端头支护

端头支护（共7篇）

端头支护 篇1

随着煤炭开采强度的增加与煤炭开采技术的不断发展, 许多煤炭企业逐渐转向复杂条件下优质煤种资源的开发[1], 如深部开采、“三下”煤层开采、复杂采空区下开采、煤层群开采[2]、急倾斜煤层开采[3,4]等等。近年来, 这些采煤技术均得到了迅速发展, 并取得了丰硕成果。

采煤工作面端头及超前一定距离因受工作面超前支承压力影响, 矿压大, 且难以计算, 工作人员一般借助现场实际经验确定工作面端头及超前支护方案, 并在实践中检验修正。该方法存在一定的盲目性, 对于顶板破碎、巷道围压过大的工作面支护没有较好方法, 对于支护密度过大时支护体的布置方式没有过多研究与实践[5,6,7,8,9,10,11,12,13]。本文基于焦煤公司演马庄矿二1煤层27131工作面的工程实践, 加以理论计算, 提出破碎顶板条件下采煤工作面端头及超前支护方案, 为类似条件超前巷道支护提供参考。

1 工作面概况

演马庄矿27131采面位于二水平27采区, 北部和东部为井田边界、边界保护煤柱及九里山矿工作面采空区, 西部为27采区的采空区, 南部为2711工作面采空区和F253断层, 工作面位置如图1所示。

该工作面煤厚6.31 m, 煤层倾角12°, 煤层坚固性系数0.5~2.0, 煤层局部含有夹矸, 上部有厚0.5~1.0 m的软分层, 地层柱状如图2所示。27131工作面采用倾斜长壁分层后退式采煤方法, 首采上分层, 最大采高为3.0 m, 采用MG200/500-AWD1型采煤机采煤, 最大采高3.8 m, 采用ZF6800/20/38型四柱支撑掩护式支架支护顶板, 人工铺设金属网顶板。工作面端头采用单体液压支柱+Π型钢梁支护, 全部垮落法控制顶板。运输平巷为3.8 (2.8) m×2.4 m梯形断面, 采用矿用12#工字钢加锚网支护;回风平巷为4.0 m×2.5 m矩形断面, 采用锚网 (索) 加钢筋梯联合支护。

由于27131工作面紧邻边界保护煤柱, 且27111工作面及相邻的九里山煤矿工作面已回采, 27131回采工作面及边界保护煤柱因采空区影响, 承受矿压大, 应力集中, 顶板及煤层破碎, 巷道支护困难;尤其在端头及超前工作面50 m范围内巷道顶板破碎, 原有支护物遭严重破坏, 掘巷时期铺设的金属网也受挤压、拉伸作用破裂, 且现有端头及超前支护方案控制巷道变形效果不佳, 给工作面安全生产带来巨大困难。因此, 需要对端头及超前支护方案进行优化, 以保证工作面安全生产。

2 支护参数确定

按常规顶板来压强度计算公式 (按4~8倍采高计算顶板最大来压强度) , 根据27131工作面顶板来压情况, 取8倍采高, 则:

(1) 顶板来压强度计算。

式中, Pc为顶板来压强度;h1为直接顶厚度;γ1为直接顶岩石密度;H为采高;γ2基本顶岩层密度。

结合实测资料, h1为2.18 m, γ1为2.6 t/m3, H为3 m, γ2为2.7 t/m3。将数据代入公式计算得, Pc=0.63 MPa。

支架支柱穿400 mm×800 mm铁鞋, 钻底<100mm, 若底板较软, 可在铁鞋下垫木梁, 保证支护强度。

(2) 两端头Π型钢梁合理支护密度计算。

式中, N为支护密度;F为支柱的工作阻力, 取240k N。

代入数据计算得, N=2.62柱/m2。

根据选定的支护形式, 确定棚距:

式中, n为支柱数量;W为巷道宽度;L为棚间距 (支柱间距) 。

所以, 对于回风巷:

对于运输巷:

根据现场操作经验, 确定每根工字钢梁对应3根支柱。结合以上计算结果确定2种支护方案。方案1:支柱数量为4×3, 运输巷、回风巷棚距分别为1.5, 1.1 m;方案2:支柱数量为2×3, 运输巷、回风巷棚距分别为0.75, 0.55 m。

由支护方案可知, 巷道断面内设置4根支柱占用面积大, 而沿巷道轴向间距大;方案2巷道断面内设置2根支柱, 占用空间小, 且沿巷道轴向布置不影响升降柱工作。因此, 在巷道顶板布置2根顶梁, 每条顶梁对应3根支柱, 即“一梁三柱”, 回风巷与运输巷根据其运煤运料及行人需要, 调整支柱位置。

3 支护方案确定

3.1 超前支护

现场观测结果表明:受围岩应力作用, 巷道顶部金属网破坏严重, 造成巷道冒顶, 主要发生在超前工作面前方50 m范围内。故优化方案确定在超前工作面50 m范围内巷道顶板铺设金属网, 形成“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的联合支护方式, 以保证工作面安全推进。用8#铁丝编织的菱形金属网规格为1.2 m×2.2 m, 单层铺设;金属网连接处搭接不小于200 mm, 网与网之间用螺旋连接, 并弯钩定位, 孔孔相连, 金属网铺设如图3所示。

依据以上计算结果, 结合现场观测结果, 确定两巷超前工作面50 m范围内加强支护, 运输巷超前支护采用工字钢梁+2.5 m单体液压支柱支护, 棚间距为0.7 m;回风巷超前支护采用2.8 m工字钢+2.5 m单体柱打抬棚支护, 棚间距0.5 m;两巷均为“一梁三柱”, 均匀布置, 双排超前支护50 m, 单排超前支护为100 m。工作面运输巷、回风巷超前支护如图4所示。

3.2 端头支护

工作面端头为工作面与两巷的连接处, 拐角处易造成应力集中出现顶板破碎, 影响人员正常工作。因此, 端头处除考虑高压力作用外, 在不影响行人及运煤运料的情况下, 应该进行密集支护。综合以上研究结果及现场施工经验, 设计在两端头采用3.6m长Π型钢梁配合2.5 m单体液压支柱沿工作面倾向支护, 对棚“二梁六柱”, 支柱栽到硬底, 穿铁鞋, 初撑力为90 k N, 端头支护采用7#Π型钢梁和DW25-250/100单体液压支柱, 人工分段放顶。

