大采高综采设备（共8篇）
大采高综采设备 篇1
摘要：介绍采用全套国产大采高综合机械化设备和新的开采技术工艺, 达到矿井高产高效的预期目的。
关键词：国产设备,大采高综合机械化开采,高产高效
1 概述
西山煤电晋兴能源公司斜沟煤矿综采一队采用全套国产大采高设备开采8#煤层11采区。投产以来取得了明显的经济利益, 较好地发挥了国产综采设备的效能。该采区地质构造简单, 总体上为一走向近南北倾向西的单斜构造。采区内布置在综采工作面长度为230 m～250m, 走向长度3000m～4000m, 煤层倾角小于15°, 一般为9～12°。水文地质条件简单-复杂。
现采8#煤层位于山西组下部, 煤层厚度为2.23～8.34m, 平均4.87m。厚度变异系数为0.32, 是结构简单—较简单层位稳定的可采煤层。含0～2层夹矸。煤层普氏硬度f=2～3°, 容重1.44t/m3, 内生裂隙发育或较发育。其顶板岩性为泥岩、砂质泥岩, 其老顶为中粗粒砂岩, 可见炭质泥岩伪顶;底板岩性为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和细粒砂岩, 少见中粗粒砂岩, 局部存在有炭质泥岩伪底。采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落法综合机械化采煤方法, 回采巷道采用全锚支护。工作面为“四六”制作业, 3个班生产, 1个班检修, 采用追机作业的劳动组织方式。
2 开采技术
2.1 采区及工作面优化设计
为建设高产高效矿井, 实现高度集中生产, 形成一个矿一条生产线, 一个综采工作面, 年产原煤300万t以上的矿井生产格局。根据斜沟煤矿煤层赋存地质条件简单, 倾角小, 厚度大, 瓦斯含量低, 涌水量小, 构造简单, 开采条件好的情况下, 设计布置长走向大储量大功率大采高综采工作面, 掘进大断面巷道, 综合确定并尽量加大综采工作面走向长度, 最大限度地加大综采工作面的尺寸, 因此11采区综采工作面长度均设计为200m以上。走向长度均设计在3000m以上, 为防止倒架及输送机“上窜下滑”, 工作面机头超前机尾30m伪倾斜布置。以保证高产高效综采工作面连续推进长度, 力求避免频繁搬家。经实践证明全员工效为国内其它高产高效矿井的3.75倍, 每年多生产200万t煤, 增加产值2.4亿元。
2.2 设备配套管理技术
2.2.1 国产综采设备的配套技术
工作面采用大采高、大流量、交流变频电牵引采煤机、大功率刮板输送机和泵站, 移动变电站和开关集中控制系统采用了国内最先进的生产技术和硬件装备。
设备的主要技术参数如下:
电牵引采煤机:MGTY500/1200/3.3D, 装机功率1200kW, 最大采高4.5m, 滚筒直径2.2m, 滚筒截深0.8m, 最大生产能力为1800t/h;
掩护式液压支架:ZY7600/23/47, 最大支护高度4.7m, 支架宽度1.75m, 工作阻力7600kN;
端头支架ZY7600/23/47型掩护式支架, 高度:2300～4700mm, 宽度:1600～1 8 6 0 m m, 工作阻力7 6 0 0 K N (P=3 7.3MPa) , 底板比压:1.4～2.9MPa。
刮板输送机:SGZ900/1050, 功率为1050kw, 最大运输能力为2000t/h;
转载机:SZZ900/250, 输送量2200t/小时;
破碎机:PCM160, 破碎能力2000t/小时;
乳化液泵站:BRW400/31.5;
喷雾泵:KPB31.5/10;
工作面电控系统:P R O M O S;
3300V组合开关:KE3002 3.3KV;
1140V四组合开关:KBZ1-400A;
移动变压器:KBSGZY-2500KVA/10/3.45KV;
KBSGZY-1250KVA/10/1.2KV;KBSGZY-1600KVA/10/1.2KV;胶带输送机:SSJJX1200/3×250带宽1200mm、功率750kW、自带有迈步自移机尾装置, 最大运输能力1800t/h;
胶带输送机保护装置:K G 5 0型P R O M O S系统;
软启动开关:QJZ1-31.5/1140R。
分析以上参数, 支架支撑能力能够满足支承顶板的要求。采煤机、工作面刮板输送机、转载机、带式输送机之间的能力是相匹配和配套的。电气设备均为先进的急控软件技术, 与高产、高效工作面的要求相适应。
2.2.2 设备管理
机电设备管理上, 科学推出了动态与静态、班检、日检、旬检、月检相结合的“二态四检”制。生产班注重设备的运行情况, 在动态中发现问题及时处理, 检修班对每台设备不论有无问题都严格按照设备检修图表在静态中进行详细的检修, 每旬安排2个班次进行全面检修, 每月安排1d停产检修。同时采取控制台集中供液方法, 杜绝支架跑、冒、滴、漏以及串液现象, 保证了支架的初撑力。
3 采煤工艺
3.1 采煤机作业方式和移架方式
采煤机在机头或机尾5 0 m内斜切进刀, 自开缺口, 双向割煤往返一次进两刀, 循环进尺0.8m。移架采用追机作业方式, 根据大直径滚筒采煤机, 工作面采高平均4.5 m, 割煤时前后滚筒煤量基本达到均匀, 匹配了采区与工作面的运输能力, 提高了开机率。
割一刀煤时间及日循环数和日产量计算如下:
1) 、循环生产能力
式中:Q:循环生产能力
S:循环进度取S=0.8m
m:采高取m=4.5m
L:工作面长度取L=240～250m
γ:8#煤的容重取γ=1.44 t/m3
C:工作面回采率取C=0.93
Q循=1181t/循环
2) 、生产班生产能力
式中:Q班:生产班生产能力
N:采煤班进刀数
式中:k1:事故影响系数取k1=0.8
t1:准备工作时间取t1=0.2h
t2:班中休息时间取t2=0.2h
tc:截割每刀所需时间min
采煤机双向割煤时:tc=k2 (L—I) /v+t3
式中k2:每刀辅助时间系数取k2=1.2
L:工作面长度取L=240～250m
I:缺口长度取I=50m
v:采煤机截割速度取v=7.8m/min
t3:进刀时间取t3=25 min
tC=55 min
N=60×0.8× (6—0.2—0.2) /55=4.88刀
取N=5刀
Q班=1181×5=5905t/班
3、日割煤刀数及日生产能力
Nr日=3×N=15刀班
Q日=3×5905t=17715t/日
3.2 矿压监测
工作面采用掩护式支架维护工作面顶板, 全部陷落法处理采空区顶板。在矿压观测方法上, 工作面采用KJ216煤矿顶板动态监测系统, 每架安设一台监测仪表, 每次移架后即时显现支架当前的支撑力, 便于支架工及时掌握支架工作状况, 提高初撑力;两巷超前设置观测站, 用离层位移传感器 (KGE30) 连续进行动态观测, 采集的数据经综合分析, 得出观测结论, 并超前预测预报指导生产。根据观测结果分析计算, 直接顶初次垮落步距22m, 老顶初次来压步距68 m, 周期来压步距40 m～50m, 直接顶为Ⅲ类中等稳定顶板, 老顶为Ⅲ级周期来压强烈顶板。
3.3 掘进与回采期间的通风
长距离巷道掘进期间通风, 采用压入式通风, 当巷掘进时布置一台BSDF—2—№6.3对旋式局部通风机平均吸风量350m3/min;风筒采用Φ800mm的阻燃风筒, 最长供风距离1600m。综采工作面采取简易的U型通风方式, 满足了回采期间工作面所配风量。
3.4 辅助运输
硬化工作面材料顺槽, 辅助运输采用无轨胶轮车, 实现全矿井人员和材料直达工作面。选择应用适合运送各种设备、物料以及运送人员的特种无轨胶轮车、运输灵活便捷、快速高效安全。人车直达作业地点, 缩短了人员入井时间, 劳动效率大大提高。
4 综合防尘
工作面液压支架逐架安设移架自动喷雾装置, 实现移架时的自动喷雾降尘效果。同时,
