不同倾角范文（精选10篇）

不同倾角 第1篇

关键词：深埋隧道,软岩大变形,结构面倾角,隧道施工,施工安全

1 概述

随着我国交通建设的迅速发展, 在深部岩体中修筑隧道工程已必不可少, 随之而来的深部岩体所具有的特殊工程地质问题也更加突出。在深埋隧道勘察设计和施工过程中, 高地应力的存在是影响隧道稳定的重要因素, 主要表现为硬岩岩爆和软岩大变形或塑性破坏。高地应力引起的岩爆、流变、断层软岩挤入大变形等灾害给施工带来的困难也随之出现[1,2,3,4]。软岩支护是地下工程中最难解决的工程技术问题之一, 以其大变形、高地压、难支护的特点一直受到岩石力学及地下工程界的普遍关注[5]。

由于岩体形成的条件千差万别, 结构面的情况复杂多变, 研究结构面的方位、密度、组合关系及力学特性, 对岩体变形和破坏规律的影响较岩石性质的影响更为重要, 因此研究结构面对隧道稳定性的影响尤为重要[6,7]。文献[8]在实验室用立体相似模型研究了在三向荷载作用下 (等围压) , 掘进巷道时结构面具有不同倾角对其围岩稳定性的影响。得出结构面倾角为45°时围岩稳定性较好, 随结构面倾角增大围岩稳定性减弱的结论。文献[9]研究了顺层岩石边坡稳定性与岩层倾角的关系, 得出了岩层倾角越小, 边坡越稳定的结论。文献[10]分析了结构面的方位、几何参数和抗剪强度对公路隧道围岩稳定的影响, 探讨了RQD指标运用的问题以及推荐了JRC的定量统计估测方法。

下导洞超前开挖法作为分部开挖法的一种, 适用于设计断面较大或围岩软弱破碎严重、稳定性较差的隧道, 导坑超前开挖有利于提前探明地质情况, 且小断面坑道围岩的相对稳定性显著增强, 而在现代隧道施工建设中, 根据新奥法“尽可能采用大断面施工”的原则, 采用的开挖方式主要为全断面法和台阶开挖法, 下导洞超前开挖法应用较少[11]。

在深部软岩工程中, 由于涉及到物理非线性、几何非线性和接触边界非线性等力学问题, 因此其理论解的求解在数学上遇到非常大的困难, 需要借助于有限元、有限差分和离散元等数值方法和软件[12]。本文针对宜巴高速公路某隧道出现的单侧软岩大变形特征, 利用有限差分软件FLAC3D研究了隧道两侧围岩岩性不同时, 结构面倾角对隧道围岩稳定性的影响, 并对采用全断面法和下导洞超前开挖法时围岩稳定性进行对比分析。

2 工程概况

某隧道是宜巴高速公路控制性工程之一, 为项目全线最长隧道。隧道采用分幅式, 左幅起讫桩号ZK118+963~ZK126+487, 总长7 524.0 m, 右幅起讫桩号YK118+948~YK126+441总长7 493.0 m。隧道最大埋深约878 m, 属特长深埋隧道。

隧道区属构造剥蚀、侵蚀中低山深切沟谷地貌区, 地形切割较深, 沟谷斜坡地貌发育, 峰顶呈浑圆状, 丘脊宽缓, 山岭多沿北东向展布, 穿越区地形切割较强, 山间沟谷发育, 沟谷峡窄, 剖面多呈“V”字型。根据野外调查及钻探、物探资料, 隧道区内上覆盖层为残坡积碎石土, 沿山坡分布, 局部沟谷处有第四系冲洪积亚粘土、砾卵石层, 下伏基岩为侏罗系上统蓬莱组、隧宁组长石石英砂岩夹紫红色泥岩。

开挖揭露围岩发育有褶皱等小型构造, 围岩软硬交替, 且具有高地应力特点, 施工中多处出现偏帮、挤压掉块等现象, 且因两侧岩性不同, 采用全断面法施工时出现了单侧软岩大变形, 围岩沿锚杆层状剥落致使支护扭曲破坏等灾害。针对隧道内出现的上述现象, 施工单位决定前方高地应力区采用下导洞超前开挖法进行施工, 下导洞超前开挖施工方案如图1所示。

3 隧道施工数值模拟

3.1 计算模型

采用FLAC3D三维快速拉格朗日差分方法分析软件, 根据地下结构的计算原理, 隧道开挖影响范围为洞径的3~5倍, 且根据隧道的实际结构形式及地质条件, 进行了适当的模型简化。模型计算范围:水平方向 (x轴) 长度取90 m, 竖直方向 (y轴) 取90 m, 纵向 (z轴) 沿隧道轴线方向取60 m。围岩材料模型采用Mohr-Coulomb理想弹塑性模型, 开挖采用FLAC3D中的Null模型。模型左、右、前、后和下部边界均施加法向约束, 模型上部施加边界应力, 其等效地应力由σz=γh确定, γ 为上覆结构面的平均加权容重, h为上覆结构面总厚度。

3.2 力学参数

计算中采用理想弹塑性材料, 屈服准则采用Mohr-Coulomb准则, 并考虑岩体的受拉屈服、弹塑性变形及大变形。根据该隧道工程地质、水文地质及相关地质勘测资料, 围岩物理力学参数如表1所示。

因计算模型中岩性不唯一, 将计算模型划分为3个区域, 参数赋值时分区域进行, 定义x1、x2如下, 其中θ为结构面倾斜线与x轴负方向所成的夹角:

(1) 当0<x<x1时, 该区域内围岩为Ⅳ级砂岩, 物理力学参数如表1所示。

(2) 当x1<x<x2时, 该区域内为岩性变化区, 通过FLAC3D中的单元遍历程序对该区域进行赋值, 物理力学参数由式 (1) ~式 (5) 计算得出:

式中:C为材料的粘聚力;Φ为材料的内摩擦角;K为材料的体积模量;G为材料的剪切模量;D为点到过x1点边界线的距离。

(3) 当x2<x<90时, 该区域内围岩为Ⅲ级泥岩, 物理力学参数如表1所示。

图2所示为θ=60°和θ=120°时模型赋值块状示意图。

3.3 开挖方案

针对无支护时全断面法、下导洞超前开挖法进行数值模拟, 分析因隧道开挖引起的隧道围岩的应力、应变、位移情况及其随结构面倾角的变化趋势, 判断围岩的稳定性。为模拟实际施工开挖顺序, 采用如下开挖方案:全断面法采用15步开挖方案;下导洞超前开挖法采用下导洞先行开挖15步, 上圆弧后行开挖15步的开挖方案。数值模拟中, 隧道沿着z轴方向以3 m长度为一个循环进行模拟。

4 全断面法与下导洞超前开挖法对比

4.1 位移场特征

4.1.1 全断面法

隧道水平收敛和拱顶下沉量测是监控量测的主要内容之一, 也是隧道围岩应力状态变化的最直观反应。隧道拱顶竖向位移、拱腰水平位移、拱肩竖向位移及水平位移计算值如表2所示。

分析表2可知, 当不考虑θ=0°和θ=180°两种对称状态时, 随着结构面倾角变化, 拱顶竖向位移、拱腰水平位移、拱肩竖向位移及水平位移具有不同的变化趋势:

(1) 拱顶竖向位移:随着倾角θ增大, 拱顶下沉量逐渐增大。

(2) 拱腰水平位移:随着倾角θ增大, 左拱腰水平位移先增大后减小, 右拱腰水平位移先减小后增大;当θ=90°时, 左拱腰水平位移最大, 右拱腰水平位移最小。

(3) 拱肩竖向位移:随着倾角θ增大, 左拱肩竖向位移逐渐增大;当θ<60°时, 右拱肩竖向位移基本一致, 当θ>60°时, 右拱肩竖向位移随着倾角θ增大而逐渐增大。

(4) 拱肩水平位移:随着倾角θ增大, 左拱肩水平位移先增大后减小, 当θ=120°时, 左拱肩水平位移最大;当θ<90°时, 右拱肩水平位移基本一致;当θ>90°时, 右拱肩水平位移随着倾角θ增大而逐渐增大。

左右两侧拱腰水平位移、拱肩竖向位移及水平位移之比如图3所示。

分析图3可知:随着倾角θ增大, 左右两侧拱腰水平位移、拱肩竖向位移和水平位移之比均呈先增大后减小的趋势;当θ=90°时, 比值均达到最大值, 且比值大小依次为拱腰水平位移 (2.24) >拱肩水平位移 (1.99) >拱肩竖向位移 (1.51) , 说明隧道两侧岩性不同时, 对拱腰水平位移影响最大, 拱肩水平位移次之, 拱肩竖向位移最小, 且软弱围岩区隧道周边位移较大。

4.1.2 下导洞超前开挖法

下导洞先行开挖后, 隧道围岩应力初次释放, 隧道周边产生初次位移, 初次位移计算值如表3所示;下导洞基本稳定后施工上圆弧部, 此时引起隧道围岩应力的二次释放, 隧道围岩稳定后最终位移计算值如表4所示。

