复杂地质综采工作面

2024-09-21

复杂地质综采工作面(共8篇)

复杂地质综采工作面 篇1

综采作为一种在中厚煤层中的综采工艺, 对地质构造具有轻便、灵活的优越性。但是较大的地质变化仍然对这种工艺有相当的制约, 本文以亚泰一矿为例, 对综采工作面过较大地质构造的方法进行初步总结。

亚泰一矿施工的东八四片工作面是一个地质条件极其复杂的工作面, 具体情况如下:

东八左四片工作面位于东八采区中下部, 上临DF91断层, 落差3~6米, 下临DF41断层, 落差0~47米, 两个断层间距138米, 该工作面长118米, 走向长1040米, 沿走向整个工作面为两道背斜、一道向斜构造, 上下巷共揭露落差1.5米以上断层21道;两巷为全岩状况巷道4处, 累计137米, 半煤岩巷道3处, 累计97米;经实际揭露, 工作面长期赋存2-3道上下巷均未揭露的隐性走向断层, 并赋存有底鼓、基底不平等其它灾害性地质构造, 全国综采开采史上也是罕见的地质条件复杂的工作面。

本文仅对工作面中部地质构造最复杂区域的施工方法作为典型案例进行研究分析, 并初步总结综采工作面在地质条件复杂区域的施工方法。

该区域位于该区段的走向中部由5米落差和8米落差的断层组成的走向地垒结构和由四道断层组成的地垒结构组成, 两道地垒结构间距15米, 整个区域走向长度74m。

上巷地垒结构为工作面外部背斜的轴部构造, 在上巷构成17米全岩巷道, 周围伴生1.5米以下断导3道断层, 层面为张性裂隙, 断裂带围岩极其破碎;下巷地垒、断层密集区位于东八四片皮带道中部, 即21#点前3m到20#点后3m段, 走向6m范围内有4条落差分别为0.26m、1.5m、1.3m、2.3m的正断层, 落差2.3m断层处巷道顶板有中度淋水。由于断层影响, 皮带道在该段42米范围内为全岩、半煤岩巷道, 工作面受断层影响情况不详。2.3m断层处巷道钢棚顶部为掘进期间遗留的冒空区, 该面倒系统时, 在该处发生过一次冒顶事故, 冒落的顶板岩石达到100m3以上, 块度小于5mm, 而且极度风化;由于受到两个地垒区的影响, 在中部15m赋存相对稳定区域, 估计会赋存大量的小型隐性构造, 个区域对回采的制约极大。

我协调煤矿采煤业务部门组织技术力量, 开始了针对下部地垒构造的技术攻关。我们主要在以下几个方面进行了工作。

1 进行了极为仔细的施工现场的调查。

2 综合各方面意见, 对工作面头部通过该构造的位置形态进行了设计

为提高工作面推进速度, 最小限度的进行工作面全岩施工的长度, 决定总体思路为工作面头部抬起, 翻越该地垒构造。同时考虑到冒空区的影响, 适当加大了工作面过全岩的施工长度, 工作面头部提前5m在地垒构造上下台, 并通过工作面头部底板控制线这种方式进行了明确。

3 在现场调查和总体思路确定的前提下, 进行了详细的技术措施的制定, 编制成完备的技术文件。现将要点摘录如下:

3.1 皮带道施工在底板岩石中, 工作面回采中, 头部通过该段时, 需打眼放炮通过0.4~2.2米高的底板岩石构造;

3.2 由21#点前3m到20#点前12m段、21m范围内使溜子头抬起、距巷道底板1.0~1.6m, 即溜子头底托板距棚梁1.2m;

3.3 采到20#点前13m~8m时、头部1#支架必须下卧到巷道中, 顺巷道坡度全岩通过巷道破碎冒顶段。

3.3.1 顶板控制

将41m的巷道顶板作为一个整体考虑, 提前加强支护和采后加强支护, 协调顶板位移, 确保顶板的微弱平衡不被打破为最终目的。

3.3.2 工作面头部底板控制线

根据地垒岩石的破碎和风化程度, 灵活控制底板线的位置。围岩完整、坚硬、不风化, 则围岩易于控制, 底板控制线上移, 减少岩石爆破施工量;围岩破碎, 硬度低、风化, 则易于爆破施工, 则控制线下移, 改善顶板支护环境, 调整量一般控制在0.8m以内。

3.3.3 工作面头部采高

一般控制在2.4m, 但随着围岩破碎程度的变化, 以维护顶板为目的, 灵活掌握采高。

4 冒空区散体围岩控制

首先是稳, 就是通过对冒空的椭球体漏斗的四角围岩的控制, 保证工作面头部通过时椭球体漏斗处于相对稳定状态;其次是严, 确保冒空区巷道内顶板不能冒漏;最后是挡, 提前对冒空椭球体的上帮侧进行加强支护, 封堵冒空椭球体和工作面支架间的通道。

施工要点是:一、严格控制冒空区段支架和下巷的位置关系, 不论任何情况下, 1#支架顶粱不得高于巷道棚粱150mm;二、严格控制椭球体空区侧一角围岩, 即加强巷尾支护的密度和长度, 确保工作面通过冒空区时巷尾顶板不冒落;三、提前在冒空区处上帮顶板打楔铁, 根据散体块度调整楔铁密度, 直至零间距。

5 在施工的过程中提供强有力的技术支持

矿级指导人员, 2~3个原班根据现场的变化依据指导原则与采队的主要施工指挥人员和工程技术人员, 进行一次施工方案的讨论, 不断调整技术措施和施工方法, 确保施工原则在现场实现。

由于深入扎实的工作, 该采队9月1日进入该地垒区域到9月15日已经顺利通过这个极其复杂的地垒构造, 没有发生冒顶事故, 历时15天, 日均推进度3.8m, 共计生产原煤2.2万吨, 折合月产4.4万吨。这一水平在全国轻放复杂地区回采领域里处于领先水平。

通过这项工程的施工, 可以说明亚泰一矿已经逐步摸索出一条轻放支架过复杂地质构造的方法, 又一次证明轻放支架在适应复杂地质条件方面具有无与伦比的优越性, 是一次大胆的尝试和成功的范例。

