采煤工作面支护论文（精选9篇）
采煤工作面支护论文 第1篇
1 采煤工作面合理支护的原则
采煤工作面大面积的支护是以单根支柱支护, 顶板情况特殊处, 采用特殊的支护形式, 二者组成了一个支护整体, 控制住顶板, 形成一个采煤的作业空间。就单根支柱的支护来讲, 支护的质量有支柱的柱距、排距、排数、角度、初撑力、支柱的长度、应采用哪一种类别的支柱、选用的支护形式是否合理等, 如果有不合格, 则说明支护的质量没有达到要求, 也即是留下了安全隐患。
支柱首先应排在一条直线上, 前提必须是工作面煤壁是直线, 工作面的各处承受的压力才均匀, 才形成压力集中点。压力集中点的顶板的压力将比其它地段的压力增加数倍, 顶板就有可能失去控制而冒落。如果支柱的排数少于规定排数, 就降低了整个工作面支护的支撑力, 而出现切工作面的情况。如果采煤的推进度没有按照《作业规程》推进, 排距就会与推进度无法同步, 造成排距过大或过小的情况。排距过大则增加了全部支柱的控顶面积, 每根支柱所承受的压力比规定的要大, 这样对支护是不利的;如果排距过小, 虽然每根支柱的承载力减小了, 又不利于职工操作。支柱的初撑力达不到要求, 相当于该支柱没有受力, 顶板会提前离层冒落。支柱的长度不合适, 如果是太短则初撑力达不到质量要求, 成为无效支柱, 如果支柱过长, 支柱的角度则无法达到质量要求, 仍然成为无效支柱;当支柱不够长时, 有的工人简单地采用双帽的形式, 降低了支柱的稳定性, 遇软底应穿鞋, 不然初撑力也达不到规定要求。支柱的柱距增大也会造成悬顶面积过大, 两支柱之间的顶板容易冒落, 也就是所说的“漏档”, 而柱距过小也是不利于工人作业。支柱的角度没有达到规定要求, 该支柱受压后就会产生一个分力, 承受的压力相对小很多, 而且受压后容易倒伏。
2 采煤工作面合理支护密度的确定
2.1 影响支护密度的因素
2.1.1 顶板压力大小是影响支护密度的首要因素。
2.1.2 支柱类型、性能、质量优劣等也是影响支护密度的因素。
2.1.3 工作面支护布置方式也是直接影响支护密度的因素。
2.1.4 生产管理水平高低, 操作是否合理,
工作面推进快慢, 工作面的规章制度是否健全, 执行是否认真也是影响支护密度的因素。
2.2 工作面顶板压力计算
支柱所承受的载荷由下列三个部分组成: (1) 直接顶的重量作用到支柱上的载荷Q1; (2) 由于裂隙影响, 而使老顶不能形成平衡拱那部分岩石重量及老顶周期压力影响, 通过直接作用到支柱上的载荷Q2; (3) 由于支柱性能改变及操作质量影响使支柱所承受的附加载荷Q3。由于矿田煤层顶板多为ⅠⅡ类顶板, 因此, 以ⅠⅡ类顶板特点为依据, 通过煤层采高计算直接顶垮落高度和岩石重量, 并用系统数考虑老顶和支护质量的影响, 对顶板压力做以计算。
2.3 单体液压支柱的选型与实际工作阻力的计算
2.3.1 支柱选择的依据:不同型号的支柱
工作阻力, 支护密度的大小也不同, 因此, 在确定支护密度之前, 要对支柱进行选型, 以确定支柱的额定工作阻力。为此, 以计算支柱的最大与最小高度, 做为支柱选型的依据。
2.3.2 单体液压支柱最大, 最小高度的选
型, HD=MD-h-h1Hx=Mx-hp-h-h2。式中MD、Hx支柱的最大、最小高度;mm;MD、MX煤层最大、最小高度;mm;h铰接顶梁高度, 一般为95.5mm;h1支柱工作阻值由零增加到工作阻力时支柱压缩量一般为10mm;hp工作面顶板最大下沉量平均值, mm;h2活柱的最小安全回柱高度, 一般采高大于1.2m支柱取50mm, 采高小于1.2m支柱取30m。若无观测资料, 工作面顶板最大下沉量平均值却可按下式计算, hp=nMpR式中n与岩体整体力学性质有关的系数, 可取0.04~0.05;Mp煤层平均采高;R工作面最大的控顶距。
2.3.3 单体液压支柱实际工作阻力的计算,
在工作面上由于单体液压受支柱完好情况、支柱支护质量、控顶距变化、支柱在工作面中所处的位置及支柱增阻特性等不同因素的影响, 其实际可能达到的工作阻力变化是很大的。因此不能用说明书上的工作阻力直接进行支护密度的计算, 必须用支柱实际可能达到的阻力计算支护的密度。即Ps=K1K2Pe式中Ps支柱在工作面中实际可能达到的工作阻力, K1一支柱承载不均衡系数;K2支柱增阻特性系数, 为支柱在工作面中平均承载阻力与最终承载阻力之比值 (因单体液压支柱为恒阻支柱, 故K2为1) ;P选用支柱额定工作阻力。
2.4 支柱支护密度的确定
2.4.1 支护密度的选择计算, 由于支柱实
际可能达到的工作阻力Ps和顶板压力Pi已经确定, 因此, 可用下式计算工作面的支护密度, Ni=Pi/Ps式中Ni顶板支护密度, 根/立方米;Pi顶板单位面积上的压力;Ps支实际可能达到的工作阻力。
2.4.2 实际支护密谋的计算和验算, 式中
计算的支护密度Ni为顶板压力和支柱实际工作阻力确定的, 可称之为工作面最小的压力时, 所必须达到的支护密度。而工作面实际支护密度还要受场支架布置方式之影响。受下料、行人、机道宽度、通风断面等条件的限制, 因此, 必须通过对采场支架布置图的支护密度进行计算, 才能验算其是与Ni值相符合与否。
2.4.3 讨论:当Ns 护密度达不到安全的要求, 当Ns≥Ni时, 并且互相接近时为合理, 否则应重新调整工作面支架布置方式, 以使当Ns等于或略大于Ni, 一般情况下当Ns-Ni Ns, 一般情况下N3-Ni N3不大于10%时为合理, 若Ns比Ni之大于10%以上时, 说明工作面的实际支护密度太大, 不经济, 劳动强度大, 也不合理。 当出现上述情况, 要对工作面的支护规格进行调整。调整到合理支护密度。为此式中的Ni, 用Ns代替得下式Ni=n/L[s (n-1) +a], 一般情况下, 工作面的支柱排数n是根据工作面的必要工作空间和通风断面要求确定的。机组截深s是由顶板状况、机组功率大小、机组滚筒宽度, 配套的顶梁长度决定的。机道宽度a一般可定为1.2m, 因此, n、s、a为已确定的已知道, 这样只要调整柱距L, 就可以达到调整N的目的。故转换成下式L=n/Ni[s (n-1) +s]分别将n, Ni, s, a已知值代入式中就可以计算出Ni应的Ⅰ值。则按L、n、s、a各值设计采场支护布置。其支护密度Ns和用顶板压力Pi, 支柱实际工作阻力Ps算出的支护Ni, 必定是相等和十分相近的, 因此该支护密度是合理的。 结语:合理确定回采工作面的支护密度, 是促进回采工作面持续高产、稳产, 并获得良好的经济效益, 提高资源回采率, 保障矿工生命安全的重要手段, 具有十分重要的意义。
参考文献
[1]潘文来.浅谈高档工作面合理的支护密度[J].煤炭技术, 2004 (11) .
