顶煤回收（共4篇）
顶煤回收 篇1
摘要：本专题通过对放顶煤开采的发展, 并结合部分煤矿的放顶煤工作经验, 数据统计和理论研究, 提出了针对云冈矿提高放顶煤回收率的一些技术途径.
关键词：放顶煤开采,放顶煤回收率,顶煤弱化
1 前言
我国1982年开始研究引进综放技术, 1984年运用国产FY400-14.28型综放支架在蒲河矿首次进行了综放开采工业试验, 虽然试验并不理想, 但取得的经验教训很快在急倾斜煤层中获得成功并推广应用。1990年4月阳泉矿务局4个矿均采用ZFS4400--16/26型中位开天窗综放支架, 于1990年7月取得了月产14万吨的最好成绩, 大面积地获得了综放开采的支架的良好技术经济效益, 把缓倾斜综放开采推向一个新高潮。紧接着1992年, 潞安矿务局漳村矿使综放开采突破了200万吨, 工效110吨/工的世界水平。到1994年我国已有28个矿务局62个综放工作面, 1998年矿兖州矿务局东滩矿综放队再创年产501.06万吨, 工效235/4吨/。
2 提高顶煤放出率的几个途径
顶煤放出率是指放煤口放出的顶煤量与要放顶煤量之百分比, 即:顶煤放出率= (要放顶煤量-放煤损失) /要放顶煤量×100%
因此提高顶煤放出率的技术途径也就是减少放煤损失的技术途径。为此应从两方面着手, 其一是从改善顶煤冒放性着手, 如各种软化、弱化顶煤, 减小冒放块度的措施;其二是从改进放煤工艺、放煤参数和选择合理架型着手。本节着重阐述几种改善顶煤冒放性的技术途径。
1-干煤试件;2-湿煤试件3-干裂缝;4-湿裂缝
2.1 预注水软化煤体机理
煤体是具有两种不同空腔系统的介质, 一种系统是不易导水的孔隙系统。煤体孔隙在注水压力和毛细管作用力的共同作用下吸附水付。从而使煤体颗粒间的内聚力C和内摩擦角φ降低.根据岩石破坏的库仑一莫尔准则, 煤块的强度将大大降低.如图1中的曲线2所示。另一种系统是导水性能好的裂隙系统, 它对注水起着一种连通作用, 当煤体的固有裂隙面吸附水后, 摩擦角φ也会大大降低, 从而也使煤体的强度降低, 如图1中的曲线4所示。其次, 当煤体内注入压力水后, 由于存在有孔隙水压δn, 使煤体有效应力δn''=δn-δw发生变化, 如图2所示, 则煤体抗剪强度为:τw=Cw+ (δn-δw) tgφw
式中:Cw=煤体注水后的内聚力;φw=煤体注水后的内摩擦角.
因此注水煤体抗剪强度较干燥煤体抗剪强度降低了Δτ, 即:Δτ= (C-Cw) +δn (tgφ-tgφw) +δntgφw
即为水对煤体抗剪强度所具有的综合力学效应。其中 (C-Cw) 为软化作用使煤体的内聚力产生的降低量, (tgφ-tgφw) 为软化作用使煤体的内摩擦系数产生的降低量.以上就是预注水软化顶煤的机理。
(1) 预注水工艺参数
顶煤压力预注水的原理是利用煤体吸水后的软化特性, 降低煤体强度, 改善冒放性能, 达到提高顶煤放出率之目的。为此, 首先依据软化特性曲线, 确定注水含水率, 即:
式中:δc--需要降低的煤体强度, MPa;η--要求煤体达到的含水率, %;a、b--所测煤体的实验常数;
然后, 根据要提高的含水率ηg=η-ηy, ηy为原煤含水率, 计算每孔注水量Q:
式中M--顶煤厚度, m;L--注水孔长度, 依工作面长度而定;L--封孔长度, m;一般不少于4-5m、S'--预选钻间距.