控制台增加了两台KPB31.5/10喷雾泵和一台X R B 4 0/2 0加压泵, 提高了喷雾压力达8Mp, 使用组合喷头并且加压泵与采煤机联锁, 实现了“负压二次降尘”, 大大改善了工作面的劳动环境。
5 结论
1) .选用大功率、大采高综采设备, 其性能优越, 配套合理, 技术先进, 故障率低, 开机率高, 保证走向长壁工作面的连续快速推进, 实现4m以上煤层工作面高产高效的目标。
2) .提高了资源回收率, 根据实践回采生产效率提高9 5%, 工作面采出率提高3 0%, 万吨掘进率降低5 0%。
3) .社会效益和经济效益显著。自2005年投产以来, 每年多生产200万t煤, 增加产值2.4亿元, 增加利润5200元, 职工收入大幅度提高。
4) .与分层开采相比, 简化了回采巷道布置, 降低了巷道掘进率和维护工作量, 促进了厚煤层采煤工艺的变革, 减少了采煤辅助工序, 实现了合理集中生产。不必控制分层采高, 节省铺网工序, 减少搬家次数和费用。
5) .为在兴县矿区新井田地质条件下建设1500～3000万t/a的高产高效矿井奠定了基础;为8号煤层开采方法的选择提供了科学依据, 保证矿井实行集中生产, 形成一井一面的开采模式。
参考文献
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大采高综采设备 篇2
【关键词】大断面 切眼 支护技术
神华宁夏煤业集团羊场湾矿于2008年6月装备了一套6.2m大采高综采设备,根据设备配套要求,按照先摆支架后稳输送机、上采煤机的顺序进行切眼设备安装。这就使切眼断面一次达到宽×高=8400mm×4050mm的要求。宽断面一次成巷最关键是顶板控制技术。工作面概况
大采高首采工作面Y120201位于2#煤层12采区,总走向长度3720m,工作面倾斜长350m,煤厚6.85～7.37m,平均厚7.0m,煤层倾角3°～14°,平均为8°。2#煤层伪顶岩性为泥岩,直接顶岩性为粗砂岩,老顶为粉砂岩。切眼施工工艺
2.1 掘进工艺
(1)受掘进条件的限制,8400mm宽的切眼不可能一次掘够宽度。采用先导硐施工4700mm宽,成巷后再扩帮370mm宽的方式。
采用ABM20S型掘锚机及配套设备施工。使用ABM20S型掘锚机来完成割煤和装煤及临时支护、永久支护工序,破碎机破碎、转运。具体为:每次掘进前,司机将掘锚机调整到巷道前进方向的中间位置,按由左向右,由上向下的顺序割煤,逐步扩大到设计断面的要求。循环截割深度不大于1000mm。截割下的煤落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭装入中部运输机,运输机再将落煤转载至破碎机处,再利用带式输送机转运至运输大巷处的带式输送机上。采用掘锚机自带顶护板完成临时支护,最大控顶距离为2300mm。每一循环截割完毕后施工人员将钢筋网及钢带放在顶板液压支撑架横梁上,然后靠两个液压缸顶起液压支撑架到顶板。两个尾部液压稳定架缸稳定住掘锚机,并且辅助支撑顶板。在液压缸顶起液压支撑架到顶板的同时,锚杆机开始永久支护工作。截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。顶锚杆及两帮最上两排锚杆紧跟迎头,两帮锚杆中最下两排锚杆滞后迎头不得超过15m。锚索永久支护滞后工作面迎头不得超过30m。
(2)在距离4700mm导硐成巷施工50m之后(综掘机滞后掘锚机的距离不小于50m),采用S150J型综掘机进行3700mm的扩帮施工,采用由下向上左右循环截割。通过综掘机二运皮带将渣运输至切眼导硐掘进使用的刮板输送机运出。采用金属前探梁(1.5寸和2寸的钢管各三根,每根5.0m,φ20mm的圆钢三根,每根长500mm,卡子6个,每个前探梁2个)临时支护,循环进度为150mm(两片网),最大控顶距离为1800mm。截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。锚索永久支护滞后迎头不超过30m。
2.2 顶板控制
(1)支护形式
采用“锚网+钢带+锚索”联合支护。支护材料为顶板采用螺纹钢锚杆、工作面推进方向煤帮采用玻璃钢锚杆锚杆、扩帮侧老空煤帮采用圆钢锚杆、钢绞线锚索、铁托板、槽钢托梁、金属网、木托板,塑钢网。
第1次导硐掘进4700mm宽巷道时,巷帮布置φ20×2000mm的玻璃钢锚杆,间排距为1000×1000mm,每根锚杆安装2节φ35×350mm树脂药卷;顶板采用φ20×2500mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为750×750mm,每根锚杆安装4节φ23×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块150×150×10mm铁托板。
第二次切眼宽度扩够后,扩帮侧老空煤帮使用φ18×1800mm圆钢锚杆,间排距为1000×800mm,每根锚杆安装2节φ35×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块400×200×50柳木托板配合一块150×150×10mm铁托板;顶板采用φ20×2500mm的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为750×750mm,每根锚杆安装4节φ23×350mm树脂药卷,每根锚杆使用一块150×150×10mm铁托板。
锚索为φ17.8mm(1×7)钢绞线长8300mm,锚索间排距为2000×2000mm,锚索托梁长度为2400mm,在切眼正中和左右各2000mm补打锚索,锚索间排距为2000×2000mm, 锚索托梁长度为4400mm,每根锚索装6节φ23×700mm树脂药卷;2400mm的锚索托梁支护距离迎头不超过30m, 4400mm的锚索托梁支护距离迎头不超过50m。金属网规格为3700×900mm(网格150×150mm的钢筋网, φ6.5mm圆钢加工而成),顶部每排锚杆压一根钢带,钢带为φ18圆钢焊接加工而成,长度3700mm;巷道扩帮侧老空煤帮挂设塑钢网,网子为15m×2.5m, 网格50×50mm。在巷中支设1排单体液压带帽点柱,间距为1000mm。最终成巷后巷宽8400mm,总支护布置为:顶板锚杆12排、两帮锚杆各4排、锚索7排、单体液压支柱1排,如图1、2所示。
(2)支护机理
导硐每掘进2.3m后采用锚杆进行及时支护,扩帮每掘进1.8m后采用锚杆进行及时支护,顶板短时暴露尚未下沉或未出现离层时就及时安装上锚杆,进行悬吊、挤压加固,保持了浅部顶板的完整性及相对稳定性。
锚索支护弥补了锚杆长度的不足,预应力大,承载能力强。其实质就是把锚索深入到深部稳定岩石中,对被加固的岩体预先施加压应力,限制岩体的松动变形,从而保持围岩稳定。
当锚杆支护形成的压缩圈厚度小于松动圈厚度时,锚杆支护的悬吊作用减弱,顶板会离层脱落。再采用预应力锚索补强加固,锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,形成压缩圈厚度大,在较大预应力的作用下,把上部稳定岩层和下部组成的岩层梁再组合在一起,每根锚索周围形成的压缩区域彼此重叠,在复合顶板中形成一个厚度更大的均匀连续压缩带,各岩层面互相挤压,层面摩擦大大增加,使复合顶板形成拱梁,从而有效的提高了顶板的整体性、稳定性,加强了顶板的自承能力。支护效果和经济分析
过去,羊场湾矿在围岩应力集中、顶板破碎的巷道中均采用锚杆加钢棚支护,支护费用高,工人劳动强度大,工序复杂,单进低。近几年来,根据顶板赋存条件开始大面积推广锚杆、锚索联合支护技术替代钢棚等支护形式。到目前为止,所有掘进巷道全部采用这种支护形式,覆盖面达100%。
