大采高开采范文（精选9篇）

大采高开采 第1篇

中国是煤炭矿产储存大国, 同时也是煤炭开采大国, 在中国厚煤层产量约占矿产总产量50%左右, 但复杂地质条件外加落后开采工艺, 限制了厚煤层矿产资源开采和利用。大采高技术出现以来有效提升了煤炭工艺技术水平及机械化水平, 在矿井开发过程中有重要作用。复杂条件下特厚煤层大采高设备运行和回采安全保障技术, 采取了有效的防倒防滑措施, 确保了工作面支架稳定性, 有效遏制了架前冒顶和煤壁片帮, 实现了安全高效开采。

1 大采高综合工艺方式的确定

由于大采高工艺方法并不是个简单过程, 在煤炭开采过程中会遇到各种问题, 因此在实践中首先要确定方法的过程。采煤机、支架移架、刮板输送机推移过程中是否处于正常运行速度很重要。其次要根据实际情况确定工作面实际位置, 最后确定开采工艺各项实际参数, 结合设备实际工作量, 确定割煤方向[1]。主要设备及参数见表1。

2 大采高工作面安全开采实践

工作面操作程序:

a) 确定割煤方式。采用单向割煤, 即采煤机在工作面上端斜切进刀, 在下方割煤, 往返1次为1个循环, 每次切割刀深为0.87 m;

b) 优化进刀方式。上端斜切进刀, 采煤机自行进刀, 保证缺口长50 m, 刀的深度要大于15个支架长度[2];

c) 按照割煤程序进行, 采煤机下端进行割煤, 左滚筒割底煤, 同时由上至下采用煤机清理浮煤, 提前将刮板疏松到机尾部, 割透后将剩余部分推向煤壁, 后滚筒降下来后直接割底煤, 采煤机如此循环工作。此外要装煤, 适当进行移架, 推移刮板输送机, 工作面上可实现推移, 双向邻架推移、手动推移或采煤机和液压支架联合推移。工作面上采用成组推移, 调架时要采用成组推移或向邻架推移, 双向成组推移组设置要按照既定过程进行, 设成12架, 推移刮板输送机滞后采煤机左滚筒不能小于15个支架。在运煤过程中将三角煤割透, 保证巷道底板到工作地板平缓过渡。在移架过程中保证支架是1条直线, 仰俯角度数不能超过7°, 斜面角度不得超过5°, 相邻支架间要尽量调整在适当距离中, 支架距离底板不能超过200 mm, 防止顶部泄露。

3 关键回采装备确定

3.1 确定支架

根据现有煤炭工作层需求, 要选择适当机型及配套设施, 尽量符合开采煤层基本条件。配套设备能力与开采煤层最大生产力要相互适应, 尽量与预计实现的工作面相符合。液压支架是综合性开采设备之一, 为了满足基本强度, 要遵循高生产高效率要求, 液压支架在两侧采用开采支架, 必要时考虑大采高支架稳定性, 利用柱体表面伸缩性差的特点进行操作, 按照支架倒滑力原理以液压支架为核心选择配套设施。在大倾角工作面上, 煤层顶板需沿反方向进行, 在重力作用下按照曲线方向移动[3]。

3.2 采煤机的确定

根据当前采煤机实际工作效率来看, 大采高牵引采煤机的主要技术和参数都是按照相关标准进行的, 根据当前煤层开采情况, 需综合分析工作面的生产能力、煤质硬度、选择适当滚筒直径及转速, 适当调整油缸内部拉力, 通过调研对可行性、可靠性、先进性和经济性等方面因素进行比较, 确定主要参数。其次由于工作机构本身具有牵引力, 输送机牵引力和摩擦力受到其它因素影响, 必须通过详细计算确定工作程序。正常采煤机总装机功率为1 710 k W, 电压为3 200 V, 每年生产煤600104t, 计算公式如下:

式 (1) 中, T为采煤机牵引力, k N;P1为工作机构牵引力, k N;P2为煤装疏松机牵引阻力, k N;P3为机器基本重量, kg;P4为煤层倾角引起下滑力, k N;P5为附加阻力, k N。

3.3 刮板输送机

配套选择SGZ1000/1710型号中双链在整体式输送机, 该机器配有高强度、可信度高的特点, 是高产、高效综合式运输设备。该机前段为刮板输送机, 中部则采用优质合金铸造挡板, 既增加了强度也增加运行可靠性, 减少了维护量。同时由于液压支架与转载机及电控设置都是配套的, 实现了回采工作面装煤、运煤、推溜和顶板支护等工序方面的结合, 实现了机械化采煤[4]。

3.4 现场实践要求

在开采过程中要进行现场矿压观测, 监测点布局在合理范围内。保证上下口进刀数量, 下口到10次时需继续推进5 m, 机巷测点基本压力值为7.5 MPa, 保证压力值不断上升。在实践过程中每隔10个支架就要建立观测台, 时刻监视工作面整体高度及变化趋势。切眼施工高度设置在3.2 m, 由于工作时间较长, 切眼顶板会下降, 下沉量达到200 mm。为保证该技术的可行性, 需要从整体出发, 完善各项基础性措施, 达到理想技术开采效果[5]。

4 结语

大采高厚煤层采煤工艺技术生产安全性高, 资源回收率高。为了提升整体投资成本, 需要切实履行技术操作规范, 了解中大采高开采技术的实践特点, 慎重分析地质条件和复杂环境之间关系。为了克服其投资成本高的缺陷, 应切实研究如何应用国产设备达到采用进口设备的生产效果, 只有这样, 才能使其在中国得到广泛应用, 为中国煤矿开采产业服务。

参考文献

[1]伍永平.大倾角煤层开采“R-S-F”系统动力学控制基础研究[M].西安:陕西科学技术出版社, 2013:90-93.

[2]来兴平, 周光华, 张建华.基于现场监测的破碎围岩介质垮落失稳及综合分析[J].煤炭学报, 2011 (23) :190-192.

[3]胡文, 李维光, 黄建功.大倾角煤层底板岩层运动规律与采面底板分类[J].矿山压力与顶板管理, 2012 (24) :80-83.