摘要:结合地质构造复杂综采工作面回采工艺研究展开论述。

关键词:地质构造,回采工艺,技术支持

综采工作面过地质构造带技术探讨 篇2

关键词:综采工作面 过地质构造带 技术探讨

0 引言

近年来,我国的煤矿行业得到了较大的发展,在满足我国各行业及人民需求的同时获得了较大的经济收益。对于煤矿采掘施工而言,地质条件对采煤工作面的安全稳定运行具有较大的影响,如果在作业过程中具有较为复杂的地质构造,那么对于采掘工作的进行也具有一定的安全隐患。而为了能够保障综采工作面工作的安全、顺利进行,就需要根据地质情况的不同选择适当的技术措施。

1 工程概况

在某矿区工作面中,其工程区域地质情况为两段符合地质:当工作面正常推进20m处,距离机尾50m处出现一阶段复合地质带,而随着工作面的急需推进,发现煤层逐渐变薄,且软煤出现发育情况、顶板出现破碎且底板隆起,不断出现瓦斯涌出、超限从而使工作面出现支架倒架以及工作面断电事故,此构造区影响回采距离为600m。

而当工作面整体推进到1500m以后,就会遇到第二段复合地质,在此地质环境中,构造沿着走向影响的距离约为1000m,且倾向的影响距离为55m。根据此段地质构造影响,使得工作面局部区域出现隆起情况,且煤层出现尖灭,并且在回采的过程中也出现了顶板破碎、片帮严重的情况,使工作施工出现了较大的磨损设备以及阻碍运输的情况。

2 工作面过地质构造带技术措施

2.1 割煤工艺 割煤工艺是工作面开采中的核心工序,其合理安排直接影响工作面安全高效开采。坚持把握割煤标准化、防尘优先化、瓦斯正常化顶板安全化、操作合理化的五化原则,同时在每个液压支架上安装喷雾水管、灭火器来增强开采安全系数。在采煤机割矸过程中,采煤机机组速度要控制在 2m/min以下,机组喷雾系统要优先机组滚筒转动系统开启,同时喷雾量要开到最大并结合液压支架喷雾系统上的引出水管作为补充喷雾措施,使喷雾效果达到最佳。在构造揭露面留有底煤的地段要求平缓过渡,严禁出现台阶、陡坡、凹坑而导致的倒架、歪架现象,同时每次拉架时要将支架底座提起(用提底千斤或单体柱)以防止支架钻底。

2.2 采高管理 为了能够以高质、高效的方式完成复合构造工作,设备的采高则是其中不可忽视的一项因素。在实际操作过程中,首先应当将工作面构造面底板抬起40~60mm,并且能够使采高降低为4.6m左右,即能够保证采煤机最低通过后能够余出一定的距离。之后,则可以根据工作面的倾角情况采取较为保守的设计方式,如使用一刀平或者两刀的方式进行。这种操作方式的优点就是能够在有效减少采煤机构造区割矸量的同时使支架能够始终具有一个良好的支护效果以及支撑高度。而随着工作的不断进行、煤层厚度不断的发生改变,也会为机组的操作人员提出更高的要求。同时,通过这种操作方式还能够在有效避免出现瓦斯超限情况、减少采空区遗煤的同时对施工具有良好的安全性以及煤炭回收率,这对于工作的安全进行以及煤炭资源的节约都具有重要的意义。

2.3 爆破施工 由于在部分地质构造较为复杂地区中,矸体往往较为坚硬,这就会使采煤机在实际的施工过程中不能够顺利的通过,还会对采煤机造成较为严重的磨损。这就需要在实际机组截割前应当打眼放松动炮,从而使矸体能够转变为发育产状。而根据地质实际情况以及工作需要,则需要相关施工单位应当对此专门建立起采煤机截割工作评价小组,从而能够通过现场勘查的方式对构造区的划分情况进行良好、精确的判断,并根据判断情况预留好打眼放炮的适当数量以及区域,并在实际爆破前准备好适当的雷管及炸药,从而能够以较为充分的准备工作为后续的爆破工作打好基础。而在实际爆破过程中,则应当将炮眼打成1.5m同2~2.5m这两种不同深度的打眼方式相结合,并能够以检修班施工中深孔炮眼以及生产班施工过程中的浅孔炮眼进行爆破,并且在爆破的过程中保证每次起爆的孔数应当小于40个。另外,在爆破工作开展的过程中应当将采煤机提供靠在爆破的机尾一侧,从而避免在爆破过程中由于矸石卡住通道而对采煤机的正常运输产生影响。

2.4 瓦斯排放孔施工 在此项施工环节中,应当以90型风钻干方式进行钻眼工作。在实际施工开展之前,应当先将排放孔中的软煤以及破碎煤细致的清理,从而保证排放孔的整洁。在定眼位的过程中,则应当将钻杆以垂直煤壁的方式以较慢的速度钻进,摒挡钻进距离达到30mm时再对钻杆的运行角度进行适当的调整,并根据实际情况逐渐加快设备转速,从而使其能够正视的进入到钻孔作业之中。同时,在钻孔的过程中还应当对方位角以及倾角进行良好的掌握,并将设备的钻进速度控制在每分钟一米左右,从而以良好的速度控制避免断杆、卡钻的情况出现。而对于瓦斯排放孔来说,则应当根据实际情况对孔密度以及孔径进行适当的把握,并在施工到底板排放孔时,先将施工区域周围的支架上打包护帮板,并做好煤矸的清除工作,从而使护帮板能够以更为密切的方式贴在煤壁一侧。当施工运行到顶板附近时,则应当根据操作现场实际情况搭设合理规格的架杆固定到支架立柱之上,并在煤壁一侧搭设好梯子架设到梯子到架杆之间,从而能够方便工作人员在架板平台上以更为便捷、安全的方式进行施工。

2.5 机电设备维护 过复杂地质构造带时期,利用打眼放炮时间每天至少安排4h的检修时间,全员参与动态检修,保证设备正常运行,提高开机率。将采煤机截齿、齿套、支架配件、刮板输送机配件、柔性轴、剪切销等消耗量大、容易损坏的物件备到控制台、机头和机尾盖板上,保证随用随取,尽可能地减少过构造带期间的停机率和故障率。