工作面支架与工作面两端头相邻的Π型钢梁的间距控制在300 mm以内, Π型钢梁长度为3.6m, 棚距600 mm±100 mm, 两梁间距100 mm, 采用DW25-250/100型单体液压支柱, “二梁六柱”;对棚的2根Π型梁交替迈步前移, 步距0.6 m, 支柱迎山300 mm±100 mm, 架棚时留好行人通道。两端头支柱穿400 mm×400 mm铁鞋, 保证支护强度。工作面运输巷侧、回风巷侧端头支护如图5、图6所示。

4 现场观测

为检验超前支护效果, 使用GYW300型顶板动态监测系统对运输巷与回风巷进行顶板下沉量监测, 在两巷超前工作面煤壁50 m处安装监测仪器。按每天推进3.0 m计算, 本文选取工作面推进16 d的监测数据与采取超前支护和端头支护之前支护方案进行对比 (图7) 。

工作面顶板下沉量增大主要发生在工作面煤壁前方25 m以内, 最大达到380 mm, 严重影响到工作面安全生产。采取上述超前支护及端头支护方案后, 顶板下沉量在工作面煤壁附近较优化前减少约200 mm, 两巷顶板下沉量控制在150 mm以内 (图7) , 能够保证巷道正常使用, 为工作面高效快速推进提供有力支撑。

5 结论

(1) 27131工作面周围分布了大面积采空区, 工作面矿压大, 巷道维护困难, 端头及工作面支承压力影响区50 m范围内顶板破碎, 巷道变形量大, 最大达到380 mm, 影响运输及人员通行。

(2) 理论计算得出巷道内双梁布置、“一梁三柱”的支护方式效果佳, 满足回采面生产的需要。

(3) 结合27131工作面实际条件, 提出了“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的超前支护技术与“长Π型钢梁+单体支柱”的端头支护技术, 并针对巷道功能进行了优化。

(4) 现场实测数据表明, 该支护方案有效维护了巷道的破碎顶板, 使工作面超前影响区顶板下沉量控制在150 mm左右, 保证了工作面正常推进, 为相似条件下工作面生产提供了经验。

摘要：针对焦煤公司演马庄矿27131工作面高应力、顶板破碎的条件, 通过理论计算, 得出工作面端头及超前支护范围内的支柱支护密度, 并通过对比分析提出了“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的超前支护技术与“长Π型钢梁+单体支柱”的端头支护技术, 并对二者进行优化;最后, 通过现场观测巷道顶板下沉量对支护效果进行了检验。

关键词：破碎顶板,工作面端头,巷道支护

端头支护 篇2

综采工作面的端头位置一直是工作面支护的重点, 也是容易发生顶板事故的区域。端头位置对于工作面的安全生产十分关键, 因此, 做好综采工作面端头的顶板支护是十分必要。

端头是平巷与切眼的连接区域, 力学作用机理复杂, 顶板暴露面积大, 并且随着工作面的推进, 顶板要反复支撑, 顶板的完整性容易遭到破坏, 易发生冒落, 导致顶板事故。这些都是导致端头位置顶板支护困难的原因。

本文通过建立了工作面端头弧形三角块的力学模型, 计算得到了边y=a和x=a的挠曲线方程, 并且分析了工作面端头的受力特点, 介绍了常用的端头支护形式, 实例分析了某矿7257工作面上下端头的支护形式。

1 综采工作面端头受力模型及特点

1.1 端头力学计算模型

工作面端头的顶板后方是悬顶, 没有任何的支撑力, 为自由边。与采空区相邻, 沿工作面倾向的顶板在工作面直接顶垮落之后处于悬露状态, 即模型下面为自由端, 采空区上方的顶板也为悬露状态, 这两边为自由边。在工作面煤壁上方的边为固定端。另外, 由于受到区段煤柱的作用, 模型上侧为固定端。因此, 建立的力学计算模型为上侧、左侧为固定端, 右侧和下侧为自由端的矩形板, 如图1所示。

利用弹性力学的广义简支边板利用叠加原理对图1的力学计算模型进行计算分析。边y=a或x=a的挠曲线方程为:

通过分析上面挠曲线方程可以知道上下端头顶板的最大弯矩在自由边和固支边的交界处, 当该处的最大应力大于顶板的极限时, 顶板发生破坏, 在破坏以后, 主应力线上就会有新的极限弯矩出现, 将所有极限弯矩连接起来就是一条曲线, 这条曲线称为极限弯矩迹线。如图2所示。随着回采工作面的继续推进, 上下端头顶板的弯矩会慢慢继续增大, 在自由边和固支边由于是弯矩的最大值, 这里首先会发生破坏, 工作面的推进会使得破坏持续, 最终沿着极限弯矩迹线方向发展成“弧三角块结构”。“弧三角块结构”也会随着回采工作面的不断推进发生周期性垮落, 同时也会形成新的“弧三角块结构”。

在端头形成弧三角块结构之后, 随着回采工作面的向前推进, 弧三角块结构的尺寸就会不断增大, 到达一定的跨度极限时就会发生周期性破断。通过相似模拟试验得到以下关于弧三角块结构的特点和端头矿压显现规律:当在特定地质条件下, 这种弧三角块结构是始终存在的, 说明了这种结构的普遍存在, 与是否发生顶板的初次来压或者周期来压无关;由于在端头位置形成了弧三角块结构, 这种结构可以保护下面的空间, 稳定性明显好于巷道中部, 通过现场实测也发现了此处的老顶下沉量较小, 但是如果对于端头的支护强度较低, 直接顶就会在采动影响下和煤体的失稳破坏而发生破裂, 和老顶之间发生离层, 特别是在进行端头的支护交替作业时, 稍不注意就可能发生端头冒顶事故。

1.2 端头受力特点

工作面端头是切眼也平巷的连接处, 是通风、行人、运料的咽喉之处, 对于顶板的支护至关重要。端头支护在现场是十分困难的, 下面分析造成工作面端头的矿压显现明显的主要原因。

1) 需支护顶板的面积大。端头是回采工作面和平巷的交点, 工作面所有的行人、通风以及运料都必须经过端头, 为了使工作面运料方便, 端头处的空间比一般巷道要大, 另外, 由于综采工作面的机头机尾等其他设备都在端头处放置, 这就需要大量的空间, 最终导致端头处的面积达到了30~40 m2。