(1)用锚网、锚索联合支护,每米巷道支护费用降低1000多元,每年节约支护费用近4000多万元,创造了客观的经济效益。
(2)用锚网、锚索联合支护,其运输量、运输环节及消耗量少,工人劳动强度大大降低。短掘短锚做到及时支护,消除了空顶作业,改善了安全环境,带来显著的社会效益。
(3)用锚网、锚索联合支护,巷道断面利用率提高17%,通风阻力下降10%,明显的改善安全生产环境。结论
(1)在34.03m2的特大断面切眼的掘进工艺过程中,最难的是支护技术。利用锚杆、锚索联合支护形式是最好的一种选择。锚索长度大、预应力高、快速承载能力强,不占巷道空间。既能满足支护强度要求,又能保证安装设备时不受支护影响。
大采高综采设备 篇3
根据厚煤层综采工作面矿压规律及矿井运输条件的限制等, 结合沈阳红阳三矿地质及配套系统条件, 研发窄尺寸、高支护强度综采液压支架。另外对厚煤层所使用的其它回采设备进行科学严谨的选型与配套, 为我国厚煤层大采高综采装备的完善做出贡献。
1 地质条件
沈阳红阳三矿可采煤层三层, 12-1、12-2和13煤。12-1煤层全区赋存稳定, 煤层总厚0.93~2.09m, 平均1.7m。常有一层夹矸, 有时三层, 夹矸累计厚0.8—1.2m, 平均1.1m, 煤质硬度f=0.26。12-2煤稳定性较差, 煤层总厚平均1.5m。
12-1煤的直接顶为黑色泥岩, 致密、厚层状。厚度8.99~11.41m, 平均厚度为10.25m, f=2.19~2.65。
12-1煤的老顶为粉砂岩或中砂岩, 厚度为10-18m, 平均为15m。
12-1煤与12-2煤间夹矸层为泥岩, 一般厚度为0.33~1.99m, 平均1.07m, f=2.19~2.65。
12-2煤底板为细砂岩、泥岩互层, 有时全部为泥岩。厚度0.16~1.78m, 平均0.70m。粉砂岩f=2.64~3.8, 中砂岩f=4.57~5.78。
12-1煤与12-2煤层均松软, f=0.26, 煤层倾角为6°~10°, 平均6°。
煤层水文地质条件简单, 围岩富水性弱。
从12#煤层的赋存情况来看, 地质构造相对简单, 直接顶中等稳定且厚度较大, 煤层节理层理发育, 煤质偏软, 底板易碎, 但由于水文地质条件简单, 顶层板含水量小, 对煤层底的强度、硬度影响不大。该矿开采深度达到1 000-1 100m, 并且该采区地压大, 多断层, 曾经在掘进时出现“岩爆”现象。瓦斯涌出量较大, 属于瓦斯突出矿井。
首采工作面设计长度 (煤壁绝对长度) 195m, 生产能力500万t/面.年, 回风巷 (矩形) 4.2m×3.5m (宽×高) , 机巷 (矩形) 4.2m×4m (宽×高) 。
2 大采高强力综采面成套设备选型
在对国内厚煤层综采设备配套技术及高产高效开采方法进行研究, 并对“三机”厂家设备可靠性进行调研的基础上, 依据红阳三矿厚煤层地质条件特点, 对液压支架进行特别设计, 对采煤机功率等进行精确核算, 最终确定适合该矿厚煤层大采高强力综采开采的成套设备。
2.1 MG650/1480-GWD采煤机
采高2.7~5.3m;截深800mm;适应倾角≤15°;滚筒直径Φ2500mm;供电电压3300V;牵引力927~550k N;牵引速度0~10.35~17.18m/min;牵引形式为电牵引 (交) 无链销轨;机面高度2097mm;灭尘方式为内外喷雾;装机功率为 (2×650+2×70+2×20) k W;主机外形尺寸15 000×2 495×2 080mm;设计生产能力4 000t/h;最大不可拆卸件尺寸2 830×1 982×970mm;最大不可拆卸件重量≤9.6t;主机重量90t。
2.2 刮板机、转载机及破碎机选型
(1) SGZ1000/2×700刮板运输机主要技术参数:装机功率2×700k W;输送量2 000t/h;设计长度250m;
中部槽内宽1 000mm;刮板链型式为中双链;溜槽结构型式为整体铸焊。
(2) SZZ1000/400桥式转载机主要技术参数:装机功率400k W;输送量2 200t/h;设计长度60m;中部槽内宽1 000mm;刮板链型式为中双链。
(3) PLM3000锤式破碎机主要技术参数:破碎能力3 000t/h;电机功率200k W;破碎粒度≤300mm。
2.3 液压支架选型
(1) 基本支架ZY15000/29/63D主要技术参数:架型为两柱掩护式基本液压支架;型号ZY15000/29/63D;支架高度2 900~6 300mm;支架宽度1 660~1 860mm;支架中心距1 750mm;初撑力10 020k N (P=31.5MPa) ;额定工作阻力15 000k N (P=47.2MPa) ;平均支护强度1.66Mpa;移架步距800mm;泵站压力31.5Mpa;操纵方式为电液控制;工作寿命 (循环次数) 大于40 000次。
(2) 过渡支架ZYG15000/29/63D主要技术参数:架型为两柱掩护式过渡液压支架;型号ZYG15000/29/63D;支架高度2 900~6 300mm;支架宽度1 660~1 860mm;支架中心距1 750mm;初撑力10 020k N (P=31.5MPa) ;额定工作阻力15 000k N (P=47.2MPa) ;平均支护强度1.66Mpa;移架步距800mm;
泵站压力31.5Mpa;操纵方式为电液控制;工作寿命 (循环次数) 大于40 000次。
(3) 端头支架ZT25000/25/47主要技术参数:型号ZT25000/25/47;高度2 500/4 700mm;宽度3 400mm;中心距1 750mm;初撑力19 390k N (P=31.5MPa) ;额定工作阻力25 000k N (P=40.62MPa) ;平均支护强度0.7Mpa;泵站压力31.5Mpa;控制方式为手动控制。
注:根据该矿反馈的井下实际使用情况, 上述设备的选型不仅能满足矿井设计生产能力的要求, 而且支架的尺寸能满足井下运输的要求。
3 工作面成套支架设计特点
该矿整套支护设备涵盖基本架、过渡架、端头支架, 为国内煤矿机械化支护较全的成套设备。该套支架结构紧凑、配合间隙小, 对支架的设计和生产工艺要求非常高。
ZY15000/29/63D基本架, 中心距为1.75m, 支护强度达1.66MPa, 采用窄中心距、高支护强度 (工作阻力大) 的设计在国内首屈一指。过渡架采用了与基本架相同的设计 (顶梁长度与基本架不同) 。端头架ZT25000/25/47, 是目前国内支护高度较高的端头支架。
3.1 基本架技术关键点
ZY15000/29/63D型掩护式液压支架开创性地采用窄中心距, 支架的宽度方向设计是该套支架设计中最大的技术难点, 技术难点及特点如下:
(1) 立柱采用高位压板结构创新设计, 成功解决油缸限位问题并确保1.75m中心距条件下推移框架与底座间的合理设计间隙, 实现了大缸径、高阻力支架的整体设计。
(2) 该支架采用Φ450mm大口径、高性能管材及新的制造工艺, 确保满足支架高强度支护需要。
(3) 顶梁与掩护梁之间设计有大缸径平衡千斤顶 (Φ270mm, 1.75m中心距世界最大) 。
(4) 掩护梁上设计有定位槽结构, 防止侧护板翻转变形;平衡千斤顶处设计有高强度防护链, 增加安全性。
(5) 底座上采用双底调千斤顶设计, 满足大采高支架底座前、后部调架需要。
(6) 优化四连杆稳定机构参数, 提高加工精度, 把该处销轴配合间隙严格控制在0.75mm以内, 结构件横向配合间隙控制在8mm以内。
(7) 主要铰接销轴采用炮弹销新型结构设计, 且该销轴处设计有注油装置。此类销轴采用高强度挡板限位。
(8) 支架设计有高推/拉力推移千斤顶 (Φ200mm) , 且其活塞采用双道密封结构 (增强其抗侧向载荷能力) 。