2.6 破碎顶板控制措施 在综采作业推进的过程中,如果没有根据地质情况而采取适当的措施,就很容易出现顶板支护不足的情况,甚至会导致端面冒顶等严重事故的发生,所以,在对过地质变化时,应当对其引起充分的重视。通常情况下,控顶支护是针对此种情况保障施工安全进行的一项重要措施。首先,应当对割煤作业中先对支架进行移动,再移动刮板机,并对煤壁进行尽快的支护从而防止片帮情况的出现。其次,当工作面已经出现一定区域的片帮时则应当对其进行超前移架,并做好控顶区的支护工作,并在采煤机移动的过中程防止碰到顶梁。最后,则应当进行带压擦顶移架工作,并尽可能的减少降柱,从而保证立柱能够给予顶板足够的支撑力。

2.7 安全管理 由于在过构造期间具有点多面广、人员复杂的情况,对于施工现场的管理难度也带来了较大的挑战。这就需要施工单位应当对此情况专门制定好一系列的割煤、放炮的安保技术措施以及规章制度,以此来保障工作的顺利进行。同时,还对各项工序进行新的风险辨识和危险源识别,同时在放炮时坚持 “一炮三检”、“三人连锁”、“四人签字”制度,牢记“手指口述”和停送电、启停机预警原则,使工作面安全高效生产。

3 结束语

总的来说,在我国现今煤炭行业蓬勃发展的背景下,加强综采工作施工技术是非常必要的一种方式。在上文中,我们对综采工作面过地质构造带技术的应用方式进行了一定的研究探讨,在实际施工过程中,我们也应当牢记其中的施工要点,从而以更为科学合理的施工技术为工程的安全稳定运行做出重要的保障。

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复杂地质综采工作面 篇3

1.1 工程地质条件

2505综采工作面位于车集煤矿南翼25采区, 工作面水平标高-435~-494 m, 回采煤层为二2煤层;煤层厚度0.6~3.4 m, 平均厚2.6 m;煤层倾角7°~22°, 平均13°。工作面地质条件比较复杂, 煤层总体上呈缓坡状形态。工作面范围内共有19条断层影响正常回采, 最大落差为5.3 m, 最小0.9m。在断层附近每次产状将有所变化, 倾角将逐渐增大。

1.2 生产技术条件

2505工作面煤层赋存条件较稳定, 平均煤厚2.6 m, 属中厚煤层;采用一次采全高走向长壁后退式综合机械化采煤, 采用全部垮落法控制采空区顶板。工作面机械设备情况见表1。

2工作面改造必要性分析

受断层及薄煤区影响 (图1) , 工作面大面积破岩, 其中2#—24#、74#—80#架全岩, 80#—96#架破底0.8~1.5 m, 66#—73#架破顶0.8~2.4 m, 25#—69#架破底1.2~2.3 m。由于工作面岩石较硬, 采煤机无法进行破岩, 采用松动爆破辅助破岩, 在回采过程中存在以下问题。

(1) 回采工艺复杂, 不利于安全管理。除了正常的“采煤、装煤、运煤、支护、处理采空区”回采工艺, 增加了打眼、装药、爆破工序, 且由于爆破作业量大, 分次爆破, 对工作面顶板控制、设备维护造成一定的影响。

(2) 爆破作业量大, 工人劳动强度高。“二九一六”工作制, 中班打眼、爆破、出矸, 夜班出矸、割煤、打眼, 每天约打设爆破钻孔220个, 工人劳动强度高。

(3) 爆破矸石易进入煤流, 影响煤质。在爆破作业完毕后, 虽进行集中分矸, 但仍会有少量矸石进入煤流;同时采用湿式打眼工艺产生的水流也会影响煤质。

(4) 回采作业工程量大, 创造效益较低。工作面每天回采进尺为0.6~0.9 m, 平均0.7 m, 产出煤炭约183 t/d, 生产效率低, 投入人工、材料费用较多, 工作面回采无法创造效益。

由图1可以看出, 工作面前面约253 m范围内受到多条断层、薄煤区影响, 按照目前的进度, 此种不利局面将持续约360 d, 严重影响矿井安全生产与采掘接替, 故必须对工作面进行改造。

3 工作面改造设计

3.1 改造设计原则

工作面改造必须以安全、高效、高采出率为前提, 并遵循以下原则[1,2,3,4,5,6]。

(1) 工作面改造后, 减少或杜绝爆破作业, 简化工作面回采工艺, 降低工人劳动强度, 提升生产效率。

(2) 使工作面丟煤量降到最低的同时, 减少改造巷道的掘进量, 保证效益最大化。

3.2 改造方案选择

根据地质条件, 结合矿方实际生产组织情况, 设计2种组织方案:方案Ⅰ, 改造切眼联巷垂直于改造里切眼与改造外切眼, 切眼与联巷长度分别为165, 144.4 m;方案Ⅱ, 改造切眼联巷分别与改造里切眼、改造外切眼斜交, 切眼与联巷长度分别为105.1, 163.8 m。工作面停采时切眼煤壁素描如图2所示, 具体改造设计方案如图3所示。

(1) 改造方案技术对比分析。方案Ⅰ与方案Ⅱ技术特征基本相同, 主要对比点为回采期间支架与输送机的对接问题。相同点为支护技术相同, 需里外切眼对接, 不同之处在于方案Ⅰ一次完成设备安装, 方案Ⅱ先安装里切眼, 逐步对接支架与输送机。方案Ⅱ在回采过程中需要安装支架约36架、输送机中部槽约40节, 回采工序相对复杂;方案Ⅰ较方案Ⅱ回采工艺简单, 但对接支架属于日常作业, 难度不大, 故方案Ⅰ无明显优势。

(2) 改造方案经济对比。方案Ⅰ与方案Ⅱ主要经济对比点为掘进费用、煤炭回收效益, 其中切眼掘进费用较联巷掘进费用需增加2 000元/m扩刷费用, 方案Ⅱ较方案Ⅰ多回收煤炭约1.58万t。具体对比分析见表2。通过经济对比可以看出, 方案Ⅱ在掘进费用与煤炭回收效益方面均具有明显的经济优势。

(3) 改造方案确定。根据以上分析, 结合该矿生产技术条件, 选择方案Ⅱ为最终改造方案。

3.3 巷道支护参数

根据巷道围岩地质条件、服务年限等因素, 最终确定巷道支护参数[7,8,9]。

(1) 巷道顶板支护参数 (图4) 。巷道顶板采用锚网索支护, 选用Ø22 mm×2 000 mm高强锚杆, 间排距均为800 mm;锚索规格为Ø18.9 mm×7 200mm, 间排距1 400 mm×1 600 mm;配套其他支护材料为网孔规格为50 mm×50 mm的平焊网、眼距800mm的6眼4.2 m的M钢带、规格为400 mm×400mm和200 mm×200 mm的锚索托盘。

