旋转开采技术

2024-07-05

旋转开采技术(精选3篇)

旋转开采技术 篇1

晓南矿为提高W3707工作面的回采率,减少支架拆除、安装次数,将位于西三采区二期的W3707-1和位于西三采区一期的W3707-2的2个工作面联合布置。南部为W3706采空区,西部为W3713、W3710采空区,东部为W3708采空区,形成孤岛工作面。运输巷长2 132 m,回风巷长1 775 m,切眼长93 m,斜切眼长168 m。回采过程中将过W3710辅助道、W3二期七层四部胶带道、W3707回风中巷3条旧巷。2个工作面联合布置后形成105°夹角的L型工作面,并且由W3707-1工作面过渡到W3707-2工作面后,工作面长度将增加13 m,切眼长181 m。采用工作面运输巷大角度旋转开采技术来完成2个工作面的过渡,解决工作面设备搬家倒面问题。当工作面采至临近L型拐点时,机尾停止推进,以机尾为圆心,以工作面运输机长度为半径,机头方向旋转75°。该工作面2009年5月20日开始回采,旋转回采时间为2010年2月至4月,共计89 d。另外,根据生产接续安排,该工作面于2010年9月12日至2011年1月3日停产,共计113 d。2011年2月16日至3月末停产,共计43 d。截至4月12日,余220 m,至7月末回采结束。由于推进速度极慢(日均推进2.73 m),在转角期间上隅角保持不动的情况下,对采空区漏风及煤炭自燃等问题必须给予解决。

采煤工作面在回采过程中过旧巷、运输巷大角度长时间旋转回采、工作面长时间停产等多种因素共存,综合防灭火技术的研究和应用在晓南矿尚属首次,没有成熟的经验可以借鉴。

通过对晓南矿W3707工作面多种因素共存的自燃煤层的综合防灭火技术进行研究、应用,总结、完善自燃煤层的综合防灭火技术,从而实现W3707工作面的安全回采。

1 问题分析

1.1 煤炭自燃指标气体[1]

近年来,国内外对煤炭自燃的预测预报技术进行了大量的研究,及时、准确的预报,可以达到防止火灾和减少火灾损失的目的。目前,煤炭自燃的早期预报主要有标志性气体分析法和温度检测法,其中气体分析法是国内外广泛采用的一种方法。晓南矿自燃指标气体的确定依照以下3项原则:

1)可检测性。用普通色谱分析仪便能检测到气体的存在。

2)敏感性高。随着煤体温度升高,气体浓度稳定上升。

3)规律性好。气体浓度与煤体温度有稳定的对应关系。

研究发现,CO在原煤中存在,而且随温度升高其含量变化较大;C2H4在140~150 ℃时出现。因此,以CO作为煤炭自燃预测预报的主要指标气体,以C2H4作为辅助指标气体。

在日常管理方面,在检测出有CO时,应检测煤体温度,绘出CO温升率曲线,同时参考C2H4数值采取防灭火措施。

1.2 工作面孤岛旋转开采期间煤炭自燃分析[2]

1)W3707为孤岛工作面,煤炭自燃危险性严重。

由于该工作面南部为W3706采空区,西部为W3713、W3710采空区,东部为W3708采空区,在上述4个工作面回采过程中,受地应力的反复作用,使该工作面煤体破碎,漏风严重。体现在W3707工作面回采过程中压力大,为保证W3707工作面运输巷、回风巷通风断面,对采煤工作面煤柱进行开帮处理,因此减小了采空区煤柱距离,存在采空区煤柱自然发火隐患。

2)W3707工作面推进速度极慢,煤炭自燃危险性加大。

在运输巷转角布置1条改造道,改造道以回风巷拐点为圆心,工作面长度为半径,画1条圆弧与2个工作面运输巷相切,将此圆弧等分成4条弦,计5个等分点(拐点),工作面进行旋转(见图1)。工作面旋转回采时推进速度极慢,回风巷几乎不向前推进,回风巷侧采空区漏风增加,存在采空区自然发火隐患。