[2]彭节, 徐志远.小煤矿采煤工作面合理支护密度的计算[J].中国科技信息, 2006 (3) .
采煤工作面支护论文 第2篇
采面支护质量与顶板动态监测
分析、处理制度
织金县八步镇鑫安煤矿 二〇一四年一月 采面支护质量与顶板动态监测
分析、处理制度
为杜绝采、掘工作面在复杂地质条件下发生大面积冒顶和垮面压架事故的发生，切实加强现场矿压观测和支护质量监测工作，搞好采、掘工作面的顶板安全管理，特制定本制度。
第一章 成立矿压观测组织机构
成立矿压观测组，矿压观测组设在生产技术部。在总经理、总工程师、技术部经理、分管副经理领导下，组织完成有关矿压观测与支护质量监测的各项工作任务，把矿压观测列为现场顶板控制工作的重点。充实观测人员，根据顶板监测需要，最少配备5名专职观测人员(由综采队安排)，由矿压组统一管理，做到有计划有组织的开展矿压观测和支护质量监测工作。其主要职责有：
一、制定矿压观测、支护质量监测所用仪器仪表、设备配备数量和维修检测资金计划。
二、组织实施采、掘工作面矿压观测与支护质量监测，对监测数据进行处理和分析，对存在的问题提出整改意见并监督实施。
三、对特殊地点进行专项研究。对采煤和采煤工作面过断层、富水区、破碎带、交叉点、沿空巷道，编写专题观测方案，进行矿山压力专项研究，对观测进行分析总结，对特殊地点的顶板控制提出超前预防措施，严防重大冒顶事故的发生。
四、对锚网回采巷道的支护产品质量进行监督检验;对矿压、安全监测仪器仪表，严格按照国家计量器具管理制度进行强检。杜绝各类不合格品的使用。
五、对相关的矿压观测、支护质量监测技术资料、总结报告和监测数据等进行存档管理。
第二章 采面支护质量与顶板监测制度
一、综采工作面支护质量与顶板监测主要内容、指标、测站布置、方法
1、综采工作面日常支护质量与顶板动态监测主要内容和基本要求：撑紧、移够、站正、完好，使其能够有效控制围岩，减少冒顶事故，提高综采功效，保证安全生产。
2、主要监测指标分为支护监测指标、围岩状态指标和两巷超前支护质量指标。
(1)支护质量监测指标：
①关键指标：
1、初撑力
2、端面距
②辅助指标：
1、支架工作阻力
2、支架工作空间几何状态(支架歪角、排齐偏差、相邻顶梁台阶值、顶梁俯仰角、支架间隙)
3、液压系统工况(泵站压力、液压管路和密封件完好状况)
4、采高
(2)综采工作面围岩状态指标：端面顶板冒高、冒宽、冒区长度，煤壁片帮深度，片帮区长度。
(3)两巷超前支护质量指标：煤壁超前20m范围内支护完整，巷高不小于1.8m，有0.7m行人通道。按照作业规程规定加强端头及超前支护。
3、综采面矿压及支护质量观测测站布置： 每隔10台支架安设1台矿压观测表。
4、综采工作面日常矿压观测方法：(1)支架阻力观测： 直接读取压力表读数。
(2)顶板动态观测 ：在各测线处对顶板状态作统计观测，记录采高、端面距、片帮深度等。
(3)支架几何参数观测：采用目测普查，超标明显处用工具进行测记，包括顶梁走向角及倾角、顶梁错差。
(4)两巷超前支护质量监测 测量单体液压支柱的初撑力或工作阻力。
5、特殊时期的支护质量与顶板动态监测：主要包括初采、末采撤面、工作面顶板初次垮落和初次来压，该阶段对每台支架均要进行动态监测，其初撑力必须符合规定。
二、采煤工作面支护质量与顶板动态监测数据收集、分析、处理制度
1、采煤队负责进行现场支护质量与动态监测数据收集工作，每班由验收员监测一次，并在井下认真填写原始数据记录表。监测数据表内容主要包括支架循环初撑力、当前工作阻力、最大工作阻力。不按现场实际情况填写或没填写监测报表罚验收员100元。
2、现场验收员每班将井下测取的各种原始数据按记录表格填写清楚，采煤工区在每天下午5点前安排专人将3班监测记录表报送矿压组，矿压组将监测数据进行处理计算后，填入整理表格。不按时或不送报表，罚采煤队长、技术主管各100元。
3、对工作面支护质量及煤岩稳定性作出总体评价，并对存在问题提出整改措施和建议，由分管领导签署意见、采煤队签署整改措施后，存档备查，并现场监督整改。
4、工作面安装、撤面必须对液压支架初撑力进行动态监测，对液压系统完好情况进行统计观测，并将监测记录保存。
三、回采巷道支护质量与顶板动态监测数据处理
1、锚网巷道回采时，在采动压力影响区内，采煤队对采煤期间安设的顶板离层仪、巷道位移等测点，安排专人(兼职)每周测读一次。超前支护区内，每天测读一次，观测数据进行详细记录，观测期间还应对巷道支护状态进行统计观测，如有变形、网兜、片冒等现象要作出统计记录。
2、超前支护范围内，每天测定超前支护及密集切顶单体液压支柱的初撑力或工作阻力。
3、采煤队每天下午4点前将记录表报送技术部，技术部安排专人对监测数据及时分析处理，掌握顶板离层、围岩变形量随工作面推进的变化规律，发现异常及时向领导进行汇报。
第三章 采煤巷道支护质量与顶板动态监测
数据收集、分析、处理制度
一、顶板动态监测仪器仪表的安装、维护
1、采煤巷道顶板动态监测主要仪器为顶板离层仪，所有采用锚网支护的煤巷从施工到报废都必须在矿压组的协调指导下实行全过程地监测与维护。巷道采煤期间的安装、监测与维护工作重点由采煤施工单位在矿压组指导下进行;巷道竣工交接后到采煤工作面生产前其监测工作重点由矿压组负责，采煤工作面生产到巷道报废期间其监测与维护工作重点由采煤队负责。采煤、采煤队应设立煤巷锚网顶板离层指示仪监测小组，由专人(兼职)负责，报矿压组备案，并在人员有变动后及时通知矿压组更改。
2、锚网巷道顶板离层指示仪的观测采用定人、定岗、定时观测，煤巷锚网支护巷道的监测责任单位都必须建立巷道监测与维护档案，在巷道交接时，其巷道监测与维护档案一并交接。矿压组不定期进行抽查摸底，缺少此项每次罚责任单位100元。
3、所有煤巷锚网支护巷道及时安设顶板离层指示仪，不得以任何理由拒绝回推迟安装，且规范安装，确保离层指示仪能准确监测顶板变化情况，提供顶板离层的情况，深基点6m、浅基点3m。否则罚区队技术主管100元/个。顶板离层指示仪必须随迎头及时安设，不能滞后安设，否则罚区队技术主管50元。
4、顶板离层指示仪的安设必须按50m间距控制，间距过大的必须补加，并罚区队技术主管100元。
5、对于每条巷道的顶板离层指示仪施工单位必须明确本施工区队的现场监测人员，否则罚队长100元。
6、采煤、采煤、以及涉及使用到锚网巷道的单位，损坏离层指示仪的按200元/个扣罚。