计算湿润半径R:R=姨Q/π (L-l) γηgK1
式中K1--注水不均匀系数, 对于孔隙率较高的煤体, K1取0.2。
为了充分湿润煤体, 降低放煤块度, 一般采用重复浸湿布孔法, 故注水孔间距S为:S=2R-a式中a--重复湿润范围, a=2R/3
计算每孔注水时间t为:t=Q/a
式中q--注水泵流量。若注水时间过长.不能满足工作面快速推进的需要, 可考虑多台泵并联注水系统。
式中b--水压变化系数, 依实验而定;A--导水系数初值。cm/h.依实验而定;γw--水的密度, kg/cm3;q1--每厘米孔长每厘米煤厚每小时注水量, g/h·cm2, 由注水泵流量计算得;L--平均注水距离, cm, L2=S/2;K2--重复湿润系数, K=1.1~1.2;
上式注水压力为注水孔口压力, 实践中还应考虑管路损失, 然后依q和P选择相应的注水泵。
(2) 预注水孔布置及注水系统
放顶煤开采的注水孔布置依工作面长度不同.可有单侧和双侧布置, 工作面长100m左右, 可用单侧布孔.即从工作面的回风平巷向工作面运输平巷侧钻深孔的布置。工作面长200m左右, 一般用双侧布孔, 即从工作面的上下平巷向顶煤工作面中部钻探孔的布置。根据注水巷的位置不同有底层巷布孔和顶层巷布孔, 底层巷布孔是工作面的底层回风 (或运输) 平巷向顶煤钻孔, 如图3所示, 此时钻孔有相应的仰角α, 顶层巷布孔是在工作面的顶分层瓦斯巷或工艺巷向顶煤钻孔, 如图3所示, 此时一般为水平钻孔。如此方式, 即一台泵超前工作面100m以外注水, 另一台泵超前工作面50m内复注水, 三班轮流每天注水不少于16h。
2.2 预爆破弱化顶煤机理
顶煤的预爆破是在无自由面的条件下, 在实体煤中强力挤压爆破, 爆破后形成的裂纹是由微观到细观以致宏观的逐步扩展过程, 煤体爆破时, 裂隙每扩展一步, 就增加了新的断裂表面, 需要耗费更多的能量, 应力波能量转化为新爆裂表面所需的表面能, 爆生气体的后继破岩则是一个准静态过程.谢和平教授等通过煤体爆破分形能量释放模型的实验认为:耗散能量密度与破裂密度、裂隙分布分维之间成正比, 因此耗散能量密度越大, 煤体内部产生的裂纹越复杂, 裂纹比表面积越大.煤体预爆破效果愈好。
根据上述机理, 运用分形能量释放模型, 定量地比较了矩形、矩形加中空孔、三角形3种布孔方案对块度分维、表面裂隙分维的影响, 结果表明, 在同等药量情况下, 三角形布孔的爆破块度和表面裂隙分维均大与其他布孔, 矩形加中空孔方案优于单纯矩形布孔, 但较三角形布孔多施l/3的钻孔.因此三角形布孔为最优试验方案。
预爆破弱化参数:
(1) 合理炸药单耗量确定。炸药单耗量是指爆破单位煤岩体所需炸药量;它与炸药的爆炸性能、煤岩体力学性能.节理裂隙发育程度:爆破参数、装药结构、起爆参数、装药结构、起爆方法以及爆破破碎要求等有关, 一般用经验类比法确定如下:
按控制爆破的经验值确定:顶煤预爆破选用中硬岩 (f=4~6) 松动裂缝要求, 考虑无自由面, 相应增大18%得:
式中qb--控制爆破炸药单耗量.g/m3, 查《煤矿总二程师工作指南》第283页, 一般为160-180g/m3;
e--炸药系数, h--炸药猛度.Mm;φ--炸药爆力, cm3。
按松动爆破的经验值确定:当岩石硬度系数f=1~4时, q=0.4~0.5kg/m3.