2 措施的实施

2.1 综合防灭火技术措施

晓南矿保安区是最早使用凝胶、白泥、阻化剂、罗克休泡沫、AB 料等防灭火材料的单位。 南二采

区、西二采区均为晓南矿自然发火较严重地点,先后与辽宁工程技术大学、抚顺煤科院等单位合作,在自然发火原因分析、防治等方面取得了较好效果,同时也积累了丰富的经验。如在S2706、W2703、W2705、W2708等工作面的自然发火防治;西二一期胶带中巷与回风中巷煤柱、西二三期胶带中巷与西二三期回风中巷煤柱的自然发火防治;西二一期上风眼顶板煤体、西二三期底板煤体的自然发火防治。

1) 喷洒白泥[3] 。利用注浆泵向采空区注白泥,向运输巷、回风巷煤壁喷洒白泥,采用预埋管随采随注工艺技术。白泥基本成分见表1。

2) 喷洒阻化剂。阻化剂与白泥混合后,共同向采空区及煤壁喷洒。

3) 注氮气[4] 。晓南矿将氮气防灭火技术作为主要手段,通过注氮来降低煤炭自然发火的可能性,并由此来减小开采速度缓慢对煤炭自燃防治工作带来的负面影响。但是,采空区注氮防灭火是一种典型的开区注氮形式,其有利也有弊。晓南矿提前对采空区“三带”进行测定,以此来提高采空区埋管注氮防灭火的效率。

4) 适时调整风量,以均衡W3707综采工作面前后2个三角点的通风压差,降低采空区漏风,做到以风治火。W3707工作面正常回采期间配风量为1 200 m3/min,在2010年2月工作面转角期间,工作面风量通过3次减风,调整到800 m3/min之后,正常回采,风量调整到1 020 m3/min,在2010年9月至2011年2月风量一直保持在900 m3/min,2011年3月至7月风量保持在600 m3/min[5]。

2.2 旋转开采期间预防煤炭自燃技术措施

1) 回采过程中尽量不留顶底煤,以降低采空区浮煤自燃的危险,切实保障生产安全。

2) 利用回风巷注浆泵向工作面的架间采空区喷洒阻化剂、白泥,并定期向工作面每架架间铺洒白泥、氯化镁等阻化剂,以降低采空区浮煤氧化程度。

3) 为减少采空区漏风, W3707工作面的配风量从1 200 m3/min减至800 m3/min,有效地减少了采空区漏风,对采空区自燃也起到了一定的抑制作用。

4) 有效封堵。在转角回采期间,下隅角30 m范围内利用风筒布进行封堵,上隅角利用岩粉袋对支架与煤壁间空隙继续封堵。通过对上下隅角的封堵,使采空区漏风量由原来工作面配风量的20%~30%减少到15%左右。

5) 对采空区进行河砂充填及注白泥、阻化剂。工作面进入转角期间,针对回风巷顶板不易垮落,采空区漏风量增加的情况,根据现场实际条件,通过预埋管路向采空区进行过火矸石充填,达到进一步减少采空区漏风量的目的。充填过火矸石420 m3,注白泥6 t,阻化剂2 t。

6) 采空区注氮。通过向采空区注氮,使氧化带内的O2浓度降到10%以下,达到防火的目的。N2属于惰性气体,具有不可燃的特性,既可以降低采空区内O2的浓度,又可以降低采空区温度,有效预防采空区浮煤自燃。共计注氮111.6万m3。

7) 利用报废抽放钻孔向采空区注白泥、阻化剂,既可对采空区浮煤降温,又可以有效地抑制采空区浮煤的氧化。注白泥4 t,阻化剂2 t。

2.3 自燃防治效果检验

通过以上方法,晓南矿W3707工作面上隅角CO浓度控制在0.000 33%~0.002 3%,回风流CO浓度在0.000 3%~0.000 88%。W3707孤岛工作面旋转开采期间CO浓度变化曲线见图2。

3 效益分析

在工作面自然发火的防治方面,回风流中CO浓度保持在3.0×10-6~8.0×10-6,确保了工作面的安全回采。尤其是探索研究出一种特殊条件下综采工作面防灭火技术,填补了晓南矿在现有技术装备条件下防灭火技术的空白,积累了工作面回采期间防灭火经验。