7、特殊条件(断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点及硐室等)下的巷道必须按规定安设顶板离层指示仪，否则对施工单位技术主管罚款100元。
8、施工单位不能随意损坏监测仪器，损坏的按仪器原值的一倍罚款。
二、采煤巷道支护质量与动态监测的数据收集、分析、处理按下列要求执行：
1、巷道采煤期间距迎头200m以内顶板离层仪测量读数每天不少于1次，距迎头200m以外的范围测量读数每周不少于1次。
2、巷道竣工交接后到采煤工作面生产前期间测量读数每周不少于1次。采煤工作面生产至巷道报废期间测量读数次数按回采巷道支护质量与顶板动态监测数据处理要求执行。
3、每个顶板离层仪区队观测人员要认真收集、整理、保存顶板离层仪读数，并进行简要分析。如发现异常：
1、读数范围内累计下沉100mm;
2、日下沉量超过40mm/日。现场施工区队的跟班人员应及时采取应急措施，进行临时支护保证现场施工安全，然后报矿压组及有关领导，进行分析并制定有关措施上报矿有关领导，进行处理。
4、区队监测人员必须按规定观测顶板离层指示仪，读数并记录，有较大变化时及时向工区和调度室、矿压组汇报，记录不全罚款50元。
5、记录台账每周向技术部报送一次，不报罚款50元。
6、矿压组每月组织定期及不定期对采煤巷道锚网支护质量进行检测，定期为每旬检测，不定期为随时组织人员对巷道进行检测。检测锚杆间排距、锚杆角度、托盘贴沿情况、锚固力，不合格每项罚区队长100元/次。
锚索支护在采煤工作面顺槽中的应用 第3篇
【关键词】锚索支护；采煤；顺槽应用
解决该工作面及类似工作面顺槽的支护问题，扎煤公司灵北矿。在一采区根据相关的科技资料及其它经验数据进行了试验。收到了良好的效果，在一采区47012工作面改造支护形式。及47014工作面在巷道掘进施工中直接采用了加密錨杆的支护形式，在实际生产中效果显著，但我们又引进了锚索支护技术，使支护效果又进一步得到了提高。
1.47012工作面顺槽改造支护后的效果
1.1 47012工作面的具体情况
47012工作面回采一采区右五片570，煤层走向长670米，工作面长130米，煤层平均倾角28，煤层平均厚度为 2.85米，采用DE3.2型单体液压支护。走向长壁后退式采煤，炮采一次采全高。上顺槽为沿空留巷（密集木棚与石墙联合支护），下顺槽为锚秆与木棚联合支护（顶扳为间排距1米×1米双排锚秆支护，木棚为1米一架）在回采过程中，由于矿压显现强烈，造成顺槽变形严重，制约了工作面的正常回采。经过多次巷道修复加密木棚支护成密集木棚，但仍不能有效控制巷道顶板及两帮，而且耗时、费力，消耗了大量的坑木，施工极不方便。在采用锚杆支护后效果理想。
1.2原锚杆支护的技术参数
为保证工作面的正常生产，在距工作面外50米开始重新向外致工作面顺槽支护，采用锚杆支护，经几次试验后，采用规格16mmx l600mm锚秆，涨楔端部锚固。巷道顶扳采用三排锚秆固定，间排距为l m×lm，两帮锚杆布置分别为：下帮为四排锚杆，上帮六排锚杆，排距为0.5m，间距为1m。且两帮锚杆采用“一带两锚”的形式支护。“一带两锚”能够将锚秆相互联结起来，形成整体，并控制锚杆之间的煤体不让其垮落。保证锚秆不失效， 联结两锚杆之间的“带”采用硬质圆木做成的1.2m×0.15m×0.1m木方制成。
1.3原锚秆支护施工过程中的管理
施工过程中要求“木带”必须紧贴煤壁，且锚固力达到5吨以上，锚杆必须上尺上线，严禁锚秆失效。经改进支护，结果表明，锚杆与“一带两锚”支护比较理想，解决了工作面下顺槽维护的困难。但利用加密锚秆支护在施工中存在一些弊病，主要体现在施工工序多，时间消耗量大，而且要求施工质量极其严格。锚固力必须达到要求。但我们在实际生产应用中又不断引用新技术，引进了锚索支护技术。在实际应用中效果更显著。
1.4锚索支护
采用锚索钻机打眼，眼深为6米，在巷道中具体布置为：在顶板每 2米打一组锚锁，在巷道下帮每间距1米打一组锚索，在巷道上帮每间距距 lm x lm打两组锚索， 每两组锚索用钢带连结，钢带采用长1.4米，宽0.2米，厚 lcm形式的规格，利用树脂药卷锚固索钢，索钢长6.3 5米，直径为15.8mm，在顶板树脂药卷长1.2m（两节）。在两帮树脂药卷长为 2.4m（四节），通过锚固机锚固，使其初始锚固力为15吨以上，这样就使巷道围岩形成了一个整体。
1.5巷道变形监测与支护效果
47012工作面经改造下顺槽支护后，在实际生产中取得了良好效果，并且在工作面回采过程中，对工作面往外40m范围内进行了重点观测，在实际观测中，下顺槽经 采动影响后，巷道稳定，基本无破坏，巷道重点变形区域为距工作面煤壁25m以内，两帮变形量大于顶扳下沉变形量分别为：顶板 0.1m，下帮0.2m、上帮0.4m，后经改进下巷超前加强支护为双排间 排距 lmxlm单体支护，改间距为0.8m，超前支护距寓增为30m，进一步控制了巷道的变形。与加密锚杆支护相比。维护巷道质量又有所提高。
2.技术经济效益分析
2.1技术效益
应用锚杆与“一带两锚”联合支护解决了巷道难维护，难控制的难题。大大减小了巷道回采期间的位移变形，保证了 工作面的正常通风，行人及运输。有利地保证工作面正常回采推进，提高了工作面回采工效。但锚索支护又进一步提高了巷道维护质 量，加强了巷道的完整性。
2.2经济效益
加密锚杆支护节约了大量坑木，经计算每米巷道可节余资金约200元。降低了顶板事故率。保证了安全生产。工作面单产每月由原来1.1万吨提高到1.8-2.2万吨，极大的提高了经济效益。但利用锚索支护又节约了大量锚杆，锚杆为 32元/套，而锚锁为78元/组，每米巷道又节余资金约30元。更显著的是减少了施工时间，工效提高2倍以上。
3.结论
采煤掘进中高强支护技术的应用 第4篇
人们在日常生活及生产中对煤炭资源的需求量越来越大, 与此同时, 因为煤炭资源可燃性较好、储存时间较长和储藏量较大等特点, 煤炭在各行各业的用途越来越广泛, 煤矿开采行业的发展也越来越快。在煤矿开采过程之中, 煤炭的采掘面也正慢慢向地面更深处延伸发展。在采煤掘进过程中, 施工的安全很重要, 工作人员需要对煤矿的巷道进行构建, 然而煤矿巷道越深, 则它的稳定性与坚固性便越差, 因此在煤矿开采过程中就很容易突发事故, 影响煤矿采掘施工的整体安全, 所以, 对巷道进行高强支护技术的有效性加固是意义的。
1 高强支护技术