(2) 巷道帮部支护参数 (图4) 。巷道左帮采用锚网索支护, 支护材料选择与顶板支护相同;巷道右帮采用Ø32 mm×1 600 mm木锚杆, 配合使用木托盘, 铺设双抗网;帮锚杆间排距均为800 mm。

切眼巷道扩刷支护与巷道帮部支护方式相同。

3.4 切眼支架布置

里切眼安装支架36台, 外切眼安装支架40台, 切眼联巷放置支架39台 (图5) 。

沿切眼联巷155.88 m, 沿倾向增长60.91 m, 折合每3.8 m增加1架, 每3.8 m摆放1架, 支架顶梁对应的位置顶板锚索托盘 (梁) 去掉, 锚杆对应的位置垫木料, 防止支架升紧后, 损坏锚杆造成无法拆除, 之后升紧支架。中部槽对应支架位置摆放, 超前内中部槽立放, 超前外平放。电缆槽放在支架底座上。改造切眼上段1#架下沿距掘进期间偏中线0.85 m (g6点向下0.85 m) , 与巷道中线齐。

4 结语

针对工作面受断层与薄煤区影响、切眼破岩量大的情况, 分析了工作面改造的必要性, 提出综采工作面改造设计方案并进行技术经济对比分析, 得出最优改造方案, 大大减少了破岩工作量, 避免了大面积破岩、松动爆破给工作面安全生产带来的影响, 降低了回采成本, 提升了矿井经济效益。同时此次工作面改造的经验为类似条件下工作面回采组织提供了实践参考, 对工作面改造具有借鉴作用。

参考文献

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复杂地质综采工作面 篇4

关键词:综采工作面,旋转回采,复杂地质

1 工作面概况

淮北矿业集团临涣煤电公司Ⅱ726里综采工作面位于西翼的二下采区, 煤层平均倾角12°, 随回采倾角逐渐变缓, 到机巷拐点附近时, 倾角约8°左右;工作面倾斜长度为153m。煤厚0.7~3.3m, 平均厚度2.12m, 直接顶为粉砂岩, 平均厚度9.37m, 直接底为泥岩, 平均厚度为3.42m, 采用单一走向长壁采煤法, 顶板随拉架自然垮落。工作面主要设备布置见表1。

工作面断层构造较多, 对旋转回采影响较大的主要是两条断层, 分别为:Ⅱ2F15断层:产状700 ∠650, H=3.6m;510 ∠500, H=1.5m断层。

2.1 工作面旋转回采遇到的问题

⑴机巷转载机的过渡:由于转载机的弯曲度很小, 应视为整体设备, 整体过机巷拐点较困难, 必须预先考虑好解决办法。

⑵工作面在旋转采煤时, 主要是甩上段, 要提前考虑到运输机下滑。

⑶确定甩采位置, 测算出旋转采煤时, 风、机巷的进度比。

⑷旋转采煤时, 极易造成支架挤架、咬架现象, 要制定防止挤、咬架和调整支架的措施。

2.2 旋转回采遇到的问题解决措施

⑴当刮板机的长度变短为10m时, 将刮板机拆除, 缩短机巷一部皮带机尾, 把里段机巷的转载机移到外段机巷内, 然后把拆除的刮板机安装在转载机的机尾, 当刮板机长度逐渐变短直至不能出煤时, 将刮板机拆除, 使转载机向后移动, 和工作面运输机搭接出煤, 进入正常出煤阶段。

此时遇到的难点是转载机如何移到二部皮带机巷, 因转载机的长度为50m, 而转载机又基本不能弯曲, 巷道的宽度为3.6m, 加上上帮扩的帮, 巷道的净宽仅4m。由于当时考虑不充分, 当转载机移过机巷拐点将近一半时, 转载机机头抵住了外段机巷的上帮, 机尾抵住了里段机巷的上帮, 机身卡在了机巷拐点的下帮, 导致转载机不能顺利的移到一部皮带机巷, 我们当时采用了两种方法进行了处理, 一是把转载机的机尾紧链装置卸松, 使绷紧的链条松下来;二是在破碎机后方卸松转载机两帮的缝合螺栓, 相当于将转载机分成了两段, 使转载机可以弯曲, 这样就把转载机移到了预定的位置。

⑵综采工作面正常推进时, 工作面运输机上窜下滑容易控制, 一旦甩采时就容易出现运输机上窜下滑问题。该面主要是甩上段, 主要是解决工作面运输机下滑问题, 我们主要采取了二种办法:一是在甩上段之前, 我们采取先甩机头, 使工作面车先上窜到最短点 (转载机拔到紧贴机巷上帮时, 工作面运输机与转载机合理搭接出煤, 此时工作面运输机机头最短) , 再开始甩采工作面机尾;二是甩采期间采取单向移工作面运输机, 即全部从甩点向机尾移工作面运输机。

⑶确定合适的甩采位置, 就可以确定机、风巷的进度比。在以往的甩面及旋转回采中得出经验, 此面应距机巷拐点6m开始进行甩采。有两种方法可以确定机风巷的甩采比例, 一是:由于机巷旋转29° (接近30°) , 我们按30°的直角三角形原理, 可以得知:当工作面机头不动, 风巷的甩采进度只要接近工作面斜长的一半即可将工作面甩正。该工作面斜长为153m, 风巷至少要多推进70m, 工作面才能甩至垂直机巷 (因正常回采时机巷要超前风巷5m左右回采, 所以风巷只要甩采65m左右就可以了) 。考虑到甩采期间会出现挤架、咬架现象, 甩采时必须适当地采通硐, 以便调整支架位置和方向。所以我们采用了旋转回采, 工作面必须在距机巷拐点6m时开始甩采。

这样, 甩采期间机、风巷的进度比就可以算出为6:66=1:11。二是采取作图法, 从图上直接量出机风巷的推进距离, 计算出进度比为 1:11, 与上面分析相同。

⑷甩采时支架容易发生挤、咬现象, 我们分三个阶段对支架进行调整, 来预防支架挤、咬现象。

初调阶段:采煤机割通刀, 不得在工作面中部返刀, 采取从机头向机尾单向移车, 控制工作面运输机下滑, 严禁从中间向两端移车或从机尾向机头移车;