按抛掷爆破的炸药单耗量确定:计算前首先在现场做爆破漏斗试验, 确定抛掷药量Q, 爆破漏斗深W, 爆破漏斗指数n=r/W,
r为漏斗半径, 然后用下式计算:
式中K--松动爆破系数, 取0.2~0.3;
依据上述方法, 最后考虑所爆顶煤的条件综合确定最低合理炸药单耗量。
(2) 预爆破孔间排距.在合理炸药单耗量确定的基础上, 初定爆破孔间距B:B=nl1q1/ (M2Lq)
式中M2--需弱化的顶煤厚度, m;L--需弱化的顶煤深变.m;q--合理炸药单托量, kg/m3;n--弱化顶煤的炮孔排数;l1--每孔装药长度, m;q1--每米炮孔装药量, kg/m
上式计算后, 再根据顶煤的赋存情况作适当调整。
预爆破孔的排距依顶煤强度、厚度、裂隙发育程度以及顶层巷的高度而定。一般底排孔距工艺巷底板不少于0.4m。顶排孔距工艺巷底板不少于1.0m。故孔排距一般为0.7~1.0m。
(3) 预爆破钻孔参数。预爆破钻孔的直径一般为60mm, 特殊需要时可用90mm的大孔径, 孔的长度依工艺巷的布置和工作面长度而定。一般以30~40m为宜, 过长不宜保证钻孔的方向和质量, 过短则增加了工艺巷道的掘进量.钻孔一般与工作面呈平行布置, 顶排孔水平钻进, 底排眼依孔口距工作面顶板距离而定, 可适当向下有5°~10°的俯角, 但孔排距工作面顶板不少于1.2m。
(4) 装药结构。一般采用径向不偶合轴向连续装药结构, 即钻孔直径大于药包直径, 用空气间隔增加破煤能量, 降低对孔壁的冲击压力, 增加爆炸应力波的作用时间和比冲量, 从而提高炸药能量的有效利用率, 所以Ø60mm的孔径, 采用Ø50mm的药包直径, Ø90mm的孔径, 采用Ø75mm的药包直径。
(5) 一次最大起爆炸药量;通常的爆破由于有较好的自由面, 爆破振动不会影响附近的矿山工程结构.但顶煤的顶爆破无自由面, 起爆炸药量过大, 会影响到工作面回采巷道的安全, 因此应确定一次最大的起爆炸药量, 确定方法是通过现场的爆破振动测试及空气冲击的超压计算, 按给定重点允许振动速度20m/s确定。
2.3 减少初采损失的技术途径
初采由于顶煤悬露面积小, 支承压力低, 因此顶煤难以破碎, 且冒落滞旨, 为此可采取以下措施, 促使顶煤提早破碎冒落, 尽可能减少不放煤的宽度。 (1) 条件允许的情况下, 在切眼处的支架后放顶煤和煤帮上打眼放炮, 崩出一个沿轴向的沟槽, 便于随工作面推巡进, 顶煤即时冒落。 (2) 工作面开采前在切眼的外上侧沿顶板掘一条与切眼平行的辅助巷。并在辅助巷靠切眼一侧和底板上打眼放炮, 人为地使顶煤形成悬臂冒落.减少仍采损失。以上两种措施均为一般的打眼放炮工艺.用煤电钻打眼。眼深1.8~2.0m, 炮眼直径?42mm, 装药量每孔150-300g, 眼距1.5~2.0m。 (3) 深孔初次放顶措施.对于硬煤硬顶的综放工作面, 必须实施深孔初次放顶的措施.以便将顶煤和顶板提前崩落, 减少初采损失。另外, 合理布置头设备, 减少端头顶煤损失宽度, 把后部输送机机头传动部改为垂直式布置, 并置于靠煤壁一侧, 伸入端头支架的第一架中, 转载机放在端头第二架中, 后部输送机为侧卸式, 侧卸口设在第二节过渡留槽上。这种布置的优点是: (1) 工作面所有支架均设计为低位插扳式放煤机构, 放煤口比较划一, 无支架尾部参差不齐问题, 有利于减少放煤损失。 (2) 端头第一架支架有较大活动空间, 便于对前后部输送机的操作和监视。