2) 一般端头存在支护强度低的问题。在下端头处, 刮板机与运输平巷的输送机连接处需要空间, 此处就不能设置单体支柱进行支护, 使得下端头总体的支护密度降低, 尤其是在回采工作面前方的超前替换支架, 初撑力比较低, 并且不能对顶板进行及时支护, 这样就导致顶板下沉加剧, 尤其是顶板的下沉速度比平巷的顶板下沉速度高5倍以上。支护强度不够直接导致下端头处的矿压显现十分剧烈, 顶板更易发生离层, 最终导致冒顶事故的发生。

3) 端头处所受支承压力大。根据矿压规律, 回采工作面的端头处正好处在超前支承压力的峰值区, 并且支承压力一般是原岩应力的1~3倍, 受力情况恶化。当顶板岩石比较坚硬时, 随着回采的进行, 端头会在采空区上方存在大面积的顶板悬露, 这样增加了这里的应力。同时, 上端头正好处在上一回采工作面的固定支承压力区, 与回采工作面的超前支承压力形成叠加, 顶板受力情况更加恶化, 支护困难明显增加。

2 支护技术

上下端头均受到采动影响, 并且处在围岩松动破坏区之内, 这就导致了随着回采推进, 端头的结构处在不断的变化过程之中, 甚至支护形式也会随着回采的推进, 端头支护形式都会发生变化。在这么复杂的围岩条件下加上端头的重要地位, 对于端头的支护就显得困难和重要, 因此, 正确的支护形式对于整个回采工作面的安全生产至关重要。

对于上下端头的支护形式比较单一, 较为常用的支护形式是采用单体支柱进行支护, 在端头的机头、机尾处使用4对8根长梁进行支护。由于超前支承压力的作用, 需要对前方巷道进行加强支护, 普遍采用液压单体支柱和抬棚。虽然这些支护方式在实际生产中取得了较好的效果, 但是液压单体支柱仍然存在一些比较突出的问题:支架的数量太多, 支设和放顶的工作量大, 大量作业空间被支护所占据。另外, 单体支柱的侧向稳定性差, 抗倾倒能力不足, 缺乏对围岩的水平作用力。同时, 单体支柱的初撑力较低, 对于阻止顶板的离层和运动能力有限, 顶板稳定性较差。

对于已有的端头支护技术存在的问题和现在装备水平不断提高的情况下, 支护技术向着综合治理的方向发展。例如:改进大断面巷道的支护方法;对于皮带机和转载机进行改进;端头支护使用滑移顶梁、十字顶梁、双楔铰接顶梁等形式。近年来出现的支架和锚杆联合支护对于控制端头顶板具有很好的效果, 并且具有管理简单、成本较低、循环使用、推进速度快等优点, 也是未来的发展方向之一。

下面是某矿7257工作面端头支护实例 (如图3所示) 。上、下端头采用过渡支架支护, 工作面下端头使用一对HDJA-3600型长铰接顶梁 (一梁三柱) 交错迈步前移, 其中一根必须与HDJA-1200型铰接顶梁铰接支护, 单体液压支柱支护不得滞后于综采支架, 端头不得出现空载或卸载的支柱。

3 结语

本文通过建立力学计算模型和分析端头受力的特点, 得到了以下有用结论:

1) 上下端头顶板的最大弯矩在自由边和固支边的交界处, 当该处的最大应力大于顶板的极限时, 顶板发生破坏, 在破坏以后, 在主应力线上就会有新的极限弯矩出现, 形成极限弯矩迹线。

2) 弧三角块结构是始终存在的, 与是否发生顶板的初次来压或者周期来压无关;由于在端头位置形成了弧三角块结构, 这种结构可以保护下面的空间, 稳定性明显好于巷道中部, 通过现场实测也发现了此处的老顶下沉量较小, 但是如果对于端头的支护强度较低, 直接顶就会在采动影响下和煤体的失稳破坏而发生破裂, 和老顶之间发生离层, 特别是在进行端头的支护交替作业时, 稍不注意很可能会发生端头冒顶事故。

3) 端头支护存在需支护顶板的面积大、端头支护强度低、端头处所受支承压力大的特点。

参考文献

[1]孙光中, 田坤云, 关鹏云.“三软”煤层机采工作面端头支护技术[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2013 (4) :467-470.

[2]郑金腾.采煤工作面端头受力分析[J].中国煤炭, 2006 (7) :33-34.

端头支护 篇3

综采工作面端头作为工作面的支护重点, 也常常出现顶板事故, 进而严重威胁施工人员的生命安全。长期以来, 对于如何做好综采工作面端头支护技术的应用和做好顶板管理始终是煤矿开采行业领域研究的热点之一。因此本文对顶板管理中综采工作面端头支护技术要领进行研究分析, 有一定的经济价值和现实意义[1]。

1 综采工作面端头的特点

综采工作面端头作为平巷和切眼的一种连接区域, 其力学作用机理相对复杂, 顶板暴露面积较大, 在工作面不断推进的过程中, 顶板逐渐处于一种反复支撑状态, 顶板完整性容易受到不同程度的破坏, 进而引发顶板事故。对于综采工作面端头而言, 其切眼同样也是平巷的连接处, 是顶板支护的关键部分。综采工作面端头受力特点主要有以下几方面:a) 支护面积较大。回采工作面和平巷的汇聚点是端头, 是综采工作面人与货物进出的必然通道。为了保证工作面运料方便, 其端头空间设置相对较大。且综采工作面在生产过程中, 一些机头和机尾基本放置于端头处, 往往需要相对较大的空间。端头面积基本上为35 m2[2];b) 端头支护强度较低。综采工作面端头由于运输平巷和刮板机在实际输送连接中需要较大空间, 没有单体支柱支护的情况下, 将会降低下端头总体的支护密度和强度, 进而使得顶板逐渐处于下沉阶段, 支护强度难以从根本上保证下端头处矿压平缓, 进而使得顶板处于一种离层状态, 可引发冒顶事故;c) 端头处承受的支承压力较大。