在旋转回采过程中, 为防止茬口处工作面支架位置不正, 推移杆倾斜角度大导致推移困难, 或出现挤架、咬架现象, 可在甩面推移工作面运输机时略使中部^超前。

调采阶段:在甩面过程中要根据情况及时调整支架的状态, 使之和工作面车垂直, 每次割完煤, 都要从机尾开始, 由上向下逐架调整支架的尾部, 使支架的尾部上摆一定的角度, 这样在下次移架时支架就会改变运行轨迹。

调整阶段:当工作面甩采到预定的甩采线时, 应多进通刀, 全面调整支架的状态、间隙、高度和工作面运输机的直度, 把工作面支架调整到良好状态, 进入正常回采阶段。

3 旋转回采成功的经验

本次旋转回采达到了理想的效果, 支架没有出现挤架或咬架现象, 工作面运输机一直保持在平、直的良好状态, 没有发生顶板冒顶等事故。

4 技术经济意义

⑴综采工作面采取甩采技术, 即省去综采工作面的改造、搬家、收作、安装等一系列的繁琐程序, 又节省了大量的人力物力及各种费用的支出, 具有巨大的经济效益。

复杂地质综采工作面 篇5

东坡煤矿地质构造异常复杂,断层、成组成群揭露且遍布各采区。2003年综采队共过落差大于3.0m以上的断层4条,其中4.0m断层一条、2.0~4m三条,长轴最大80m,短轴最大30m。影响工作面推采一年多。并且2004年上半年掘进一队共过断层9条,其中1m以上的断层5条,过冲刷构造1个,使掘进工作面过薄煤100米,综采共过2m以上断层3条。为减少搬家,缓解采掘衔接紧张局面,提高煤炭采出率,经过对深孔松动爆破技术进行攻关,在实践中不断总结深孔松动爆破的各项技术参数,为综采工作面顺利通过地质变化带,完成矿井各项生产指标发挥了重要的作用。

2 深孔松动爆破技术

松动爆破分为深孔和浅孔2种。深孔松动爆破一般用于煤巷或半煤岩巷掘进工作面,以及采掘工作面遇到断层、陷落柱等复杂地质构造条件下,钻孔直径一般为40~60mm,深度8~15m。松动爆破是指充分利用爆破能量,使爆破对象成为裂隙发育体,不产生抛掷的一种爆破技术。

3 深孔松动爆破技术参数的确定

3.1 最小抵抗线的确定

炸药在岩体中爆炸,根据爆炸对岩体的破碎效果分为压碎圈、松动圈、震动圈,在松动圈内,爆破产生的冲击波和爆生气体将岩体碎裂成裂隙体。

3.1.1 松动圈半径的计算公式如下:

式中Rp:松动圈半径;P:应力波初始径向应力峰值,p=p0D12;α:应力波衰减值,;D1:炸药爆速,m/s;p0:炸药密度,kg/m3;rc,rb:药包和炮眼半径,mm;St:岩体抗拉强度,MPa;v:泊松比;n:压力增大系数,8~11。

3.1.2 最小抵抗线的确定。

炸药在一定深度内自由面爆破,当最小抵抗线大于松动圈半径时,形成压缩爆破(内部爆破);当最小抵抗线小于松动圈半径时,形成松动爆破;当最小抵抗线等于松动圈半径时,形成松动爆破。因此,在实践中确定最小抵抗线为松动圈半径。

将试验数据D1=3600m/s,p0=1000kg/m3,rc=25mmrb=28.5mm,St=4.5MPa,v=0.36,n=10代入上式Rp=1323mm,因此确定炮眼间距为1~3m。

3.2 炮眼深度

炮眼深度应考虑钻眼效率和良好的爆破效果,考虑施工设备和施工技术水平、劳动组织等因素,还要便于施工组织和管理,由于正常生产时每个圆班综采推进距离为9刀,每刀截深0.6m,即推进距离为5.4m,考虑到减少生产班的影响因素,确定在检修班钻眼爆破,确定炮眼深度为5m,在考虑机掘过构造时,可适当将炮眼深度调大,确定为8~16m。

3.3 炮眼装药量计算

松动爆破必须控制药量,以达到既能松动好岩体,又不致于崩散岩体的效果,装药量与待爆破的体积、岩体的可爆性、炸药的类型、炮眼填塞情况等因素有关。

每孔装药量Q的计算公式如下:

式中Q:每个炮眼实际装药量,kg;e:主要换算系数,即爆力系数,取1.0~1.3;q:标准条件下爆破每单位体积所需炸药量,一般取0.2~0.35kg/m3;g:爆眼堵塞系数;L:炮眼深度,m;w:最小抵抗线,m;nc:炮眼深度对炸药消耗量的影响系数。

将e=1.0,q=0.35,g=1.2,L=5.0,w=1.5,nc=1.3代入式(2)计算得每孔装药量Q=4.36kg,实践中根据岩体岩性及实际爆破效果调整实际每孔装药量为4~5kg,机掘巷道采用深孔松动爆破时,据眼深调整每孔装药量为5~16kg。

4 现场应用效果

东坡矿采用的深孔松动爆破炮眼布置沿岩石中部布置如图1所示。其它爆破参数为:钻眼使用3kW隔爆岩石电钻,Φ42mm三翼钻头,成眼直径57mm,炮眼间距3.0m药卷直径32mm,药卷长度20cm,每卷质量200g,每孔装药20卷共4kg,装药结构如图2所示。使用2号抗水铵梯炸药,正向集中装药,雷管为瞬发电雷管,导爆索延时引爆,炮眼内其余部分用黏土封实,将雷管和导爆索绑在一起,雷管外封泥长度不得小于0.3m,总的封泥长度不得小于1.0m,爆破顺序为由尾到头依次进行,每次拉1个眼。

在不同条件下经过多次的试验,东坡矿已总结出一系列的深孔爆破技术参数,具体情况见技术1

5 存在的问题和措施

5.1 存在问题

在综采工作面如直接采用深孔松动爆破技术,容易出现爆力过强而损坏顶板,导致顶板事故的发生;分段装药时封泥严实程度对于爆破效果非常关键;由于各地点的具体条件不同,深孔爆破参数的选择也需要根据具体效果来修正,因此在使用深孔爆破前应先采用验浅孔爆破技术来确定顶板条件及岩体情况;此外在爆破过程中岩体抛掷不可避免,要做好爆破附近设备的保护工作。