[4]尹光志, 鲜学福, 代高飞.大倾角煤层开采岩移基本规律的研究[J].岩土工程学报, 2013 (24) :80-83.

大采高开采 第2篇

【关键词】大采高;液压支架;组装

0 引言

随着采煤技术的不断提升，近年来淮南矿区不断推广使用大采高液压支架，目前使用的最大型号液压支架为ZZ13000/28/65D型，支架重48.9T。综合煤矿副井提升能力、井下巷道运输条件等客观因素，支架入井前解体为：顶梁一车，掩护梁一车，前四连杆、后四连杆一车，立柱一车，底座一车。支架的组装速度直接制约着支架的安装进度，从而制约着煤矿综采工作面的.生产，所以提高大采高液压支架的组装速度对于煤矿生产有着极其重要的作用。

1 确定支架部件井下运输顺序

大采高液压支架由于入井前部件解体较零散，如果支架部件在井下运输顺序不合理，将严重影响施工进度，同时将增加施工过程中的安全威胁，所以选择合理的支架部件运输顺序对支架组装速度和施工安全起着决定性的作用。经研究，选择支架设备进车顺序为：顶梁车→立柱车→底座车→前四连杆(后四连杆)车→掩护梁车。

2 组装硐室设计及组装起吊工具的布置

2.1 组装硐室设计

组装硐室要保证有效高度不低于5.4米，有效宽度不低于5.5米，长度不少于80米，组装硐室底板必须保证平整，硐室设三个组装点，每个组装点间距为15米，实现三个组装点同时进行施工，最大限度的提高了组装效率，组装硐室如下图所示：

2.2 组装硐室起吊工具的布置

大采高开采 第3篇

220综采面位于22煤二盘区, 工作面推进长度4850m, 工作面长度305m, 煤层厚度4.45~5.97m, 平均5.4m, 设计采高5.4m, 煤层结构简单, 属稳定型煤层, 工作面两巷道对比运输巷普遍高于回风巷, 最大高差8.0m。工作面开切眼至推进方向100m内上覆基岩厚度为12.8~30m, 松散层厚度约为10~30m, 无断层等构造影响。初采期间主要受第四系松散含水层水的影响, 靠近回风巷侧区域为富水区, 开采时易发生溃水溃沙。

2 前期准备

为保证220综采面安全初采, 在工作面开采前提前做了大量准备工作和工程, 主要包括:提前疏放水、施工地表水文观测孔、施工顶板注浆加固工程、强制放顶、优化工作面排水系统和储备应急物资。

2.1 提前疏放水

为确保220工作面安全开采, 防止溃水溃沙事故发生, 共在该工作面区域施工探放水孔206个。截止至2014年5月10日, 最大单孔涌水量为106.7m3/h, 最大探放水量为438.2m3/h, 钻孔涌水量降低为4.9m3/h, 累计泄水量为306859m3, 为220工作面安全开采奠定了基础。

2.2 施工地表水文观测孔

220工作面水文观测孔主要布置在地表三元沟附近, 主要为观测三元沟区域含水层水文变化情况, 因此, 截止至5月20日, 220工作面推过H152、H155和H156观测孔, 其含水层水已疏放完, 而其距离220工作面推进位置较远处, 初采期间观测孔水位变化不大。

2.3 施工顶板注浆加固工程

从初采情况看, 工作面推进至距离开切眼26m位置时, 119、120、126~128支架间有微量滴水流沙现象, 对工作面正常开采无影响, 其余区域未发现流沙现象。由此分析, 本次注浆具有一定的作用。

2.4 强制放顶

在开切眼距220运输巷87m至107m未注浆段的10# (34m) 、11# (28m) 强放孔及距运输巷177m至197m已注浆段的一组强放孔按照原方案进行装药放顶。

3月26日在220工作面开切眼完成放炮, 顶板基本全部垮落, 支架后方充填严实。截止至4月4日, 工作面初次来压已经结束, 正常生产, 表明强制放顶效果良好。

2.5 优化排水系统

220工作面原两条巷道总排水能力为452.4m3/h。根据《煤矿防治水规定》要求, 工作和备用水管的排水能力应大于最大涌水量1.2倍。按照最大涌水量388.9m3/h计算, 工作和备用水管合计排水能力应不小于467m3/h, 原有管路不能满足需求, 必须进行优化。

2.6 储备应急物资

为防治220工作面溃水溃沙及地面塌陷, 备齐所有应急物资、设备, 主要包括:工作面和两巷道内物资;水泵、开关、闸阀;地面添堵物资;防灾救灾材料。

3 初采期间矿压规律

3.1 现场矿压显现特征

当220工作面推进至距离开切眼30m时, 95~150#支架区域来压, 来压强度和范围均增大, 支架阻力平均5395k N, 峰值达到7182k N, 工作面未出现漏矸、片帮等现象, 除165#支架至机尾、机头至45#支架, 其它区域对应地表均已塌实。

当工作面推进至距离开切眼54.5m时, 工作面来压范围扩大, 20~150#支架均来压, 工作面存在漏矸、安全阀开启等来压特征, 支架阻力平均5378k N, 峰值为8432k N, 地表沿工作面倾向塌陷高度1m。

3.2 矿压规律分析

(1) 老顶初次来压。工作面推进至距离开切眼25m时老顶开始来压, 来压范围50~150#支架, 来压持续13m, 来压段支架平均阻力5604k N, 峰值达到8015k N, 老顶初次来压步距38m。老顶初次来压期间, 工作面165#支架至机尾、机头至45#支架架后悬顶。

(2) 第一次周期来压。工作面推进至距离开切眼40.6m时, 工作面30~160#支架来压, 来压段平均支架阻力5951k N, 峰值达到8744k N, 工作面出现漏矸、飓风等来压特征, 安全阀开启率达到14%, 工作面架后基本垮实, 来压持续12m, 来压步距16m。

(3) 第二次周期来压。工作面推进至距离开切眼54.5m时, 20~160支架来压, 来压段平均支架阻力5656k N, 峰值达到8431k N, 工作面出现漏矸、飓风等来压特征, 安全阀开启率达到11.2%, 支架后方全部垮实, 地表出现大面积塌陷, 本次来压持续9.5m, 来压步距13m。