预计多回收煤炭约92 105 t,吨煤售价189.99元,可增加经济收入1 749万元。

4 结语

1) 首次对自燃孤岛旋转回采工作面回采过程中自然发火和瓦斯治理方法进行了系统研究,形成了一套孤岛旋转回采自燃工作面的安全回采技术、综合治理措施,解决了回采过程中工作面自燃和瓦斯治理难题。

2) 依据防灭火理论研究,重点分析了煤炭自燃及采空区注N2和防灭火材料的作用,并确定了防灭火工艺,该研究为相似条件下煤炭自然发火防治提供了技术依据。

3) 研究了工作面配风量与自然发火的关系,形成了以风治火的技术。

4) 高瓦斯易自燃孤岛旋转开采工作面安全技术在铁法煤业集团公司范围内为首创,在回采过程中,不仅减少了采煤工作面的安装次数,同时还对煤柱进行了回采,增加了经济效益。

摘要:通过对高瓦斯易自燃孤岛旋转开采工作面火灾隐患进行分析,有针对性地提出防治措施,形成了一套孤岛旋转回采自燃工作面的安全回采技术、综合治理措施,解决了回采过程中工作面煤炭自燃的难题,为铁煤集团在孤岛旋转回采防灭火工作中积累了宝贵的经验。

关键词:高瓦斯矿井,易自燃煤层,孤岛工作面,旋转回采,安全开采

参考文献

[1]中华人民共和国能源部.煤矿安全规程[S].北京:煤炭工业出版社,2009.

[2]吴中立.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社,1989.

[3]王省身,张国枢.矿井火灾防治[M].徐州:中国矿业大学出版社,1990.

[4]张国枢.注氮灭火的极限氧浓度的试验研究[J].矿业科学技术,1994.

[5]彭本信.煤的自然发火阻化剂及其阻化机理[J].煤炭学报,1980(3):38-48.

旋转开采技术 篇2

在煤炭资源的开采中, 综采面开采要求很高, 需有等长及较大的推进长度, 在开采过程中, 需保证开采工具的稳定性及人员的安全性。随着开采难度增加, 可满足综采面开采的煤炭储量越来越少, 还有一些矿区出现了不规则的薄煤层, 其开采难度较大, 为提高煤炭采出率, 提高煤炭资源经济效益, 需从开采工艺、开采技术上入手进行改进和提升。旋转开采工艺在上行开采不规则薄煤层综采面的应用, 可满足提高采出率等需求, 所以当前在不规则薄煤层综采面采煤中, 旋转开采技术得到应用。

1 旋转开采技术

在煤炭开采中, 旋转开采就是以开采工作面中某一点为中心, 按照一定的施工角度, 对煤层开采工作面进行采煤工作, 并进行工作面角度的调整。近几年随着煤炭资源开采力度增加, 煤炭资源储量越来越少, 且开采难度越来越大[1]。随着煤层开采难度增加, 其开采技术得到了发展, 旋转开采技术得到进一步提升, 在综采面上的应用范围得到扩大, 煤炭采出率也得到了有效提升。

按照工作面回采中旋转中心位置的不同, 可将旋转开采分为两种 (见图1) :a) 实心旋转开采。旋转开采中, 旋转中心位于开采机械的头部或尾部;b) 虚心旋转开采。其旋转中心位于煤矿开采工作面以外的地方。

O、O1为旋转中心点, C、D、C1、D1均为旋转开采与采煤工作面相交点, A、B为2个工作面

在煤层开采中, 正常工作情况下, 煤层综采面按照两巷和采区集中送料、煤炭及器械的运输巷道垂直布置等方式进行工作, 进而使得综采面自始至终保持正规循环作用, 不需经常搬迁。但因为煤层、矿山的地质构造等因素影响, 综采面工作面推进长度受限, 而在综采面有很多重量非常大的设备, 会增加综采面设备的搬迁按照费用, 且综采面设备利用率较低。