由表4可知, 采用下导洞超前开挖法施工时, 隧道周边最终位移与全断面法施工时基本一致, 位移随角度θ的变化趋势亦基本相同;而岩体工程开挖变形具有很强的时空效应, 隧道开挖后围岩应力释放不是瞬间完成, 而是受开挖面的约束影响, 应力逐步释放, 直到开挖面空间约束效应完全消失, 围岩应力才得以全部释放, 而施工过程中出现的大多数发生或隐患的灾害一般与施工进度 (卸荷速率) 过快相关, 采用下导洞超前开挖法施工, 隧道围岩应力经过两次释放过程, 充分利用了开挖面的约束作用, 使岩体卸荷速率减小, 可有效控制灾害发生。

相对最终位移, 下导洞开挖引起的初次位移所占比率如图4所示, 图中A~F依次代表隧道拱顶竖向位移、左拱腰水平位移、右拱腰水平位移、左拱肩水平位移、竖向位移、右拱肩水平位移和竖向位移。由图4知, 下导洞开挖引起的各点初次位移所占比率在0.32~0.46, 拱顶竖向位移比率较小, 呈下降趋势, 说明其受θ影响程度较小;左、右拱腰水平位移比率较大, 说明其受影响程度较大, 且右拱腰受影响程度比左拱腰略大;左拱肩水平位移、竖向位移和右拱肩水平位移受影响程度基本一致, 与之相比, 右拱肩竖向位移受影响程度较大。

4.2 塑性区特征

4.2.1 全断面法

围岩塑性区分布如图5所示, 隧道开挖后引起的塑性屈服主要为剪切屈服, 不考虑θ=0°和θ=180°两种对称状态时, 隧道左侧拱肩、拱腰塑性区范围比右侧范围大, 当θ=90°时表现最明显;拱底塑性区范围左右基本对称。

随着倾角θ增大, 塑性区总范围逐渐增大, 拱底塑性区分布左右基本对称, 拱腰、拱肩及拱顶塑性区分布不对称, 左侧塑性区范围较大, 即软弱围岩区塑性区范围较大;倾角θ对拱底塑性区的深度无影响, 但对拱底塑性区的宽度有影响, θ逐渐增大, 塑性区宽度逐渐减小。

4.2.2 下导洞超前开挖法

选取θ=60°、θ=90°、θ=120°时进行塑性区分布特征研究, 其塑性区分布如图6所示, 左侧为下导洞开挖后塑性区分布, 右侧为最终塑性区分布。

由图6可知, 下导洞先行开挖后, 拱底塑性区深度为4.2 m, 宽度与导洞跨度基本相等, 拱腰、拱肩、拱顶塑性区范围为1.5~2 m (不考虑待开挖部的塑性区) , 而待开挖部围岩出现受拉区, 两侧受拉区范围约1.8~2.5 m, 拱顶、拱肩受拉区范围约0.6~1.2 m, 随着倾角θ增大, 围岩塑性区面积基本保持不变, 说明下导洞开挖时, 倾角θ对塑性区分布基本无影响;上圆弧部开挖后, 结合图5中3种情况下隧道围岩的最终塑性区分布特征, 可知两种开挖方式的最终塑性区面积基本相同。

5 结论

(1) 结构面倾角对软弱围岩区位移、塑性区的影响较大, 坚硬围岩区受其影响较小。因岩性不同引起的左右两侧位移之比, 拱腰水平位移受其影响最大, 拱肩水平位移次之, 拱肩竖向位移最小。

(2) 隧道周边位移随倾角θ变化具有不同的变化趋势:拱顶竖向位移逐渐增大;拱肩竖向位移和右拱肩水平位移总体上逐渐增大;左拱腰水平位移和左拱肩水平位移先增大后减小, 右拱腰水平位移先减小后增大, θ=90°时左拱腰水平位移达到最大值, 而右拱腰水平位移达到最小值, θ=120°时左拱肩水平位移取得最大值。

(3) 全断面法和下导洞超前开挖法施工引起的位移和塑性区分布特征基本相同, 但下导洞超前开挖施工时可利用岩土工程开挖变形的时空效应, 使围岩应力逐步释放, 降低卸荷速率, 有效控制灾害发生。

参考文献

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[11]陈小雄.现代隧道工程理论与隧道施工[M].成都:西南交通大学出版社, 2006.

大倾角煤层综采面回采技术 第2篇

【关键词】大倾角煤层；综采面；支架；防滑措施

鸡西矿业集团杏花煤矿东四采区135采煤队在煤层倾角33°工作面采用液压支架支护，安全、快速回采。解决了液压支架在大倾角工作面防滑的技术难题。保证了安全生产。

一、工作面概况

东四采区是杏花煤矿东部与地方保合煤矿交接处断层多，地质构造复杂。23#右一采面是储量12万吨的该采区最后一个采面，走向长340米，倾斜长度南部为切眼长90米，往东逐渐加长最长时为180米。煤层厚度1.9～2.0米，煤层倾角28°～33°往东逐渐缓慢变小。切眼最大倾角为33°。根据该工作面特殊条件，工作面采用ZY300液压支架支护，上、下巷超前支护采用DZ25-30/100型液压单体柱和HDJA-800型铰接顶梁配套支护。上、下巷采后采用DZ25-30/100型液压单体柱和HDJA-800型铰接顶梁，各3个堆集支护满足切顶要求。工作面设备采用MG-132/320-W型机组，SGB-630/220型刮板输送机。下巷运输采用SGW-40T型刮板输送机和SJ-80型皮带输送机。

生产设备布置示意图

二、工作面支架和刮板输送机防滑装置

（一）工作面液压支架防滑装置

根据工作面具体条件在工作面第一部液压支架放在下巷炕上0.5米处，并液压支架下方采用DZ25-30/100型3棵单体柱戗住第一部液压支架，防止液压支架每循环往前移时下滑。还有减轻其它液压支架在移架时对第一部液压支架下滑力。采用由俩道φ22锚链和行程0.8米，φ200的油缸把第一部液压支架与第四部、第六部液压支架的四连杆上互相连接。还有防止液压支架每循环往前移时前探梁下滑，采用一道由40T锚链和行程0.8米，φ100油缸把第一部液压支架与第五部液压支架前探梁互相连接。保证第一部至第六部液压支架整体，提高液压支架下滑阻力。

（二）工作面刮板輸送机防滑装置

根据工作面坡度情况在倾角33°段60米采用刮板输送机下机头处开始每5片刮板输送机上用3米长φ22锚链和行程08米φ150油缸连接液压支架上，共设5道。其它部分每10片刮板输送机设一道。保证移刮板输送机过程整体不下滑。

三、工作面机道防窜矸和机组电缆防滑装置

（一）机道防窜矸装置

在工作面距下出口20米、40米、60米处机道内设三道防窜矸装置，采用8组40T溜子链组成，固定在支架前梁，在工作面下方20-60米内，液压支架前梁和刮板输送机挡煤板之间用金属网连接，沿工作面倾斜方向，形成屏蔽（见图）。通过上述两种防窜矸装置有效解决了上部煤块下滑伤人问题。

（二）机组电缆夹的防滑

机组下行割煤时，机组后方的电缆夹受大倾角工作面重力作用，向下滑动，为解决这一问题，机组下行时在工作面上头，通过固定在刮板输送机挡煤板上手动滑轮方式油丝绳牵引电缆夹，匀速下放。

四、移刮板输送机和液压支架的要求

移液压支架时防止液压支架下滑的关键是第1部至第6部液压支架移好、支撑好。具体移液压支架顺序是；工作面下溜子头前移时必须先溜子第1至3道防滑油缸卸载并第1部液压支架下方3棵单体柱加压固定然后液压支架2道防滑油缸和前探梁油缸全部卸栽开始第一部液压支架前移200毫米后加压升柱，液压支架2道防滑缸和前探梁油缸加压吃劲，并第一部液压支架下方第3棵戗柱前移到第1棵柱前。然后一架一架逐渐前移到第6部液压支架后，再回头依次重复2次。1至6部液压支架前移完毕后加压升柱，液压支架2道防滑油缸和前探梁油缸，下刮板输送机头防滑油缸全部加压吃劲。以上工作完毕后开始机组上行装煤。正常移刮板输送机和拉液压支架。

机组后方有专人操作液压支架前探梁和刮板输送机档煤板之间金属网放下固定在刮板输送机档煤板上。保证机组下方作业人员的安全。

机组上行时减轻机组下滑力采用机组下行割煤，上行装煤往反进一刀作业方式。并机组下方设一个防滑拉杆。

为防止液压支架下滑工作面回采采用伪倾斜开采，工作面与下巷夹角保持95°。工作面第1部液压支架下方炕必须保持0.5米空间，如不足0.5米时采用找下头方式保证作业空间。

采用了上述方法此工作面2个半月安全、快速回采完毕，提供了大倾角工作面回采的经验。

五、小结

1、液压支架安设防滑装回采大倾角工作面，其倾角不超过35°，工作面长度170米为最佳。

2、液压支架下滑补充措施是工作面找下头伪倾斜开采。

大倾角综采技术探讨 第3篇

突出问题表现在以下几个方面:

1) 装煤效果差, 割煤后尽管工艺上增加了返空刀装煤工序, 但机道中仍然遗留将近1/3的煤量;

2) 推溜步距小, 溜子推不到位;

3) 拉架时支架乡下端方向下滑现象;