3.3 基岩厚度对矿压影响分析

通过220工作面初采期间矿压观测分析, 基岩厚度变化对工作面矿压规律影响明显。根据矿压观测可知, 当工作面推进至距离开切眼40.6m时, 工作面靠机头侧40~70#支架区域顶板来压, 来压期间支架阻力峰值为8744k N, 该区域来压持续长度约为11m。

4 结论

(1) 前期准备, 结合实际对强制放顶方案进行适当的调整能够达到更好的放顶效果, 井下注浆加固薄基岩区域对防治溃沙起到一定的作用。

(2) 220工作面老顶初采来压步距38m, 来压持续长度为13m, 来压平均支架阻力为5604k N, 压力峰值为8015k N。老顶初次来压时, 顶板并未垮落充分, 当第一次周期来压期间, 顶板充分垮落。

(3) 通过对220工作面前期矿压观测结果进行分析表明:基岩厚度变化对初采期间工作面矿压规律影响明显。基岩厚度变化导致了工作面来压步距、来压持续长度和来压支架阻力的变化。

参考文献

[1]陶志勇, 任艳芳.薄基岩浅埋深综采工作面矿压规律实测分析[J].煤矿开采, 2009 (03) :93-94.

[2]马立强, 张东升, 刘玉德等.薄基岩浅埋煤层保水开采技术研究[J].湖南科技大学学报 (自然科学版) , 2008 (01) :1-5.

大采高开采 第4篇

【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。

大采高综采技术关键问题分析 第5篇

随着煤炭行业的发展以及社会对煤炭资源需求量的增多, 高产高效矿井的建设速度逐渐加快, 煤炭开采的机械化水平、安全水平等有显著发展, 而大采高综采技术在厚煤层的开采中也开始得到运用, 如河北的薛村煤矿、山东的东滩煤矿、河南的十二矿等在厚煤层、特厚煤层开采中运用到先进的综采综放工艺, 取得了不同程度的技术进步。同时, 该项技术既为提高煤炭采出率做出巨大贡献, 同时也遇到了许多问题, 如何解决这些问题, 保证煤炭开采的安全性是矿山企业迫切需要解决的难题。

1 大采高综采技术概述

大采高综采技术至今还没有非常明确的定义, 它是相对于普通综采而言的, 当大采高割煤高度超过3.5 m时, 其就是大采高综采。与普通综采相比, 大采高综采技术具有以下特点:工作面开采高度大、覆岩破坏大;工作面支护强度高、动载系数小, 支架围岩受力以静载为主;生产能力大、效率高、采出率高、煤尘小;工作面煤壁片帮严重, 支架稳定性差。

从该技术的研究历史角度来说, 该技术是从20世纪60年代开始发展起来的。20世纪60年代, 日本研发出一种5 m采高的液压支架。1970年, 德国使用开发出来的几种大采高液压支架开采热罗林矿4 m厚的7#煤层, 取得巨大成功。接着, 在美国、前苏联、澳大利亚、捷克、英国、法国等国家展开了大采高综采技术的全面系统研究, 并取得巨大成功。到20世纪末, 信息技术不断往煤炭行业渗透, 自动化控制、微机检测监控、机电一体化等被运用到大采高综采技术中, 开发出更多适应不同煤层条件的大采高综采设备, 为提高厚煤层开采率做出突出贡献。

我国在改革开放后开始大力引进先进的大采高综采设备, 并开始该项技术的研究, 于1984年在西山官地矿18202工作面首次采用国产的大采高综采设备进行工业性实验。由于我国的先进技术开发能力较差, 20世纪的大采高综采技术进展不大, 一直到1998年后才开始有了突破性发展, 到今天, 大采高综采设备更多, 适应我国厚煤层复杂的生产条件, 但该项技术还是存在一些关键问题, 如支架稳定性的有效控制、防止煤壁片帮等。

2 大采高综采技术的关键问题及解决方法

2.1 设备稳定性问题

在厚煤层、特厚煤层的开采中, 运用大采高综采技术需要解决的关键问题之一就是运输机及支架的稳定性。譬如说, 在大倾角厚煤层开采中, 由于开采工作面的倾角较大, 刮板输送机易下滑, 而下滑又会导致支架的下滑, 进而导致刮板输送机的机头和转载机无法正常搭接, 影响到工作面的正常开采, 严重时可能带来运输机与支架抵帮问题, 带来严重后果。另外, 由于大采高综采技术的工作面大、采高大, 当工作面顶板破碎时, 出现支架蹬空、接不实顶板等问题, 极有可能出现支架失稳、倾倒等问题。因此, 在大采高综采中, 必须解决好设备稳定性问题, 保证生产的安全和效率。

首先, 掌控工作面两头进尺比例, 调整刮板输送机以及移驾顺序。刮板输送机和支架是重型机械设备, 在重力因素的影响下, 可能发生工作面设备下滑现象。在刮板输送机出现下滑征兆时, 适当调整工作面, 使机头进尺大于机尾进尺, 从而使工作面形成一个合理的倾角, 抵制刮板输送机的下滑, 使工作面的推进方向和走向的一致性。另外, 实践经验告诉我们, 刮板输送机的下滑可能导致推拉板与煤壁形成一定的夹角, 进而加速刮板输送机的下滑, 形成恶性循环, 故而需要调整移驾顺序, 使支架的推拉板与工作面煤壁保持垂直。

其次, 加强工作面顶板管理, 安装支架放倒装置。当工作面的地质构造发育完全, 存在对开采有影响的断层时, 必须采取合理措施控制顶板。顶板不稳定时, 立即拉好超前架, 在顶板铺一层金属网, 防止架间漏矸, 保持顶板的完整性。当顶板出现破碎无法保持完整时, 使用单体液压支柱辅助脱移支架。顶板出现断层时, 根据实际情况采取补充措施。为防止液压支架的倾倒, 在其梁上安装防倒千斤顶, 在底座安装防滑千斤顶。