在很长一段时期内, 由于当时煤矿在土层较浅的岩层进行开采, 也没有进行大力度的开采, 所以人们并没有重视高强支护技术在煤矿采煤掘进工作中的应用。而这几年来, 随着煤炭开采的深度与力度逐步增加, 社会对煤炭资源的需求不断扩大, 煤炭的开采技术日益成熟。如果要保证煤矿采煤掘进工作的质量与安全, 那么就要充分地发挥高强支护技术的作用。当前, 我国部分地区的土层结构较为脆弱、地理位置较为复杂, 因此许多煤矿区都将高强支护技术应用到煤矿的采掘过程中, 通过对这项技术的应用, 为煤矿采掘现场施工的稳定性及安全性提供了有效的保障。高强支护技术主要应用在以下几个方面: (1) 通常随着煤矿巷道深度的加大, 其稳定性就相应减弱, 而高强支护技术可以增强巷壁与岩壁的承载力, 更加有效坚固煤矿巷道, 保证煤矿施工安全。 (2) 煤炭的高强支护技术所投入的成本不高, 难度也不大, 且不受电力环境的影响, 因此, 高强支护技术可以在各种条件下使用。 (3) 高强支护对材料质量的要求不高, 携带较方便, 且所涉及到的设备部件组装难度相对较小, 大幅度的减少了煤矿工作人员的负担。 (4) 煤矿高强支护技术的应用, 减少了煤矿巷道后期的维护工作, 同时也延长了煤矿巷道的使用寿命, 减少了资金的浪费, 从而使企业的经济效益得到有效的提高。
2 高强支护技术的基本工作原理
煤矿高强支护技术一搬应用于煤矿的巷道之中, 对于高强支护的设计与选择, 工作人员需要仔细地勘察煤矿巷道的真实情况, 进行科学有效的巷道设计, 使煤矿巷道得到更加有效稳定的加固及保护。通常情况, 在开采前, 煤矿巷道要装置高强支护, 只有主动支护, 才能充分发挥高强支护技术在煤矿巷道的保护加固作用。一般情况下, 为主动实现高强支护, 工作人员可以适当的增加锚杆的承载力及长度。
一般状况下, 在巷道顶部应用高强支护技术。如此, 巷道如果超出其最大承载力, 高强支护便会自动开启预应力的承载结构, 更有效的增加煤矿巷壁的抗变形与抗压能力, 从而达到煤矿巷道加固的目的。因此高强支护装置也可称之为巷道的预应力承载梁。应用高强支护技术可以利用应力将部分垂直应力抵消掉, 不断的将应力传输出去, 更加有效控制了岩壁的变形, 最大程度的降低了围岩的强度, 从而强化了煤矿巷道的稳固性, 最终保障煤矿巷道施工环境的安全性。
3 高强支护技术的应用分析
煤矿高强支护技术虽然在支护过程中仍会出现一些问题, 但是在煤矿巷道的应用中却取得了相对显著的成效。在支护的初期阶段, 一般会出现一些不连续的变形, 例如裂隙张开、结构面里层滑动等, 高强支护技术可以使围岩保持着一个被压的状态, 有效的控制非连续的破坏与变形, 以便保证巷道锚固区围岩的完整性, 控制围岩的承载力, 促使较大的应力承载形成于巷道的锚固区, 在一定程度上降低了外围岩里层被破坏的几率。与此同时, 煤矿高强支护技术可以使用自身的延伸杆体对围岩的后续变形进行有效的控制。在对初期变形进行控制的过程中, 工作人员可以有效增强巷道锚杆的阻碍, 使煤矿支护系统的延伸率得以实现。如此, 即使煤矿采掘施工的环境中有阻力, 煤矿工作人员也能有效控制住围岩的变形。
在现场进行煤矿采煤掘进时, 若要避免煤矿采掘中出现安全隐患, 使企业煤矿掘进工作的质量得到保证, 就需要与设计方案相结合来监督矿产掘进过程。巷道锚梁的使用能更加有效固定与承接高强支护, 与此同时, 如果所需的墙体要求较高, 巷道的锚梁也能为高强支护分担相应的压力, 以便煤矿采掘人员更加有序快速地实行采煤掘进工作。由于高强支护技术有较强的隐蔽性, 所以在确定相关的信息数据之后, 就要考虑怎样才能保障煤矿工程的安全及施工的质量。随着时代的飞速发展, 我国煤矿深井越来越多, 高采动的地压也不断递增。如果与煤矿采掘的具体情况相结合, 没有针对性地防护措施, 那么在面对日趋复杂的自然地理条件时, 就可能导致冒顶等事故发生。当前, 在一些自然地质条件相对特殊的地区, 如沿空巷道与高应力巷道等, 这些地区的高强支护技术还没有广泛得到应用, 在高应力情况下, 这类巷道的顶部会发生相对强烈的变形, 巷道内会出现一些收缩变形等问题, 这些因素都影响了巷道的正常使用。最特别的便是沿空掘巷, 若不采用高强支护技术, 在煤矿采掘方面, 将产生较严重的巷道变形, 而在回采阶段, 巷道的变形将变得更加严重, 且断面的收缩率则会达到60%多。如此不仅使巷道使用受到影响, 甚至更严重还会导致巷道的一些安全事故的发生。
此外, 还需在具体的实践过程中构建更加完善的高强支护监测机制, 通过高强支护监测系统, 收集围岩的状态发展信息数据, 对高强支护工作的具体成果及围岩的运动规律进行动态的掌握, 并利用此数据资料, 对高强支护系统进行更加有效的优化, 同时还要准确、及时、全面地整理及采集这些监测所得的资料。在煤矿掘进的过程之中, 还需对巷道支护的具体效用进行更深入的追踪调查, 之后再利用科学的方法预测及分析围岩的实际情况, 并找出其中可能存在的一些安全问题与隐患, 及时采取相应的措施进行有效的改进, 以保障巷道施工的安全。
4 结语
以上可知, 随着我国社会发展与时代进步, 煤矿企业得到了飞速发展, 而煤矿的开采工艺也在不断得以提高, 随着社会对煤炭资源的需求量日趋增大, 煤层开采的深度也不断加深。当前, 高强支护技术在煤矿采煤掘进中已得到较为广泛的应用。实践证明, 将高强支护技术在采煤掘进的过程应用, 在一定程度上提高了煤矿开采安全性。除此之外, 因为所需的成本有所减少, 这样社会效益及企业经济效益就会更加明显增加。本文对采煤掘进过程中高强支护技术的应用进行了简单的分析, 希望可以为煤矿采掘工作提供一些有价值的参考意见。
摘要：随着科学技术的飞速进步, 许多新型开采技术如雨后春笋般不断涌现, 而高强支护技术便是一项非常重要的应用技术。对高强支护技术在煤矿采掘过程中的应用进行简单的分析, 望可以为煤矿采煤掘进工作提供一些有价值的参考信息数据。
关键词：高强支护,巷道,采煤,掘进
参考文献
[1]赵金伍.高强支护在采煤掘进过程中的技术应用[J].黑龙江科技信息, 2014, 2 (1) :123-125.
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[3]康红普, 王金华, 林建.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报, 2010, 2 (11) :144-147.
[4]杨双锁, 康立勋.煤矿巷道锚杆支护研究的总结与展望[J].太原理工大学学报, 2002, 2 (4) :77-79.