(9) 支架结构件采用CFD (Q890、Q690) 低裂纹敏感性高强度钢板的焊接技术。
(10) 该支架采用德国marco公司pm32型电液控制系统, 此系统为世界上最先进且具有高可靠性的矿用电液控制系统。
3.2 过渡架技术关键点
过渡架ZYG15000/29/63D采用了与基本架相同的设计 (除顶梁长度设计加长及采用滞后支护方式外) , 这样便于工作面的管理与维护。
3.3 端头架技术关键点
关键技术如下:
(1) 底座采用中心对称设计 (满足左右工作面互换需要) , 中间开裆, 转载机落地。
(2) 端头支架前端设计有前梁机构, 可适应巷道顶板走向倾角的变化, 增强了支架对巷道顶板的控制能力。
(3) 推移座前端采用“船型”设计, 极大地减小了推移阻力。
(4) 推移千斤顶与推移座之间采用锻件十字头连接, 这极大地提高了端头支架对不平巷道底板的适应能力, 也提高了连接头的寿命。
3.4 现场工业应用效果
该套支架在沈阳红阳三矿应用非常成功, 年产达500多万吨, 为全国类似赋存条件的煤层开采树立了高产、高效矿井的标杆。
4 结论
沈阳红阳三矿12#煤层为厚煤层, 受该矿运输条件的限制, 基于该矿条件为其配套“三机”, 设计了窄中心距 (1.75m) 、大采高强力 (15 000k N, 支护强度1.66MPa) 的综采液压支架, 为浅埋深及极深煤层 (大于1 000m) 等强烈矿压显现采煤工作面支护设备创造了条件。
摘要：本文基于沈阳红阳三矿的地质条件, 经过科学研究及论证, 为该矿厚煤层配套了大采高强力两柱掩护式回采装备。为满足设备井下运输要求, 在保证高支护强度的条件下, 研发出窄中心距、强力两柱掩护式液压支架。为打造高产高效的本质安全型大采高综采矿井, 工作面装备了基本架、过渡架、端头架支护设备。该成套设备在工作面回采过程中使用良好, 创造了较好的经济效益。
关键词：综采工作面,大采高,成套设备选型,强力掩护式液压支架,窄中心距
参考文献
[1]王国法, 等.液压支架技术[M].北京:煤炭工业出版社, 1999, 8.
[2]王国法, 等.高端液压支架及先进制造技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2010, 7.
大采高综采工作面顶板管理 篇4
张集煤矿矿井设计能力为400万t/a, 高定位技改后生产能力将达到700万t/a, 井田走向长约7km, 平均倾斜宽约8.5km, 面积约60km2, 主要可采煤层有13-1、11-2、8、6、1等五层, 可采总厚度21.08 m, 可采储量686Mt, 矿井设计服务年限122.5a。
2 工作面概况
1121 (3) 工作面属张集矿井13-1煤, 面长200m, 回采长度1672.8m, 工作面煤层厚度2.2～5.5m, 平均厚度为4.1m, 煤层倾角2～5°, 平均倾角3°, 煤层结构简单, 煤层较稳定, 局部受构造影响, 煤层变薄、变软, 直接顶为泥岩, 老顶为细砂岩, 直接底为泥岩。
工作面液压支架选型为ZZ6000/21/42, 采用MG400/920—WD采煤机, SGZ800/800运输机。
3 工作面顶板管理措施
工作面顶板管理的基本要求是跟顶回采, 保持顶板平整完好, 不漏顶、掉顶;工作面两端头顶板支护安全可靠, 保证足够的通风空间和行人安全, 为回采创造良好的条件。
工作面在复合型顶板、“三软煤层”、构造多等复杂条件影响下, 顶板压力显现强烈, 给生产管理带来很大的压力。通过现场的不断摸索实践, 针对具体情况采用了以下几中的措施来加强工作面和两端头的顶板管理。
3.1 工作面回采工艺
3.1.1 工艺流程
斜切进刀→打三角煤→割煤→移架→推溜→斜切进刀
3.1.2 支护方式
采煤机割煤后, 及时伸出支架的伸缩梁护住煤顶, 护帮板护住煤帮, 移架采用带压移架, 少降快拉。移够步距后立即升架, 并将护帮板打至煤壁。
3.1.3 采空区处理全部垮落法。
3.2 矿压观测及预测预报
1121 (3) 工作面共安装液压支架136架, 采用ZYDC-3型综采液压支架压力自记仪测定液压支架工作阻力, 在整个工作面布置5条测线, 每条测线布置两个测站, 共装10块压力表, 测出支架前后立柱的初撑力、工作阻力和末阻力等数据, 掌握工作面顶板压力大小、支架增阻状况。在轨道顺槽和运输顺槽内每隔3～5m用液压式单体支柱测压仪测定单体支柱的工作阻力, 上下两巷各布置3块压力表。从而分析顶板初次来压步距、周期来压步距等工作面及两巷矿压显现及其变化规律, 合理进行工作面及两端头管理顶板。
顶板事故大多数是在顶板压力异常而作业人员又没有意识到的情况下发生的。由于预测不及时, 现场没有采取针对性的措施加强管理, 从而导致垮棚、冒顶事故。这种情况在煤矿顶板事故中较为常见, 因此技术管理方面就必须提前进行顶板压力的预测预报工作。一般在以下三种情况时顶板压力显现会出现异常: (1) 工作面遇到断层、褶曲等异常构造时。 (2) 顶板岩性发生变化, 由坚硬顶板变为破碎顶板;或顶板有淋水时。 (3) 回采速度放慢, 不能按正常循环回采时。
除了矿设立的地质预测预报机构, 综采队安排专人负责此项工作, 使顶板管理具有较强的针对性。
3.3 回采期间工作面顶板管理
3.3.1 常用措施
(1) 加强设备检修, 提高开机率, 保证工作面推进度, 确保工作面快速推进 (工作面平均月进177.8m, 最高月进度为232.6m) 。 (2) 生产中采用追机作业方式, 移架时带压移架, 移架后及时用护帮板护帮, 局部若有片帮掉顶现象, 抵车后及时拉超前支架支护顶板。 (3) 工作面支架初撑力达到额定工作阻力的80%, 泵站压力不得小于30MPa, 使支架有较高的初撑力, 减少顶板对煤帮压力, 较好地控制住片帮、掉顶事故的发生。
3.3.2 支架管理
液压支架在移动过程中的稳定性较差, 生产过程中, 严格控制工作面采向, 对歪架及时采用支架本身的调架千斤顶和DZ-28单体进行调整, 使支架顶粱与工作面顶板接触严密, 迎山有劲;支架间做到不挤不咬, 相邻支架间的错茬合理, 架间空隙均匀, 前探梁升起, 护帮板与煤壁接实, 严格控制端面距;端头支架易发生歪架现象, 影响安全生产, 对端头支架增设防倒千斤顶, 确保支架处于良好状态。
3.3.3 工作面规格质量管理
严格按回采层位组织施工, 采高控制在3.8m左右, 保持顶、底板平整, 回采过程中工作面支架带线作业, 做到煤壁、支架、链板机成直线;支架垂直链板机、不歪斜。
3.4 端头顶板管理
工作面上下端头煤壁三角处因受两巷及工作面采动影响压力大, 易发生片帮掉顶, 对此在上下端头煤壁三角处架设斜跨棚和顺山棚, 加强端头顶板管理。跨工作面机头、机尾用7.0m长11#工字钢设双排挑棚, 一梁四柱, 随机头、机尾交替迈步前移;上下隅角受锚梁网支护影响, 收角后上下隅角不能及时充分冒落, 超前工作面煤壁5m提前将锚索退锚, 在上下隅角切顶线处用单体加补密集切顶点柱, 用材料将上下隅角充填实。
3.5 过断层期间顶板管理
1121 (3) 工作面属“三软”煤层, 而装备的机电设备功率较大, 过断层一般采用硬过法。过断层期间工作面煤岩结合部的顶板管理非常重要, 同时存在较大难度。除了要进行正常的顶板管理方式外, 要采取一些有针对性的措施。
3.5.1 控制采高, 减少破顶范围及破顶量。
当工作面距断层面10m时, 提前俯采或仰采逐步降低工作面采高, 采高降到3.2m左右, 进入断层带时, 采高控制在2.8m以内。刹底或飘车时每刀刹底或飘车量不超过100mm, 工作面上下出口与巷道保持一致。
3.5.2 快速擦顶移架, 减少空顶时间。
拉架时, 先降后立柱, 再同时降前立柱和移架, 待支架移动后, 立即将降柱手把扳回零位, 使之擦顶移架。工作面顶板破碎段, 拉架的错茬距离不小于15m, 以此保证顶板的整体。