2.2 煤壁片帮控制问题

煤壁片帮是大采高综采技术的一项重要问题, 有效防治煤壁片帮是解决采场围岩稳定性问题的重要举措。据统计, 大采高综采的支架围岩事故是一般综采面的几倍, 过去常常采用煤壁塑性区发育宽度来分析煤壁片帮的机理和防治技术, 存在一定的准确性问题。首先, 采动煤壁本身就是塑性大变形岩体, 煤壁塑性变形只是片帮的必要条件;其次, 煤壁片帮与时间有关, 是一个时效性问题, 当工作面推进速度较快时, 煤壁片帮是比较容易控制的。在该问题的解决上, 洞旁边煤矿对2101大采高综采面煤壁片帮规律进行了实测, 得出片帮形式、分布规律、片帮与采高关系、片帮与冒顶关系、片帮影响因素等。郝海金等人对片帮发生概率等进行研究, 对所有的因素进行定量分析, 从理论角度解释了片帮发生的原因。宁宇等人认为可以通过提高支架工作阻力、缩小端面距、采用二级护帮机构、及时移驾等措施来有效控制煤壁片帮现象的发生, 保证煤矿开采的安全性。另外, 在该问题的防治上, 还需不断进行理论研究是实证研究, 建立煤壁片帮的理论判别式, 分析其时效性, 研究工作阻力、初撑力等支架参数对煤壁稳定性的影响规律。

2.3 端部围岩稳定性控制问题

断面围岩稳定性控制效果与工作面推进速度、开机率等密切相关, 是大采高综采技术是否能充分发挥其大幅度提高采出率的重要因素。当前, 由于巷道掘进技术、支护手段等发展还不全面, 大采高综采技术的平巷高度一般低于采高2~3 m, 造成工作面端部底煤留设问题, 一定程度上影响了支架稳定性。因此, 必须加强端部围岩稳定性控制原理和技术的研究, 以工作面系统稳定性为核心, 加强支架的工作阻力与稳定性设计, 适当减轻其重量, 加强煤壁-顶板-底板三维空间运动与支架耦合作用机理的研究, 探讨新的解决方法。

2.4 工作面防治水问题

若工作面治水不力, 很容易造成采空区涌水和工作面涌水进入转载机, 造成转载机与胶带拉水炭, 胶带无法正常运输。当运输巷存在低洼点时, 采用排水泵会导致排水和清理工作都较为困难。对此, 可以在机头端头支架切顶排处和转载机尾用编织袋装河砂, 在巷道底板打一个挡水堰, 在转载机道下帮贴巷道支架铺设水溜槽, 使得涌水排入到水溜槽中, 避免其进入转载机。在巷道低洼点处吊挂铺设一路PVC管路, 使管路倾斜方向与巷道倾斜方向一致, 坡度在0.3%, 管路的一头设置沉淀池, 另一头连接到水溜槽中, 这样使得采空区的涌水跨过低洼点直接进入到泄水巷中。

3 结语

随着大采高综采技术的快速发展, 该项技术已在厚煤层、特厚煤层、大倾角厚煤层开采中得到运用, 并取得良好效果, 在提高采出率方面起到重要作用。但同时也要看到其中存在的关键技术问题, 加强理论和技术研究, 完善技术, 加强大采高综采的安全性, 提高采出率, 推动我国煤炭行业健康发展。

参考文献

[1]易伟明.浅论大采高综采技术[J].民营科技, 2010 (8) :5.

[2]邓国学.关于大采高综采开采技术的探讨[J].城市建设理论研究 (电子版) , 2012 (5) :1-4.

[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.

大采高液压支架快速组装工艺 第6篇

随着采煤技术的不断提升, 近年来淮南矿区不断推广使用大采高液压支架, 目前使用的最大型号液压支架为ZZ13000/28/65D型, 支架重48.9T。综合煤矿副井提升能力、井下巷道运输条件等客观因素, 支架入井前解体为:顶梁一车, 掩护梁一车, 前四连杆、后四连杆一车, 立柱一车, 底座一车。支架的组装速度直接制约着支架的安装进度, 从而制约着煤矿综采工作面的生产, 所以提高大采高液压支架的组装速度对于煤矿生产有着极其重要的作用。

1 确定支架部件井下运输顺序

大采高液压支架由于入井前部件解体较零散, 如果支架部件在井下运输顺序不合理, 将严重影响施工进度, 同时将增加施工过程中的安全威胁, 所以选择合理的支架部件运输顺序对支架组装速度和施工安全起着决定性的作用。经研究, 选择支架设备进车顺序为:顶梁车→立柱车→底座车→前四连杆 (后四连杆) 车→掩护梁车。

2 组装硐室设计及组装起吊工具的布置

2.1 组装硐室设计

组装硐室要保证有效高度不低于5.4米, 有效宽度不低于5.5米, 长度不少于80米, 组装硐室底板必须保证平整, 硐室设三个组装点, 每个组装点间距为15米, 实现三个组装点同时进行施工, 最大限度的提高了组装效率, 组装硐室如下图所示:

2.2 组装硐室起吊工具的布置

经研究我们设计了优化的组装硐室起吊工具的布置, 如下图所示:

3 大采高液压组装工艺

3.1 设备部件组装的顺序

经研究, 确定支架的组装顺序为:立柱→后连杆→掩护梁→顶梁。在1#组装点组装立柱、前四连杆、后四连杆, 在2#组装点组装掩护梁, 在3#组装点使用液压起吊架组装顶梁, 实现三个点同时施工。

3.2 组装施工工艺

在1#组装点使用e风动葫芦分别配合b、c、f、g手拉葫芦组装四个立柱, 使用d风动葫芦配合a、b、e、f手拉葫芦先组装前四连杆、后组装后四连杆, 1#组装点可实现同时进行立柱组装和前四连杆、后四连杆组装。

在1#组装点组装立柱和前四连杆、后四连杆的同时, 在2#组装点使用F风动葫芦配合A、C风动葫芦将掩护梁进行翻身并平落在底板上, 然后使用F风动葫芦配合高强度锚链挂在掩护梁的前端, A、C两台风动葫芦配合高强度锚链挂在分别吊掩护梁的后端, 将掩护梁起吊到合适高度, 将在1#点组装好立柱和前四连杆、后四连杆的支架使用绞车运输到2#组装点即可进行掩护梁的组装。

在2#组装点组装掩护梁的同时, 3#组装点使用液压起吊架进行顶梁的翻身, 并将顶梁起吊到合适高度, 将在2#点组装好掩护梁的支架使用绞车运输到3#组装点即可进行顶梁的组装。