但这种布置存在以下缺点: (1) 前部输送机的机头退到了工作面的支架内, 要改制特殊的过渡架, 以放置前部输送机的传动装置, 而且采煤机爬过渡槽割煤较困难。 (2) 端头第一架支架放下的顶煤要落到后部输送机机头部的下链槽, 通过回链把煤拉到底槽卸煤口转入转载机, 故大块煤容易卡住, 增加后部输送机的故障率。 (3) 后部输送机的传动装置放住端头第一架上, 且空间小, 且使端头支架和后部输送机的推移发生困难.这些缺点在实践中需进一步研究克服。
3 提高综放采出率的经济效益分析
云冈矿3号煤层的综放开采从初期的工业性试验, 发展成为一种成熟的厚煤层开采技术, 在试验发展完善和推广应用综放技术的过程中, 针对开采技术使用时出现的许多问题, 做了全方位的综合研究, 特别是在提高综放采出率方面, 进行了多方面的试验研究, 获得了明显的效果.采用了煤层高压预注水软化顶煤、采空区残煤回收技术, 实现了放顶煤回收率的持续提高.在此, 结合云冈矿的实际条件, 分析采用这些提高采出率技术的综合技术经济效益。
3.1 经济效益分析的前提条件.
为了在一个综放工作面或综放采区内, 分析项提高综放采出率措施的经济效益, 需要按照云冈矿3号厚煤层综放开采的实际条件做出理想的假设, 然后在统一的计算口径下分别做计算分析, 才能得出有用的结论。
云冈矿7号厚煤层, 平均厚6.5m, 底层采高3.0m, 放煤高度3.5m, 煤柱护巷宽度3.5m, 采放比为1:1.16, 工作面长度为200, 工作面推进长度2200m, 原先采用的煤柱护巷宽度为15~20m, 窄煤柱护巷宽度为5m.以往采用爬顶收尾方式, 末采距离为35m, 底层收尾应用板梁支护撤架空间是末采距离为20m, 而应用提高综采放出率的钢丝绳锚网支护技术其末采距离减少为14.4m。
3.2 预注水后的经济效益。
预注水弱化顶煤可以提高综放工作面的放煤率, 工作面初采期间 (10m) , 末采期间 (14.4m) 以及工作面两端头 (各3.0m) , 注水弱化顶煤不起作用, 则能用注水技术提高顶煤放出率的范围是
应用预注水弱化顶煤技术, 能将顶煤放出率提高17.37%, 若按10%进行计算, 则可多采出的煤炭产量为
式中I-工作面推进长度;L-工作面长度, m;hd-顶煤厚度, m;γ-煤层密度, ×103kg/m3.
4 研究过程中所获得的经验
放顶煤方法的应用目前在国内不少地区应用非常广泛, 由于地形地质条件的不同, 所选用的开采方法也因而不同。但总体来说现在的设计理念都采用人性化的设计思想, 以人为本。首先考虑安全问题, 主要是顶煤控制问题;放顶煤开采最大程度上要保证采煤机的推进速度, 又要尽最大可能地放出顶煤。云冈矿在放顶煤开采方案的选择时候就兼顾了这些方面, 取得了很好的效果, 各矿区可以借鉴。
顶煤回收 篇2
关键词：综放采煤工作面,回收率,损失
1 综放开采煤损失分析
1.1 放顶煤开采设计造成的损失
1) 护巷煤柱损失。其中包括区段煤柱、上 (下) 山煤柱和采区隔离煤柱等。如采用无煤柱开采, 该部分煤炭损失将明显减少。2) 开采参数的影响。如工作面长度、工作面推进距离 (采区走向长度) 等, 增大工作面长度可使顺槽煤柱损失的比率减少, 而加大工作面推进度则可降低首、末采煤炭损失的比率。3) 首末采损失。为了确保回采空间及支架撤除时的安全, 工作面首末采时都人为地留有部分顶煤不放, 从而造成煤炭的损失。4) 端头损失。为了保护工作面两端的出口, 综放工作面两端通常各留2~3架不放顶煤, 这部分损失率随工作面长度的增加而减小。
1.2 放煤工艺引起的损失
1.2.1 煤层厚度引起的损失