3.5.3
断层影响范围内严格进行追机作业, 只准一茬拉架, 其它茬不得拉架, 以此保证移架时供液系统的液压, 从而达到快速移架的要求。
3.5.4 对发生的顶板事故及时处理。
当工作面出现掉矸、掉顶现象, 应立即处理, 防止事故扩大, 同时, 对片帮掉顶处可适当多进刀, 以便及时拉架支护。工作面若发生较为严重的冒顶事故, 确实无法推进时, 可采取使棚的方法管理煤壁和顶板。
3.6 工作面更换大件时的顶板管理工作面更换部分大件, 检修
人员有时需要在支架下煤壁附近作业, 一方面要求作业人员具备较好的安全自保意识, 在作业前认真细致观察顶板及煤壁情况, 不站在架间作业;另一方面需要采取一些相应的措施加强顶板、煤壁支护。
3.6.1
更换煤机大件, 应将提前煤机停放在顶板较为完好处, 支架留出步距, 使用半圆木对煤帮进行背帮处理, 半圆木放在护帮板中间位置, 使用支架护帮板将半圆木抵在煤帮, 背严、背实。
3.6.2
更换支架顶粱、前探梁, 需要降下支架, 顶板出现较长时间的空顶现象, 安全威胁大。采取的做法是在检修支架的两端支架上架圆木, 提前一至两个小班开始上圆木, 工作面每推进两刀上一根, 圆木合理搭接在两侧支架上, 有效支护检修支架上方顶板。
4 结语
大采高综采工作面回采过程中的顶板管理是工作面生产管理和安全管理中的一个非常重要的环节, 1121 (3) 工作面在复合型顶板、“三软煤层”、构造多等复杂条件影响下进行回采, 共生产原煤2164986吨, 回采期间未发生一起顶板伤人事故, 也为发生过冒顶事故, 工作面质量标准化一直保持行业一级水平。可见, 通过改进和加强顶板管理, 取得了较好的效果。
摘要：张集煤矿在13-1“三软”较薄厚煤层、构造多的复杂条件下, 使用一次采全高俯斜开采技术, 实现安全高产高效生产。本文介绍了综采工作面顶板管理的一些创新性做法, 在组织安全生产过程中顶板管理的特点和采取的主要措施。
大采高综采液压支架发展现状研究 篇5
对于煤层倾角小于3 0°的厚煤层开采, 大采高综采与放顶煤采煤法相比具有下列优点: (1) 煤炭资源回收率高; (2) 煤炭含矸率低; (3) 采煤工作面煤尘少、自然发火和瓦斯涌出安全性好等优点; (4) 对于3 m-4 m不适宜放顶煤开采的厚煤层, 大采高具有工效高、成本低等优点。
但是, 经过许多专家、学者多年理论研究及现场观察发现, 这种采煤新工艺工作面内支架-围岩系统稳定性差、事故率高, 尤其严重的是高架稳定性事故率高达1 9%以上, 远高于一般采高 (2 m~3 m) 综采面。大量的高架稳定性事故大大加剧了采面设备的磨损和老化, 高架的咬架、倒架事故直接引发顶板事故, 而且调整支架的难度、材料、工时消耗很大, 严重制约了大采高综采效能的发挥。
1国外研究现状
俄罗斯、德国、波兰、捷克、英国、日本等国从6 0年代开始就发展采用大采高综采。早在60年代, 日本曾设计了一种5 m采高并带中间平台的液压支架, 获得了日本国家设计奖。德国早在1 9 7 0年使用贝考瑞特垛式支架成功地开采了热罗林矿4 m厚的7#煤层, 德国拥有的大采高液压支架 (简称高架) 架型包括威斯特伐利亚C-25/56、赫姆夏特T550-22/60、蒂森RHS25-50BL及G320-23/45型大采高液压支架。前苏联采用M 1 2 0-3 4/4 9型掩护式支架、波兰采用P O M A 2 2/4 5型掩护式支架、捷克使用F 4/4 5 0 0型支架作为大采高液压支架。目前, 国外厚煤层大采高液压支架的最大支撑高度己达7 m, 采煤机最大采高己达5.4 m。各国的生产实践表明, 在一些良好的地质和生产技术条件下开采较硬的煤层, 大采高综采实现了高产高效、高安全、高回收率和经济效益好的目标, 但大采高综采开采缓倾斜厚煤层的经济效益从总体上来看仍需继续提高。国外一般认为:设备重型化和尺寸加大、高架稳定性、大断面顺槽开掘与支护、采面运输等都是限制大采高综采取得显著经济效益和推广应用的障碍。因此, 世界主要产煤国至今仍在积极地改进、完善大采高液压支架, 并不断进行现场实践和扩大大采高综采的应用范围。
2国内研究现状
我国于1 9 7 8年引进德国赫姆夏特公司G 3 2 0-2 3/4 5型掩护式大采高液压支架及相应的采煤、运输设备, 在开深范各庄矿1 4 7 7综采工作面开采7#煤层, 开采效果良好。1 9 8 5年在西山矿务局官地矿首次进行国产BC520-25/47型支撑掩护式大采高液压支架试验, 开采的8#煤层平均厚度4.5m, 倾角小于50, 在采高4.0m及11级3类顶板条件下, 支架经历了仰斜、俯斜和斜推使用, 综采工作面3个月产煤11.2万吨。
1986年我国研制的BY3200-23/45型掩护式支架在东庞矿试验成功, 1 9 8 7年至1 9 8 8年东庞矿又与北京煤机厂合作研制了改进型BY3200-23/45型和Y3600-25/50型掩护式大采高液压支架, 并成功地应用于东庞矿2#煤开采。西山矿务局官地矿、西铭矿及双鸭山局新安矿使用B C 4 8 0-2 2/4 2型支架, 总体效果良好。义马矿务局耿村矿选用Q Y 3 5 0-2 5/4 7型二柱掩护式支架, 并于1987年10月在12061工作面安装投产, 总体来看义马煤田厚煤层的工程技术条件能适应4 m~5 m厚煤层综机一次采全高的技术要求。此外, 徐州矿务局权台矿在“三软” (顶软、底软、煤层软) 煤层, 大同矿务局在“三硬”煤层条件下, 分别研制了端面支撑力大、底座比压小的Z Y R 3 4 0 0-2 5/4 7型短顶梁插腿掩护式液压支架及支撑能力大、切顶性能强、整体稳定性好的TZ10000-29/47型支架, 大屯徐庄矿也于2 0 0 4年9月开始利用新研制的大采高综采支架回采近距离煤层下组煤。
2 0 0 7年, 皖北煤电集团任楼煤矿综采一区Ⅱ7 2 1 1安装了5米大采高支架, 在面对工作面地压大, 瓦斯大, 倾角大, “三大”, 底板软, 煤质软, 顶板软, “三软”的恶劣条件, 全区艰苦奋斗, 积累了丰富的大采高经验, 在接下来的Ⅱ7 2 1 0大采高工作面回采过程中, 完成了月产1 6.4万吨的成绩。该集团接下来又在五沟矿安装了大采高支架, 目前已顺利回采。
经过2 0余年来的发展, 我国研制和生产的大采高液压支架己有3 0余种架型。支架结构高度最高为5 m, 支架工作阻力最高达l 4 M N/架, 架型有二柱掩护式和四柱支掩式两种, 前梁有挑梁式和伸缩梁式两种, 底座有插腿和非插腿两种, 推移机构有长、短框架和带移步横梁的多种, 护帮板长度从0.8m增加到2.2m。近几年来, 我国先后在开滦、西山、邢台、阳泉、铜川、皖北, 徐州、充州、义马、阜新、龙口、双鸭山等矿务局使用大采高综采采煤法, 使用效果大致可分为以下三类:
(1) 架型与煤层赋存条件相适应, 现场生产技术管理水平较高, 使用效果良好; (2) 架型参数与煤层赋存条件不适应, 现场生产技术管理不当, 使用效果不佳; (3) 实际采高低于4.0m或3.5m (视不同架型而定) , 未显示出大采高综采特点。
从全国使用情况看, 邢台矿务局东庞矿综采二队和义马矿务局耿村矿综采二队采用大采高综采 (采高分别为4.4m和4.3m) , 在1 9 8 8年首次突破煤炭年产量百万吨, 处于当时综采技术的较高水平。1 9 8 1年至1 9 9 4年, 全国累计已有3 5 9个年产超百万吨的综采队, 其中大采高综采队有1 9个, 占5.3%。目前, 年产逾百万吨的大采高综采队中, 最高年产已达1 7 0万t, 回采工效达87.9t/工。
参考文献
[1]陆士良.煤柱护巷的矿压显现[M].煤炭工业出版社, 1982:10～15.