为保证综采面正常工作, 采用旋转开采技术, 针对相邻2个区段实施旋转开采, 减少巷道掘进工作量, 并增加综采面推进长度, 减少设备搬迁, 进而大大节约材料和人力的消耗。在综采面实施旋转开采技术, 还可有效避免断层等地质构造产生的影响, 提高综采面适应性。煤层综采面的旋转开采工艺比较适用于倾角相对缓和的煤层, 对旋转开采区的地质要求也相对简单, 只要求旋转开采中心选择在无构造、无采动影响的地方。

在旋转开采中, 需对旋转角度等综采工作面相关旋转开采参数进行确定, 其中部分参数的计算按照以下公式进行:

旋转角度:

完成α角度旋转需要的循环数:

每循环旋转角:

每循环割煤总刀数:

调斜提前量:

式 (1) ~式 (5) 中, L为综采面的工作面长度, m;L1和L2分别为采煤机械输送机机头长度、机尾长度, m;L3为开始旋转开采面的长度, m;L4为停止开采线处面的长度, m;n为完成α角度旋转需要的循环数:α为旋转角度, °;α'为每循环旋转角, °;m为每循环割煤总刀数;W为输送可弯曲长度, m;G为采煤机机身长度, m;B为每割一刀截深, m;f为每循环割煤通刀数;T为调斜提前量, m。

2 旋转开采工艺在上行开采不规则薄煤层综采面的应用

旋转开采工艺上行开采不规则薄煤层综采面应用时, 旋转中心附近顶板会在反复支撑下被破坏, 影响其完整性而发生破碎, 所以在实际工作中, 需管理好旋转开采技术, 减少反复支撑顶板的次数。为避免在工作中旋转开采工作面出现大幅度弯曲, 需及时调整支架状态, 确保支架与煤壁是垂直状态, 且要严格控制其采煤高度, 保证开采过程中顶底板平整, 在旋转开采过程中, 还需防止出现挤架、咬架等现象。

为更好地研究旋转开采工艺的应用, 以济三煤矿的一个上行开采不规则薄煤层综采面为例进行分析研究。济三煤矿开采区下部与中部两煤层间距离为32.5 m~51.1 m, 平均38.6 m, 中部煤层深埋-495 m~-540m, 地层倾角为2°~5°, 但因为断层等地质构造影响, 局部可形成8°倾角, 落差≥3 m的断层有15条, 落差≥50 m的有3条, 落差在10 m~20 m的断层有3条, 落差在5 m~10 m的断层有7条, 落差在3 m~5 m的断层有5条。煤层厚度1.2 m~1.8 m, 煤层倾角为0°~8°, 整个开采工作面顶板为粉砂岩层、中砂岩层, 底板为泥岩层、粉砂岩层, 为保证旋转开采工作面巷道正常施工, 在开采过程中不发生较大落差, 采用工作面巷道转向布置等进行旋转开采。

根据不规则煤层综采面的现状, 制定旋转开采工艺方案, 针对济三煤矿制定的旋转开采方案为:a) 在综采面推进455 m左右时, 将辅助运输巷的I段揭露;b) 在综采面输送机运输巷道推进到距转弯点大约61.6m时, 因为综采面输运机械转弯装置及其它因素的影响, 不能继续推进, 所以需在此时将其转弯装置等部件进行拆卸、添加临时转载机等。

完成不规则薄煤层综采面的旋转开采方案设计后, 开始进行施工, 按照施工工序进行。在本案例的综采面施工中, 在机尾推进大于493.5 m时, 开始旋转开采施工, 每个正规循环, 其循环进尺机头为4.5m, 机尾为0.75 m, 每个循环使用6个短刀进行割煤。工作面在进行截割中, 采煤机向着机头进刀, 然后在相应支架处进行输送机推移。采煤机向着机头进行割煤, 同时移动支架, 但不推移输送机, 采煤机从机头空刀返回, 跟随输送机进行推移。其它采煤区同上。