2 顶板管理中综采工作面端头支护技术

综采工作面端头支护过程中, 要做好顶板的基础管理, 在上下端头没有受到采动直接性影响时, 对端头支护形式进行科学化选择。

顶板综采工作面存在超前支承压力, 就要加强对前方 (20 m) 巷道的支护, 并对液压单体支护加以维护。超前支护直径不低于180 mm的坑木, 替棚超前煤壁5 m~10 m, 工作面推进过程中, 使用2.8 m的单体柱, 让单体柱配合π型钢梁交替迈步前移。该范围内要求巷高不低于1.8 m, 有0.7 m宽的人行道, 若巷道压力大, 巷道变形严重, 必须制定专项措施超前进行扩巷并按规定打设超前支护抬棚。这种支护的优点是形式灵活, 架设、移除迅速, 适应性强[3]。但这种端头支护方式存在以下几处缺点:单体柱垂直顶板支设, 不能有效抵抗侧向压力, 支护效果差, 不能有效承受端头支承压力;如遇到较为松软的底板, 单支柱无法保证足够的初撑力, 可能会发生钻底现象;工作面推进过程中, 需人工实现钢梁迈步前移, 费时费力, 工人劳动强度大, 使用人员多, 支护控制顶板能力差。

当前的端头支护技术装备水平相对成熟, 浙江煤矿7584工作面端头支护如图1所示, 上端头和下端头主要对过渡支架加以采用, 并在其工作面下端头, 借助于一梁三柱的交错迈步方式进行前移, 其中保证HDJA-1200型铰接顶梁实现铰接支护, 端头不存在卸载的支柱。

端头支护中, 其液压支架形式主要是对2架1组的形式加以采用, 同时后顶梁带侧护板, 其端头液压支架支护平行图如图2所示。

运输顺槽内转载机主要在两架中间进行布置, 在支架控制系统设计中, 工作面端头液压支架衔接示意图如图3所示。

3 顶板管理中综采工作面端头支护技术的可行性

随着综采技术的发展和工作面推进速度的加快, 端头支架普及也会越来越广, 端头支架的作用也越来越大。新型端头液压支架能实现自移架并和推移转载机等设备配套, 且能有效地将端头工作面与采空区隔离开, 防止矸石涌入, 不仅解决了机械化采煤端头区顶板管理和采煤机工作面的矛盾, 也加快了采煤工作面向前推进的速度, 并改善和提高了采煤与运输等设备的效能, 促进了矿井的安全、可持续发展。

通过对端头受力特点进行综合性分析, 并浙江煤矿7584工作面端头支护示意图进行综合性分析, 总结得出, 顶板管理中综采工作面端头支护技术采取有效的端头支护方式, 可以加强对顶板的管理, 并避免冒顶现象发生。

一旦最大弯矩的最大应力远远大于顶板承受极限时, 在主应力线上将会出现新的极限弯矩, 进而逐渐形成新的极限弯矩迹线, 并产生一定的影响。对于两架或三架一组的中置式放顶煤端头液压支架, 整架均放置在巷道内, 架体应有适应巷道尺寸变化的能力, 才能充分发挥端头支架的作用。由于端头支架纵向长度较长, 在拉架过程中很容易造成歪斜, 使移架困难, 为此, 顶梁应设备数组调架装置, 包括连接头、调架千斤顶等, 必要时, 底座上应设备调架千斤顶。在现场实测中, 也将老顶下沉量进行合理控制。

4 结语

顶板管理中综采工作面端头支护技术不仅有着较大的支护面积和较低强度的端头支护强度, 同时其端头承受支承压力相对较大。顶板管理中综采工作面端头支护技术的应用, 从根本上将采煤工作面推进的速度加快, 对于采煤运输设备效能也有着一定的提高作用, 实现了现代化矿井的安全可持续性发展。总的来说, 顶板管理中综采工作面端头支护技术有着一定的可行性, 对于现代化矿井生产有着一定的意义, 同时对于中国国民经济发展也有着一定的积极影响作用。

摘要：伴随中国煤矿开采行业发展步伐的逐渐加大, 煤矿综采工作面端头支护装备由于其空顶面积较大、支护区域较小、对巷道宽度适应性相对较差, 对于工作面的安全高效生产有着严重制约作用。主要结合一定的工作背景, 分析了综采工作面端头的特点, 最后总结了技术的可行性。

关键词：综采工作面,端头支护,顶板管理,技术,安全可靠

参考文献

[1]刘忠远, 李兴庆.下分层综采工作面两巷超前与端头液压支架的研制与应用[J].煤矿开采, 2011, 16 (2) :73-76.

[2]张晓飞.大倾角高瓦斯“三软”煤层综采工作面端头支护技术研究[J].中国科技信息, 2011 (12) :64.

端头支护 篇4

1 6113工作面基本情况

6113工作面位于旺家垣村东部160m位置, 地处如来村以西。整个工作面北邻6111采空区、南邻6415采空区、西邻井田边界、东邻六采区大巷。6113工作面位于六采区、所采煤层为10#、11#煤层。实际测定数据中同时显示:6113工作面整体走向长度为1457.4m、倾斜向长度为161.4m、整体面积为235224.36m。

2工作面端头支护设计方案

2.1工作面端头支护设计

6113工作面前后输送机均选取为刮板输送机, 完成运煤作业。整个工作面采取放顶煤液压支架作为基本支护模式。结合6113工作面倾斜角角度实际情况, 为最大限度的避免在工作面的采掘作业过程当中出现支架部件、以及输送机装置的“上窜下滑”问题, 同时也为了确保支护机头空间的有效性, 在工作面端头支护设计的过程当中, 需要以安全性为基本前提, 确定端头的支护方式为:支设两对成走向布置的迈步式π型梁, 配合单体支柱维护顶板, 梁体长度为4m。一梁对应三柱, 且π梁必须成对使用, 交叉迈步前进 (迈步步距为800mm) 。

2.2工作面端头支护强度计算

有关工作面端头支护强度的计算步骤为:首先由经验公式得出工作面的顶板压力数值、以及单体柱的实际支撑能力, 进而确定相应的理论支护密度、以及棚间距。结合6113工作面实际情况, 具体的计算如下所示:

根据经验公式, 该工作面支柱所支撑的顶板岩层的重量为4~8倍采高上覆岩层的重量, 即:

P=4~8Mγ

式中:P———考虑老顶来压时的支护强度

M———割煤高度, 2.7m

γ———上覆岩层平均容重, 采用加权平均法进行计算。

在工作面上覆岩层中, 煤层厚度为4.68m, 容重为13.7KN/m3;1#矸厚度为0.04m, 2#矸厚度为0.05m, 容重均为20KN/m3;泥岩厚度为0.8m, 容重为20KN/m3;K2灰岩厚度为11m, 容重为24KN/m3。故按8倍采高岩重进行验算。

γ= (Σhi×γi) /Σhi≈20.88KN/m3

P1=8×2.7×20.88=451.008KN/m2

而两端头煤柱至排头架的3m宽、7.1m长巷道中, 共有30根顶锚杆、12根锚索及槽钢对顶板进行支护, 锚杆支护强度为80KN/根, 则其该处顶板单位面积的支护强度为:

P2= (80×25) / (3×7.1) =93.9KN/m2

故该处顶板来压时需要单体支柱的支护强度为

P=P1-P2=451.008-93.9=357.108KN/m2

(注:端头处锚索对顶板的支护强度忽略不计)

根据本规程对端头支护的要求, 在端头巷道最大控顶时, 至少平均支护25根单体支柱, 按单体支柱额定工作阻力300KN/根计算, 考虑顶板动压及支柱所受载荷的不均匀性, 其对顶板的支护强度为:

P柱= (1.1×25×300) / (3×7.1) ≈387.32KN/m 2。

式中:1.1—载荷不均匀系数;

由于P

3工作面端头支护工艺的改进

在将该支护方案应用于工作面实际作业的过程当中发现, 虽然按照工艺要求施工能够确保工作面生产的安全与稳定, 但仍然存在几个方面的问题:1) 工作面劳动强度大, 即在每次对机头进行推移并完成导棚打支柱作业量极大;2) 工作面安全隐患问题突出。部分工作人员出于对工作强度的降低, 在导前机头棚的过程当中, 重复性推移机头。此种操作方式会使得两机头中间空顶面积过大, 在相当长的一段时间内出于无支护状态, 由此引发安全隐患。

针对上述问题, 需要对现有支护方案进行必要的改进与优化。具体的改进方式为:棚所采取的工作方式为迈步前移方式。超前梁梁体结构的具体分配方式为:煤壁侧位置两根、采空区侧位置一根。后部梁的分配方式与之相反, 即煤壁侧位置一根、采空区侧位置两根。借助于后部梁, 完成对两机头中间空顶段的有效支护。待一个循环结束后, 后部梁改为超前梁, 超前梁改为后部梁, 单体支柱支设位置仍同前面所述相同 (原后部梁为煤壁侧位置两根单体支柱, 采空区侧位置一根;原前部梁为煤壁侧位置一根、采空区侧位置两根) 。

通过对端头支护工艺的合理改进, 使得整个6113工作面支护过程中前机头棚的工作量缩小了1/3以上比例, 显著提高了工作效率、且安全性有所保障, 值得在其他类似工作面中进一步应用与推广。

4结语

6113工作面采取综采放顶煤的开采作业方式。结合工作面的实际情况来看, 6113工作面对端头支护的强度要求特别严格。因此, 在实际工作的开展过程当中, 为最大限度的保障整个综放工作面端头支护的稳定性以及运行可靠性, 就需要结合实际情况, 对其进行有效的设计与改进。总而言之, 本文针对综放工作面端头支护工艺设计与改进过程中所涉及到的相关问题做出了简要分析与说明, 希望能够为今后相关研究与实践工作的开展提供一定的参考与帮助。

参考文献

[1]梁文立, 王红建, 郭宏强等.自动滑移装置在综采工作面端头支护中的应用[J].煤矿机械, 2007.

[2]刘忠远, 李兴庆.下分层综采工作面两巷超前与端头液压支架的研制与应用[J].煤矿开采, 2011.

[3]曹新奇, 马立强, 杨明福等.大倾角煤层工作面端头支护及超前支护技术[J].煤炭科学技术, 2012.

端头支护 篇5

1 工作面概况

2371N工作面位于二矿井田三水平二号区内, 距地表垂深约365.6~465.3m, 走向长538m, 倾斜长163~179m;煤层倾角18°~47°, 煤层总厚度2.1~3.4m, 平均2.75m, 为复杂结构的中厚煤层, 含三层夹矸, 回采范围内煤层起伏变化较大。

(1) 采煤方法的选择:按照煤层的厚度以及各项参数, 工作面采煤方法采用单一煤层走向长壁综合机械化综采一次采全厚全部垮落法。

(2) 采高及层位的确定:根据煤层平均厚度及设备技术参数, 保证配套系统能正常运转, 确定该工作面沿煤层直接顶板回采, 采高控制在2.4~3.3m以内, 煤层厚度变大时, 及时调整留底煤回采, 确保支架支撑有力。

(3) 工作面来压:该工作面直接顶初次垮落步距为10±2m, 顶板下沉速度平均值41 mm/天, 周期来压步距10±2m, 支架载荷平均值4020k N, 超前影响范围上区段平巷14~18m, 下区段平巷5~8m。

(4) 工作面支护:根据工作面的实际情况, 选择了TAGOR5200/17/35-POZ型基本支架, TAGOR5200/17/35-POZ/S型端头和TAGOR5200/17/35-POZ/P型过渡支架管理工作面顶板。区段回风巷和区段运输巷使用单体支柱配合π型钢梁沿煤层倾向架设一梁三柱棚, 棚间距为0.8m, 进行支护管理。

(5) 回采工艺:2371N综采工作面的回采工艺主要包括以下五方面的内容, 即:落煤、装煤、运煤、支护、采空区处理, 现叙述如下: (1) 落煤:利用采煤机进行截割落煤。 (2) 装煤:利用采煤机进行装煤。 (3) 运煤:利用刮板机、转载机、皮带等联合运输。 (4) 采空区处理:采空区主要是采用顶板垮落矸石加充填材料进行处理。

2 工作面延长时的安全技术措施

工作面倾斜长度逐步延长时, 根据每循环延长的长度, 计算出加架位置, 并提前在该位置准备好需增加的液压支架, 便于在工作面煤壁与该液压支架前梁对齐时, 顺利加架。

2.1 工作面延长时顶板的维护方法

为有效控制顶板, 确保回采安全, 并保证加架过程的顶板的完整性, 根据推进距离, 每循环在支架顶梁上方使用不短于3.5m的半圆木进行顶板维护, 该半圆木必须保证在最上方支架上搭接1.0m以上的长度, 工作面第一架支架上侧护留2m长半圆木, 便于增加支架期间替换单体支柱支设顶板管理。