大采高综采设备 篇6
关键词：大采高,综采技术,特征,现状,问题,对策
0 引言
中国具有十分丰富的煤炭资源,在这些煤炭资源中有一半以上的煤层属于厚煤层,中国煤矿开采技术整体水平的高低,直接受到厚煤层开采技术的影响。随着社会的发展,各行各业对煤炭资源的需求量也越来越大,为充分满足市场需求,各煤矿企业都在努力提高自身的机械化水平。而对于大采高综采技术而言,其作为当前中国厚煤层开采的主要技术,了解大采高综采的特征,分析大采高综采技术实际应用中存在的问题,对于中国厚煤层采出率的提高具有重要意义。
1 大采高综采的特征
1.1 综采厚煤层的方法
分层综采、综放开采及大采高综采是中国当前综采厚煤层主要使用的三种方法。它们各自的技术特点具体如表1所示。
1.2 大采高综采的特征
通常把割煤高度在3.5 m以上的综采称为大采高综采,之所以叫它大采高是相对于普通采高来说的。相比于普通综采,大采高综采的特征大致包括以下几点[1]:
a)相比于分层综采,大采高综采不但高产、高效、工序流程简单,且巷道施工作业量小,采煤所需成本低;相比于综放开采,大采高综采不但具有较高的采出率,且采出的原煤具有低含矸量,综采作业产生的煤尘相对较少;b)工作面具有很高的支护强度,小动载系数,静载是支架及围岩主要的受力形式;c)由于工作面采用的是大采高,这样破坏覆岩的力度也相对较大;d)工作面的煤壁存在严重片帮,不易控制支架围岩。
2 中国大采高综采技术的发展
2.1 发展概况
中国起步研究大采高综采技术相对较晚,第一台大采高综采设备是在改革开放以后才引进的,大采用综采技术的研究也几乎是从这时开始的。中国国产大采高综采设备的首次试用是在1984年,1998年之前,中国的大采高综采技术产量不高,综采设备性能不强,不能很好地控制围岩。自1998年以后,大采高综采技术在中国才得到了飞速发展,这时也大幅提高了各工作面的年产量,图1为1994年—2008年全国各大采高工作面年产最高示意图。
2.2 发展趋势
就当前大采高综采技术在中国的发展现状而言,其发展进步态势比较明显[2]。
a)就大采高技术的发展而言,其发展的一个重要标志就是采高的变化。最初人们使用大采高综采技术时采高通常都控制在3 m左右,现在大采高综采技术已可开采6 m左右采高的煤层了。随着煤炭科技的发展,未来的采高高度必定还会持续增长;b)大采高技术的发展前景相对较好,其未来应用必将向着地质构造更加复杂的矿层发展,在采高持续提升的带动下,大采高综采技术应用的领域也必将越来越广泛;c)随着大采高技术不断增加其可采高度,必然也会有负面难题产生,如由于采高的逐步增大,开采煤层的煤壁也会大幅暴露,这样便增加了采场支架围岩的复杂性,致使控制支架围岩很困难。
3 大采高综采技术当前存在的问题
3.1 对大采高综采上覆运动研究不够
上覆岩层发生运动是造成矿压显现的根本原因,破断覆岩之后,便会出现相对的稳定结构,研究这些稳定结构,便可在理论上对控制采区的矿压进行指导。就当前中国采区矿压控制理论而言,对大采高综采的适用性还有待改善,应进一步深入研究覆岩运动特征与其结构稳定性,以便更好地进行大采高综采作业。另外,支架工作阻力也会对采动支承压力的具体分布造成一定影响,也应深入研究这种影响规律[3]。
3.2 煤壁片帮现象严重
对于大采高综采技术而言,需进行控制的一个典型问题就是煤壁片帮问题。由于大采高综采面存在复杂的支架围岩关系,支架围岩很可能会引发事故发生。所以,要想更好地保障大采高综采技术的安全,对煤壁的片帮控制问题进行研究非常重要。当前,对煤壁片帮机理及控制的研究主要借助的是煤壁塑性区宽度的发育,煤壁出现塑性变形后会引起出现片帮现象,而出现片帮现象的原因并不一定都是由塑性变形引起的。此外,对于片帮来说,其还有显著的时效性,随着工作面推进速度的不同,煤壁具体的片帮情况也不相同,这也更加证实了通过塑性发育情况来研究片帮机理在准确性上存在严重问题。
3.3 控制工作面端部围岩稳定难
通过对工作面围岩的有效控制,可使大采高综采技术的生产效能得到充分发挥,同时端部围岩稳定性的好坏对工作面的推进速度及开机率也有直接影响。当前,由于在掘进技术及支护技术上的缺陷,导致了大采高综采高度很难一致于采面平巷,这样便增加了工作面端部底煤的留设难度,而支架的稳定性又会直接受到底煤留设的影响,为此必须深入研究控制围岩稳定性的原理,并进行相应技术创新,尽量减少底煤的留设,使工作面采出率得到提高。
3.4 大采高综采设备难稳定
就煤矿开采而言,确保设备的稳定非常重要,如设备稳定性不够,各种问题不断出现,不但会严重影响到煤矿的连续生产,造成煤矿产量不足,且开展设备维修作业,人力物力也需大量耗费。特别是还可能引发一些相关的安全生产事故,直接威胁到矿井的安全生产,影响到矿井整体的经济效益与社会效益。如使用的大采高综采设备没有很好的稳定性,一旦出现事故,便会出现更加严重的影响。通过长期的生产实践,发现运输机与支架的稳定性问题是引起设备不稳定的主要因素。由于大采高综采技术具有很高的采高,这样便会增加支架与围岩的复杂性,且控制支架稳定性的难度也会增大,支架下滑事故极易出现,进而影响到矿井的安全生产,所以在研究大采高综采技术时,还应重视设备稳定性的研究。
4 解决措施
a)要想进一步优化大采高综采技术,必须深入研究采区覆岩的运动规律。同时还应重视采面矿压显现规律的研究,及随开采方式及采高的不同,对顶板破碎特征的研究。只要把上述问题都研究透彻,对煤壁片帮的解决也会找到新途径;b)在对工作面设备进行设计作业时,对工作面系统的稳定性必须充分进行考虑。在实际生产作业中一旦发现设备存在问题,必须即刻进行相关整改,这样才能对煤矿的高效、安全开采有更好的保障;c)要重视研究一些支架参数如工作阻力、初承力等影响煤壁稳定性的机理,可通过建立理论判别式的方式来分析煤壁片帮现象。应强化支架在工作阻力方面及稳定方面的设计,并要深入研究控制端部围岩稳定性的原理及相关技术[4,5]。
5 结语
随着煤矿科技不断发展,大采高综采技术也会越来越成熟,其生产效率及生产的安全性必将得到大幅提升,中国未来的厚煤层及特厚煤层应用这种开采技术的几率也会越来越多,为此必须重视研究大采高综采技术当前存在的问题,加强技术攻关,重视技术创新、大胆突破,只有这样才能推动大采高综采技术在中国煤矿开采中的进一步应用,才能促进中国煤矿开采的高产、高效。
参考文献
[1]刘涛.厚煤层大采高综采技术现状[J].煤炭工程,2002(2):4-8.