煤矿采煤生产中的支护质量监测应用 第5篇
1 单体液压支柱工作面支护质量监测
我国单体支柱工作面支护的液压化, 以初撑力、工作阻力作为监测支护质量指标的工作面支护质量与顶板动态监测, 对顶板的有效控制和安全生产具有积极意义。已在我国大中型煤矿广泛应用。
1.1 监测内容及指标
1.1.1 支护参数
工作空间基本支护的参数主要有:支柱初撑力、支柱末阻力与支柱下缩量、支柱钻底量等。支柱初撑力是单体液压支柱工作面支护质量监测的重要指标, 通常要大于支柱额定初撑力的4/5。支柱末阻力也是监测支护质量的重要指标, 通常以非来压期间高于合理支护设计中规定的初撑力、来压期间低于合理支护设计中预计的工作阻力为标准。支柱末阻力与支柱下缩量的比值即支柱刚度, 它是监测支柱质量的重要指标, 可作为判断支柱失效与否的指标。若支柱降阻而支柱又下缩, 支柱刚度为负值, 表明该支柱失效。支柱钻底量是反映支护系统刚度的指标。通常条件下, 若支柱钻底量超过100mm, 就应采取穿铁鞋等措施。放顶排特种支柱的参数, 一般是监测其初撑力, 也应大于额定初撑力的4/5。
1.1.2 顶板状态参数
顶板状态参数主要包括顶底移近量, 顶板台阶下沉量, 及端面冒高等。为保持顶板处在良好状态, 顶底移近量在采场控顶距范围内一米采高不可超过100mm, 通常条件下不可发生顶板台阶下沉, 端面冒高要小于200mm。若顶板状态参数超过以上数据, 要提高支柱初撑力、增大支柱密度或提高支护系统刚度, 要修改控顶设计, 并相应修改支柱的监测指标值。
1.1.3 顶板动态
顶板动态是老顶来压和顶板的断裂状况。老顶来压规律尽管可参考相邻工作面的实测数据, 但整理本工作面监测一个月的资料非常重要。支护质量与顶板动态监测实践表明, 要用末前排支柱平均工作阻力的变化情况预报顶板来压。
1.2 监测方法
工作面监测一般通过设置监测线、数据量测与记录、数据分析、监报与反馈整改等程序完成。对特殊时期如装面、撤面、初次放顶和特殊地点需要专门的监测。监测工作进行30天后、应对监测资料进行整理分析, 探讨工作面直接顶垮落及老顶来压等动态规律, 分析支护合理性和底板承载特性。
2 综采工作面支护质量监测
液压自移支架的使用使综采工作面大多数顶板得已可靠防护, 而随着采面推进, 梁端到煤壁之间的顶板还处在裸露状态。实践表明综采工作面的冒顶事故一般发生在此处, 也是制约综采面高产高效的重要因素。统计表明, 我国每年大约有近20%的综采面由于液压支架与围岩关系不适应及支架初撑力不足而处在低产状态。综采放顶煤工作面由于端面顶板为力学特性较弱的破碎顶煤, 端面冒顶的频率相应增加。采取支护质量监测措施, 以降低综采面的顶板事故是提高综采面产量和效益的有效措施。
2.1 综采工作面直接顶的端面冒落
2.1.1 直接顶端面冒落的现场观测
煤矿综采面的实测分析表明, 端面顶板冒落与端面距、工作面推进速度及支架顶梁倾斜度之间具有密切的关系。各种因素对端面顶板冒落的影响, 因端面顶板冒落造成端面距增加、推进速度降低及顶梁抬头与低头的工作状态, 重要问题是要探索端面顶板冒落的机理。
2.1.2 端面顶板冒落的机理
统计分析表明, 直接顶的稳定性与端面距的大小密切相关, 端面距对顶板破碎度的影响与直接顶的力学性质相关。直接顶的上部边界条件为老顶的断裂与变形, 所以, 老顶岩层的断裂与变形会直接影响端面顶板的稳定性。
2.2 综采工作面支护质量监测
2.2.1 端面顶板冒落的影响因素与监测内容
前者主要包括顶板条件、控顶技术和支护质量。顶板条件包括老顶和直接顶的影响。老顶的影响是其周期来压和强度, 直接顶的影响是其强度特征、裂隙分布和分层厚度。
控顶技术和支护质量的影响一般包括支架架型、支护参数和支架的使用状况。其中支架架型包括其结构形式、梁端结构和底座结构, 支护参数包括额定初撑力和额定工作阻力;支架的使用状况是指支架操作的完善性、合理性和正确性。
监测内容有顶板状态、支架工况、工作面各生产环节等。顶板控制状态监测一般测定支架载荷增量、煤壁片帮深度采用“简易岩石强度计”测定顶板岩石强度, 以及在工作面运输巷顶板测量裂隙间距和分层厚度以测定直接顶的稳定性。支架支护质量一般测定支架的支护阻力、支架的梁端距、位态, 包括顶梁的仰俯角、支架立柱的倾斜角等。控顶效果一般指端面顶板冒落高度、宽度及倾斜长度, 煤壁片帮深度及倾斜长度等。
2.2.2 监测方法、作用与效果
一是监测方法。一般是在工作面布置监测线, 由数据自动采集仪监测支架支护质量信息, 人工取数进行分析处理, 或通过在线监测方法把监测数据直接由井下传输到地面调度室和各职能部门, 监测结果由分析软件自动分析处理, 实现实时动态监测。二是顶板管理。通过监控日报和实时在线监测, 反馈工作面顶板状态, 预报来压, 以及时整改、补充和加强支护。三是支架使用。通过对支架支护质量的实时监测, 主要包括支架初撑力、顶梁俯仰角, 工作阻力、管路和阀件漏窜液及维护情况等动态反映支护质量、支架位态及稳定性。四是监测要时刻进行。监测同时也是整改, 逐步避免支架使用不当等人为因素。五是监控日报。及时提出因顶板条件恶化及支架使用不当而造成的顶板破坏地点、范围, 及处理冒顶而造成工作面停产时间, 使生产指挥者做到心中有数、及时整改。
参考文献
[1]何希林等.极复杂构造煤层工作面端面顶板控制技术.山东煤炭科技, 2006.
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[4]赵启峰等.大倾角煤层综采工作面安全回采技术实践.矿业研究与开发, 2007.
采煤工作面支护论文 第6篇
当前,根据我国采煤技术的现状分析,合理使用锚网、炮采完成支护操作,对开采工艺进行优化和改进,可以提高采煤掘进的工作效率。因此,在复杂地质条件下应用掘进支护技术,可以提高开采的安全性以及工作效率。
1在复杂地质条件下煤矿开采的现状分析
1.1基础条件
当前,我国很多煤矿都属于老矿区,地质条件经过多年的发展和演变,越来越复杂,例如矿井地压大、断层多等。甚至一些矿区地质条件十分不稳定,水文地质也非常复杂,很多矿区都是软岩矿区以及深部矿井,给开采带来了很大的难度,同时也给开采工作带来了很多不安全因素。
1.2掘进技术
在开采老矿区的过程中,一定要解决以下难题:(1)顶板岩性会随着开采的深度而发生变化,起拱围岩所具备的应力不断提高。(2)在巷道掘进中,因为顶板煤层比较松软,并且容易破碎,因此给支护工作带来困难,只能被动的采用前掘后修的方式。(3)在复杂地质条件下,容易导致巷道断层,在开采薄煤层的时候,对支护技术要求较高。
2在复杂地质条件下应用掘进支护技术的要点
2.1确定综合掘进机和普通掘进机的界点
一般情况下,综合掘进机和普通掘进机界点决定与巷道长度,一定要根据开采情况合理选择掘进机型号,确保掘进机科学运用。通常施工长度在300 m之内要选择普通掘进机,而在300 m范围外,要选择综合掘进机。合理选择掘进机能够有效减少开采时间,提高开采效率,是确保开采施工的关键基础。