4) 推溜子时工作面溜子向下端方向下滑现象;

2 原因分析

1) 煤层倾角较大, 造成采煤机本身装煤能力大大降低, 而在推溜过程中, 溜子又处于满负荷运煤状态, 溜槽上无存煤空间, 致使铲煤板也不能将遗留煤炭顺利装入溜槽运出, 造成大部分余煤被挤在溜槽与煤壁之间及留在溜槽下面, 因此出现溜槽上漂和推不到位的现象。

2) 溜子上漂和推不到位, 使三机配套尺寸关系发生变化, 煤机滚筒移向了采空区, 支架端面距出现了负值, 致使滚筒割顶梁。

3) 煤层底板对金属的摩擦系数0.35~0.40, 相对应的摩擦角为18~20°。因工作面常有淋水以及降尘洒水, 使摩擦系数进一步降低, 致使输送机和支架因自重引起下滑。故采煤设备应加防滑装置, 并采取相应的措施。

4) 输送机下滑的主要原因有:a.重力原因引起下滑。b.推移不当, 次数过多地从工作面某端开始推移。c.输送机机头与转载机机尾搭接不当, 导致输送机底链反向带煤, 或者底板没割平, 移输送机时过多浮煤、硬矸进入底槽, 致使底链与底板摩擦阻力过大, 均能引起输送机下滑。

5) 液压支架倾角较大时, 液压支架的稳定性降低, 主要原因有:a.由于煤层倾角较大, 支架重力沿煤层倾斜方向的分力大于支架底座与底板间的摩擦力, 便产生了侧向移动。b.随煤层倾角增大, 支架重力的作用线超出支架底座宽度边缘时, 便会倾倒。c.支架前后端下滑特性不同以及跨落矸石沿底板的下冲作用, 会使支架在煤层平面内移动。d.支架与顶底板接触不平整, 受力合力偏心, 产生力矩使支架倾倒。

3 回采工艺

1) 采取采煤机由机头向机尾返空刀装煤工序与推溜工序同步进行的作业方式。

2) 人工辅助装煤。当工作面个别地段由于底板起伏原因, 采取上述措施不明显时, 辅之以人工装煤措施, 也是非常有效的办法。

3) 严格把握推移输送机顺序。下滑严重时可采取单向割煤, 即采煤机从工作面上端开始自上而下割煤, 即采煤机从工作面下端开始自下而上, 采煤机返回空刀装煤后, 推移输送机。

4) 该工作面在初期开采时, 需将机尾调斜55m。a.以机头为调斜中心, 为避免调斜过程中输送机上窜过多, 机头机尾按1:10的比例加采机尾。b.采用短刀和长刀相结合, 没5刀割一个通刀, 第二循环通刀割透后将机头移过。c.工作面加采机尾55m后, 保持工作面机头超前机尾12m, 开始正常平推。d.工作面开始大比例调斜前, 要使工作面进入实茬煤壁, 顶板正常之后进行调斜开采。开始回采时, 要先以1:2或1:3比例, 使工作面进入实茬煤壁, 小比例加斜子, 机头进3m后, 再改为大比例调斜。e.为增强出口支护强度, 除加密出口单体支柱外, 在机头靠采空区侧打一个1.2m×1.6m的木垛, f.割煤采用下行割煤方式, 移输送机为自上而下顺序推移, 支架调向利用侧护板将尾梁向机尾方向调向。由于选择了自上而下的移输送机的方式, 使机尾掐缩工作量减小, 但容易造成支架掐架。割煤方式也可以采用从机头向机尾割煤的单向割煤方式, 移架从下往上顺序移, 支架不易掐架, 但机尾的掐缩输送机工作量增加。

4 移架

1) 采用带压擦顶的移架措施, 这样顶板对支架产生的摩擦力指向采空区, 以抵消支架自重和架后冒落矸石重量产生的下滑分力, 改变了支架的受力状态, 从而制止了支架的下滑和转动。

2) 端头支架的稳定时防止基本支架下滑的关键所在。利用液压单体支柱斜撑端头支架底座。

5 移输送机

1) 防止煤、矸进入底槽, 以减少底链运行阻力。

2) 工作面适当调为煤层伪斜方向布置。

3) 用单体液压支柱顶住机头 (尾) , 推移时, 将首先移完的机头 (尾) 锚固好后, 用单体柱斜支在底座下侧, 然后再继续推移。

4) 在移输送机时, 不能同时松开机头和机尾的锚固装置, 移完后应立即锚固, 必要时在机头 (尾) 架底梁上用单体液压柱加强锚固。

5) 锚固输送机。利用工作面配用的锚固装置对输送机的机头、机尾进行锚固, 以防止输送机沿工作面下滑, 进而利用相互制约关系防止液压支架下滑。

6) 上行顺序推移。采用上行顺序移工作面输送机和移动液压支架可有效地防止两者下滑。

6 针对大倾角采煤, 开展技术攻关

针对工作面倾角大, 把上窜下滑作为一个课题进行攻关, 通过三个月的生产实际总结出两条主要的措施。

1) 调伪斜, 确定合适的调协参数。从切巷布置时, 调成伪斜, 正巷超前副巷30m, 工作面推进中建立工作溜子、支架上窜下滑观测记录, 及时发现变化情况, 采取措施。根据实际观测情况确定合适的调斜比例参数, 刚开始, 当心溜子、支架下滑, 工作面调斜比例按正、副巷标高差的一半来确定正巷超前副巷的距离, 实际推进过程中发现这一数字偏大, 溜子、支架出现上窜现象, 现在工作面调斜距离按正、副巷标高差的2/5来确定正巷超前副巷推进距离基本避免了工作溜子支架的上窜下滑。

2) 重视正巷端头1#排头支架的管理。1#架的位置很关键, 1#支架下滑, 其它支架随着下滑。工作面拉架时在侧面用单体支柱扶架, 防止支架向正巷侧下滑。

7 简化端头支护工序, 推行“Z”字型割煤

1) 简化端头支护工序。大倾角采煤工作面, 工作溜子与转载溜子搭接, 与近水平煤层搭接相比, 搭接的高度比近水平煤层大, 搭接距离比近水平煤层少。根据这一特点改变原先的“两对四梁”支护方式, 改为一对梁, 加密集切顶支柱, 和密集戴帽点柱, 支护强度没有降低, 减化了移梁工序, 提高了推进速度。

2) 推行“Z”字型割煤。大倾角采煤工作面端头移架时, 排头支架拉移过程中必须用单体支柱在侧面扶架防止支架下滑, 拉架影响时间多, 针对这种情况采用“Z”字型割煤, 给端头移架留出时间, 又能保证不停同, 提高开机率。溜子在进刀处轻微弯曲, 不会过多增大溜子负荷, 由于拉下, 溜子负荷小, 实际运行汇总电流只有额定电流的一半。

摘要：大倾角采煤特别是综采工作面, 往往造成移架困难, 溜子上窜下滑, 装煤效果差。在霍州煤电集团晋北煤业公司山浪煤矿5-101综采工作面回采中, 我们根据自身实际, 改进回采工艺, 抓好移架、调斜等多个环节, 简化端头支护, 产量突破了10万吨大关。

深部大倾角综采工作面安全开采探索 第4篇

关键词：综采技术；深部大倾角；综采工作面；安全开采

中图分类号：TD823 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）17-0106-02

在深部大倾角条件和落后的开采技术的制约下，我国综采水平差强人意，安全管理方面存在急需解决的弊端和瓶颈。在深部开采和大倾角复合顶板地质条件下，首要解决的问题就是综采技术的应用问题。本文以开滦集团公司赵各庄矿3372综采工作面为例，讨论、研究了大倾角复合顶板地质条件下综采技术的实践应用。3372综采工作面地质条件复杂严峻，煤层倾角36°～47°，平均40°，工作难度较大。为应对复杂地质条件对综采工作带来的不良影响，本工作面采用了一系列新方法和新工艺，确保了顺利回采和安全生产，实现了矿井的安全、经济、绿色生产。

1 地质地形概况简介

开滦集团公司赵各庄矿3372东上面位于13水平东翼3～4石门，属倾斜向急倾斜过渡区域，工作面标高：

-988.3～-1048.2m，煤层走向110°～130°，煤层倾角38°～52°，平均煤层倾角为45°，工作面走向长640m，工作面倾斜长75m。煤层厚度在2.0～5.2m之间，平均厚度为3.05m。煤层赋存相对稳定但较为复杂，局部发育多层夹矸且无连续性，厚度在0.05～0.6m之间，平均为0.25m，夹矸岩性为黑色泥岩，深灰色粉砂岩。煤层组成了复合顶板，矿山压力显著。该工作面煤层埋藏深度超过千米，压力显现可想而知，顶板为不稳定的复合顶板和煤层厚度的不均匀，都加重了回采难度。

2 分析该工作面在开采中面临的难题

2.1 输送机的上窜下滑现象

2.1.1 经过分析研究得知，煤层的倾角在12°以上时，由于自重原因，输送机会出现下滑。该3372工作面煤层的平均倾角已经上升到40°，所以输送机下滑非常严重。

2.1.2 实践证明，圆链环斜拉千斤顶预防运输机下滑的方法存在不少问题，比如圆链环断了弹起难免伤人，千斤顶置于工作面底板上，由于割煤或发生工作面片帮浮煤矸容易窜出刮板输送机，使得供液管、管座、活塞杆都很难维护。