完成移架、推移输送机、采煤机空刀返回等工作后, 采煤机从机尾开始, 朝着机头方向进行综采面全面割煤, 跟随移架, 但不移动输送机。采煤机与机头接触后, 再返回到其原来所处位置, 进行下一个循环的割煤。在旋转开采过程中, 整个工作面最大倾斜长107.5 m, 最小105.5 m, 辅助运输巷道大约推进到499.5 m, 而输送机巷道推进至532.5 m, 与辅助运输巷道转弯处相距105 m左右。

3 结语

煤炭是世界上的三大能源之一, 在国民经济发展中占有重要地位和作用, 并在经济的快速发展下, 其开采力度不断增加, 造成当前世界上的煤炭储量下降。随着煤炭储量下降, 出现了很多不规则煤层, 煤层也多以中薄煤层为主, 增加了开采难度。随着煤炭开采技术不断发展, 旋转开采工艺产生, 在不规则薄煤层开采中, 可提高开采效率, 提高煤炭采出率, 提高煤炭开采经济效益, 所以可将旋转开采工艺按照煤层开采实际需求应用在综采面工作中。

摘要:为促进煤炭资源可持续发展, 需从煤炭的开采技术、开采方法、利用方法等方面进行加强。旋转开采技术在不规则薄煤层综采面的应用, 可提高煤炭采出率, 创造更多的经济效益。针对上行开采不规则薄煤层综采面实施旋转开采工艺及相关内容进行分析研究。

旋转开采技术 篇3

1.1 采煤方法

窑街煤电集团公司三矿5721-3工作面为原5721和5722两个工作面合并而成, 平均走向长度281m, 工作面平均长度77.3m, 最长处为104m, 煤层倾角55°~80°, 采用水平分层走向长壁综采放顶煤采煤方法, 分层平均采放高度为11.2m, 进风巷布置在煤层顶板侧, 回风巷布置在煤层底板侧。工作面巷道布置示意图如图1所示。

1.2 顶底板特征及支护方式

5721-3工作面采用ZF4800/17/31支撑掩护式液压支架支护顶板, 工作面上、下端头采用DZ系列单体支柱配合4m长的π型花边梁 (沿走向布置) 和3.4m长的π型花边梁 (沿倾向布置) 组成四对八梁走向迈步抬棚支护顶板。两道超前支护采用DZ—2500型、DZ—2800型单体支柱配合2.8m或3.4m花边钢梁托棚支护顶板, 或采用DZ—3150型单体支柱带帽点柱支护顶板, 全部垮落法处理采空区。

工作面皮带巷和回风巷均为全煤巷道, 皮带巷净宽为4.3m, 断面为12.6m2, 回风巷净宽为3.6m, 断面为11.2m2, 施工巷断面为10m2。断面形状均为三心拱形, 采用锚网、锚索联合支护, 锚杆间排距为700mm×900mm, 锚杆均匀分布, 锚索间距为3000mm。巷道破顶底板或煤层松软破碎段采用锚网、锚索和12#工字钢棚联合支护。

1.3 旋转角度

5721-3工作面皮带巷和回风巷由于受煤层走向影响, 两道布置如图1所示, 在整个回采过程中, 工作面皮带巷需旋转87°23'39″, 其中皮带巷第一个拐点处工作面需调斜41°5'19″, 皮带巷第二个拐点处工作面需调斜39°20'7″, 还有一个小角度6°58'13″。

2 工作面调斜理论

2.1 工作面下滑量计算

在采煤工作面回采过程中, 工作面溜子会出现上窜下滑的现象, 其主要原因是刮板输送机机头和机尾的推进度不一样造成的。一般有经验的工人会根据现场条件进行调整, 如果溜子下滑, 刮板输送机机头处会多割一刀煤, 反之, 溜子上窜, 机尾则会多割一刀煤。但这些基本上是经验之谈, 根据对实践进行总结, 对工作面溜子的上窜下滑量进行量化分析, 得出小下滑量的计算公式 (1) , 工作面下滑如图2所示。

式中:x———工作面下滑量, m;

s———工作面推进度, m;

b———工作面机尾推进度, m;

a———工作面机头推进度, m;