3.3 连接管路

将支架的供液管路按照对应的位置对接好, 接供液管路时要确保支架各部件固定可靠, 无漏液现象。

4 安全技术措施

(1) 每班施工前, 要安排专职人员将起吊工具、组装架等设备设施、工器具、作业环境等检查一遍, 确保无任何隐患后方可施工作业。

(2) 组装时现场必须有班队长指挥, 风动葫芦及组装架操作人员在施工前必须先熟悉其性能及操作要领, 操作时必须听清口令并向指挥人员确认后方可进行操作。风动葫芦必须按照规定操作, 严禁过卷, 严禁野蛮操作, 操作时必须精力集中, 听清口令, 缓慢操作, 且操作按钮设在安全并方便操作地点。

(3) 组装、起吊时实行全封闭管理, 并设置专人警戒, 除作业人员外其他无关人员严禁靠近组装点, 组装时施工人员严禁处于起吊设备下方或设备脱钩时可能甩及的范围之内。

(4) 组装时, 操作人员要配合好, 在支架部件起吊到位后, 必须等到各部件稳定后方可作业, 在穿销过程中, 严禁葫芦、绞车有任何动作, 如确需调整的, 必须在施工人员撤离至安全地点后方可调整。

(5) 在起吊过程中, 人员的站位要选好, 起吊物下方及脱钩时可能甩出的方向严禁站人。起吊掩护梁、顶梁时, 拴挂点必须确保平衡, 防止吊起后物件歪斜。

(6) 顶梁、掩护梁起吊时若出现倾斜现象, 可使用手拉葫芦进行调整, 顶梁及掩护梁严禁长时间悬空。

(7) 支架在组装硐室打运时, 要收好绳道内的葫芦链及组装架钩头, 防止支架打运时刮碰。

(8) 两人抬销轴时必须配合一致, 重拿轻放, 穿销轴时要配合好, 口令一致, 销轴超重时必需选用3t手拉葫芦或棕绳穿过1t滑轮配合吊起辅助穿销轴, 销轴起吊后, 其下方严禁有人。

5 结论

此大采高液压支架组装工艺, 是在总结以大采高液压支架组装的基础上, 不断优化施工工艺, 不断进行施工技术及安全管理创新。采用该工艺后, 施工效率由以前一小班组装1-1.5架提高到2-3架, 极大的提高了施工效率, 有效减轻了职工劳动强度, 保证了工作面快速接替, 提高了施工安全系数, 取得了较好的经济及安全效益。

参考文献

[1]李金兵, 马学团.淮南矿区大采高液压支架快速组装安装技术[J].煤矿现代化, 2014 (12) .

大采高综采工作面支架回撤技术 第7篇

1工作面概况

补连塔煤矿22303综采工作面长301 m(净煤壁),布置ZY16800/32/70型7.0 m双柱掩护式液压支架143台,ZY9000/25.5/55型5.5 m双柱掩护式支架7台,ZY12000/28/63型6.3 m双柱掩护式过渡架2台。

2巷道布置和回撤通道支护

2.1辅巷多通道巷道布置

22303工作面回撤通道和回撤辅巷之间布置5个联巷,相邻联巷中心距为50 m。根据支架参数、特种车辆参数,确定回撤通道与回撤辅巷之间煤柱为30 m,回撤辅巷宽为5.4 m,高为4.0 m,联巷宽为5.0 m,高为4.0 m。回撤通道宽为6.8 m,高为4.5 m,以保证经济、合理的回撤空间(图1)。

2.2回撤辅巷、联巷及回撤通道的支护

支护的作用是阻止部分失稳围岩产生过大的位移,以维持围岩的自稳能力,保证采掘工作面的安全。如果支护性能与围岩自稳能力相匹配,能充分利用围岩自稳能力,则可以用较小的支撑力来达到维护的目的[1]。因此,选择正确的支护方式才能在保证安全的前提下实现经济效益最大化。

(1)回撤辅巷支护。

由于保护煤柱的作用,回撤辅巷巷道围岩压力相对较小,回撤辅巷两帮网和顶板采取“金属网+锚索”支护方式,金属网片规格为Ø4.0 mm2 500 mm10 000 mm,锚索规格为Ø17.8 mm8 000 mm,间排距为2.5 m3.0 m。

(2)回撤通道支护。

回撤通道是回撤综采工作面设备的主要通道,与综采工作面贯通前承受的围岩压力较大,在设备回撤期间易产生顶板下沉、鼓帮等现象,因此回撤通道顶板支护成为通道支护的关键环节。①顶板支护。回撤通道顶板采用“金属网+锚索+Π型钢带+液压支架”联合支护方式。顶板铺设的金属网为双层,规格为Ø4.0 mm2 500 mm10 000 mm;Π型钢带规格为4 600 mm140 mm8 mm,采用Ø22 mm8 000 mm锚索支护。Π型钢带间距为1 000 mm,锚索间排距为2 100 mm1 000 mm;采用在通道内支设3排(呈“三花”布置)ZZ18000/25/50型支撑式液压支架。经计算,支护强度达1.739 MPa,高于工作面的支护强度(1.23～1.44 MPa)。②正帮支护。回撤通道正帮(与工作面贯通侧)采用规格为Ø27 mm2 400 mm的可切割玻璃钢锚杆及200 mm300 mm50 mm的木托盘和塑料网支护,锚杆间排距为1 000 mm1 200 mm。③副帮支护。回撤通道副帮支护采用“金属网+锚索+Π型钢带”支护方式。帮网铺设的金属网为双层,规格为Ø4.0 mm2 500 mm10 000 mm;Π型钢带规格为4 000 mm140 mm8 mm,采用Ø22 mm5 000 mm的锚索支护,Π型钢带间距为1 000 mm,锚索间排距为1 000 mm1 200 mm。