2.2 工作面延长时的端头加架

在正常回采期间, 未增加支架前, 支架与风巷超前间延长段用适合长度的π型钢梁配合单体支护支设“二梁八柱”迈步支设, 采至待增加支架位置时, 保证支架顶梁上方从前梁到尾梁间有半圆木支设在顶板上, 为加架时的顶板管理创造条件。为便于加架, 在加架之前先缩工作面刮板输送机端头, 将端头缩至靠近材料巷里侧煤壁, 以不影响加架为准。当煤壁与待加支架前梁采齐时, 使用倒链作为支架防滑, 向工作面移架时, 用单体支柱远距离操作, 将支架顶到位, 移架期间, 原架设的π型钢梁棚单体支柱妨碍移架时, 必须坚持“先支后回”的原则, 逐步摘除单体支柱及π梁。

另外对不同煤层顶板情况, 上端头支护可采用锚杆支护的方式, 这样可减少支架上方支柱数量, 减少作业工序, 提高效率。具体架设方式如下图1所示。

3 工作面缩短时的安全技术措施

工作面缩短时, 与工作面延长时有所不同, 根据工作面延长情况, 将支架逐步调整至风巷下帮以上, 让其进入风巷内, 与风巷方向一致, 这样有利于支架撤出。

工作面回采过程中, 支架向上调整期间, 原风巷超前顺山棚不更换或回收, 使其进入支架顶梁上方。回撤支架时, 先将前部刮板输送机机尾缩至合适位置, 然后降架将支架支架抽出、回收, 抽移支架过程中, 需及时在支架尾梁后, 原风巷π型钢梁上补齐单体支柱, 及时支设控制顶板。然后恢复上端头超前抬棚等安全设施。

4 支架失稳及应对措施

4.1 支架失稳的原因分析

由于煤层部分区域超过了45°, 所以必须采取措施防止支架失稳。支架失稳主要表现形式为支架的倾倒和下滑, 支架失稳不仅影响支架对于顶板的控制能力, 造成顶板事故, 严重的倒架也会造成支架的咬架、挤架, 使支架推移困难, 工作面推进缓慢, 造成顶板压力大以及顶板事故的发生, 严重影响工作面的正常生产。支架受力分析图如图3所示。

图中:G-支架的自重;

N1-顶板对支架的压力;

N2-底板对支架的支撑力;

α-工作面倾角;

F1-煤层顶板与支架间的摩擦力;

F2-煤层底板与支架间的摩擦力。

导致失稳发生的主要原因是:

(1) 由于支架自重引起的下滑力比较大, 在移架过程中在该力的作用下发生下滑。

(2) 刮板运输机下滑牵动了支架的下滑。

(3) 升架时, 支架在升架力的作用之下, 支架底座沿着煤层倾斜方向的分力大于支架底座与底板的摩擦力, 使支架产生下滑。

(4) 在大倾角条件下, 比如工作面顶板的破碎, 冒落或者顶板下沉沿层面向下移动时, 会导致支架不能有效接顶, 在支架力和重力的作用下发生倾倒。当支架倾倒后如果不及时扶正, 导致支架不能有效控制顶板, 从而加剧工作面顶板下沉、冒落。

(5) 作业时操作不当, 移架的时候没有有效地使用好支架的侧护板及时调整支架, 未按规定顺序移架, 出现轻微倒架时没有能够及时地采取措施进行处理。

(6) 工作面采高大于支架的有效支撑高度, 从而无法实现有效地支撑顶板, 导致支架的稳定性不够。

4.2 支架失稳的防护措施

(1) 控制好采高, 严防支架超高现象。如遇到地质构造带等特殊情况要提前采取降低采高的措施。

(2) 工作面调斜角度要符合设计要求, 降低工作面坡度, 防止设备下滑上串情况的发生。

(3) 工作面支架要安装好防倒、防滑装置, 对支架及刮板机状态不好时, 要及时进行调整。

(4) 加快工作面推进速度, 以减少超前压力对采面的影响。

(5) 如遇架前局部顶板破碎时, 要提前对煤壁进行加固, 防止出现煤壁片帮、漏顶事故的发生。

(6) 在出现局部支架漏顶事故时, 要采取支架及时接顶的措施, 防止漏顶范围的扩大。

5 经济技术对比

根据2371N综采工作面回采实际分析, 以工作面延长时为例, 由于上端头支护采用π型钢梁支护, 需人工挑梁管理顶板, 人工劳动强度大;工作面不延长时, 每天3个循环, 采取人工挑梁作业时每天保证1.5个循环, 每循环产量600t, 每月按30天计算, 每月可增产1.5×30×600=27000t。经济效益比较明显。

6 结论

通过以上分析, 提供解决工作面由于走向长度变化所造成的采面回采困难的方案, 不仅适用于由于采面地质因素等原因造成的倾斜长度变化, 及时进行增减支架, 而且对于因受构造影响, 布置工作面时, 工作面风机巷不必平行布置, 可以考虑最大限度设计走向方向, 根据采场实际情况, 适时增减支架管理顶板, 提高劳动生产率及煤炭回收率, 提高矿井的服务年限。

摘要：为了解决在复杂地质条件下复杂条件下综采工作面上端头顶板及支架管理的难题, 通过对2371N综采工作面的实践, 分析总结了不规则综采工作面上端头及时增减支架, 安全回采的成功经验, 从而解决复杂条件下不规则综采工作面上端头支护的技术难题, 提高采面劳动生产率及矿井资源回收率。

关键词：不规则,顶板管理,端头支护,支架失稳

参考文献

[1]李俊杰, 常进海.综采工作面缩面开采实践[J].煤炭科学技术, 2011, 39 (2) .

[2]刘晋冀, 田生文.采煤工作面端头液压支架布置方式探讨[J].神华科技, 2012, 6.

[3]崔景昆, 等.大倾角综采工作面设备稳定性的探讨[J].煤炭工程, 2003, 5.

[4]张希九, 黄炳辉.“三软”大倾角煤层综采面生产实践[J].煤炭科学技术, 1998, 26 (3) :41-43.