L———工作面长度, m。

2.2 工作面旋转过程中的下滑量计算

若综采工作面以实中心调斜时, 工作面不存在刮板输送机下滑的现象, 但当工作面以虚中心的方式调斜或旋转时, 工作面的下滑如图3所示。将每一个调斜循环角度所产生的下滑量累加起来, 得到公式 (2) 。

式中:B———采煤机截深, m;

α'———调斜循环角度, °;

α———调斜角度, °;

n———调斜α角度的扇形块所需的循环数, n=α/α'。

在这里引入极坐标的概念, 运用极坐标分析综采工作面的调斜过程, 计算就会变得简单, 工作面刮板输送机机头至调斜虚中心的距离ρ和工作面皮带巷内帮至虚中心的距离l可以表示成以虚中心O为中点的极坐标函数, 如下公式:

式中:θ———工作面以虚中心O旋转过的角度;

R1———虚中心至皮带巷内帮距离, m。

工作面的调斜是一刀一刀进行的, 因此θ不是一个连续的值, 它是每个循环角度α'的整数倍, 上式可变化为:

2.3 工作面调斜方法

工作面调斜及旋转的实质是控制工作面不同部位每次采煤的进度, 逐次调斜工作位置和推进方向。其具体实施方法是按照设计的调斜比例, 通过割煤时的通刀和短刀配合, 每次转过循环调斜角度α', 经过若干个α'角度的调斜, 最终使工作面完成整个α角度的旋转。工作面调斜方法如图4所示。

2.3.1 调斜比例的确定

选取合适的调斜比例 (机头和机尾推进度) 是根据工作面刮板输送机允许弯曲的最大角度来确定的。调斜比例和每循环调斜角度的关系如下式, 工作面调斜过程如图5所示。

每调斜循环角度α', 可由下式求得

式中:N———每调斜循环宽段的割煤刀数;

L———工作面长度;

B———采煤机截深;

[α]———工作面刮板输送机允许弯曲的最大角度, 一般为2°。

通常, 工作面的调斜比例不宜过大, 调斜比例太大, 相应每调斜循环角度也会变大, 工作面就可以快速调斜, 短时间内转过拐点, 但若调斜循环角度大于刮板输送机允许弯曲的最大角度, 就会损坏设备, 不利于安全生产, 且每循环工序变多, 不利于现场管理。

2.3.2 确定虚中心调斜时的中心端前移量S

虚中心调斜时需确定中心端前移量S, 可根据顶板稳定性、调斜角度α、工作面长度及每循环调斜角度α'等因素确定, 一般每循环至少完成一个通刀, 即

式中:n———调斜一个α角度的扇形块所需的循环数, n=α/α';

f———每调斜α'角度的小扇形块采煤机所割的通刀 (长刀) 数, 通常取f=1~2。

通刀就是沿工作面全长割煤, 短刀就是采煤机割煤距离短于工作面长度的割煤。

2.3.3 下滑量验算

将前两步计算得到的参数, 按下式进行验算:

式中:W———巷道净宽, m;

c———转载机或平巷溜子宽度, m;

0.8———人行道宽度。

3 工作面调斜设计

5721-3工作面采用的是综采放顶煤工艺, 两道采用锚网、锚索联合支护方式。由于顶煤较厚, 工作面若采用实中心的调斜方式, 即以下端头机头处为调斜中心, 这样会对下端头顶板造成反复支撑, 难以维护, 且工作面支架容易出现“挤、咬”现象, 因此, 5721-3工作面采用虚中心的方式进行调斜。

3.1 确定摆采比例

工作面自开切眼沿走向推进97m时, 遇到皮带巷第一个转弯, 工作面需转过41°5'19″, 考虑到摆采的角度较大, 采用1∶6的比例摆采, 即机头端进1刀, 机尾进6刀, 工作长度为99m, 截深取0.5m, 由公式 (4) 可得每调斜循环角度α', 可由下式求得

3.2 中心端前移量S计算

由公式 (5) 计算得, n=41°5'19″/1°27'=28, S=28×1×0.5=14m。

3.3 确定下滑和上窜量

下滑量可由公式 (3) 求得:

再按公式 (6) 进行验算

由计算可知, 如果采用1∶6的调斜比例 (机头1刀, 机尾6刀) , 提前14m调斜, 工作面的下滑量将达到5.4m, 到外帮的垂线距离为4.07m, 显然, 以上调斜方式是不合理的。

3.4 分段调斜

由以上计算可知, 一次调斜转过41°5'19″是不合理的, 因此采用分2次调斜的办法, 一次先转α/2, 如图6所示。

工作面先以1∶6的比例调斜20°32'39″, 即提前拐点7m以1∶6的比例调斜, 机头下滑量为1.35m, 1.35×cos20°32'39″=1.26<2.87m。这样, 工作面就能顺利通过拐点。

4 实践应用

综采工作面的调斜在实际操作中是通过推移输送机, 使其弯曲段逐次位于工作面不同位置处, 采煤机滚筒沿刮板输送机不同弯曲段割入煤壁来实现的。相邻两刀煤的错距可由下式确定, 且应大于输送机容许的最小弯曲段长度。5721-3工作面弯曲段进刀如图7所示。

式中:m———相邻两刀煤的错距, m;

L———工作面长度, m;

Nk———宽段割煤刀数;

Nd———窄段割煤刀数, 通常取1~2。

在5721-3工作面整个旋转摆采过程始终以工作面输送机机头与进风巷输送机合理搭接为基准来控制工作面支架及前、后部溜子上窜下滑, 在摆采过程中严格按照制定的比例和拐点提前量实行循环工艺, 并由生产技术部准确掌握日推进度并进行现场检查, 发现工作面推进度不符合要求时, 及时进行调整。

工作面在摆采过程中必须保证液压支架垂直前部溜子与煤帮, 支架歪斜不得大于5° (0.2m) , 否则必须进行调架。每循环摆采完后, 必须做到煤帮、刮板输送机、支架都成直线。这里是相当重要的, 若每循环结束后, 支架不垂直于煤壁, 则达不到预期的下滑量, 工作面将很难转过转弯, 且支架一直处于受力状态, 推溜杆对其阻力越来越大, 对设备损坏较大。

工作面机头沿走向推进到进风巷拐点时, 由于巷道变方位, 下端头架设的走向“四对八根”托棚挤在一起, 将导致下端头所架设的四米长“四对八根”π型花边钢梁无法架设。为确保端头支护安全可靠, 采用3.4m×φ0.2m或2.7m×φ0.2m的半圆木配单体支柱一梁三柱替换4m长π型花边钢梁, 半圆木棚至少保持“两对四根”, 并且要首尾相接。

工作面摆采时, 容易出现上架压下架的咬架情况, 调整时, 用单体支柱往机尾方向调整上架尾部或往机头方向调整下一架支架前部的方法进行调整。用单体液压支柱调整支架时, 可用调整支架前梁或尾梁的方法进行, 调整支架前梁时用上邻支架为支点向下 (机头方向) 调整支架前梁, 调整支架尾梁时用下邻支架为支点向上 (机尾方向) 调整尾梁。当调整幅度不大且支架导向杆没有紧靠导向槽上边缘时可用支架侧护板进行调整, 调整时, 收回被调支架顶梁侧护板, 伸出支架尾梁侧护板进行调整。用单体支柱调整支架时, 需用14#铁丝或尼龙绳将单体支柱栓绑牢固, 防止支柱弹起伤人。操作人员将注液枪在单体支柱上固定好后, 在安全区域进行操作, 支柱两头必须垫上木质垫板, 以增加支柱的稳定性。摆采时, 由于支架尾梁出现间隙, 为防止调架中架间漏煤压住后部溜子, 调架时后部溜子必须停止运转, 并用板皮或废旧皮带将架间蓬严。工作面液压支架调整如图8所示。

5 结论

5721-3工作面的旋转开采的成功, 用实践证明了以上理论的合理性, 并且具有指导现场安全生产的作用。通过运用上述计算方法, 选取合理的调斜比例, 计算出工作面的下滑情况, 实现现场的精细化管理, 确保工作面正常旋转开采。并且为下分层的旋转开采积累了宝贵经验。

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