随着工作面的推进, 顶煤的运动和破坏一直处于变化之中, 而顶煤破坏的发展在厚度方向是有一定范围的。因此, 当顶煤厚度较大时, 上位顶煤厚度较小时, 放煤的初期就容易造成混矸, 从而降低煤炭的放出率。
1.2.2 放煤步距的损失
理想的放煤步距应是使得顶煤上方的矸石与后方矸石同时到达放煤口, 这样可取得最好的放煤效果。放煤步距过大则顶煤上方的矸石首先到达放煤口, 使后面的顶煤不能放出, 而放煤步距过小则在放煤初期后方矸石就涌入放煤口, 使上部的顶煤不能全部放出。
1.2.3 放煤方式的损失
合理的放煤方式应使煤矸接触面均匀下沉, 从而使煤矸有效地分开, 最大限度地回收顶煤而减少混矸。放煤过程中如不能很好地控制放煤方式, 放出的顶煤混矸就会很严重。目前综放工作面的放煤方式主要有顺序单轮、间隔单轮和顺序多轮放煤, 但无论采用什么样的放煤方式, 煤炭损失和混矸是不可避免的。
1.2.4 顶煤破坏程度的影响
顶煤的有效破碎是顶煤顺利放出的前提, 当顶煤的强度较大, 破碎不够充分时, 移架后冒落的顶煤呈大块, 可形成临时性结构, 或移架后不能在切顶线后方及时断裂, 形成悬顶。无论大块还是悬顶, 都会使大量的顶煤丢失而降低回收率。此外, 支架的架形、移架速度、放煤速度及放煤工的素质等都会对顶煤的损失造成一定的影响, 从而造成顶煤的回收率降低。
2 提高综放工作面顶煤回收率的技术及管理措施
根据综放工作面煤炭损失量的分析, 放煤工艺造成的煤炭损失占45%~60%, 因此, 深入研究综采放顶煤工艺, 最大限度地提高综放工作面内顶煤的回收率, 是提高综放开采采区回收率的主要途径。
2.1 合理选择综放架型
2.1.1 顶煤的放出以顶煤得到充分破碎和松散为前提
高位支架则由于松散的空间较小, 因而顶煤的松散高度和松散程度较小, 不利于顶煤的放出, 而低位支架则由于可松散的空间增大, 为顶煤的破碎和放出提供了良好的条件, 因而顶煤易于放出, 使顶煤的回收率相对提高。
2.1.2 支架长度的影响
支架对顶煤的反复作用次数取决于支架梁端至放煤口的距离, 低位支架顶梁较长, 顶梁上方的顶煤在支架的反复支撑作用下, 到放煤口上方时能够充分破碎成松散煤体;高位支架顶梁较短, 支撑次数少, 不利于顶煤破碎。因此从提高回收率出发, 应首选低位放顶煤支架。
2.2 放煤工艺参数的确定
综采放顶煤的工艺参数主要包括放煤步距、方式和方向等。顶煤厚度较小时, 采用单轮间隔放煤效果较好;顶煤厚度大时采用多轮顺序放煤方式效果较好。放煤步距必须与顶煤厚度、架型、顶煤断裂角及松散煤岩运动规律等相适应。最佳的放煤步距是使顶部和采空区侧的矸石同时达到放煤口。由于影响因素各不相同, 生产中要根据具体的地质及开采条件确定合理的放煤步距。放煤方向一般是从工作面下端开始放煤, 这样有利于顶煤的回收。
2.3 工作面参数的选择
由于端头顶煤的损失及工作面首末采的损失率与工作面长度及推进度有关, 因增大工作面长度及推进度可减少这部分煤损所占的比例。因此, 要尽可能加大工作面参数, 从而提高顶煤的回收率。
2.4 合理的工作面推进方向
综采放顶煤可采用走向长壁, 也可采用仰斜或俯斜长壁开采, 根据实际观测, 俯斜开采有利于顶煤回收的提高, 这是因为俯采时, 顶煤的水平分力指向煤壁, 促使顶煤向放煤口方向运动, 并且随着煤层倾角的加大, 顶煤放出的效果更佳。同时俯采时采空区侧的矸石向放煤口处的运动也比较顺利, 这时若放煤步距过小, 则采空区矸石易于混入顶煤, 因此, 俯采时放煤步距应适当加大, 而仰采时则应适当减少。
2.5 放煤工艺的管理