深孔爆破技术还存在着炮泥封不实,综采采用深孔松动爆破时对支架液管、阀板造成损坏,尽管采用了用废旧皮带包严支柱活杆、支架立柱前和前梁千斤挂废旧皮带等措施,但效果不是很理想。

5.2 改善爆破效果方法及措施

改善爆破效果方法是提高爆破的有效能量利用率,具体措施是①合理利用或创造人工自由面;②采用毫秒微差挤压爆破;③分段装药爆破;④采用不耦合装药;⑤保证堵塞长度和堵塞质量。

6 结语

深孔松动爆破技术在过地质构造中的应用,取消了以往综采遇地质构造必须重开切眼搬家,有效地缓解了东坡矿采掘衔接紧张的局面,提高了煤炭采出率,做到了精采、细采,掘进队应用此技术不但保证了月进400m的速度,而且极大地保护了机组设备,创造了明显的经济效益。

参考文献

[1]、吴美林;松动爆破的浅析:煤矿安全;1983年02期。

复杂地质条件下综采技术探讨 篇6

鹤煤十矿地质条件复杂, 12采区煤层厚度变化严重不均, 1206综采工作面煤厚为0.4~10.0 m, 平均煤厚3.1 m, 顶底板起伏不平。伪顶为黑色泥岩, 直接顶为灰黑色薄层状泥岩及砂质泥岩, 质软易碎, 遇水膨胀, 极易冒落, 而且1206工作面随着回采的推移顶板起伏变化频繁。工作面平均倾角27°, 两巷落差变化大, 造成工作面回采期间倾斜长度会发生明显变化, 而且工作面回采中后期回风巷临近采空区压力大, 底板鼓起。断面缩小, 导致工作面回采难度增大, 不利于工作面实现稳产高产。

1206综采工作面现安装有ZFG3000/19/28型过渡液压支架6架, ZF2800/16/24型液压支架102架, 工作面选用SGZ-630/264型刮板输送机1部, 其运输能力为450 t/h;运输巷铺设SGW-40T型刮板输送机1部。1206工作面所在煤层倾角大, 顶板破碎、底板起伏不平, 回风巷压力大, 通过对地质特征分析, 加强回采技术管理, 并采取了一系列安全技术措施, 保证了工作面安全高效生产。

2 采煤工艺合理选择与确定

复杂地质条件下的综采工作面, 尤其是煤层倾角大, 顶底板变化明显, 倾斜长度经常性变化, 选择合理的采煤工艺参数, 是决定工作面能否实现安全生产的重要因素[1]。

2.1 采煤机割煤方式

由于1206工作面顶板破碎, 极易冒落, 煤层倾角达到27°, 采用自下而上的移架方式极易造成工作面输送机下滑, 这也是该工作面能否实现正常生产的重要因素。因此, 采取在下端头留三角煤斜切进刀上行重刀割煤, 自下而上移架放顶, 返向下行拾煤完成一个循环, 避免了大倾角综采工作面输送机的下滑[2]。

2.2 端头支护方式

工作面上、下端头各采用3组ZFG3000/19/28型液压支架进行支护, 最小控顶距为5.1 m, 最大控顶距为5.7 m。经过支护强度验算, 可以保证工作面的支护强度。由于工作面顶底板起伏变化, 造成工作面倾斜长度变化大, 受矿井地质条件影响, 在工作面倾斜长度发生变化时无法安设端头支架, 增加了顶板控制难度。综合考虑采用∏型钢梁进行支护, 前面可采用4.0 m∏型梁配DW25-250/100型液压单体柱架设“两梁八柱”对棚, 后面可采用2.4 m∏型梁配DW25-250/100型液压单体柱架设“两梁六柱”对棚进行支护, 棚距为0.6 m。经过支护强度验算, 上述措施可以保证工作面的支护强度[3], 降低由于倾斜长度的变化和受地质条件影响无法安设端头支架时造成端头支护的管理难度, 采用∏型钢梁支护实用性强, 便于端头支护管理。

3 回采过程中的问题与对策

3.1 煤质松软极易冒落

由于1206工作面煤质松软, 回采期间沿底回采, 顶板破碎, 极易造成工作面煤墙片帮、冒顶, 顶板控制难度大, 造成采煤机不能正常作业, 需经常性停机采取措施进行护帮护顶。综合分析考虑, 在工作面安装前, 通过对液压支架安装护帮板, 合理确定注水参数, 对工作面进行煤壁注水, 增加煤体的黏结力和可塑性, 减小煤壁压力, 提高煤壁的稳定性, 从而有效控制煤墙片帮。在移架过程中及时伸出护帮板, 使工作面片帮、冒顶得到有效控制, 从而保证了安全生产[4]。

3.2 回风巷严重变形

由于1206回风巷为沿空掘进巷道, 在工作面推采过程中, 超前支护段底鼓严重, 按20 m超前支护管理, 很难满足日常生产要求, 而且工作面回采中后期巷道外段断面很难满足相关规定要求[5]。综合考虑, 采用门式支护对回风巷加强支护, 把超前支护长度20 m延长为30~50 m, 全部打撑子棚, 减少由于采动影响造成的巷道变形底鼓、棚梁折断现象, 提高抗压强度, 从而确保正常生产。

3.3 工作面倾斜长度变化频繁

由于受到顶、底板起伏变化的影响, 回风巷和运输巷落差变化大, 工作面倾斜长度会发生变化, 在回采期间造成液压支架上窜下滑。为保证工作面回采能够正常生产, 采用伪斜布置工作面, 一方面通过对运输巷的标高变化进行观测, 另一方面观测支架的下滑量, 从而确定工作面倾斜长度的变化, 及时调整回采方向, 确保上、下端头能够完全使用端头支架进行支护, 避免了支架上窜下滑造成超前支护段的管理难度和上、下端头架设∏型梁支护造成支护强度不够带来的安全隐患。根据日常观测分析总结, 运输巷超前回风巷10~15 m可以避免大倾角综采工作面支架下滑[6]。