2.1.3 工作面采成仰斜防止运输机下滑的方法有不少负面影响：一是大倾角工作面煤壁易片帮，采成仰斜后就更易片帮，片帮后往往导致冒顶；二是仰斜工作面的片帮煤及采煤机割下的煤都易窜入工作面伤人；三是仰斜的度难以掌握，尽管工作面经常割斜刀、短刀调整，仍常常不是运输机机头下去太多，就是运输机机尾抵回风巷上帮；四是仰斜越多，液压支架间呈阶梯状的错距越大，工作面就越容易挤架甚至造成倒架等。总之，仰斜越大越不利于安全生产。

2.2 液压支架的防倒防滑现象

2.2.1 3372综采工作面在进行回采时，由于煤层厚度变化较大，容易造成液压支架倾倒。

2.2.2 由于倾角过大，支架的重心失衡，造成支架的稳定性能降低，很容易在工作面周期来压时，发生支架坍塌现象。

2.2.3 在割煤时，必须要及时将工作面支架调整成一条直线。否则，支架会出现局部或小范围的倾倒。

2.2.4 由于调整方法不恰当，生产过程中，要么出现超前生产，要么出现滞后生产，也会引发支架局部或小范围的倾倒。

2.3 工作面煤壁片帮现象

2.3.1 由于工作面倾角过大，一般采取仰斜布置工作面，会造成工作面煤壁经常发生片帮现象。

2.3.2 由于工作面煤层厚度变化较大，工作面沿板开采时，容易造成液压支架底煤下涮，进而造成片帮现象。

3 探讨大倾角复合顶板地质条件下综采技术的应用措施

3.1 如何解决输送机上窜下滑的难题

3.1.1 避免让煤、煤粉、石灰等进入底槽，减少底链运行的阻力。

3.1.2 结合现场实际情况，将刮板输送机调整为正山向，避免输送机上窜下滑。

3.1.3 移溜工作必须由下向上依次进行，防止刮板输送机下滑。

3.1.4 输送机移动时，机头和机尾的锚固装置不可同时松开，移动完毕后要根据实际情况选择采用单体液压支柱加固机头（尾）架底梁。

3.1.5 在每5组支架布置1个刮板输送机防滑千斤顶的同时，工作面每4组支架与刮板输送机间倾斜布置1棵DW-2.5m单体液压支柱，可以防止刮板输送机下滑。

3.2 以下方法可以解决液压支架防倒防滑难题

3.2.1 采用调面的方法将3372的液压支架调整成正山向，可以防止支架下滑。

3.2.2 严格控制工作面采高，采高较大时，可以在支架底座下提前垫好木料，防止支架失稳而倾倒。

3.2.3 相邻支架之间必须使用好防倒、防滑千斤顶，确保千斤顶连接可靠。

3.2.4 要及时移架，没有及时移架的话，则要及时伸出支架伸缩梁，并且要停机移架，移架时的高度要控制在侧护板的三分之二内，同时侧护板和底调千斤顶也要随时调整，以确保支架的稳定、平整。

3.3 解决工作面煤壁片帮现象的方法

3.3.1 将工作面调整为正山向，可以防止煤壁片帮，工作面走必须正规循环，确保工作面为正山向。

3.3.2 采用了煤体固化、水涨锚杆、木锚杆等技术加固煤壁，增加煤体的整体稳定性，其中在煤壁打水涨锚杆经济上及用工上比较合理。具体做法，准备班即夜班来打水涨锚杆，3372工作面片帮地点多发生在煤壁中部至煤壁底根范围，在煤壁松软地点及片帮地点水涨锚杆采用五花眼布置，眼距0.5m，排距0.5m，与水平夹角5°向下布置钻孔，钻孔长3m，钻孔布置完后，在每个钻孔内各打一根水涨锚杆，最后给每个水涨锚杆注高压水至少10分钟。

4 结语

本文分析了3372综采工作面在复杂地质条件下进行回采遇到的难题和瓶颈，同时给予了解决措施。正山向回采方式巧妙地解决了以往大倾角引发的支架倒滑、输送机上窜下滑等难题。相信经过现场的实际操作和理论验证，该技术会对安全生产、高效生产、经济生产带来可靠的技术保障。

参考文献

[1] 陈渊，贾坡，陈冲，岳宁，郭英.复杂地质条件下工作面高效开采技术[J].中国煤炭，2009，35（10）.

[2] 邹磊，来兴平，王宁波，漆涛，蒋东晖.复杂地质条件下急斜厚煤层巷道变形特征[J].西安科技大学学报，2010，30（2）.

[3] 段江勇，乔兴军.复杂地质条件下轻放工作面顶板管理[J].煤炭技术，2007，26（12）.

[4] 朱玉广.高强锚杆支护在深水平破碎顶板条件下巷道掘进中的应用[J].中小企业管理与科技，2008，（13）.

利用标尺“量取”矿层倾角方法探讨 第5篇

1基本原理

在平面图上, 等高距大小由图件比例尺和矿层倾斜程度而定。可根据等高距h和等高线间实际水平距离s, 计算倾角α=arctan (h/s) ;相应地, 根据等高距h和倾角α, 也可求得等高线间实际水平距离s。根据一系列的倾角变化可得一系列等高线间实际水平距离s。在一定比例尺平面图上, 等高线间实际水平距离s对应于等高线间图上水平距离s′, 故α与s′是一一对应的关系, 根据这一对应关系制作成标尺, 即可以用这一标尺在平面图上量取任一块段的倾角α。

2标尺的制作

现以比例1∶5 000煤层底板等高线平面图为例, 说明标尺的制作原理。在比例1∶5 000煤层底板等高线平面图上, 一般取等高距h=50 m, 煤层倾角1°≤α≤50°时, 与s值对应的图上水平距离为s′ (表1) 。根据表1中α与s′的一一对应的关系, 制作在平面图上利用等高线间图上水平距离测量煤层倾角的标尺 (图1) 。

3标尺使用方法

图1中起始点至每一个角度线的距离即为s′值。在比例1∶5 000平面图上, 将标尺的起始线与等高线弧段相切, 将标尺的延伸方向指向要求得倾角的块段的相邻的一根等高线, 这2根等高线之间的图上水平距离符合 (接近) 多少度倾角的图上水平距离s′, 则该块段的倾角即为多少度。如图2所示, 标高+50 m与+100 m等高线间的图上水平距离符合7°倾角的s′值, 则该块段的倾角为7°。

4标尺使用范围及局限性

(1) 标尺的使用范围。

该标尺在倾角为3～45°的层状矿床平面图中使用, 既快捷又准确。

如比例尺为1∶5 000, 等高距50 m, 则量相邻2根等高线间图上水平距离;在比例尺为1∶2 000平面图上, 如果等高距是20 m, 则根据每相邻2根等高线间实际水平距离计算出来的s′值与在比例尺为1∶5 000平面图上等高距50 m时所计算出来的相同倾角的s′值一致, 故需量相邻2根等高线间图上水平距离;在比例1∶10 000平面图上, 如果等高距是50 m, 每隔一根等高线间的实际水平距离, 所计算出的s′值与在比例1∶5 000平面图上等高距50 m时计算出来相同倾角的s′值也一致, 故量连续3根等高线间图上水平距离。根据不同比例尺的平面图和等高距, 可制作出相应的标尺, 制作原理和制作方法都是相同的。

(2) 标尺使用的局限性。

定向天线下倾角的设置 第6篇

在过去两个月的工作中, 我主要从事无线基站的设计, 在勘查和设计的过程中, 发现了不少需要解决的问题, 针对这些问题, 我收集了一些资料进行学习和整理, 希望能够为自己和同事在将来的查勘设计过程中提供相关技术应用的理论依据, 其中, 一个比较重要的课题就是定向天线下倾角的设置。

二、天线下倾的方法

2.1天线倾角的作用

为了使信号限制在自己的小区覆盖范围内, 并且降低对其他同频小区的干扰, 使定向天线波束图形向下倾斜一定角度是非常有效的方法。天线下倾技术是利用天线的垂直方向性有效控制干扰和覆盖的重要手段:

1) 天线下倾可以使小区覆盖范围变小;

2) 天线下倾安装使天线在干扰方向上的增益减小, 相当于天线在垂直面上去耦增加;

3) 天线下倾后加强了本覆盖区内的信号强度, 既改善了小区的场强, 又增加了抗同频干扰的能力。

2.2天线下倾的方法

有两种使天线方向图向下倾斜的方法:

1) 机械下倾, 通过机械调整改变天线向下倾角。

2) 电调下倾。通过改变天线阵的激励系数来调整波束的倾斜角度。

两种不同的下倾方法将产生不同的辐射情况, 在下倾角度较小时, 这种区别不明显;但随着角度的加大, 它们的区别就非常显著了。

在采用电倾角时, 随着下倾角的增加, 在主瓣方向覆盖距离明显缩短, 天线方向图仍然保持原有形状, 能够降低呼损、减小干扰。但对于机械下倾, 随着下倾角的加大, 天线主瓣方向信号强度迅速降低, 当下倾角增大到一定数值时主瓣方向逐渐凹陷下去, 同时旁瓣增益随之增大, 这就造成旁瓣对其他方向上的同频基站的干扰。