3工作面与回撤通道贯通时铺网工作

综采工作面回采到距采通线(回撤通道正帮)25 m时,开始调整采高,使其与回撤通道高度(4.5 m)一致,距采通线14 m时开始铺网。当工作面距采通线12 m时,铺设双层金属网。综采面液压支架顶梁前端距采通线13.2 m时,每间隔800 mm铺设1条Ø15.5 mm的钢丝绳,用14#钢丝将钢丝绳与网片连接,网扣间距为200 mm,共17条,钢丝绳两端头固定于两巷顶板锚索上。贯通后将网片与回撤通道内的网片连接,搭接长度不少于200 mm。

4综采工作面液压支架回撤工艺

回撤综采工作面“三机”(刮板机、转载机和破碎机)、采煤机之前,先将各个联巷内和回撤通道内正对联巷口的支撑式支架撤出,为车辆创造行车条件,待“三机”和采煤机回撤完毕后开始回撤液压支架。各类型支架技术参数:①四柱支撑式支架,型号ZZ18000/25/50,支护高度为2.5～5.0 m,质量为39.6 t,运输尺寸为4 600 mm1 616 mm2 500 mm。②双柱掩护式支架,型号ZY16800/32/70,支护高度3.2～7.0 m,质量67.5 t,运输尺寸为9 420 mm1 950 mm3 200 mm,支架中心距2 050 mm;1#、2#双柱掩护式支架,型号为ZY12000/25/50,支护高度2.5～5.0 m,质量37 t,运输尺寸为7 665 mm1 650 mm2 500 mm,支架中心距为1 750 mm;3#双柱掩护式支架,型号为ZY12000/25/48,支护高度2.5～4.8 m,质量35 t,运输尺寸7 665 mm1 650 mm2 500 mm,支架中心距1 750 mm;4#双柱掩护式支架,型号为ZY7625/22/43,支护高度2.2～4.3 m,质量24 t,运输尺寸6 510 mm1 650 mm2 200 mm,支架中心距1 750 mm。

22303综采工作面贯通后,工作面与主回撤通道台阶控制在±300 mm,贯通条件良好。主回撤通道顶板比较完整,未出现切顶现象,顶板下沉量300～500 mm。主回撤通道辅巷侧鼓帮200～300 mm,压力显现不明显。各联巷顶板下沉量300～500 mm,其中3#联巷下沉量500 mm。为加快回撤速度,从3#联巷开口分两侧向机头、机尾方向同时回撤。为保证有效的支护空间和支护强度,此次回撤支架采用安放4台掩护支架的回撤方法。

4.1改主回撤通道内支撑式支架

联巷口的支撑式支架在回撤“三机”、采煤机阶段已经回撤。确定3#联巷开口回撤支架后,应将2#至4#联巷段主回撤通道内靠近工作面支架一侧的支撑式支架先回撤1排,保证撤出的工作面支架有足够的撤出空间。

4.2支架开口和安放掩护支架

3#联巷位于工作面中间,在实际顶板观测中压力显现较其他联巷明显,因此选择在此联巷开口。

(1)在3#联巷正对的调车硐室设1台40 t绞车。安放机头侧掩护支架之前,首先将机头侧掩护支架位置的支撑式液压支架回撤出来,不能将两侧的支撑式液压支架同时撤出,防止3#联巷口空顶面积过大。

(2)从2#联巷进车,用VTC-650蓄电池式支架搬运车运输1#、2#、3#掩护支架至主回撤通道内做机头侧的掩护支架;用2#、3#、4#联巷处的绞车拉移,分别调整1#、2#、3#掩护支架,使掩护支架并列相邻,并预留出3#联巷口回撤支架的空间,升起掩护支架达到初撑力,有效控制顶板(图2)。

(3)用同样方法将机尾侧掩护支架安放到位。

(4)用3#联巷正对调车硐室绞车,在被撤支架推移杆上挂设1个动滑轮,从3#联巷口依次将71#、70#、72#支架撤出,回撤支架困难时可增加动滑轮数量,以增大牵引力,并在支架的原位支设连锁木垛(道木规格1 500 mm140 mm140 mm)、木丛柱(圆木规格Ø300 mm);用2#、4#联巷绞车拉移和机头侧1#、2#、3#掩护支架的自爬,调整掩护支架的位置,将2#掩护支架顶梁前端与69#支架右侧对齐,1#掩护支架顶梁前端与68#支架右侧对齐,3#掩护支架尾梁退至与机尾侧3#掩护支架靠紧。用2#联巷和其正对硐室的绞车,依次将68#、69#支架撤出,并在支架的原位支设连锁木垛、木丛柱(图3)。

(5)从2#联巷进车,用VTC-650蓄电池支架搬运车运输4#掩护支架至机头侧,利用2#、4#联巷绞车、支架自爬和VTC-650蓄电池支架搬运车调整掩护支架,使4#掩护支架顶梁前端与原68#支架右侧对齐(图4);用2#联巷绞车、支架自爬调整3台掩护支架位置,使1#掩护支架顶梁前端与66#支架右侧对齐,2#掩护支架顶梁前端与67#支架右侧对齐,3#掩护支架顶梁前端与67#支架中部对齐。

(6)机尾侧安放掩护支架的工艺与机头侧相同,掩护支架安放完毕后两侧均具备正常回撤支架条件。

4.3正常回撤支架

两侧4台掩护支架安放到位后,开始正常回撤支架。根据现场实际观测,顶板的下沉量相对稳定,下沉速度1.67～5.00 mm/h。顶板相对完整、压力不大,因此选择抽芯撤架方法,减少拉移掩护支架次数,加快支架回撤。

(1)回撤主回撤通道内支撑式支架,保证1个循环内支架调向空间,控制回撤支撑式支架的数量,不得提前大面积回撤,防止空顶过大。

(2)机头段回撤时,先抽芯回撤66#支架,在66#支架、1#掩护支架推移杆上挂设滑轮,将绞车钢丝绳头固定在1#掩护支架船头吊装孔处。拉紧绞车钢丝绳后降下被撤支架,通过支架自爬和2#联巷绞车牵引配合,将66#支架撤出,并在原位的钢丝绳下支设木丛柱和连锁木垛。用2#联巷绞车牵引支架至2#联巷口,再利用2#联巷正对硐室的绞车将支架牵引至2#联巷内,用LWC-80T框架式支架搬运车装车,将支架搬运至指定地点(图5)。