3.4 工作面支架稳定性差

由于工作面顶板破碎极易冒落, 煤层倾角大而且起伏变化, 容易出现支架前倾后仰和倒架、咬架现象。为保证工作面支架的稳定性, 在工作面上、下端头支架安设防倒千斤顶, 先移中间支架, 将其作为稳定点, 然后再移最下端的支架, 最后移最上端支架, 并保证千斤顶始终处于张紧状态, 防止了支架下滑。日常移架过程中, 根据顶底板特征, 及时对工作面液压支架进行调向, 确保了工作面支架的稳定性, 从而也保证了工作面的工程质量, 实现了工作面的安全生产。

4 结语

在分析总结复杂地质条件下综采工作面回采过程中所面临的各种难题的基础上, 对地质条件特征进行分析, 结合现场经验, 提出了相应措施, 实现了工作面的安全生产。研究复杂地质条件下综采技术, 对实现工作面的安全生产、保证工作面的稳产高产具有重要意义。

摘要:综合复杂地质下影响综采工作面正常安全生产的各种因素, 通过对各种因素的分析确定了合理的采煤工艺和参数, 针对复杂地质条件特征, 结合现场经验总结出了应对复杂地质条件所采取的各种应对措施。实践表明, 采取的各种措施有效解决了复杂地质特征影响工作面正常推进的问题。

关键词:顶底板起伏,综采技术,倾斜长度变化

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

[2]谢海应.综采工作面进刀方式的选择[J].科学之友, 2008 (24) .

[3]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[4]杨健.采煤工作面煤壁浅孔动压注水治理煤尘分析[J].煤炭技术, 2005 (9) :110-111.

[5]袁河津.《煤矿安全规程》专家解读[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

复杂地质综采工作面 篇7

7135工作面为桃园煤矿一水平三采区71煤第三个工作面, 位于南三采区左翼, 上为7133工作面, 下至-500底板等高线, 南以三采区边界为界, 北至南三回风上山;7135工作面直接顶为呈深~深灰色的泥岩, 上部质软如泥, 下部含碳量较高, 平均厚度为1.29m;老顶为细砂岩, 浅灰色, 具透镜状层理, 厚度为11.8m;直接底为灰色块状, 局部含植物化石碎片的泥岩, 厚度为3.43m;老底为粉砂岩, 灰色块状, 局部夹薄层细砂岩条带, 厚度为13.8m。切眼长度为151m, 煤厚1.2~2.2m, 平均1.7m, 煤层局部含有一层夹矸, 平均厚度0.2~0.5m, 煤层倾角18°~24°, 平均21°。工作面为南北走向, 倾向东的单斜构造。

2 支架选型:

2.1 支架形式的选择

根据煤层厚度、顶板级别和来压等级进行选择支撑掩护式支架。7135工作面为厚及中厚煤层, 顶板中等稳定顶板。

2.2 支架规格的选择

式中:SL———顶板在最大控顶距处的平均最大移近 (下沉) 量;

η———下沉系数, 取0.04;

M———平均采高;

L———最大控顶距。

支架最大高度:Hmax=3.8m;

支架最小高度:Hmin=Mmin-S-a

S———支架在最小采高时, 后柱的顶板最大移近 (下沉) 量;

a———回收支架时, 支柱必要的卸载高度, 综采取100mm。

根据Hmax、Hmin确定液压支架的支撑高度为1.635~3.8m。

2.3 工作阻力的确定

直接顶岩石重量:

老顶岩石重量:

2.4 参考面的矿压显现

南三10煤工作面由于地压大, 矿压显现强烈, 初次来压步距24-26m, 周期来压步距14-17m, 在正常生产期间, 支架的平均工作阻力为3362k N/架, 周期来压期间平均工作阻力为4800k N/架, 最大时5400k N/架, 安全阀卸载, 个别支架“压死”, 动载系数为1.25, 且工作面有平均23%的支架工作阻力达到或超过5000k N。

3 对复杂地质条件下综采设备的具体要求

3.1 液压支架应满足以下条件

工作阻力不小低于5600k N, 适应采高1.7m—3.8m;双伸缩立柱;带初保阀;配备流量315L/min的大流量阀组, 主进、主回液管直径为Φ38mm和Φ45mm, 具备快速移架系统;增设抬底千斤顶, 适应煤层起伏变化, 减小对底版比压, 防止支架扎底;支架侧护板设计为双向活动结构, 双侧可同时伸缩, 增大支架在宽度方向上的调节量, 增强适应工作面倾角变化的要求, 加大侧护千斤顶的缸径, 提高支架的侧推力和调节力;整体顶梁、整体侧护板;提高侧护板强度, 加大侧护板高度;支架推移机构采用倒装千斤顶, 防止运输机下窜;带伸缩梁和护帮板, 防止煤层片帮;推移千斤顶行程900mm与截深800mm的采煤机、运输机配套;为了控制支架、运输机的下滑, 每5架配备一组防滑千斤顶, 运输机的防滑千斤顶与工作面并联在一起, 在任一操纵位置, 可同时操纵整个工作面的防滑千斤顶, 实现快速方便简洁安全操作;结构件设计采用高强度板, 提高支架抗拉和抗扭强度, 满足35°倾角支架的防倒防滑要求;采用二柱支撑掩护式。共需支架100架。

3.2 工作面运输机

按照大功率、大运量、高可靠性、重型的原则, 选择张家口煤矿机械厂生产的SGZ800/800型, 主要技术参数为运输能力1500t/h, 装机功率800k W, 槽宽800mm, 电压3300V。

3.3 采煤机

按照技术先进, 大功率、高性能、高可靠性的原则, 选择上海天地科技有限公司生产的MG400/920—WD型采煤机, 主要技术参数为截割功率400k W, 装机功率920k W, 采高范围2.2~3.5m, 适应煤层硬度f≤4.5, 供电电压3.3k V, 滚筒直径1.8m, 滚筒截深600/800mm, 降尘方式内外喷雾, 牵引形式为电牵引牵引速度为0~7.4~12.2m/min。

另外, 还有与之配套的转载机、破碎机、皮带运输机、移变、泵站、开关等。

总之, 通过对桃园煤矿7135综采工作面复杂地质状况下采煤装备配备计算分析, 确定了7135综采工作面回采装备的选择, 为提高矿井单产水平, 实现矿井安全生产提供坚强的保证。