目前GSM网在高话务密度区的呼损较高, 干扰较大, 其中一个重要原因是机械下倾角过大, 天线方向图严重变形, 要解决高话务区的容量不足, 必须缩短站距、加大天线下倾角度, 因此采用机械天线很难解决用户高密度区呼损高、干扰大的问题, 建议在高话务密度区用带电倾角的天线, 而把机械倾角天线安装在农村、郊区等低话务密度地区。

三、天线倾角的设计

3.1天线倾角覆盖的范围

定向天线覆盖的角度受天线出场设置限制, 天线扇区在水平覆盖范围内信号一般集中在65度内, 在垂直覆盖范围内信号一般集中在13度内。

定向天线下倾角度有2种设置方式:一种是内置角 (出厂已设置好) 、一种是现场调整设置的下倾角。内置角一般控制在5度内, 现场调整的下倾角一般在10度内, 因此下倾角的总调整范围是15度左右。

3.2天线下倾角的计算

根据天线覆盖区域的话务量多少, 将覆盖区域划分为2种, 一种是高话务量区域, 主要是城市区域, 天线下倾角的计算公式为:

天线下倾角=arctag (H/D) +垂直半功率角/2

一种是低话务量区域, 一般包括郊区和农村等区域, 天线下倾角的计算公式为:

天线下倾角=arctag (H/D)

其中, H是天线高度, D是小区覆盖半径, 垂直半功率角=10度。由公式可见, 影响天线下倾角的重要因素有2个, 一是天线与被覆盖区域的垂直相对高度, 二是天线与覆盖区域的水平距离, 当天线与覆盖区域的水平距离和垂直相对高度都确定的情况下, 通过公式可以计算出天线下倾角的相应数值。

四、倾角应用中需要注意的问题

1) 利用天线下倾来降低同频干扰时, 天线下倾角的选择必须根据实际使用天线的垂直方向图具体计算后进行。既要尽量减少对同频小区的干扰, 又要保证满足服务区的覆盖范围, 以免出现不必要的盲区。

2) 天线下倾过大会引发水平方向图的畸变, 对C/I及覆盖控制都不利。

3) 天线下倾后, 原来覆盖区的边缘处由于偏离了天线的主瓣, 导致信号强度下降, 这可以通过合理增大基站发射功率来补偿, 这样即提高了载干比C/I, 又不会因天线下倾导致覆盖区边缘信号强度下降过大。

4) 天线下倾过大时, 必须考虑天线的前后比, 避免天线后瓣对背后小区产生干扰或天线旁瓣对相邻小区的干扰。

5) 选择下倾角的原则是使天线至本小区边界的射线与天线至受干扰小区边界射线之间处于天线垂直方向图中增益衰落变化最大的部分, 这样可使同频干扰减至最小。

五、结束语

天线下倾角设置的原理是工程设计人员必须能够理解和运用的技术知识基础, 是设计人员不断地深入学习和研究基站覆盖效果的入门砖, 同时也能够为更好的做好无线网优工作打好基础, 应该认真掌握。

参考文献

[1]《GSM的天馈系统与网络优化》, 中国联通天津分公司, 郝津春、马强

[2]《GSM网络优化浅谈》, 陈晓雷

大倾角厚煤层开采技术分析 第7篇

大倾角厚煤层作为储量十分丰富的一种资源贮藏形式, 对于中国目前煤炭资源日益匮乏的局面有着积极的改良作用。但大倾角厚煤层开采工艺发展的滞后, 使得实际生产中问题频发, 无论是回采设备还是相关支护控制理论均不够完善, 导致生产中故障与事故频发。鉴于此, 必须加强对大倾角厚煤层开采工艺的探究, 最大化消除相关安全隐患, 从而保证煤炭生产顺利进行。

1 矿山概述

尹家沟矿地处山西东南部, 毗邻太行山, 于2009年兼并重组整合后正式投产, 井田总面积3.9 km2, 年产能60×104t, 设计生产年限20 a。矿井范围内主要可采煤层为3#、9#、15#煤层, 煤层平均厚度6.3 m, 结构复杂, 还有2层~3层夹矸。目前, 井下主采煤层为3#煤层, 埋深250 m~270 m, 煤层倾向最大为21°, 工作面内起伏最大40 m, 为典型的大倾角厚煤层仰斜综放开采, 生产中易出现片帮与冒顶事故, 不仅回采作业难度大且安全风险高。

2 开采关键技术分析

a) 采用回弹仪对主采煤层及煤层夹矸实施测试, 掌握了顶煤与夹矸强度;借由理论分析、数值模拟等手段, 对工作面来压强度、周期步距及支撑压力影响范围等进行测算;

b) 依据实际工程地质条件, 构建三维模拟试验台对仰斜放顶回采的放出规律展开分析, 并对顶煤放出速度与位移场及煤矸分界面变化规律的关系进行反演。通过PFC2D数值模拟软件对大倾角仰斜开采时的顶煤放出形态与演化规律进行研究, 实现了标志颗粒的有效追踪;

c) 通过超声波与钻孔成像技术分别对工作面煤壁片帮段、地质构造破碎带、煤壁稳定段实施探测, 对回采面正常回采与顶板周期来压时的煤壁裂隙发育深度予以揭示。同时对地质构造破碎带与煤壁片帮段分别实施长孔“棕绳+注浆”锚固, 以实现煤壁稳定性的大幅提升[1]。

该锚固加固技术的具体注浆工艺如下所述:

a) 对煤壁破坏严重的区域选用煤壁超前注浆加固工艺, 以有效避免煤壁片帮所导致的工作面端部顶板冒落。注浆孔布设与煤壁垂直, 深5 m, 间隔3 m, 注浆孔位于距底板2/3护帮板高度位置;

b) 首先将直径42 mm的注浆孔垂直钻入煤壁, 随后将直径22 mm的注浆管混同直径15 mm的棕绳放入注浆孔中, 最后将波雷音的混合液注入含有棕绳的注浆管内。注浆后的防治效果如图1所示。

采取上文所述注浆工艺并充分结合工作面顶板管理技术, 对煤壁的破坏实现了有效控制, 回采面的持续安全高效作业得以充分保障。图2所示即为回采面注浆后的稳定煤壁[2]。

3 技术创新点

针对尹家沟矿3608大倾角厚煤层工作面回采作业中存在的主要问题, 选用超声波探测技术、钻孔窥视仪、顶煤运移跟踪仪、三维物理模拟、数值模拟等多种手段, 对整个放顶回采过程进行了优化, 提升了顶煤的回收率与设备运行的稳定性, 实现了回采面的高效开采。

a) 通过超声波探测与钻孔窥视仪对大倾角综放区域的巷道超前支撑压力影响范围、地质破碎区域、煤壁完整区等进行测量, 获得超前支撑压力影响下的煤体裂隙发育规律和波速、波长变化规律, 同时还探究了顶煤破碎分区同支撑应力分布间的关联性, 从而为顶煤破碎的有效预测提供指导和依据;b) 通过PFC数值模拟软件对顶煤散体的放出形态进行反演, 得出煤层倾斜角度同顶煤放出体轴线的偏转方程, 为液压支架放煤口角度的选择提供指导;同时, 借由对顶煤运移的现场跟踪监测和顶煤散体放出模拟实验, 对回采作业中放煤步距与放煤流程予以优化[3];c) 通过超声波探测与钻孔窥视仪对煤壁不同区域的裂隙发育演化规律进行观测, 并通过数值模拟手段对煤壁片帮的形式与机理展开分析。同时, 现场选用棕绳与波雷音材料制作注浆棕绳替代原本的玻璃钢注浆锚杆进行煤壁注浆加固作业;注浆过程中采用浅部注浆与深部注浆相结合的方法, 有效提升注浆效果的同时降低了作业成本, 实现了经济效益与安全效益的双赢;d) 通过力学分析, 获得液压支架载荷计算方法, 为支架的合理选型提供指导;探究和完善液压支架防倒滑措施, 确保支架获得足够初撑力的同时借助及时移架与超前支护等手段增强回采面顶板控制效果。此外, 借由对进刀方式的优化, 提升回采速度的同时, 有效规避采煤设备的上窜与下滑;e) 回采面采煤机组行走轮作业中存在应力集中现象, 针对这一情况专门增强了对采煤机组的保养维修工作, 规定每班均应对行走轮进行注油润滑, 并适当破底以降低机组行走部的受力情况, 同时准备一套备用行走轮。此外, 专门针对大倾角回采中转载机自移难度大的问题, 自制专用推拉装置, 用以配合转载机的前进自移, 从而有效提升了转载机移动速率[4,5,6]。

4 回采面顶煤回收率实测分析

在回采面每间隔40 m布设均匀分布的钻孔4个, 钻孔位于相距机道梁端1 m处, 所有钻孔深度同回采面顶煤厚度相等, 每间隔0.5 m布设1个RF (射频) 标签。单个钻孔布设RF标签8个, 共计32个。同时在运输巷道胶带机机头布设无线电信号接收装置。回采作业时, RF标签会伴随顶煤的放出进入后溜子中, 通过统计信号接收装置监测到的RF标签数量即可计算求得顶煤放落回收率。实测中共计回收RF标签共28个, 顶煤回收率达到87.5%左右。图3所示即为相关设备布设示意图。

5 结语

尹家沟矿3608大倾角回采面实施回采作业以来, 其开机率相交于上一采区提升15%, 每日煤炭采量增加1 400 t, 年产值增加7 560×104元, 年利润增加1 406×104元, 同时回采面作业的安全性也得到显著提升。整个项目对于提高回采面煤壁完整性, 提升顶煤回收比例, 增加矿井综合竞争力起到了积极的推动效果。

摘要：以尹家沟矿3608大倾角综放回采面为对象, 分析了大倾角厚煤层的开采关键技术, 并提出技术创新点, 目的是提升大倾角厚煤层回采效率与安全性, 为其它矿区类似情况的解决提供借鉴与参考。

关键词：大倾角,厚煤层,开采关键技术,创新点,实测分析

参考文献

[1]孙力, 杨科, 何吉春, 等.复杂条件大倾角厚煤层综采工作面对接技术[J].煤矿安全, 2015 (1) :98-100.

