短5天。由于该矿井深、地压大、岩石软、又属高瓦斯、突出矿井,自然灾害较严重,投产10年一直没达到设计能力。该面从1997年11月30日开始安装设备。事故发生前,已经安装所需的61台综放支架。nn2、事故原因 )直接原因:事故的直接原因是:2102工作面边上山设置两道临时调节风门,一道风门处于开启状态,另一道风门经常开启,边上山风流短路,工作面风量减少,支架顶部冒落区内瓦斯积聚,达到爆炸界限,遇工作面支架顶部煤层自然发火产生的高
5、温火点引起瓦斯爆炸。2)间接原因:安全第一思想不牢。通风、瓦斯管理混乱,事故隐患多。没有严格执行规程,防灭火措施不力。领导不力,现场管理混乱。对重大事故隐患重视不够,严重不负责任。没有按煤矿安全规程规定预抽瓦斯,井下作业人员也没有佩戴自救器,也是也是造成这起特大伤亡事故的因素。二、大同“3.23”垮顶事故n1999年3月23日9:45,大同煤矿集团公司忻州窑矿综采二队11#12#层西二盘区8913低位放顶煤工作面自切眼推进425m时发生了一起局部垮顶压架事故,将位于工作面中部的35#64#共30架支架压坏,虽未发生人员伤亡但致使工作面长时间停产,加之设备损坏造成了较大的经济损失。n1、工作面概
6、况n忻州窑矿11#12#层西二盘区8913综采工作面采用4巷布置,沿煤层底板布置两条顺槽巷道,沿煤层顶板布置两条中间巷用以超前放顶和煤体预松动爆破。4条巷道长度平均为1032m,中间巷距胶带顺槽巷35m,中间巷距回风顺槽巷35m,工作面走向长度1000米,倾向长度150m。n工作面煤层最厚9.4m,最薄5.8m,平均7.2m。工作面采用单一伪倾向长壁后退式综合机械化放顶煤方法开采,使用MXA-600/3.5采煤机落煤,循环进度0.5m,机采高度3.1m,平均放顶煤高度为4.1m。支架为ZFS6000-22/35低位综放支架。n采煤方法采用低位放顶煤开采,回采工艺为进刀割煤移架推前溜放煤拉后溜,
7、放煤工艺为“一刀一放n2、事故经过n8913工作面于1998年10月15日投产,截止1999年3月23日推进425m,平均日产3000t,顶煤回收率约为60%,工作面回收率约75%。在1999年3月23日早班,机组从80#支架向机头方向割煤,当割到40#支架时,工作面压力逐渐增大,煤炮频繁,煤壁严重炸帮,当割到16#支架时,顶板开始严重下沉,支架下缩,特别是前柱安全阀普遍开启。几分钟后,工作面中部35#68#支架被压下,严重栽倒,前探梁栽到前溜子上,多数前柱斜穿顶梁腹板向后倾倒,后柱向后倾斜,个别支架前柱炸缸,顶梁穿透等,使3568#支架、挡煤板、前溜子等严重损坏。据统计损坏支架立柱134根,
8、座箱6个,顶梁2个,安全阀260个。造成直接经济损失500万元,被迫停产处理事故55天。n3、事故现场特征n(1)从33#支架前柱圆图仪观察到,支架工作阻力值在较短时间内迅速升至60MPa以上,说明来压突然;n(2)工作面中部位于两条中间巷之间的35#64#共30架支架被全部压坏,受损严重,机道上覆顶煤垂直下沉量达34m,说明来压强烈;n(3)工作面42#70#支架上方顶板观测到一条裂缝,距煤壁03m,说明顶板可能在此处横向断裂;n(4)工作面煤壁出现两组裂缝,一组位于工作面27#42#支架范围内,另一组位于工作面51#82#支架区段内,两组裂缝近似呈“八”字对称,说明顶板可能在两组裂缝处纵向
9、断裂。n4、事故原因分析n本次垮架事故的主要原因是支架设计不合理,支架与围岩压力不相适应。n(1)提供的顶煤垮落角为70度,而现场情况是垮落角90度,使支架的支撑能力与围岩的顶板压力不相适应。当周期来压时,工作面中部顶煤破碎、垮落角增大,支架受力点重心前移,顶板压力合力与支架支撑合力偏心距大,形成强大的反转力矩,使支架失稳破坏。n工作面进行顶板和煤体松动预爆破后,形成非均质的块体加散体的离散介质,支架后柱的压力随着顶煤放出量的增大而减少,使切顶线前移,顶板压力的合力作用点前移。增加顶板沿工作面推进方向上的悬臂长度,使顶板发生断裂的频率和强度增加。两硬条件下支架受力顶煤弱化条件下支架受力n(2)
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