2.2正确选择综合掘进机型号
在综合掘进机应用中,一定要根据掘进情况正确选择型号,避免在开采过程中出现危险。在实际工作中,一定要综合考虑配件供应、设备维修、机器强度、机器体积以及机身机构等方面,进而提高掘进机的应用效率。
2.3合理确定截齿
为了提高掘进机的使用年限,一定要合理确定截齿,要从硬度、长度以及耐磨强度几方面综合考虑,确保其截割速度,降低受损程度。在开采中,如果遇见硬度比较高的岩石,要利用爆破措施完成掘进工作,不能强行使用掘进机,避免掘进机出现损坏的情况,确保掘进的施工进度和安全性。
2.4临时支护技术
在使用掘进机过程中,要全面分析其液压系统,确保液压系统的闭锁情况以及稳定性,确保掘进作业顺利进行。利用支护技术可以降低掘进机的工作强度,提高掘进工作的安全性以及可靠性。随着施工的深入,工作人员要注意工艺创新,降低开采难度,这是实现零爆破的基础。例如在开门方向应用掘进机,要采用爆破措施开门,保证掘进的效率和安全性,确保施工顺利进行。
2.5施工组织管理
新时期下,施工组织管理也要与时俱进,对掘进机的使用要形成一套严谨科学的施工机制,同时还要完善组织体系,提高管理水平,实现开采高效率。例如在使用弯皮带技术运输的时候,一定要合理确定掘进角度,提高皮带的使用效率,确保工作的连续性、稳定性和安全性,提高工作速率。
3锚网支护技术
3.1直接破顶法
其具体方式就是通过掘进机将断层顶端直接破除,留下相对稳定的岩层,最后用锚网进行支护。但是要注意在具体施工中,顶板岩层如果落差小于2 m,硬度小于5,这种顶板很难进行支护。如果在掘进中其坡度较大,都能够利用直接破顶法。
3.2退后卧底法
在我国大多数老矿区,断层比较完整和坚固,可以使用退后卧底法,掘进机卧底前进、确保断层满足安全要求。退后卧底法能够保证断层的安全性以及完整性,增加断层稳定程度,提高安全系数。
3.3锚杆U钢法
这种支付方式适用于相对复杂和危险的矿区,如果断层落差比较大,并且比较容易出现坍塌的情况,可以选择锚杆U钢法。利用U型钢架固定支护,与锚杆支护和超前支护一起使用,确保锚杆具有一定的倾斜角,利用预紧力使围岩稳定,但是要注意在操作中,一定要对锚杆距离进行严格控制。
4结语
总之,掘进支护技术是保证煤矿开采安全的关键环节,同时也是增加开采效率的重要因素。当前复杂地质条件下进行煤矿开采,一定要提高机械化的工作强度,不断加强对掘进支护技术的分析和研究、在确保开采安全的前提下,提高生产效率。
摘要：随着我国经济建设的持续发展,对煤矿的需求量不断增加,其开采难度也持续上升,对开采的深度和难度都有了更高的要求,煤矿的地质条件也更加复杂,为了保证工作人员的安全,利用支护技术十分关键。主要针对复杂地质条件下的煤矿采煤掘进支护技术的运用进行分析和阐述,希望给予行业以参考和借鉴。
关键词：复杂地质,煤矿采煤,掘进支护技术,运用
参考文献
[1]李志强.试析复杂地质条件下的煤矿采煤掘进支护技术及其运用[J].城市建设理论研究(电子版),2014(8).
[2]王元华.复杂地质条件下的煤矿采煤掘进支护技术及其运用[J].企业技术开发(下半月),2015(10):28-29.
采煤工作面支护论文 第7篇
关键词：3#难采煤层,局部冒顶,支护工艺
引言
官地矿综采一队主要负责开采3#煤层, 现在接连回采的中四区、南五区两个工作面都遇到顶板破碎带, 采用传统的顶板维护方式 (比如带压超前拉架;穿梁维护;支架前梁下栓、吊木梁棚顶维护等) , 当今的煤帮注胶工艺, 都很难控制顶板, 且耗时较长, 投入大, 效果不够明显, 安全上没把握。
1 所处现状
1.1 顶板岩性及开采方式
现将南五区、中四区3#煤层顶、底板情况说明如下:
13508综采工作面采用倾斜长壁后退式全部垮落的综合机械化采煤方法, 采用跟顶跟底开采, 平均采高控制在3.10m。如煤层厚度发生变化, 采高最大不超过3.3m, 最小不低于2.7m;若顶板夹石破碎时, 采取托直接顶留底开采, 采高最大不超3.3m。
23418综采工作面采用倾斜长壁后退式全部垮落的综合机械化采煤方法, 采用跟底托五台煤开采。若遇五台煤破碎托不住时, 采用跟顶留底煤开采, 平均采高控制在3.30m;煤层厚度3.50～3.70m时, 平均采高控制在3.30m。
1.2 现场顶板来压情况
13508综采工作面开采到今年五月份下旬至十一月中旬收尾, 除十一月临近收尾巷道压力遂采掘释放完外, 其余月份工作面几乎每月上旬总要顶板来压破碎严重七至十天, 同时两巷压力随采动50m范围都很明显, 巷道变形严重, 局部冒顶难以避免。
1.3 顶板维护采取的工艺
1.3.1 传统工艺
1.3.1. 1 带压超前拉架
若顶板破碎、有滚帮时, 首先带压超前拉架, 实行超前维护。而此时顶板垮落形成局部漏顶。
1.3.1. 2 穿梁维护
穿梁维护适用于滚帮漏顶后, 顶板稳定的情况。如顶板不稳定, 顶板依旧破碎且大面积滚帮的宽、漏顶漏到直接顶 (或老顶) 时, 甚至会出现漏顶、维护、漏顶的反复怪圈。从安全管理的角度讲, 作业人员进入煤帮极为危险。
1.3.1. 3 支架前梁下栓、吊木梁棚顶维护
对于顶板破碎且支架前梁上的顶板都已成碎粒时, 如果采取栓、吊梁维护一动架就会流渣, 甚至断、吊梁, 只能起到棚顶作用。
1.3.2 新式技术
五月份采取在顶板漏顶超高区, 布置三花眼, 间距为3m, 顶眼朝上45°打孔注浆。在实践运用后, 一是成本太高;二是在煤内效果明显, 石头内不好;三是注胶成块后下次打眼间隔所需时间长, 此时顶板压力在此集中。
2 工艺的解决
2.1 采取煤帮加打单体、逐循环替柱的工艺
2.1.1 工艺的适用范围
2.1.1. 1 工作面大面积漏垮的支护
13508综采工作面顶板破碎带五月份下旬开始顶板托不住夹石后采用穿梁、勾顶维护, 再到采用注胶新技术后效果皆不明显, 直至发生大面积漏垮型漏顶后, 暴露出平整光滑的老顶, 采取“煤帮加带帽柱接顶、替柱, 运输机提溜跟老顶控制采高”的工艺施工。在逐循环提溜过程中, 煤帮加单体逐循环进度替柱, 来保证了采机能顺利通过, 使煤帮逐渐变硬, 进而跟老顶回采。
2.1.1. 2 工作面局部冒顶的支护
大面积漏顶往往是由局部冒顶引发, 局部冒顶是大面积漏垮的前兆。在13508综采工作面八月上旬局部冒顶现场, 果断采取“冒顶段煤帮加打单体支柱, 根据循环逐渐替柱, 调整采高, 缓慢通过采煤机, 并逐步过渡落差段架, 以顺利托原直接顶”。如循环距不足0.8m处劈开煤帮加柱, 并栓铁丝固定于支架前梁短柱上, 以防蹬柱。在实际运用检验过程中, 有效地将原托直接顶架从机尾115#架延伸至75#架。
2.1.2 使用要求
在跟老顶控制采高后, 煤帮存在1.5～2.6m不同程度的石头, 对采机、运输设备等磨损较大, 造成煤质严重超标, 这有悖于安全高效回采, 提高能源使用效率, 节约能源的目的。