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[5]杨印朝, 潘卫东, 徐文彬.东庞矿复杂地质条件下厚煤层开采技术研究[J].矿业研究与开发, 2015 (10) :14-17.

大倾角煤层液压支架管理分析 第8篇

关键词：大倾角,液压支架,歪架原因,防治措施

0 引言

随着近年来国内煤炭行业生产规模的不断增加,采用综合机械化技术进行煤炭生产作业的矿井数量也不断增多,这使得回采作业面液压支架在生产管理中的重要性越发突出。有鉴于此,只有针对液压支架开展有效的技术管理,才能为确保生产作业的持续、安全开展奠定良好基础。

1 工程概述

A矿井田地质状况复杂,地下多断层且高地压,为典型的“三软”煤层,以往采用综采技术对井下大倾角煤层进行回采作业时因工程地质条件的复杂性,液压支架频发倒架、咬架等事故,对井下生产的安全性造成严重威胁。该矿现采作业面8202回采面所采煤层为8#煤,煤层埋深400 m~450 m,煤层倾角均值25°,煤厚均值5.2 m,其上下顶底板状况如表1所示,为典型的大倾角厚煤层,煤层地质赋存状况复杂,巷道掘进时先后揭露各类断层20余条,断层落差介于2 m~6m之间。

8202回采面中共布设液压支架80台,在回采安装初期先后发生2次歪架现象。第一次为设备安装期,30架至40架范围内因底板松软不平整,支架发生大幅度倾斜,并构成台阶式分布;第二次发生在回采开始一周时,4架至40架范围内因煤层倾角增大,发生严重的架前漏矸现象,引起顶空,导致歪架。2次事故的接连出现严重影响生产作业有序、持续开展的同时还威胁作业安全、增大作业强度并引发了严重经济损失[1,2]。

2 液压支架歪倒原因分析

a)支架空顶。8202回采面采煤层存在煤质松软、高地压、多断层等复杂地质条件。这使得回采作业时,回采面煤壁片帮、漏顶事故多发,进而导致液压支架上部出现空顶现象,使得固有的支架应力平衡状态受到影响,从而诱发到歪架事故;

b)底板松软。回采煤层赋存条件的复杂使得回采作业时回采面无法始终沿着坚硬的岩石底板进行推进,当局部底板变为松软的煤层时,由于覆岩应力的影响,支架极易发生钻底,从而使得固有的平衡遭到破坏,发生歪倒现象;

c)回采面倾角过大。随着煤层倾角的增加,支架重力在倾向上的分量不断增大,进而使得回采面支架等设备发生倾倒的概率大幅提升,引起失稳现象。特别是在液压支架进行前移时,底部支撑点的失去极易导致支架的歪斜,这在大倾角的“三软”煤层中尤为常见;

d)漏煤现象严重。8202回采面液压支架的主要型号为ZF8400型,这种支架并排布设时其前梁间隔多较大,当顶煤松软易碎时极易在架间发生漏煤抽冒现象。特别是当倾角较大或通过断层时,顶板漏空现象更加频发,极易导致支架的受力失稳,从而引发歪倒现象;

e)作业现场管理不当。回采设备操作人员割煤时导致顶底不平,存在较大起伏;支架布设人员作业操作不当,使得支架超高;回采面刮板输送机操作不当,导致发生上窜与下滑现象,进而影响支架平衡;回采面局部区段发生作业的超前或滞后现象,并在取直作业时,操作不当,影响支架平衡[3,4,5]。

3 防治液压支架歪架的管理措施

a)增强对回采面液压设备的日常检修,避免支架发生液压油的跑冒滴漏现象,同时保障泵站压力始终维持在31 MPa;增大液压支架初始支撑力的大小并完善二次补液管理,借由二次补液,维持支架阻力的恒定,从而确保其始终接顶,最大化控制顶板下沉程度;

b)限制煤层回采高度,将其控制在2.4 m左右,确保采煤机可正常通过即可。这既不利于对回采面煤壁稳定性的控制,也容易导致支架横纵向稳定性的降低;

c)回采时尽量确保沿直接底进行作业,以保证支架底座能始终同坚硬底板相接触,获得足够稳固的直立基础,以有效发挥底板的比压功效。此外,还应加强对回采面液体输送管路的管理,避免液体大量滴漏松软底板;

d)回采作业穿过顶板松散破碎区段时应在割煤后对支架及时进行前移,当顶板压力较大时,可先支设辅助单体,并确保支架支撑阻力足够后再进行带压移架作业;

e)移架作业前使用板皮、竹笆、金属网等对支架间间隙过大的区域进行封堵防护,避免移架过程中出现顶煤的大量冒漏现象,引起空顶。此外,移架前还应注重对底板浮矸的清除,以降低移架阻力;

f)回采作业时,增强对回采面工程质量的监管力度,确保循环作业及支架调整的依规进行。确保回采面“三直两平”,避免出现局部的超前或滞后现象;加强刮板输送机管理,避免发生上窜与下滑现象;

g)增强放煤管理,对放煤量进行严格调控,避免支架上部出现顶煤抽空。放煤时遵循“低位、多轮、间隔、依次”的放煤原则,单次放煤量不超过顶煤总量的1/3,同时尽量选择顶板完整度高、支架支撑正规的区域进行放煤作业。一旦发现支架存在歪斜或架前漏顶时,不得进行放煤;

h)选用充填加固剂对裂隙发育完善、破碎度高的区段煤壁进行充填加固[6,7,8]。

4 结语

支架的歪倒不仅会导致井下生产作业持续开展的中断,影响矿井综合效益,更会严重威胁井下生产作业人员的生命健康,是矿井日常管理的重点之一。矿井管理者理应组织专业技术人员,针对自身情况开展有效的防治探究,通过对歪架原因的分析,总结归纳针对性强的防治措施,从而为井下生产的持续开展和作业安全提供有力保障。

参考文献

[1]赵蕾.大倾角厚煤层液压支架研制项目管理研究[D].济南:山东大学,2012.

[2]芦浩.“三软”煤层大倾角综放工作面液压支架管理技术[J].煤炭科技,2014(2):82-83.

[3]李世俊,宋志强,蒙银宗,等.大倾角综采面液压支架稳定性分析及控制[J].煤炭与化工,2014(6):4-6.

[4]李磊.关于大倾角采煤技术应用及其安全管理分析[J].科技创新与应用,2014(30):115.

[5]王丽,张翔.大倾角大采高综采工作面设备适用性及生产管理成套技术[J].煤炭技术,2015,34(10):225-227.

[6]张晓光.大倾角煤层走向长壁综采工作面系统可靠性研究[D].西安:西安科技大学,2009.

[7]王利伟,符如康.大倾角工作面液压支架倒架原因分析及处理[J].中州煤炭,2007(5):46-48.