摘要:本文通过对桃园煤矿复杂地质条件的分析, 对支架选择进行了分析计算, 确定了综采主要设备型号, 保证矿井正常安全回采。

复杂地质综采工作面 篇8

综采采煤工艺是我国井工煤矿开采技术的发展方向, 它具有高产高效、安全、劳动强度小、工作环境好的优点。我局塘内煤矿、保群煤矿率先使用了综采采煤工艺, 使用胶带输送机运输, 综合掘进机掘进, 实现了矿井采掘运机械化、安全监控信息化、井下作业现场安全质量标准化, 创造了在广西地质构造极其复杂的煤层地质条件下使用综采工艺的奇迹, 填补了我局在综采开采技术领域的空白, 使我局产量产能大幅度提升, 经济效益稳步提高, 有效遏制了跑车、大面积冒顶等重大安全生产事故的发生。矿井位于百色煤田向斜南翼中段的中部及东部, 井田内地质构造比较复杂, 薄及中厚煤层, 煤层变化大, 断层多, 顶底板松软, 多为泥岩或炭质泥岩, 属软弱岩石, 移架推进即垮落, 且巷道底板遇水极易膨胀、底鼓。

2受断层影响时综采工作面的布置及技术措施

2.1合理布置和选择综采工作面的倾斜长度、走向长度及回采工艺

2.1.1由于工作面开采范围内地质构造复杂、断层发育, 且断层多属东西走向的正断层, 对已经探明或揭露的断层, 综采工作面走向尽可能沿着断层走向布置, 且断层保护留设煤柱要适当增加50~60米, 一般情况下留设70~80米断层保护煤柱, 以避免因断层走向偏移而影响整个工作面的布置, 增加了综采工作面开采的难度。为避免浪费煤炭资源, 断层边界所留设的煤柱以及三角煤柱再布置高档普采工作面进行回收煤炭资源。

2.1.2根据矿井井型及运输设备 (主要是刮板运输机) 的运输能力以及矿井地质条件的因素, 合理选择综采工作面的长度, 对提高综采工作面单产, 避开断层的影响具有重要意义。我局的煤层厚度大都在1.3~3.0米之间, 平均厚度1.8米, 综采工作面倾斜长度取120~180米之间, 才能够发挥采煤机械化的机械效率, 并能够降低巷道的掘进率;若工作面倾斜长度过长, 设备能力不配套会适得其反, 而且工作面越长, 工作面内出现小断层小褶曲的可能性也增多, 也会使月推进度下降, 推采进度下降会导致采面老顶周期来压更加明显或压力超前, 对综采工作面的顶板支护和液压支架维护越加困难。因此根据现有的运输设备条件和地质条件, 我局的综采工作面倾斜宽度普遍选择150米的宽度, 走向长度则根据井田一翼的走向长度以及是否受大断层大构造的影响, 一般在1000~2000米较优, 以减少工作面搬家的次数, 提高工作面单产及经济效益。

2.1.3对倾斜宽度小于100米的工作面或者三角煤柱的开采, 考虑到综采工作面的频繁搬家和安装, 不利于出煤的连续性, 矿井采用单体液压支柱进行支护高档普采方式进行回采, 高档普采工作面对地质构造复杂的煤层地质条件适应能力更强, 工作面倾斜长度可以根据地质条件加大或者缩短, 也可以采用旋转式开采法 (有计划地使刮板输送机机头超前或者刮板输送机机尾滞后推进等) , 适应性很强, 所以在开采边角煤柱时常常采用高档普采工艺。

2.2综采工作面内遇到小断层的技术措施

往往我们在掘进准备巷道过程中并未揭露遇到小断层、小构造, 但在综采工作面推进过程中会突然出现一些断层或褶曲, 保群煤矿1201综采工作面中间所揭露的断层有3条, 落差在0.8米、1.5米、2米, 断层走向长度在30米~80米不等, 而且是斜交于工作面走向, 因为岩层较软岩, 这种斜交于工作面的小断层对采煤机的切割和正常推进没有多大影响, 但对综采面的煤质管理及顶板管理非常不利。

2.2.1首先在南方这种构造复杂的矿井, 在采煤机选型时要考虑采用功率大、破岩能力强的采煤机, 我局在用的是MG375-AW型采煤机, 基本能够满足要求。

2.2.2如果断层落差较小, 小于3米的, 可以强行通过, 适当降低采高, 减少矸石采出量, 以利于煤质的管理。但采高要保持一定的高度 (1.5~1.6米, 根据液压支架的伸缩量) , 不能过低, 过低有可能会压死支架。若断层落差达到5米以上, 采用强行通过, 则采煤机配件损坏多, 维修费用高, 而且推采进度很慢, 百色矿务局东怀煤矿一综采工作面因为碰到落差达9米的断层, 利用将近3个月时间才能强行通过, 所以落差较大时 (大于5米) 应考虑另开切眼, 重新安装综采面。

2.2.3也可采用辅助爆破破岩, 以减少岩石对采煤机截齿的磨损。为了确保放炮安全, 需制定工作面过断层破岩段爆破管理制度, 在放炮后, 必须在现场进行查看, 最后确认无瞎炮或瞎炮处理好后, 方可开始采用采煤机割岩;要求现场交接班, 必须由两个班的放炮员及班组长在现场将炮眼数量、位置及放炮情况共同进行清点, 并在交接班记录上一一记录清楚。另外爆破极易损坏液压支架的电液控制屏和电磁阀。为此, 在放炮时除了在煤帮吊挂废旧皮带或钢板遮挡住飞出的矸石, 防止损坏支架。

2.3综采工作面遇到断层煤层倾角变大时支架的防倒技术措施

2.3.1防倒措施

由于井田内煤层倾角变化较大, 需附加专用防倒装置主要用于机头排头支架, 可利用斜拉式防倒装置、即将防倒千斤顶用圆环链和连接卡连接于排头第一架支架顶梁和第二支架底座之间, 在工作面中部支架间隔一定步距也设斜拉式防倒装置。

2.3.2防滑

工作面支架防滑的关键在机头排头支架, 工作面机头排头支架的防滑装置是主要防滑, 中部支架的防滑装置是辅助防滑装置。

1) 机头排头支架的防滑装置

前调千斤顶设于第一架和第二架、第二架和第三架支架底座的前部, 利用千斤顶的拉力或推力调架, 防止底座前部下滑, 后调千斤顶安设在第一架支架底座的下侧, 连接千斤顶活塞的圆环链通过转向90°的导链筒引到第三架底座后部连接底座, 收缩后调千斤顶 (第一架卸载时) , 便可将第一架支架向倾斜上方调整。

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