(3)回撤67#支架,在67#支架、1#掩护支架推移杆、船头吊装孔上挂设滑轮,将绞车钢丝绳头固定在2#掩护支架推移杆上。拉紧绞车钢丝绳后降下被撤支架,通过支架自爬和2#联巷绞车牵引配合,将67#支架撤出,并在原位的钢丝绳下支设木丛柱和连锁木垛。

(4)用2#联巷绞车牵引支架至2#联巷口,再利用2#联巷正对硐室的绞车将支架牵引至2#联巷内,用LWC-80T框架式支架搬运车装车,将支架搬运至指定地点。

(5)用绞车和支架自爬拉移掩护支架,按4#掩护支架、3#掩护支架、2#掩护支架、1#掩护支架的先后顺序分3次迈步前进,步距不超过1 500 mm,防止咬架、漏矸,将4台掩护支架拉移到位。拉移其中1台掩护支架时,确保其他3台支架达到初撑力。将1#掩护支架顶梁前端与64#支架右侧对齐,2#掩护支架顶梁前端与65#支架右侧对齐,3#掩护支架顶梁前端与65#支架中部对齐,4#掩护支架顶梁前端与65#支架左侧对齐。绞车拉移掩护支架时,可依靠滑轮改变牵引方向,阻力增大时可增加动滑轮的数量进行调整(图6)。

5结语

22303工作面支架回撤历时8 d,日均回撤支架近20台,实现了支架的安全快速回撤。

(1)贯通前的铺网从14 m开始,支架回撤中,采空区压网长度不足1 m,回撤支架时存在支架刮蹭网片造成支架尾梁漏矸现象。因此,在贯通前煤壁剩余15 m时即开始铺设金属网,且保证起始为双网。

(2)支架回撤中三角区容易发生撕网现象,主要是因为回撤通道顶板原用的金属网与贯通后金属网片搭接处用的14#钢丝连网的密度、强度不够。因此,在提前支护回撤通道时,在主回撤通道内距离贯通侧400 mm,预打1排Ø22 mm8 000 mm锚索,间隔2 050 mm,不上托盘,贯通后,网片搭接用14#钢丝连网后,安设托盘与锁具。

(3)回撤支架时,主掩护支架与煤壁在顶板来压时容易挤死,给拉移掩护支架造成困难。因此,主掩护支架与煤壁之间保持500 mm左右空间。

(4)此次支架回撤,从3#联巷开口回撤20台支架时,顶板未垮落,导致三角区压力较大,增大了撤架难度。因此,提前在回撤通道开口撤架处打好强放孔,在开口撤架后,若三角区超过30m距离未垮落,采取强制放顶措施以减小三角区压力。

(5)回撤支架时,顶板首次来压,两侧同时拉移掩护支架,造成通道下沉加快。因此,在开口撤架至首次来压期间拉移掩护支架时,必须保证一侧拉移完毕后另一侧再拉移。

参考文献

大采高回采工作面顶板特征分析 第8篇

大采高采煤并没有十分稳妥地应用于工程实践, 究其原因是因为对大采高技术条件下的工作面围岩稳定性研究甚少, 没有较好地掌握工作面围岩的破坏规律以及煤壁片帮机理。大采高采煤法的围岩矿压规律不同于普通综采, 故而产生不少支架围岩事故。因此, 掌握大采高条件下顶板特征的研究显得特别重要。以潞安集团王庄矿大采高工作面为背景进行研究, 该工作面采用大采高一次采全高法采煤。为了探索厚煤层大采高法开采的技术难关, 提高王庄矿的厚煤层开采效率, 故对该工作面的顶板特征进行研究和分析。

1 顶板垮落规律分析

上覆岩层直接顶随着回采工作面的推进而垮落, 弯曲下沉带随着工作面的推进而整体下移, 直接顶和弯曲下沉带对工作面的影响较小。而老顶是对工作面矿压有较显著的影响且硬度大的厚岩层[1], 所以分析顶板垮落规律把老顶的垮落作为重点研究对象。

采空区上覆岩层的悬露范围随着工作面的推进而扩大, 覆岩由于矿压的作用而弯曲变形, 当变形量超过极限跨距时便形成冒落。覆岩厚度、强度、荷载以及层位决定了覆岩的垮落状态。进行理论分析之前首先计算上覆岩层各层的载荷大小。假定各个岩层所受荷载为均布荷载[2]。计算的力学模型如图1所示。依据组合梁理论可以确定顶板的极限垮落步距和垮落覆岩的厚度。

2 顶板垮落特征分析

该大采高回采工作面顶板由细砂岩、中砂岩以及泥岩等组成。具体的物理力学参数见表1所示。

经计算, 顶板第一层岩层所受载荷为48.8 k N/m2;第二层岩层所受载荷为148.02 k N/m2;第三层岩层所受载荷为232.66 k N/m2;第五层岩层所受载荷为68.32 k N/m2;第六层岩层受载131 k N/m2。

根据经验估计工作面长度大于垮落步距, 故采用“梁理论”计算工作面的垮落步距。该理论指出初次垮落步距一般小于回采工作面长度的7/10[3]。计算可得顶板各岩层的初次垮落步距和周期垮落步距, 从而得知该工作面的直接顶初次垮落步距为15.7 m, 周期垮落步距为6.4 m。老顶的初次垮落步距为31.5 m, 周期垮落步距为12.8 m。详细情况见表2所示。

对各岩层受载及垮落步距进行分析得到:工作面上覆岩层垮落方式为逐次分层垮落。工作面推进到15.7 m的位置, 直接顶首先垮落, 垮落高度为2 m;工作面推进到31.5 m的位置, 老顶垮落, 老顶上部的泥岩层和2号煤层也同步垮落, 垮落高度达到18.6 m;工作面推进到45.5 m的位置, 中砂岩层垮落, 垮落高度为23.36 m。

3 进行顶板分类

根据缓倾斜煤层工作面顶板的分类标准对工作面顶板进行分类。由于直接顶的初次垮落步距为15.7 m, 在9-18 m范围内, 故直接顶属于II类中等稳定顶板[4]。老顶的初次来压当量经计算为1 169.6 k N/m2, 大于1 145 k N/m2, 故老顶属于IV级极强烈来压顶板。所以顶板较难控制, 矿压显现强烈。直接顶和老顶的分类标准见表3和表4所示。