[2]王金华.我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术,2006(1):4-7.
[3]邓涛,马建国,潘卫东,等.大倾角大采高综采关键技术研究与实践[J].煤炭工程,2010(9):46-48.
[4]袁永,屠世浩,王瑛,等.大采高综采技术的关键问题与对策探讨[J].煤炭科学技术,2010(1):4-8.
大采高综采设备 篇7
31101工作面南西为煤矿首采工作面, 北东为正在掘进的31103工作面, 北西为主斜井井底, 南东为井田南边界。煤层底板标高451.6m-464.0m, 工作面推进长度4128m, 宽298m。
工作面采用美国JOY公司7LS7-LWS790型大功率电牵引采煤机, 支架选用郑州煤矿机械厂ZY12000/28/63液压支架, 端头支架为ZYJ-12000-28/55, 过渡支架为ZYG12000-28/65。
31101工作面回采3-1煤层, 该煤层位于侏罗系中下统延安组上部, 属全区可采稳定煤层, 是井田的主要可采煤层之一。煤层厚度6.05m-7.25m, 平均煤厚6.23m;倾角为1°-3°。31101工作面开采的为近水平厚煤层, 采用倾斜长壁后退式大采高一次采全高综合机械化采煤方法, 采高定为5.40m。
2 矿压观测方案及仪器布置
工作面采用KJ21矿山压力在线观测系统进行工作面矿压观测, 5#-176#支架每隔5架取一测点, 工作面共35个测点。
根据KJ21矿山压力在线观测系统提供的实时矿压观测数据, 分析工作面各测点处支架撑力、末阻力, 制作工作面各测点处的支架顶板压力曲线图和工作面面长方向的压力分布曲面图, 及时了解工作面顶板压力分布情况和顶板压力发展趋势, 做好来压预测预报工作, 指导工作面安全生产。
3 工作面顶板压力显现的主要特点
3.1 工作面顶板压力显现分析方法
在分析工作面顶板压力显现特点时, 先对工作面支架整架的受力特点进行分析。将工作面按照支架所在部位分为3个区域:区域1 (1#-60#支架) 、区域2 (61#-120#支架) 和区域3 (120#-176#支架) 。3个区域基本将工作面从面长方向进行了平均分割, 可以从整体上把握工作面来压状况。
3.2 工作面矿压显现特点
3.2.1 来压步距特点
周期来压步距c分为显著运动步距a和相对稳定步距b, 即c=a+b。其中显著运动步距即为来压持续步距, 相对稳定步距即为来压前步距。按照支架整架循环末阻力大小及变化, 沿工作面推进方向可以划分出顶板运动的3个步距值。周期来压步距规律如下:
(1) 6条测线部位处顶板的周期来压步距平均值c=13.2~16.4m/14.5m, 平均步距折合割煤刀数18刀-19刀。
(2) 统计的监测部位处顶板的周期来压步距中, 140#支架处顶板周期来压步距变化范围最大, 为5.2 m-31.1m, 最大与最小步距相差25.9 m;工作面下部周期来压步距最大, 为16.1m;工作面上部周期来压步距最小, 为13.4m。
(3) 6条测线部位处顶板的周期来压步距均方差为5.6m, 工作面下部顶板周期来压步距均方差最大, 为6.2m-7.5m。
测得的显著来压规律如下:
(1) 6条测线部位处顶板的显著运动步距 (来压持续步距) 平均值a=6.7~8.5/7.6m, a≈0.52c, 约合割煤刀数9刀-10刀。
(2) 140#支架处显著运动步距变化最大, 为2.1m-18.3m, 最大值与最小值相差16.2m, 均方差为4.8 m, 离散性最大;41#支架处显著运动步距变化最小, 为3.1~15.1m, 最大值与最小值相差12.0m。
(3) 141#支架处显著运动步距平均值最大, a=8.2m, 合割煤刀数9刀-10刀;90#支架处最小, a=6.3 m, 合割煤刀数7刀-8刀。
3.2.2 工作面顶板压力分布
以工作面6条测线处支架受力代表整个工作面的支架受力情况, 工作面所有支架循环末阻力均值为7696~8373/8120k N, 均未超出支架的额定工作阻力, 占额定工作阻力的63.80%~70.27%/67.67%。
3.2.3 顶板运动时支架的动载系数
顶板运动引起了支架工作阻力及其变化, 可以用来压前和来压时支架上的顶板压力差异来描述顶板运动对支架工作阻力的影响。动载系数KD=来压时支架工作阻力/来压前支架工作阻力。由统计数据可知:
(1) 6条测线部位支架动载系数平均值1.62, 90#支架动载系数最大为1.82, 141#支架动载系数最小为1.52, 工作面老顶来压强烈。
(2) 工作面6条测线处支架动载系数均方差为0.01~0.06/0.03, 支架动载系数围绕平均值小范围波动, 表明工作面各支架处老顶来压强度相当。
4 支架合理工作阻力确定
支架合理的支护强度要能平衡回采工作面顶板压力, 实现回采工作面顶板处于良好控制状态, 达到工作面顶板下沉量小、不出现顶板台阶下沉、煤壁片帮小、支架冒顶高度小等基本要求。
工作面顶板下沉量Δhi可以作为工作面控顶效果e的主要判别指标。工作面顶板控制效果可划分为四级, 分别为“极好”、“好”、“中等”和“差”, 对应的顶板下沉量分别为≤100mm、101mm-300mm、301mm-500mm、≥501mm。
工作面顶板下沉量可根据支架限定变形工作状态下传统的“支架—围岩”关系式定量计算。
式中, r-工作面来压时支架工作阻力, k N;p0-工作面顶板来压前实测支架工作阻力, k N;k-顶板位态常数, k N。
计算得到老顶自由沉降至最低位态时, 工作面顶板最大下沉量ΔhA=1641mm。将工作面支架均值阻力P-=10365k N、工作面来压前实测支架工作阻力p0=6386k N和工作面实测最大下沉量Δh2=294mm代入上式, 计算得到位态常数K=711k N。
将P、P1-和P2-代入, 计算出相应的顶板下沉量。依据操作标准得到支架工作阻力4值相对应的顶板控制级别分别为:支架阻力为P=12000k N时, 顶板下沉量Δh1=206mm, 控顶级别e=“好”;支架阻力为P-=10334k N时, 顶板下沉量Δh1=293mm, 控顶级别e=“中”;支架阻力为P1-=11639k N时, 顶板下沉量Δh1=218mm, 控顶级别e=“好”;支架阻力为P2-12944k N时, 顶板下沉量Δh1=179mm, 控顶级别e=“好”。因此, 采用额定工作阻力 (即核定R=P) 作为31101工作面支架额定工作阻力较为合理。
参考文献
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大采高综采工作面过老巷技术实践 篇8