综放开采的推广应用, 对生产技术管理工作提出了更高的要求, 因此提高综放回收率的应做好以下工作:1) 建立各种规程的实施规定、安全技术措施和现场管理方法, 严格控制丢煤。针对具体条件, 因地制宜地摸索出合理的放煤步距和放煤方式, 并在实际操作中严格掌握, 使放煤效果处于最佳状态。2) 加强端头支护, 取消工作面两端的护顶煤。3) 尽量减少工作面首末采损失。4) 加强综放工作面及放顶煤工艺管理, 加强放煤工的技术培训, 提高放煤技能和责任心。
参考文献
[1]本书编写组.煤矿开采方法[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
[2]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1998.
[3]陈炎光.中国采煤方法[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1997.
顶煤回收 篇3
1 低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的构成
低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的构成主要有以下三个方面:
(1) 必要性损失。这部分损失主要包括一般工艺性损失、工作面的初采和末采损失以及工作面上下端头的损失。 (2) 缺陷性损失。这一部分损失主要是指由于先期的区域地质构造作用导致的损失和由于决策失误引起的损失。一般工艺性损失是综放工作面煤炭损失的最主要部分, 占工作面损失的50%左右。 (3) 工艺性损失。这一部分的损失主要是开采区段或者分带煤柱损失和放煤工艺等引起的采空区脊背煤的损失。
2 低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失的治理
对于必要性损失, 我们在保证安全生产的前提下, 通过采用双切眼开采布置法、切眼沿采空区边界布置法和沿开采底板进行回收等方法进行处理, 已经大幅降低了其在低位综采放顶煤开采工艺煤炭损失中所占比例;对于缺陷性损失, 由于区域地质构造引起的损失是无法抗拒, 这一部分损失, 我们不能控制, 但是对于由技术决策而引起的损失, 我们通过引进智能决策体系, 也已经降低也起损失;对于工艺性损失, 虽然我们经过多年的能力, 采用合理的采放比和放煤间距, 已经改善了这一部分的损失, 但是其所占的比例依然很大。本文将重点研究采空区脊背煤回收。
3 脊背煤来源以及回收率的原因
3.1 脊背煤来源
脊背煤是指在采煤过程中, 顶板和侧壁上的煤落在刮板输送机上面, 随着刮板输送机的前进, 从刮板输送机上掉落在输送机后面而得不到回收的煤炭。主要来源有: (1) 采掘过程中, 由于切眼布置的不合理, 使得一部分煤炭在放落过程中流入采空区。 (2) 输送过程中, 由于过煤通道的设计施工部合理, 致使煤层底板上的煤炭没有被输送出去而遗留在采空区。 (3) 由于刮板机输送机自身高度的缺陷, 导致其可能无法将背后的残留煤炭进行回收。
3.2 脊背煤回收率低的原因
由于刮板机输送机自身高度的缺陷和为了满足刮板输送机的输送能力的横断面尺寸, 导致煤炭资源回收率比一般的开采工艺要低一些。
4 低位综采放顶煤后部刮板输送机脊背煤的回收设计
结合综放开采采空区脊背煤的成煤规律, 要消除脊背煤, 提高脊背煤的回收利用率, 就必须从脊背煤产生的源头上进行治理。
4.1 方案设计的基本思路