故根据13508综采工作面实际情况, 中部石头较硬仍旧跟老顶外, 后半部逐步托石头开采。在冒顶段, 直接在冒顶区下加打单体柱子, 可起到临时支护的作用, 又能减少因攉渣、开空溜子等的各种影响, 极大地争取了时间, 然后再根据循环距离替柱, 能够有效支护顶板。
2.1.3 效果的检验
在2010-2011两年的回采过程中, 通过在23418、13508两个综采工作面的具体运用中实践证实, 待大面积漏顶漏垮到老顶时, 再采取提溜跟老顶, 煤帮加打单体、替柱的工艺, 不如在发生局部冒顶4～5个架且顶板已暴露出光滑平整的老顶时, 就提前过采取煤帮替柱支护, 逐循环找原顶, 这样可以减少支护的面积和支护的时间, 提高作业人员的安全系数, 实践在13508综采工作面后半部得到了验证, 证明早采取措施比待大面积顶板漏垮后效果好。
3 结论
局部冒顶垮落时采取, 煤帮加打单体、逐循环替柱的支护工艺, 提高了煤炭回采率, 节约了能源, 保证了采掘有效衔接, 确保了安全顺利生产, 同时提高了职工尤其是青工们的工作积极性与主动性, 创造了可观的经济和社会价值, 对于延伸较大的老矿中3#难采煤层的回采支护工艺, 具有很好的借鉴和推广意义。
采煤工作面支护论文 第8篇
1) 3101工作面概况
肥矿集团陶阳煤矿3101工作面位于中三井田3100回风下山东翼, 为3100采区第一个工作面。该工作面倾斜长50m, 走向长153m, 煤层厚度3.12~3.50m, 平均3.43m;直接顶板为粉砂岩, 厚4.0m左右, 老顶为中砂岩, 厚12.0m;直接底板为粉砂岩, 厚1.5m。该工作面采用上、下分层开采, 全部冒落法管理采空区顶板。上分层回采时没有铺设铁丝网等可形成人工假顶的材料, 也未进行人工洒水帮助胶结, 其直接顶板冒落后呈自然松散状态, 没有形成人工假顶, 给下分层开采造成较大困难。工作面上分层平均采高为1.9m, 剩余煤厚为1.5m左右, 工作面下分层剩余可采储量为3.1万t。
2) 开采技术难点
经分析预测, 认为3101工作面上分层开采完毕至今, 已有20多年的时间跨度, 采空区已非常稳定, 可排除动压冲击隐患。主要难题是如何有效支护自然松散状态下的破碎顶板。在下分层回采巷道进入后, 果然发现上分层采空区冒落岩石基本上没有胶结, 处于松散自然状态, 给后继开采带来重大安全隐患。
1 顶板支护技术
1.1顶板加固方案
如何加固松散岩石状态顶板, 是解决3101采煤工作面支护难题的关键所在。经过反复研究, 最终确定采用打钻注浆加固形成人工假顶的技术方案。
1) 钻孔设计
(1) 在工作面上方送料道内, 每间隔40~45m施工一钻机峒室, 共计布置3个钻机峒室。 (2) 为精确设计注浆扩散区域, 沿工作面倾斜方向划分3个条带, 即Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ条带, 条带宽15m。 (3) 按正常浆液扩散半径15m, 均匀布置钻孔, 钻孔开孔位置一律布置在工作面送料道。 (4) 钻孔底部严格进入上分层采空区内。 (5) 在Ⅰ条带内呈扇形布置钻孔9个, 在Ⅱ条带内呈扇形布置钻孔9个, 在Ⅲ条带内呈扇形布置钻孔6个。根据钻孔进浆情况于Ⅲ条带内补打3个检查孔。 (6) 为确保注浆效果, 钻孔设计下入二级套管, 一级套管Φ73mm, 长3m, 在煤层内;二级套管Φ50mm, 根据钻孔深度必须下至采空区内2~3m处。
2) 注浆技术
在3101送料道内安装48.6mm供水管路160m, 用于钻进及注浆供水。为实现连续注浆, 设计制作2.0m3水箱1个, 用于水泥制浆。选用425#普通硅酸盐水泥, 浆液设计比重为1.4~1.6t/m3, 在采空区遇塌孔严重时, 适当减小浆液比重至1.2t/m3。钻孔注浆期间, 加强对工作面运输巷检查, 防止跑浆, 在运输巷不跑浆情况下, 采取连续注浆方式;运输巷发现有跑浆时, 采用间歇方式进行注浆, 运输巷内跑浆严重时, 在孔口设置骨料添加器, 进行骨料 (锯沫) 添加。
3) 顶板支护设计
支护设计是实现安全开采的关键。结合现场实际, 遵循减小机道宽度、缩小无支柱空间、超前控制、提高支强度、增加护密度的原则, 研究设计了以下技术方案。
(1) 支护设备及参数
根据工作面上分层开采矿压观测数据, 分析认为其直接顶全部冒落后为松散岩石, 老顶为15m厚中砂岩, 推断应该形成“砌体岩梁”, 具备力的传递条件, 由此分析, 工作面支护对象是上分层直接顶的全部以及老顶的有限作用。经过对“采场顶板控制设计专家咨询系统”咨询, 支护强度为0.38MPa。为尽量减小采煤机机道宽度, 选用DY-150型采煤面, 滚筒截深1.0m, 机道宽度平均1.2m左右。工作面采用DZ16型单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁作为基本支护, 确定支柱排距1.0m, 柱距0.6m, 支护强度0.42MPa>0.38MPa。工作面采用“3~4排”控顶, 最大控顶距4.5m, 最小控顶距3.5m, 顶梁端面距为0.3m。
(2) 特殊支护
考虑到注浆效果可能存在差异性, 研究确定, 已形成稳定顶板的区域, 采煤机割煤后, 允许有一定的空顶时间, 可以按平常采煤工艺进行施工。对注浆未达到预期效果, 顶板仍处于自然松散状态的区域, 则设计了特殊支护安全措施, 采用插入厚壁钢管的方法超前控制顶板。具体方法为:采煤机割煤前, 在工作面每两棵相邻支柱中间, 靠近顶板处垂直煤壁用煤电钻打眼, 眼垂深1.2m, 在眼中安设Φ38mm, 长1.3m厚壁钢管, 其后部插入π型钢梁 (前部经过机械加工处理) 将其固定, π型钢梁长3.2m, 一梁3柱。具体工序顺序为, 采煤机割煤前打眼安入厚壁钢管, 前移π型钢梁插入钢管内, 钢梁下支设支柱, 柱距1.0m。采煤机沿顶向上割煤, 随后挂设聚丙烯编织网, 以增加护顶密度。由于厚壁钢管超前控制了顶板, 采煤机割煤后仍有0.2m在煤体中, 保证了顶板不会发生冒落。见图1、图2。
2 开采效果
采取以上顶板支护措施后, 顺利完成了对该工作面的正规开采。经开采发现注浆效果明显, 90%的顶板显现出注浆加固后的整体稳定性, 一般可采取平常采煤工艺及工序, 顶板支护效果较好。但在开采过程中, 也发现局部顶板浆液未能覆盖, 仍处于原始松散状态, 出现过局部机道范围内的高冒现象, 但其空间一般不超过长×宽×高=0.4×0.3×0.3m3, 显示了顶板支护设计方案的安全可靠性。由于采取了具有针对性的注浆加固、特殊支护等有效手段, 确保了开采顺利进行, 该工作面开采历时49天, 安全采出煤炭3.0万t。
3 结论