不同倾角 第9篇

关键词：运输机械 皮带机 平稳运行

中图分类号：U2 文献标识码：A 文章编号：1674-098X(2011)03(c)-0082-02

由于带式运输机不仅具有长距离、大运量、连续运输等优点,而且运行可靠,容易实现自动控制,因此在煤矿生产中得到了广泛的使用,是煤矿主要的运输设备。随着煤矿生产机械化和自动化水平的不断提高,高产高效矿井的大量涌现,对矿井的运输设备提出了更高的要求,大倾角、长距离、高强度的带式运输机在煤矿生产中应用得也越来越广泛。为适应高速发展的煤炭生产,强力皮带机的运行倾角在不断加大,目前,正在运行的强力皮带机最大倾角已经达到35°。随着强力皮带机运行倾角的不断加大,除设置安全可靠的制动装置外,如何设计选择强力皮带机的防逆转装置和优化选择其他运行安装参数,是确保大倾角强力皮带机安全平稳运行的关键。通过兴阜煤矿主井35°大倾角上运强力皮带机对这些参数的优化设计和选择的实践,为我们提供了很好的经验。

1 强力皮带机技术参数

(1)安装最大倾角35°;

(2)运输能力：400t/h;

(3)胶带宽度：1200mm;

(4)额定带速：2.5m/s;

(5)运输长度：830m;

(6)驱动功率：2×560kw(690v变频调速);

(7)控制形式：电机采用ABB变频软启动,整机自动控制(如图1）。

2 有关运行参数的设计选择

2.1 逆止器的设计选择

强力皮带机在重载停车时,停留在胶带上的50多吨原煤,会产生很大的下滑力,迫使强力皮带机反向下滑,极易造成断带飞车等重大安全生产事故,所以选择可靠的防逆转装置,是保证大倾角强力皮带机安全平稳运行的重点。为确保强力皮带机在停车后胶带不逆转,必须安设安全可靠的防逆止装置。

(1)输送能力计算。

在选择逆止器时,应按皮带机在最大输送能力时,满载停车所产生的下滑力进行设计计算,以确保设计选择的逆止器安全可靠,防止发生重大事故。深槽角上托辊端面如图2所示。

深槽角托辊所形成的原煤最大横截面积为：

S =S 1+S 2+S 3-S P(m2)

其中：S1=[2L1cosλ1+(b-2L1)cosλ2]2

由于该皮带机的运行倾角达35°,原煤的动安息角已不存在,即θ=0,所以S1=0

S2=[2L1cosλ1+(b-2L1)/2 cosλ2](b-2L1)/2 sinλ2

=0.0697m2

S3=L1sin2λ1/2

=0.0169m2

SP=δP[BP-(B-b)/cosλ2]

=0.02575m2

式中：SP为物料截面中的胶带截面积 m2;

δP为胶带厚度 m2;

BP为胶带宽度 m2;

则：S =S 1+S 2+S 3-S P;

=0.06085m2

胶带机最大输送能力为：

Qm=3.6Sυρκ

=547.6t/h

式中：S为输送带上原煤的最大横截面积,m2;S =0.06085m2

υ为带速,m/s;υ=2.5m/s;

ρ为原煤的松散密度,kg/m3;

ρ=1000kg/m3;

κ为倾斜系数;κ=1。

皮带机每米输送带上原煤的质量为：

qG=60.85kg/m

(2)强力皮带机重载停车时的下滑力计算。

考虑到当皮带机在满载运行时停车,是皮带机最容易发生逆转的工况,这时皮带机的反向下滑力最大,其物料的下滑力为：

F=QSsinβ=qGgH

=284142.7N

式中：F为物料重力沿带速反方向的分力,N;

QS为物料垂直重力,N;

qG为输送带上每米物料重,

qG=60.85kg/m;

H 为物料在倾斜段的提升高度,H=476m;

g 为重力加速度,g=9.81m/s2。

(3)皮带机逆转时运行阻力计算。

W=(2qb+qR+qRU)Lωg+qLωg

=10364.78N

式中：W为皮带机逆转时运行阻力,N;

qB为输送带每米质量,qG=42kg/m;

qRO为输送机承载分支每米机长托辊回转部分每米质量,qRO=24.6kg/m;

qRU为输送机回程分支每米机长托辊回转部分每米质量,qRO=19.28kg/m;

ω为托辊阻力系数,ω=0.012;

L为输送机机头、机尾中心投影长度,L=680m;

q为机尾改向滚筒中心安装中心高, q=1.6m。

根据皮带机带负荷停车是否发生逆转的条件：W＜F 即：

10364.78N＜284142.7N

所以需设置皮带机防逆止装置。

(4)逆转制动力矩的计算。

由于选用的逆止器安装在卸载滚筒上,所以只要卸载滚筒的逆转力矩小于选用的逆止器许用的逆转制动力矩即可,卸载滚筒轴的逆转力矩为：

MT=0.65D [qGH-(2qb+qRo+qRU)Lω-qGLω]g

=259123.2N·m

式中：D为卸载滚筒直径,D=1.43m。

(5)逆止器的选择。

根据卸载滚筒轴的逆转力矩MT=259123.2N.m,我们选择了具有结构紧凑、安装方便,适用于低速轴的DSN330型逆止器,其许用的逆转制动力矩为330000Nm,可以满足大倾角强力皮带机防逆转的要求。

2.2 装载处皮带机安装倾角的选择

由于该机的最大运行倾角高达35°,如果该机在机尾装载点处仍采用大倾角安设,根据原煤的动态安息角只有30°左右的实际情况,再加上装载时原煤滑落冲击及皮带机运行产生振动等因素的影响,将无法稳定装载。为解决这一问题,我们把机尾装载点到运行前方15m这段机尾架和中间架的安装角度减小到30°以下倾角安装,以使装载点的皮带机安装倾角小于原煤的动态安息角,保证装载时煤流的稳定,待装载的原煤在胶带上稳定后,才进入35°大倾角状态运行。

2.3 托辊的布置

为解决皮带机运行中原煤在胶带上下滑的问题,除选择了ST3150阻燃型花纹钢丝绳芯抗撕裂胶带以增大原煤与胶带间的摩擦阻力外,还在上胶带采用了由四节普通托辊组成的深槽形托辊组,并采取错排布置的方式,托辊上槽角达60°,用来增加煤与胶带间的侧向挤压力,保证原煤在运行时所需的摩擦力。上托辊直径为133mm,排列间距为1200mm,下托辊采用平托辊,托辊直径为133mm,排列间距为3000mm。

2.4 装载设备的选择

35°大倾角强力皮带机由于原煤的动态堆积角較小,在装载点的煤流极不稳定,虽然我们在装载处将皮带机安装倾角进行了降低,使其小于原煤的动态堆积角,但装载时落煤速度及煤流的稳定,对皮带机的装煤效果会产生较大影响。为保证皮带机在原煤装载时煤流下落稳定,防止撒货、跑货等现象的发生,除在皮带机装载处安设固定围挡装置外,还要选择和设置好装载设备。根据输送能力选择K-4往复式给煤机,每小时给煤能力440t。电动机功率18.5kW。给料斗是在皮带机和给煤机安装后,根据现场实际情况制做的,为了保证落煤的平稳,在保证与K-4给煤机连接的条件下,料斗给煤角度的确定原则是在保证原煤通畅滑落的前提下尽量减小,以将煤流对皮带机的冲击影响降到最低。

2.5 电气控制形式

皮带机启动控制形式,对大倾角强力皮带机的平稳运行具有很大的影响,为保证皮带机启动时运行平稳,该机的电控系统使用ABB12脉动直接转矩控制交-直-交变频控制,主电机供的电电压690V,控制电压380V,保证了皮带机启动和运行的平稳。

2.6 挡货装置

为防止皮带机由于倾角太大,造成原煤在运行时撒货和滚货,上皮带全程设置了封闭的防撒货钢网防护装置,并每间隔10m装有一个挡煤装置,防止块煤向下滚动和跳动。下皮带在中部设置了封闭的挡货刮板,防止落货滚向机尾。大倾角皮带机机尾的防护十分重要,如果防护不好,在运行中进入杂物或大块矸石等,会造成胶带跑偏等故障,严重时可造成机尾拉翻损坏、断带跑车等重大事故,所以在装载点到机尾采取完全封闭的形式,上、下胶带间采用钢板封闭,两侧也全部密封,并在机尾滾筒前和机尾架与中间架过渡处的上、下胶带间安设高度以不阻碍上、下胶带运行的挡、刮货板,确保杂物不能进入机尾。装载点除采取有效措施保证原煤的平稳装载外,还在皮带两侧设置了固定密封挡板,特别是料斗的后侧一定要封闭好,以防止撒货进入机尾造成事故。

3 其他措施

为确保大倾角强力皮带机的安全平稳运行,我们除在设计上对影响平稳运行的主要参数进行了优化选择,同时我们还对其他影响因素采取了有效的改进措施。

3.1 原煤粒度的控制

由于皮带机的运行倾角达到35°,所以原煤粒度的大小对煤流稳定性影响很大,较大粒度的块煤在皮带机运行时很不稳定,特别是在煤流表层的粒度较大的块煤基本是在不断向下滚动,在煤流很小或断续的情况下尤为明显,严重时可造成跑煤事故。为防止这种情况发生,我们采取的措施：一是增大井下煤仓容量,至少其容量要达到每班的最高产量,用以减少皮带机的频繁运行,保证皮带机满载运行;二是在煤仓的入口设置筛板,控制待运原煤的粒度,保证大于100mm粒度的原煤不能进入系统。

3.2 原煤水分的控制

原煤水分过大对大倾角皮带机的运行十分不利,会造成溜货和跑货。要严格控制原煤水分,除为保证安全生产进行喷雾降尘等必要的煤水混合外,要杜绝其他生产和运输环节中的煤水混合,确保原煤中的水分在10%以下。

3.3 胶带花纹磨损修复

经理论分析和实际观察,35°大倾角皮带机在匀速运转时,由于原煤与胶带摩擦阻力的存在,理论上在胶带的原煤是静止的。但由于其运行倾角超过了原煤的动态安息角,所以胶带上的原煤在机械震动等因素的影响下会产生下滑,其下滑的速度与原煤距胶带接触面的距离成正比,表面原煤滑动的速度最大。实际上,与胶带接触的原煤也不是静止不动,而是缓慢地蠕动下滑,这就造成了胶带花纹部分撕裂磨损。被磨损的胶带花纹如不及时修复,会造成胶带不能运煤的严重后果,所以胶带花纹部分磨损后,要采取橡胶条料冷粘的方法及时修补。

参考文献

[1]运输机械设计选用手册[M].化学工业出版社.2005,9.