(1) 所设计的装置必须能够解决回收低位放顶煤后刮板输送机脊背煤的问题, 这是所设计装置的基本功能。 (2) 所设计的装置必须与刮板输送机进行配套使用, 可以减少能源的消耗。 (3) 所设计的装置应该分体设计, 建构简单紧凑, 不能占用太大的空间, 以便配合刮板输送机同时使用和利于对其维修或者更换, 提高其使用年限。 (4) 所设计的装置必须具有通用性, 最好能设计适应不同型号的刮板输送机的使用。 (5) 所设计的装置必须能适应于采掘工作面的各种工作环境, 还必须具有一定的抗压能力。
4.2 采空区脊背煤回收装置
根据采空区脊背煤的位置和来源, 笔者进行设计时根据脊背煤产生的原因, 用支撑板增设溜槽后部宽度回收装置, 如图所示。
回收装置主要有连接板、支撑板和溜板组成, 连接板主要是起连接作用, 将支撑板和溜板连接起来, 保证他们能够正常工作。支撑板作用是加大了后部溜槽的宽度, 使放煤的间距增加。支撑板能够承受来自脊背煤和顶板施加给溜板的压力, 使顶板或脊背煤压力集中在支撑板尾部, 从而减少脊背煤对溜板压力。支撑板下面部位设计成斜面, 与连接板连接处使用了轴承, 使得支撑板能够在溜槽拉移过程时下部受阻后造成尾部翘起, 而且支撑板上面部位带倾斜角度, 更便于尾部翘起后积聚的落煤进入溜槽, 使得采空区的脊背煤收集到刮板输送机内, 达到回收采空区脊背煤的目的。
5 该装置存在的不足之处
(1) 当采空区顶板破碎时, 该装置增加了后部溜槽拉移阻力, 需增加后部溜槽移运时的拉力, 增加了设备投入; (2) 在设备安装时, 需要对安装切眼的宽度要求更宽, 增加了切眼掘进量及顶板的支护难度; (3) 设备使用时需根据现场煤层赋存情况及顶板状况对支撑板的斜面角度进行分析调试, 需要逐步调试后方可达到最优回收效果。
参考文献
[1]党文刚.低位放顶煤后部刮板输送机脊背煤的回收方案设计[J].煤矿机械, 2009.09.
顶煤回收 篇4
望云煤矿分公司现采3#煤层。受庄头大断层(落差60～84 m)影响，井田内次生断层多，布置正规综采工作面难度大，直接造成大量的边角煤柱滞留回收问题。以前，采用XDY-1T型分体顶梁悬移支架进行边角煤回收，工人劳动强度大，工作面产量低，材料消耗大，安全生产条件差。
1 工作面概况
该工作面煤层厚4.4m，倾角3～6°，硬度f=1.5～2，局部夹矸石，厚0.10m左右，节理、裂隙发育，单轴抗压强度13.7MPa，单轴抗拉强度0.84MPa，属中等硬度煤层。煤层结构简单，赋存较稳定。工作面伪顶为炭质泥岩，厚0.2m左右，极易冒落，直接顶为中砂岩，局部含粉砂岩，可以随采随冒，老顶为中粒长石石英砂岩，质地坚硬，钙、硅质胶结，一般不易冒落，煤层底板为黑色泥岩或粉砂质泥岩，顶、底板硬度。顶煤冒放性为三类，适合于放顶煤开采。
1.1 工作面布置
工作面走向230m，倾斜75m，倾角平均5°采用“U”型方式布置，运输巷及回风巷均为单巷。全工作面75架支架，配备SGB620/40T型刮板机1部。
1.2 支护设计
根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为4～8倍采高顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：
式中：
P———工作面上覆岩石所需支撑阻力;
γ———上覆岩层平均容重，取2.5;
h———工作面采高，2.2m;
L———工作面最大控顶距，取3.6m;
b———支架宽度，0.96m;
g———重力换算单位，取9.8;
k———上覆岩层厚度和采高之比，一般为4～8，取8。
所选用的ZH1600/16/24ZL型支撑式液压支架，额定工作阻力1600 k N，经验算比较，所选支架支护强度符合要求。