[5]郭海书.大倾角综采工作面支架失稳分析及对策[J].河北煤炭, 2006, 4.

端头支护 篇6

关键词：悬移支架,上端头,支护强度

随着科学技术的不断发展, 煤矿企业对于采煤工作面重点区域的支护强度和设备操作性能的要求也在不断提高, 淮南矿业集团谢一矿就采煤工作面上端头的支护技术进行总结分析, 在采取一定安全技术措施的基础上, 决定采取悬移支架支护上端头的技术加强端头支护。

在过去十年间, 原有的端头支护均采用DZ25 (22) -30/100型单体支柱配HDJA-1000型铰接顶梁架设一梁一柱铰接走向棚进行支护, 这样的支护形式劳动强度较大且在回柱、收作过程中存在较大的安全威胁, 为防止安全事故的发生, 考虑使用XDY-H型悬移支架支护顶板, 对于其支护强度的验算如下:

1顶板压力预计

式中:Q─预计顶板压力 (MPa)

M─采高 (m)

K─增载系数, 一般取6~8, 老顶级别越高K值越大。

R─顶板岩石平均容重2.5 (T/m3)

2 XDY-H型悬移支架主要性能参数

支架支护高度1.7~2.4m, 中心距1.1m, 移架步距1.0m, 工作阻力1800KN, 支撑强度0.62Mpa, 支架全长2.66m, 前探梁行程1.0m。

3结论

所选XDY-H型悬移支架的支护强度为0.62MPa>Q, 所以所选的支架强度能满足上端头的支护要求。

同时为了保证在使用XDY-H型悬移支架支护上端头期间的操作安全, 特制定安全技术措施如下:

(1) 上端头的悬移支架支护段移成斜抹茬形式, 要求最上一组支架超前工作面煤壁1m, 上隅角也要收成抹茬角, 并且必须钉板糊泥。

(2) 若工作面上端头倾角大于25°时, 上端头所有支柱必须穿铁鞋, 并保证支柱初撑力不低于90KN, 上端头最上一组悬移支架严格执行用1吨葫芦防倒措施, 葫芦钩头挂在风巷挑棚上且必须生根牢固。

(3) 加强上端头悬移支架支护段的联网管理, 确保顶板、老塘侧联网严密, 煤壁侧联网到底, 上端头最上一组悬移支架煤壁侧的金属网与上风巷下帮的金属网联成整体, 要求长、短边搭茬不得小于100㎜, 每隔200㎜用14#铁丝绕网拧紧。

(4) 加强上端头支护段的顶板管理, 要求每进一峒其每组支架的过顶塘柴棍不少于4根, 且过顶要均匀, 损坏的塘柴棍严禁用于过顶;上端头悬移支架支护段及上风巷有掉、漏顶处必须用木料接上劲, 严禁空顶、蒙顶作业。

(5) 若上端头顶煤破碎且压力较大时, 要管理好顶板后方准放底眼炮, 同时要适当控制药量 (装药量不超过1卷) , 炮前、炮后必须进行二次注压以确保支架有劲。必要时使用手镐或风镐过硬施工。

(6) 支架移齐后, 上风巷要及时收作, 不得滞后于放顶线, 且在收作时, 要挂好金属网, 同时必须及时进行钉板糊泥;收作茬口下方3~5m处要设一道可靠挡栏, 防止大矸等滚下伤人。上端头最大控顶距调整为3.66米, 最小控顶距调整为2.66米。

(7) 工作面机尾距上口不得小于4米, 机尾向上的悬移支架架尾要求每架都要使用单体支柱打一根抗柱, 要求抗柱向煤帮略带5~10度扎角, 抗柱必须栽设正规有劲。

通过上述安全技术措施在现场工作中落实到位, 确保了降低操作安全威胁和劳动强度的同时确保了支护强度满足生产的需要, 总而言之, 煤矿重点区域的支护强度和设备的性能会在不断探索中得到加强, 这也值得需要我们煤矿人不断的去思考。

参考文献

端头支护 篇7

中煤第一建设有限公司第二工程处施工的山西省潞安矿业集团高河煤矿锚杆支护综掘工作面, 超前支护方式一直采用前探梁, 即利用前后两组吊环固定在已支护好的顶锚杆尾部, 将2根钢管穿过吊环伸入空顶区这就将下一排顶网和钢带挑起作为超前支护。由于前探梁钢管直径细又不能全面接顶, 几乎没有支护强度, 能起到的只有防护作用, 而没有支撑作用, 所以施工人员相当于还是在无临时支护条件下作业, 唯有快速打设顶锚杆进行永久支护, 这就存在较大隐患。后来尝试使用过与掘进机相配套的机载式临时支护装置, 还是存在着支护面积和支撑力有限, 小循环掘进不能实现掘支分离, 无法从根本上解决快速施工的问题。

2 ZJC2×1040/34/46型端头支架结构、特点及适用条件

2.1 结构

该支架主要由金属结构件、液压系统、泵站组成;金属结构件有横梁、顺梁、前梁及煤墙防片帮装置;液压系统包括立柱、各种千斤顶、液压控制元件 (单向阀、安全阀) 及液压辅助元件 (高压胶管、三通等) ;配套使用泵站BRW80/35型 (额定流量80 L/min, 额定压力35 MPa, 电机功率55 k W, 柱塞数目3个、行程70 mm) , 要求乳化油配比浓度为5%。

ZJC2×1040/34/46型端头支架超前支护平面示意图如图1所示。

2.2 特点

该支架的特点如下: (1) 采用两层顶梁、横梁加顺梁分两组的整体框架式结构, 互为支撑, 通过移动千斤顶相互推进行走, 在移架过程中始终有一组梁处于接顶支撑状态。 (2) 该支架与掘进机互不干扰, 单独罩在掘进机外面, 随掘进前移而自行前移, 及时支护掘进新暴露出来的全断面顶板, 可以使作业人员完全处于有效支护下进行钻装锚杆 (锚索) 及铺联网作业, 掘进机司机也同样在安全掩护装置下进行割煤作业, 最大限度保证安全施工。 (3) 实现掘进-无支护-临时超前支护-永久性支护的衔接过渡, 在一定区域内可实现连续掘进与连续支护作业方式。 (4) 永久支护作业在支架下方, 作业空间大且安全程度高, 易于在掘进机巷道的有限空间内安装使用[1]。 (5) 支架由液压系统控制能实现自移行走和各种动作。 (6) 根据巷道压力情况设计支护强度, 确定合理的初撑力, 满足支护和移架要求, 避免初撑力过大重复支撑顶板的弊端。