有些工作面在设计过程中, 在地质条件、煤炭回采率、开拓系统等多方面的影响下会穿过废旧巷道, 称之为过老巷工作面[1]。工作面过老巷时常常采用跳采绕过或平推硬过的方法, 前者需要搬家倒面, 需要耗费大量的人力、物力, 经济不合理;后者安全隐患较多, 容易引起顶板冒漏和煤壁片帮, 对人员和设备安全构成威胁, 不利于工作面的正常回采[2,3,4]。C203工作面在过东大巷时为降低煤损率, 提高工效, 减少设备拆装和运输, 通过方案对比决定采用搭顶铺底的方式进行过老东大巷。针对该方案, 提出过大巷需遵循的安全技术措施, 保证了C203过东大巷的安全, 为该工作面顺利回采和正常接替提供了重要保障。
1 工作面概况
C203综采工作面位于C2采区西翼, 东侧为C2采区下山, 西侧为F16断层保护煤柱, 南邻C205采空区, 北接C207工作面回风巷。地质资料显示, 该工作面煤层呈单斜构造, 煤层厚度为5.2 m~7.3 mm, 平均为6.2m;倾角为6°~12°, 平均为7.5°, 煤体整体较软弱。工作面设计走向长度为1 465 m, 倾斜长度为210 m, 伪顶为0.2 m~0.4 m的松软破碎炭质泥岩, 随采随冒;直接顶为厚0.9 m~2.4 m的泥质粉砂岩, 该粉砂岩节理裂隙发育程度较高, 容易产生冒漏现象;基本顶为厚5.8 m~14.5 m的细~中粒砂岩, 基本顶岩性坚硬, 致密程度较高;直接底为厚0.8 m~1.6 m的泥岩~炭质泥岩, 岩性较软弱;基本底为厚3.6 m~5.5 m的粉砂岩, 粉砂岩呈厚层状, 致密性好。工作面在中部与原东大巷相交, 相交处煤层倾角为7°, 其中工作面回风巷位于东大巷上方, 运输巷位于东大巷下方。工作面配备ZY-10000/35/65型掩护支架120台。C203工作面平面布置见图1所示。
2过东大巷方法的确定
东大巷已经废弃多年, 其原有的“锚网索喷”联合支护在矿山压力作用下遭到严重破坏, 顶板出现了大面积冒落。在工作面推进过程中, 在风巷处首先揭露该东大巷部分区段, 在工作面风巷与东大巷接触底带, 伪顶全部冒落, 直接顶呈不规则垮落, 老顶岩层大片裸露, 给工作面的正常回采和人员、设备安全带来了严重隐患。在东大巷靠工作面煤体侧处, 冒落的煤岩体已经将该部分大巷填实, 同时原东大巷积水较多, 导致巷道内煤岩体性质发生了较大变化, 且过东大巷底板标高要低于C203工作面底板, 综采设备通过时不仅要考虑防止设备下陷还要考虑设备的稳定性。在机巷附近, 东大巷位于运输巷上部, 通过现场实测得知, 该段巷道底板与工作面顶板相距最低为2.7 m, 对工作面的正常回采作业影响较小。通过上述分析, 经过探讨确定三套过东大巷方案, 即直接硬过、跳采绕过和搭顶铺底。综合比对, 最终确定采用方案三过东大巷, 即在回风巷附近进行用木垛对顶板进行超前支护, 在运输巷附近首先对巷道底板进行夯实, 然后在底板上方铺设走向长梁, 在此基础上进行回采。方案一直接硬过, 其优点是施工作业简单, 劳动强度较低。但会影响煤质量, 无法保障安全。方案二跳采绕过, 能够保障安全, 但掘进工程量大, 劳动强度高, 延续时间长, 煤炭损失率高, 经济不可取。方案三搭顶铺底, 安全条件好, 不损失煤炭, 但是需增加支护物料消耗量。
3 过东大巷安全技术措施
a) 考虑到东大巷废弃时间过长, 煤岩体受到积水影响已经变得极为软弱, 同时C203工作面所采煤层煤质松软、顶板条件复杂, 在矿山压力作用下极易出现片帮和冒顶。本着安全角度考虑, 在推进至距东大巷10 m~15 m时开始对煤壁煤体进行加固, 加固方式为采用木锚杆加固, 锚杆呈现双排, 间距700 mm布置。在推进至距东大巷5 m范围内时可采用化学注浆加固煤体和顶板, 严防煤壁片帮和顶板冒落现象发生;b) 由于东大巷废弃已久, 里面积聚有大量的有害气体, 若贸然揭露会对工作面采场空气造成污染, 严重时甚至会造成人员中毒。因此, 可在工作面推至东大巷5 m范围时利用钻孔探放内部气体, 待气体完全放出后, 方可继续回采工作;c) 考虑到工作面回风侧东大巷段存在积水, 因此应对该部分积水进行疏排, 严防工作面开采过程中出现突水事故;d) 在工作面过回风巷侧东大巷段时, 应该提前降低推进速度, 根据实际情况首先将2台~4台支架进入东大巷, 这样不仅可以有效避免回风巷与大巷交接处顶板冒落, 同时还有助于在该段东大巷内搭设木垛护顶。然后, 采用擦顶移架方式将后续支架缓慢前移, 严防搭设的木垛垮落, 同时给予顶板一定的支撑力还有助于防止顶板冒落现象发生;e) 在工作面过运输侧东大巷时, 为了防止支架出现下陷, 决定在东大巷内铺设走向木什梁。在工作面达到运输巷侧东大巷段时首先利用采煤机进行拉底, 在煤壁与刮板运输机之间挖出一条沟槽, 里面用Φ20mm×5 000 mm的木什沿工作面倾斜方向填充;然后在其上方沿走向摆列Φ18 mm×800 mm的木什, 木什间距为500 mm;利用扒钉将走向木什和倾向木什固定, 待固定完毕后方可以继续回采作业。
4 过东大巷效果分析
C203综采工作面过东大巷时, 若采用直接硬过的方法过东大巷, 难以避免顶板冒漏、煤壁片帮、老巷内有害气体和积水对回采作业的威胁, 故不可取;采用跳采绕过法过东大巷, 会增加掘进工程量, 需要将采场内综采设备全部搬家至新切眼, 不仅浪费大量的人力、物力和财力, 同时还会造成工作面的正常接替工作和增加煤损率, 故不可取。利用搭顶铺底的方法, 不仅有效地提高了回采安全水平, 同时不影响煤炭回采, 但搭顶铺底需要消耗一定的木什, 且该部分木什难以回收, 原煤成本会增加1.2%左右, 综合考虑无煤损和安全水平, 利用搭顶铺底过东大巷是比较科学合理的。在过东大巷期间, 采用搭顶铺底方式保证了回采作业的安全性, 未出现冒顶和支架歪斜现象, 保证了推进度, 为工作面高产、高效奠定了基础。
5 结语
通过实践研究证明, 搭顶铺底方式过东大巷是有效合理的方案。在实际操作中还应注意结合现场情况, 并注意各种安全隐患。此方案的成功可以为其它类似情况提供一些理论和实践依据, 但一定要注意结合实际情况制定方案。
摘要：根据C203工作面实际开采情况制定了过东大巷技术方案, 通过方案对比决定采用搭顶铺底的方式过东大巷。根据该方案要求, 综合考虑现场实际, 提出了必要的安全技术措施, 确保了C203工作面在过老巷时的安全连续回采作业。C203工作面过老巷的成功实践, 为今后综采工作面过老巷积累了丰富的经验, 同时为相似条件下的综采工作面过老巷也提供了一定的理论和实践依据。
关键词：过老巷,搭顶铺底,措施,效果分析
参考文献
[1]栾兴亮, 陈岐范, 韩义.工作面过老巷技术[J].山东煤炭科技, 2002 (6) :19-20.
[2]陈虎, 陈胜.综采工作面过老巷技术实践[J].山东煤炭科技, 2012 (3) :32-33.
[3]龚梦秋, 张莉.综采工作面过老巷连续回采技术探讨[J].水力采煤与管道运输, 2012 (1) :80-82.