注浆加固技术对松散型顶板效果显著, 比较适应裂隙发育、严重影响安全开采顶板的超前加固。钻孔布置及注浆方案是关键技术, 直接影响水泥浆液对顶板的加固效果, 需要结结合合实实际际具具体体分分析、科学计算。特殊顶板条件下开采成功, 可作作为为实实践践经经验验来借鉴, 对于类似松散岩石状态顶板支护技术的的发发展展具具有有一一定定意义。
摘要：介绍了肥城矿业集团公司陶阳煤矿3101工作面, 在其直接顶板为上分层采空区自然冒落松散岩石条件下, 通过采用注浆技术, 实现了采煤面直接顶的再造与加固;并针对现场条件, 研究应用了特殊支护技术, 实现了对自然松散岩石顶板的有效支护, 提供了特定顶板条件下的开采经验。
采煤工作面支护论文 第9篇
1.前言
23062采煤工作面在回采过程中, 根据该工作面煤层赋存及布置情况, 合理地在该工作面实施了两梁五柱式放顶煤支护工艺和机巷下帮做超前等回采方法, 最大限度地回收了煤炭资源, 较好地实现了资源的精采细收。
23062采煤工作面, 位于矿井己三采区北翼, 采面走向长165米, 倾向长1000—1150米, 煤层倾角5—9°, 可采储量579820吨;由于该工作面煤层厚度分布不均匀, 变化较大, 有些地段煤厚在5米以上, 有些地段煤厚只有1.5米;工作面直接顶为大于8米的再生顶, 顶板锈结差, 易冒落, 使顶板不易管理;由于受老空涌水和底板松软影响, 支柱在支设时易钻底;该工作面机巷在掘进时, 因受小煤窑侵蚀破坏及老空涌水影响, 使机巷里段65米巷道布置不规则, 而风巷布置在上分层巷道煤柱内, 造成巷道压力大, 顶板下沉, 支架变形严重。面对如此复杂恶劣的地质条件和矿井日益衰竭的资源现状, 如何将该工作面已圈定的有限煤炭资源回收出来, 并做好精采细收工作, 是摆在工程技术管理人员面前的首要任务。
2.主要工艺
采用单体液压支柱配π型梁对棚支护, 每对棚5根支柱, 主粱为一梁三柱。副梁为一梁二柱。主副梁间距150mm, 对棚间距为600mm。最大控顶距3 -3.4m, 最小控顶距2.2-2.4m。采用放炮落煤、一般布置双排眼。放完炮后及时移主梁。打临时支柱。做到及时支护, 爆破后人工装煤。工作面输送机采用可弯曲刮板输送机和带式输送机。采用全部垮落法处理采空区, 随着移副梁放顶煤, 顶板逐渐自然下沉, 垮落, 以完成放顶工作。放顶煤采用分段、多轮作业方式, 放煤口布置在刮板输送机斜上方0.3m-0.5m左右。以人工堵口控制放顶煤量。采取间隔多次将顶煤充分放出, 放煤后要及时调整歪斜棚梁, 保证支柱有力, 顶帮牢固。见矸石堵口必要时打支柱以加固挡矸。
2.1 应用过程
经过对该工作面进行分析、探讨, 确定该工作面初采初放结束后, 将原来的单体液压支柱配金属铰接顶梁、三·四排管理的控顶支护方式, 更换为单体液压支柱配2.2米长的π型梁支护。即:工作面采用单体液压支柱配π型梁两梁五柱式支护作为基本支架, 二·三排控顶管理, 最大控顶距3.2米, 最小控顶距2.2米, 迈步式推进回采;两梁分主、辅支架, 以采面下端为主支架, 一梁三柱, 采面上端为辅支架, 一梁两柱;两梁棚距为600㎜, 主、辅支架间距以两支柱三用阀相距150㎜为准, 三用阀一律平行于采面, 出液口端相反打设。根据该工作面机巷里段下帮煤厚的特点, 对采面机巷里段65米巷道下帮做超前, 超前规格4×3×2米。采用单体液压柱配金属铰接顶梁支护, 同采面进度保持同步, 以回收煤炭资源实行精采细收。二型钢梁放顶煤工作面支护采用二型钢梁、单体液压支柱对棚架设, 工作面采用放炮落, 人工破网放煤, 采放分别进行。
23062采煤工作面于2010年1月26日投入生产, 2月14日初采初放工作结束;根据先前已制定的回采方案, 我们对原支架进行了更换。由于我们在回采过程中针对所遇到的顶煤厚薄不均、顶板破碎、煤壁片帮严重、风巷压力大、设备老化、老塘涌水以及防自燃发火等困难采取了一系列行之有效的安全技术措施, 不仅多回收了煤炭资源, 实现了精采细收, 而且也保证了安全生产。
3.主要技术特点
3.1由于采面再生顶板锈结差, 顶板破碎;为了有效控制煤壁顶板的稳定性, 我们坚持超前维护, 采取提前镐刨移梁的方式控制顶板, 保证π型梁梁头始终抵紧煤壁, 避免片帮和漏顶发生;在爆破作业时, 采取密打眼、少装药、放震动炮的方法, 以减少对顶板的破坏;另外, 加强顶板动态监测, 保证泵站压力必须≥18MPa, 支柱初撑力≥90KN。
3.2在回采过程中, 根据工作面顶煤厚度不均, 实行了一采一放、两采一放、掏放结合的方式。放煤时, 坚持低位开口, 实行多循环、多轮次放煤, 放煤口开在溜子上面离底板300—400㎜, 每隔5米开一个口, 一个口放几分钟, 再开下一个口, 反复放, 直到将煤放净;另外, 我们还推迟缩机巷顺槽, 在放机巷顶过程中, 将顺槽机尾埋1.0米, 然后将机尾顶煤拉出, 煤放完后, 再将机尾提出, 掐缩掉, 这样大大提高了机巷顶煤的回收。
3.3由于采面风巷布置在煤柱中, 加上受采动影响, 巷道压力大、高度底、维护量大。为了改善巷道状况, 我们采取利用Ф180×2200㎜的圆木配单体液压支柱在原棚子间套棚子和利用工字钢配单体液压支柱在巷道一帮打托棚等方法, 进行加强支护;并在巷道两帮挂挡矸帘背帮, 防止片帮落煤;对支柱进行垫柱鞋, 以减缓顶板的下沉和支架的变形;组织人员周期性地对巷道进行拉底维护, 确保了行人运料的畅通。
3.4根据采面上半段老塘涌水情况, 回采时, 坚持采面上出口低于风巷, 以便涌水积聚在上出口老塘内, 通过风巷所铺设的管路, 使积水自流至风巷外水泵窝内, 确保无积水冲巷道现象发生。
3.5在生产过程中, 根据放顶煤工作面易自燃发火的特点, 我们采取了采面下隅角挂挡风障、向老塘注水、洒阻燃剂、浮煤清净、放煤放净、加强监测监控等综合防自燃发火措施, 确保了采面生产期间的安全。
4.效益分析
4.1经济效益
通过采取科学合理的回采工艺, 我们坚持了正规化开采, 在保证安全生产的条件下, 最大限度的回收了煤炭资源。23062采煤工作面于2001年10月23日回采结束, 该工作面共采放原煤68.5万吨, 精采细收后比设计多回原煤10.5万吨, 按每吨煤销售价800元/吨计算, 为矿创造总产值
10.5万吨×800元/吨=8400万元。
纯利润按250元/吨计算, 可为矿新增利润:
10.5万吨×250元/吨=2625万元
4.2社会效益
4.2.1实现了精采细收, 提高了煤炭资源回收率, 有效地缓解了矿井采掘接替的紧张局面, 同时延缓了矿井服务年限。
4.2.2通过复杂技术条件下的新的回采工艺应用, 提高了矿、队安全技术管理水平。
4.2.3该工艺在煤层赋存条件变化较大, 或不适合采用综采放顶煤等先进采煤工艺的地区的推广使用。
摘要：通过采用单体液压支柱配π型梁对棚支护工艺在复杂难采地质条件下采煤工作面的应用分析, 采用灵活的回采工艺和回采方法, 可以最大限度地减少投入, 提高资源回收率, 从而有效保证矿井安全生产的稳定性和均衡性。