2.3 适用条件

该支架适用条件为:巷道高为2.6~4.2 m, 巷道的宽4.8 m以上;作用于支架的顶板压力不超过1 760 k N;矩形巷道走向倾角小于10°。

3 端头支架应用实例

3.1 工程概况

高河煤矿+450 m水平南翼胶带大巷设计长4 200 m, 为进风及皮带运输巷道。巷道沿3#煤层顶板掘进, 属全煤巷道。3#煤层平均厚6.00~7.00 m, 倾角2°~14°。巷道断面为矩形, 宽5.1 m, 高3.95 m, 掘进断面20.145 m2。与中国矿业大学合作, 结合端头支架结构特点, 提出了掘锚分离快速掘进支护技术方案, 采用预应力锚固高强锚杆锚索组合支护系统, 锚杆每排布置顶7根、帮5根, 预紧力矩400 N·m, 顶间排距为800 mm×1 000 mm, 帮间排距900 mm×1 000 mm。锚索3根、2根交替布置, 间排距1 400 mm×1000 mm (3根) 或1 600 mm×1 000 mm (2根) , 要求涨拉力260 k N以上。+450 m水平南翼胶带大巷断面如图2所示。

3.2 施工工艺及优化

3.2.1 施工工艺

掘进采用EBJ-200掘进机, DSJ-80型皮带出煤, MQT-130型风动锚杆钻机及ZMS-60型风动钻装顶帮锚杆 (锚索) 。临时超前支护采用沈阳天安矿山机械科技有限公司设计制造的ZJC2×1040/34/46型综掘机超前支护装置, 并安装于+450 m水平南翼胶带大巷工作面。

3.2.2 施工工艺优化

(1) 合理正规循环的确定。通过试验“掘一锚一、掘二锚二、掘三锚三”多种不同的施工工艺进行全面的对比分析, 最终确定了“掘二锚二”为1个正规循环, 每小班2个正规循环。

(2) 施工工序。掘进机割煤、出煤 (进度为2 m) →前移2、4架并升紧, 落前梁上顶网再升起前梁→前移1、3架并升紧, 重复动作将支架移至窝头, 将迎面墙护网及两帮护帮装置紧煤墙→顶帮平行支护作业。

(3) 在实际生产过程中, 可根据顶板条件灵活运用, 顶板条件好时掘三锚三, 顶板条件差时掘一锚一。

(4) 局部小工序工时节约优化。最大控顶距由初期的2 m调整为2.5 m, 省去每次锚网支护完成后需要后退支架的时间, 如不后退支架将影响掘进机截割头割煤。顶网铺设由每次逐片铺设改为每次预先联成一体的3片或多片一次性铺设到位。打设锚索由窝头紧跟超前支护装置后边打设。利用该端头支架的长度和支护特点, 将每次掘进循环由原来的1 m提高到2~3 m, 使传统工艺每班2~3个循环才能完成的工作量, 通过1个大循环就可以完成。将作业人员反复搬运钻机、平台大板、煤墙护网等由12次减少到6次, 提高了生产效率。

3.3 劳动组织

作业形式采用“三八”制, 即3个生产班, 1个检修班, 工作时间为8 h, 利用停皮带时间检修设备。实际组织生产过程中, 生产班提前2 h进行生产的准备工作, 3个班均在作业地点交接班;在上一班掘进出煤的同时, 下一班准备物料, 这样可有效避免设备空载运转, 特别是随着巷道的延伸, 其优越性更为明显。

3.4 取得的效果

在边探边掘的不利条件下, +450 m水平南翼胶带大巷完成进尺215 m/月。

4 存在的问题、改进措施及安全注意事项

4.1 存在的问题

(1) 顶板适应需增强。在顶板不平整的情况下, 该支架的顺梁不能完全接顶, 降低顶板的支撑效果, 顺梁的铰接方式需调整。

(2) 调偏支架需改进。如遇巷道偏帮、超宽时, 调偏千斤顶的最大行程撑不到巷帮, 从而失去调偏作用, 进一步导致支架前移困难甚至发生支架倾倒。

(3) 前移超前支护支架时推移不同步造成支架偏移。

4.2 改进措施

(1) 铰接顶梁采取双孔销轴连接方式, 减少移架时推网情况, 且适应顶板坡度的变化。

(2) 在前探梁前方及伸缩梁两侧, 加装迎面煤墙防护支架和框架式护帮装置, 防止片帮。

(3) 每组横梁两侧增设调偏千斤顶可对支架进行调偏。

(4) 在迎面煤墙防护网上增设吊点, 使掘进机收缩式平台伸出后直接搭设在吊点上, 方便打设顶锚杆。

(5) 在操作阀组处设置闭锁手柄, 防止误操作。

(6) 为适应不同的底板条件, 并防止立柱侧滑, 保证整个装置稳定性, 对立柱柱鞋进行了改造:先用300 mm×200 mm×30 mm钢板焊接在立柱底部作为柱靴, 再在靴底加焊高100 mm的圆锥体。

(7) 增设液压同步装置, 实现液压支架偏移量相同, 达到同步。

4.3 安全注意事项

(1) 使用过程中, 不允许主副支架同时动作和移架。

(2) 支架必须由专职人员进行操作, 由跟班队干指挥, 其他人员不允许站在正在移架中的支架下方。

(3) 进行移架操作前, 要及时观察辅助支架的接顶情况, 与顶板接实后方可操作另一架。

(4) 移架后升立柱时要及时调整好立柱角度。

5 结论

ZJC2×880/26/42型端头支架设计新颖、结构巧妙, 解决了多年来掘进工作面前探梁式临时支护安全可靠性差、作业过程中人员进入空顶区存在安全隐患等问题, 而且可以根据巷道围岩强度提供足够的支撑力, 有效控制顶板变形, 实现大步距连续掘进后再集中支护作业, 从而提高掘进效率, 对实现采掘衔接平衡和集约化高效生产发挥积极的作用, 具有很好的推广和应用前景。通过对顶板的连续支撑及两帮的有效防护, 实现掘锚分离、平行作业是今后的发展方向。

参考文献