4 结语

1) 王庄矿大采高工作面的直接顶初次垮落步距为15.7 m, 周期垮落步距为6.4 m。老顶的初次垮落步距为31.5 m, 周期垮落步距为12.8 m。工作面上覆岩层垮落方式为逐次分层垮落。工作面推进到15.7 m的位置, 直接顶首先垮落, 垮落高度为2m;工作面推进到31.5 m的位置, 老顶垮落, 老顶上部的泥岩层和2号煤层也同步垮落, 垮落高度达到18.6 m;工作面推进到45.5 m的位置, 中砂岩层垮落, 垮落高度为23.36 m。

2) 直接顶属于II类中等稳定顶板;老顶属于IV级极强烈来压顶板。顶板较难控制, 矿压显现强烈。

参考文献

[1]缪协兴.采场老顶初次来压时的稳定性分析[J].中国矿业大学学报, 1989 (3) :91-95.

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[3]孙广义, 潘启新, 黄占龙.单体支柱工作面顶板压力计算的探讨[J].黑龙江矿业学院学报, 1998 (1) :6-9.

大采高开采 第9篇

1) 工作面地质情况。本工作面现采的3号煤层位于山西组中下部, 上距下石盒子组底砂岩 (K8) 约26.58m, 下距K7砂岩约9.58m, 煤厚4~6m, 平均煤厚5m, 煤层底板标高为470~520m。煤层伪顶为炭质泥岩, 直接顶板为泥岩或砂质泥岩, 厚7.92~8.49m, 平均厚度8.12m, 底板为泥岩、粉砂质泥岩, 厚6.47~8.55m, 平均7.80m。工作面煤层倾角为2°~8°, 300~500m有一处落差为2.5m的正断层。

2) 复用巷道四邻关系。1321运输顺槽作为复用巷道, 北为1321回风顺槽, 南为1320采空区, 东为1400回风巷, 西为1300东回风巷。该复用巷道在1320综采面回采时担任辅助回风巷, 在1321综采面回采时担任运输顺槽。

3) 采煤系统工艺。工作面采用一次采全高采煤方法。采用采煤机割煤, 落煤通过刮板输送机经1321运输顺槽的转载机、破碎机、皮带输送机运至1300采区皮带, 然后运至井底煤仓。工作面周期来压步距一般为26~30m。原超前支护方式为穿鞋带帽单体点柱, 超前支护20m范围内每排安装两根单体柱。

4) 巷道原支护方式。1321综采面运输顺槽断面为矩形, 巷道断面尺寸为宽高=5.5m3.8m, 原支护方式为锚网支护, 锚索补强。具体支护参数为:顶板支护:采用直径为Φ20mm, 长度为2400mm螺纹钢锚杆配合直径为Φ14mm的钢筋托梁和金属网支护, 锚杆间距为900mm, 排距为1000mm。每排安装一根直径为Φ15.24mm, 长度为7300mm的锚索补强支护。巷帮支护:采用直径为Φ20mm, 长度为2000mm螺纹钢锚杆配合直径为Φ14mm的钢筋托梁和金属网支护, 锚杆间距为900mm, 排距为1000mm。

1 复用巷道顶板维护管理中存在的问题

1) 复用巷道受相邻采空区和现采工作面采动影响, 应力相对集中。2) 顶板下沉量大, 单体柱无行程, 运输顺槽过渡支架和转载机易卡死。3) 掉包严重, 金属网承受重力超载, 易出现局部漏顶。4) 超前支护范围内部分锚杆锚索失效。

2 加强支护方案及效果比较

方案一:更改原超前点柱为单体柱配合π型梁支护。效果:顶板掉包得到适当控制, 但属于被动支护, 顶板受压离层, 部分顶板锚杆失效, 单体柱受压无行程, π型梁变形严重失效。顺槽过渡支架受压高度不足, 卡死转载机。

方案二:增加高强度锚索补强支护。效果:锚索采用点控制顶板, 锚索周边的顶板受压破碎出现漏顶现象, 锚索托板变形严重, 出现锚索托盘陷入顶板煤体里, 锚索破断弹射现象, 顺槽过渡支架受压高度不足, 卡死转载机。

方案三:增加高强度锚索配U型钢支护。效果:在增压区以外预先控制顶板, 防止顶板锚杆失效。锚索配合U型梁呈面控制顶板, 高强度锚索受力均衡, 未出现锚杆锚索失效现象。顶板掉包、下沉量得到有效控制, 过渡支架和转载机运行正常。

通过上述几种加强支护方案的尝试比较, 方案三目前最合适我矿复用巷道的加强支护方案。

3 高强度锚索配U型钢梁补强支护施工方法

在运输顺槽距超前支护50米内提前使用长度为8300mm、直径Φ21.8mm锚索配2m长的U型钢梁进行补强支护。

1) 首先准备加工好的U型钢梁。钢梁要求:长度为2m, 且在2m长的U型钢梁两端距边10cm的距离开孔, 两孔中心距为1.8m, 孔径为23mm, 长度10cm。2) 其次在运输顺槽内补打三个锚索。锚索间距、排距要求:三个锚索分别距可采帮为1.2m、3m和4.5m, 其间距为1.8m和1.5m, 排距为2m。3) 最后在补打锚索下安装U型钢梁。钢梁安装要求:一根平行于顺槽, 另一根垂直于顺槽, U型口朝上。上钢梁时, 人员站在平台或楼梯上将U型钢梁托起, 补打锚索从钢梁开孔处穿过, 用锚具将U型钢梁锁紧。靠近可采帮1.2m和3m的两个锚索使用一根2m的钢梁, 垂直于顺槽。靠近可采帮4.5m的两个锚索使用一根2m的钢梁, 平行于顺槽。

4 巷道维护效果

1321运输顺槽复用巷道采用高强度锚索配U型钢梁补强支护后, 围岩变形明显减小。

顶板下沉量由原支护的150mm/d减少至20mm/d, 顶板掉包得到充分控制, 锚索受力均衡, 未出现破断弹射现象, 保护了巷道围岩稳定, 改善了巷道维护状况。

5 结语