ZH1600/16/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架参数如下表1。
2 与XDY-1T型分体顶梁悬移支架放顶煤工作面对比
2.1 XDY-1T型分体顶梁悬移支架存在问题
2.1.1 移架、支柱时，工人劳动强度大，危险系数高。
2.1.2 支架横向稳定性较差，老空顶煤回收率超过70%。顶板来压时，老空方向推力容易推跨工作面支架而发生安全事故。
2.1.3 全工作面铺顶网，金属网消耗量大，吨煤生产成本增加4元，后工作面顶煤回收率也受到一定影响。
2.1.4 工作面支架支柱支护工作阻力较低(18M Pa)，顶板来压均需支设大量戴帽中柱，坑木及单体柱消耗量均较大。
2.2 ZH1600/16/24ZL型整体支架优点
2.2.1 移架操作时，工人只需操纵集控阀组将前后4柱同时提
起前移，动作简化，速度快，工人劳动强度降低，回采工效有效提高。
2.2.2 支架稳定好，不倒架。
工作面所有支架通过托梁系统连为一体，使得支架稳定性及安全性大大提高，工作面不会出现倒架、扭架现象。即使支架上方出现局部空顶现象(宽度≤3m，高度≤1m)或未支撑好，相邻支架将抬着该支架并帮其支护顶板。
2.2.3 护顶面积大，放顶煤不用铺网。
该支架顶梁采用整体箱式结构，宽0.96m，长2.6/3.0m，护顶面积可达到95%以上，对顶板实现了全封闭管理。破碎顶板工作面不会出现漏顶现象，也不会出现分体式支架的网兜现象。
2.2.4 对松软底板工作面适应性较强。
该支架在坚硬底板工作面使用时，可不用底盘;在中软底板工作面使用时，支架可两前柱共用一个底盘，两后柱共用一个底盘;若工作面底板非常软时，支架前后4柱可共用一个底盘，底盘面积可达1.2m2以上，可有效解决工作面支柱严重穿底现象。
3 存在问题及解决办法
由于整体顶梁悬移支架护顶面积大，基本取消了铺设金属顶网工序，客观上有利于提高后工作面顶煤的回收率，但支架后侧流矸可能会大量涌入工作面发生伤人安全事故。
3.1 解决办法
3.1.1 根据煤层倾角合理布置工作面，尽量采用仰采方式。一方面，可以防止放顶煤和移架过程中支架上方矸石大量涌入工作面，同时也可防止采空区侧冒落的顶板矸石冲击支架后柱。
3.1.2 禁止正对放煤口捅煤，大块煤可临时提起1棵后柱，严禁将支架两后柱同时升起，防止大块煤矸涌出伤人。必要时，采用防串矸设施进行临时遮挡，流入采场的大块矸石要尽量堆放采空区侧。
3.1.3 移架应选择采用邻架操控方式，所移支架前后5m内严禁无关人员驻留。
另外，由于该支架为整体顶梁悬移支架，工作面所有支架均被托梁套联接成一整体。虽支架横向稳定性得到加强，但支架组合梁上下、水平弯曲的活动空间也因此受限。工作面内局部坡度较大、顶板出现较大高低错差或者遭遇地质构造时，就容易造成局部地段空顶接顶不实现象，或发生支架上串、挤架、损坏托梁问题。为此采取：
3.1.4 加强工作面“四直、一平、二畅通”管理力度，即：煤壁直、煤溜直、支架直、托梁直、支架平、工作面上下出口保持畅通。
3.1.5 工作面回采过程中，若遇地质构造或顶板不平时，在开帮煤后应及时在支架顶梁上方铺垫小方木接顶处理，保证支架接顶严密;顶板破碎，片帮严重时，须在支架上方铺设金属顶网。
3.1.6 回采过程中遭遇地质构造时，应尽量使工作面保持大致同一坡度，必要时可在局部地段留底煤或破底板推进。
3.1.7 布置仰斜回采工作面时，工作面两顺槽巷道与切眼巷道布置应根据煤层倾角选择合理伪斜角，以避免工作面支架和刮板输送机的上串下滑。