[2]带式输送机工程设计规范.GB50431-2008[S].

大倾角巷道上山掘进施工实践 第10篇

关键词：大倾角,巷道,掘进,实践

1 目前的掘进支护方式

唐山矿掘进巷道目前主要的支护方式为锚网支护和架棚支护。锚网支护方式:φ22mm×L2400mm螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带;巷道两帮支护形式:Φ20mm×L2200mm螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。在巷道顶板破碎、压力大等的情况下, 采用架设金属拱形棚子支护。

由于Y257工作面运煤边眼倾角大, 在大倾角巷道上山掘进过程中, 采用传统锚网支护方法不能有效抑制顶板和片帮现象的发生;若采用金属拱形支架支护时, 该支护方式掘进速度, 材料消耗大等原因, 导致作业时具有一定危险性。

2 大倾角巷道上山掘进支护设计

针对Y257工作面运煤边眼地质条件具有复杂性、多样性的特点, 采用现场勘察和日常顶板动态监测的方法, 根据顶、底板围岩参数确定较合理的大倾角上山掘进支护设计, 并对支护后的顶板进行动态监测, 安装顶板离层指示仪, 对大倾角上山巷道顶板的下沉量、巷道变形量等等进行日常动态监测。根据顶板动态监测, 所选巷道支护设计能够保证巷道安全。

2.1 巷道的临时支护

在巷道上山掘进过程中, 每次爆破后, 在掘出荒断面找清掉后, 将前探梁移到迎头打好的第一板钢带上, 采用前探梁支护好空顶。在双前探梁托钢带+金属网超前支护好荒断面迎头顶板作为临时支护下, 看好方向线, 定好眼位, 及时进行打锚杆, 做好巷道的永久支护。临时支护材料:2根长2m的槽钢前探梁, 提前做好需要每板钢带+金属网。

2.2 巷道的永久支护

(1) 顶板支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+W型钢带以及锚索补强支护。顶锚杆采用Φ22mm×L2400mm等强右旋螺纹钢锚杆, 每眼3个CK2330型树脂药包或1个CK2330与1个K2350型树脂药包搭配使用, 顶锚杆扭紧力矩不小于100N·m。钢带采用长度为2.3m的4个眼W型钢带两块搭接使用, 托盘为高强度预应力托盘, 顶网采用5000mm×1000mm的12#铅丝编制的菱形网。顶锚杆板距为800mm, 如遇地质变化、压力大等时, 可适当缩小板距。正常情况下中间的顶锚杆要垂直于顶板, 轴向偏差≤5°, 每排两侧的顶锚杆向巷帮侧倾斜20~30°。两侧的顶锚杆距巷帮超过200mm时, 要及时补打单根顶锚杆。

顶板除采用锚网支护外, 还采用锚索补强支护。锚索托梁采用长度不小于1000mm的25U或29U型钢配高强度预应力托盘。锚索采用Φ17.8mm×6500mm, 1×7股高强度低松弛预应力钢铰线, 采用5个CK2333型树脂锚固剂锚固。锚索的锚固长度为锚索的1/3以上, 涨拉预紧力要求达到100KN以上。锚索安装滞后迎头不得超过20m。如遇地质变化、上顶破碎时, 锚索呈五花眼布置, 紧跟迎头, 随掘随打, 适当加密锚索。

(2) 两帮支护形式:螺纹钢锚杆+金属网+木托盘。帮锚杆采用Φ20mm×L2200mm等强右旋螺纹钢锚杆时, 托盘为高强度预应力圆托盘配合200mm×200mm×40mm的木垫使用, 帮网采用3000×1700mm的12#铅丝菱形金属网, 每眼都使用2个CK2333型树脂药包, 帮锚杆扭紧力矩不小于60N·m。最上一排距上顶不大于300mm, 且上仰20-30°;最下一排距底板不大于500mm, 且下倾10-15°。

如图1、图2所示。

2.3 大倾角上山巷道顶锚杆角度的管理

在煤矿巷道支护中, 锚杆安装的角度直接关系着巷道的支护质量。由国家煤矿安全监察局制定的《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》明确规定, 锚杆安装的方向与井巷的轮廓线的角度不得大于15°;开滦集团公司制订的《煤巷锚杆支护质量标准》规定, 锚杆安装的方向与岩面法线间的夹角α不得大于5°。

在近水平煤层巷道掘进过程中, 中间的顶锚杆要求垂直于顶板, 轴向偏差≤5°, 锚杆的角度容易保证。但在大倾角上山巷道掘进过程中, 锚杆很容易出现"穿皮"现象, 锚杆的支护效果大大降低, 从而导致巷道顶板离层或巷道容易发生冒顶事故。

如图3所示: (1) 安装在竖直方向的1#锚杆与巷道顶板法线夹角为30°, 锚杆的铁托盘与钢带有夹角, 未紧贴钢带面, 角度较大, 属于"穿皮"锚杆, 此类锚杆支护效果最差。 (2) 安装在巷道顶板法线上的2#锚杆与巷道顶板的法线夹角为0°, 锚杆的铁托盘紧贴钢带, 钢带紧贴岩面, 2#锚杆支护效果最好。

为了控制大倾角上山巷道顶板锚杆的角度在设计范围内, 每次锚杆机的支腿要紧靠工作面, 始终保持锚杆机的支腿与顶板垂直, 才能保证锚杆眼钻入的方向与巷道顶板的法线方向一致。在大倾角上山巷道的施工过程中, 采取的施工方法:在前探梁的支护下, 工作面始终保证有0.8 m巷道的顶板未做好永久支护, 便于锚杆机的支腿垂直顶板。

在正常情况下每循环进尺设计为0.8 m, 第1次爆破掘进进尺为1.6米, 采用2m长的前探梁做好工作面的临时支护。在临时支护下, 做好0.8 m巷道顶板的永久支护, 还剩下0.8 m巷道的顶板未做好永久支护。在临时支护的情况下, 工作面再次爆破掘进0.8m, 并将前探梁前移至巷道迎头, 然后做好0.8 m巷道顶板的永久支护, 依次类推进行支护施工。

3 掘进施工工艺及措施

3.1 防护管理

掘进巷道迎头必须打好挡煤板, 防止迎头浮煤下流, 距迎头10-20米。在巷道中运输设备的行人一侧要钉好挡板, 防止煤矸溅落伤人, 每隔50米加一道挡煤闸板。在巷道行人侧要钉好防滑行人梯子和扶手, 扶手与帮网拴牢绑好, 高度合适, 行人和运料时走梯子。在行人梯子道中, 每隔30-50m钉一个行人防护闸板。各套运输设备机头位置处要于行人侧施工躲避峒, 司机必须在躲避峒内进行操作。运料期间运料道内不允许有人, 其他人要求必须全部进入躲避峒内。

3.2 设备管理

每班开工前往前接运输设备, 必须固定好, 防止滚落下滑伤人。各套运输设备机头必须用木柱或大链等固定牢靠, 机尾采用地锚必须固定好。巷道所有的材料必须码放整齐, 做好平台, 各种小件用铅丝与帮网栓牢、放稳;电缆、锚杆、钻机用完后靠帮码放好, 并用铅丝与帮网拴牢。各种机电件、设备器材等要码放稳固, 圆形或长条形的机尾轴等部件其轴向要与巷道走向保持一致, 并用铅丝与帮网拴牢摽紧, 刮板输送机等大件要与帮锚杆使用大链拴好, 各种物料在下山端要打好斜闸。

3.3 爆破管理

爆破前必须闸撤人, 所有人员要全部进入到躲避硐内, 闸人位置前方设置有挡煤块的遮挡闸板。煤巷闸人距离为上山直峒100m以上, 拐一直角弯75m以上, 打矸子时直峒200m以上, 拐一直角弯100m以上。施工过程中要加强通风管理, 必须保护好现场的风筒、瓦斯报警仪等各种通防设备设施, 随时监测迎头瓦斯的浓度情况, 防止上山掘进迎头造成瓦斯积聚。

3.4 顶板管理

施工过程中, 严格执行敲帮问顶找掉制度。时时检查帮顶及迎头围岩情况, 安排有经验人员处理好帮顶浮矸, 防止煤、矸石滑下伤人。只有在将迎头活矸及碎煤等全部找下后才能进行其他工作, 找掉时要使用专用的找掉长钎杆进行, 并遵循从外向里、先顶后帮的顺序进行。每次放炮找完掉后, 先将前探梁串放至迎头, 在工作面迎头打好超前护帮锚杆, 有效防止了顶板掉掉、迎头片帮伤人。施工过程中所有人员不许进入空顶区进行工作。人员站位不得背靠煤壁侧, 操作时有专人观山指挥, 喊齐叫应, 发现顶板等其他问题要立即停止作业, 待问题处理好后再继续作业。同时该矿还对巷道施工质量进行检查, 发现锚杆数量不够、托盘变形、失效锚杆等不合格锚杆时, 及时进行补打作业, 保证工作面顶板管理安全。

参考文献