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1、泉店煤矿大倾角“三软煤层综放开采分析与研究杨宝成王景余杨垂陈成宇郭国化摘要:大倾角、“三软煤层综放开采时,巷道采用架棚支护,围岩变形量大,消费过程中,设备易出现上窜下滑,端面煤岩易片帮、冒顶,影响了工作面的正常消费。针对回采过程中出现的技术难题,从回采巷道布置与支护方式、回采工艺、煤岩活动规律、设备稳定性控制等方面进展分析研究,确保了大倾角、“三软煤层综放工作面的平安高效消费,获得了良好的技术经济效益和社会效益。关键词:大倾角;“三软煤层;综放开采;分析研究Abstrat:Thelargeangle,the“threesftalaving,hihleadtalargequantityfrkde
2、fratin,theprdutinpress,equipentveupanddneasily.Faediththesetehnialprbles,estudiedfrtheradaylayutandthesupprteansreverypress,thelafalandrkativities,equipent,stabilityntrltensureasafeandeffiientprdutin.Atually,eahievedgdeniandsialbenefitsfrthetehnlgy.Keyrds:angle;“threesftalsea;aving;analysis112050工作面
3、概况泉店煤矿位于禹州煤田东部,矿井年设计消费才能120万t。12050首采面主采煤层为山西组下部的二1煤层,厚度为2.88.07,平均厚5.44,倾角为2738,平均33,煤的巩固性系数值f=0.15,属于简单煤层构造,部分地段煤厚变化大。12050采面标高在-510-420之间,工作面地面标高为+118.74+122.87,瓦斯含量小于4L/g,属于低瓦斯采面。在二1煤层顶板上方45范围内赋存二3煤(厚0.41.4),伪顶零星分布,直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主,厚度一般1.55,抗压强度为32.3Pa,抗拉强度为1.67Pa;泥岩顶板次之,厚度一般为13,抗压强度为16Pa,抗拉强度为1.
4、14Pa;老顶以细粒、中粒砂岩为主,厚度为012.33,一般在2以上,抗压强度为126.6Pa,抗拉强度为5.85Pa。2巷道布置及支护方案该工作面采用伪倾斜长壁布置,下顺槽超前上顺槽间隔 10,工作面长度153,考虑断层煤柱留设、采区压力大和资源回收的需要,切眼间隔 DF03断层平距27,停采线间隔 上顺槽甩车场10,间隔 下顺槽甩车场134。上顺槽断面为不规那么梯形,支护采用12#矿用工字钢+锚网+锚索+锚索工字钢托梁结合支护,上口宽3.5,下口宽4.57,上帮高3.6,下帮高1.8,断面积10.732。下顺槽分为不规那么梯形和半圆拱形巷道两段,其中,不规那么梯形巷道的支护采用12#矿用工
5、字钢+锚网+锚索+锚索工字钢托梁结合支护,上口宽3.97,下口宽4.98,上帮高3.8,下帮高1.6,断面积11.642;半圆拱形巷道的支护形式采用29u型钢棚+锚索+锚索工字钢托梁结合支护,净宽4.0,净高3.3。切眼为梯形巷道,支护采用12#矿用工字钢+锚网+锚索+单体柱托梁结合支护,上口宽7.2,下口宽7.74,净高2.6,断面积19.272。3回采工艺及工作面设备配套3.1回采工艺采用单一走向长壁后退式综采放顶煤开采,沿底板回采,全部垮落法处理采空区,工作面循环进尺0.6,采高2.5,平均放煤高度2.94,采放比11.22。(1)采煤工艺。采煤机下行割煤前部刮板机出煤采煤机空刀上行自下
6、而上移刮板机、支架顶煤由后刮板机运出自下而上拉后部刮板机。(2)进刀方式。正常情况下,在工作面端部斜切进刀,下行割煤,上行空刀返回,往返一次进一刀;顶板破碎时,为了控制顶板垮落时严重下滑,增加支架的压力,进步支架的稳定性,进刀方式改为中部斜切进刀,分段下行割煤,上行返空刀(清理浮煤)。(3)移架方式。由于在支架上方顶煤运移速度大,顶煤的变形量大,形成松动膨胀层,给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度,并且,支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎,促使顶煤向松散体开展,极易造成漏顶,所以在移架上采取带压擦顶移架,尽可能保持顶煤的完好性,减少顶煤的过度破碎。移架时,控制顶梁下降量小于200
7、,支架初撑力不得低于24Pa。(4)放煤工艺。采用一采一放双轮间隔等量放煤,两个放煤工相距5架,第一个人放奇数架,每次放出顶煤的1/2,另一个人放偶数架,每次放出顶煤的1/2,循环两次,放完顶煤。放顶煤时,不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要互相配合,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。当有大块煤卡在放煤口时,那么反复动作尾梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将伸缩板伸出,防止矸石混入煤中,严格执行“见矸关窗的原那么。靠近端部的放顶煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。3.2工作面设备配套采煤机选用G200/500-D1型交流变频电牵引采煤机,功率500k,采高2.33.5,额
8、定电压1140V,截深0.63,牵引速度:07.1/in。工作面根本支架采用ZF6000/18/28型放顶煤液压支架,为便于工作面上下端头的顶板管理和后部运输机头、尾有足够的空间,上下端头各安装3架端头支架,型号为ZFG6500/18/29H。前、后部刮板运输机采用SGZ764/400型刮板运输机,转载机型号为SZZ764/200,破碎机型号为P110。4回采过程中遇到的难题及解决方法4.1漏顶、片帮处理措施工作面由沿顶回采过渡到沿底回采的钻底过程中,前期出现了顶板大面积漏顶、片帮。针对漏顶问题,采取加打落叶松茬顶,随冒随茬,顶板茬实后,工作面再推进的方案;针对片帮问题,采取注马丽散部分加固,
9、滞后一段时间后短臂注水,加强煤体板结,降低煤尘等。4.2支架稳定性控制措施拉架过程中,出现支架下滑、咬架间隙不均匀,支架支撑力不均匀,后部刮板输送机整体下滑、飘起,前部刮板输送机扎不下去等问题。针对设备下滑问题,采取端头架与下端头煤帮之间用不少于4根单体做戗柱防止支架下滑,戗柱初撑力要保证6Pa8Pa;端头架与上部支架之间用型号764链条连接结实;利用支架安装的防倒、防滑装置或侧护板千斤顶、调底座等在移架过程中进展调整,防止支架下滑。处理咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况时,由班队长统一指挥,制止架下来往行人,调架时,支柱或千斤顶必须生根合理结实,供液及移架采取远方操作。支架移完后,
10、要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧伸缩梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。4.3超前支护方案回采过程中,针对顺槽巷道围岩变形量大,超前加固、交换问题,上顺槽间隔 工作面10范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,1030范围内变形量较小,采取2根体支柱+铰接顶梁超前支护方法;上顺槽替棚段,因其顶板在超前支护范围内,为保证上端头和平安出口的支护强度,回撤时,只回撤工字钢棚棚腿。下顺槽间隔 工作面20范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,下顺槽替棚段,U形棚回撤后,顶板加用圆木茬顶,茬顶牢靠后,进展超前支护。4.4降尘措施回采过程中,尤其是放
11、煤时,工作面煤尘和岩尘浓度较大,除利用工作面支架自身装备的架间喷雾(每架1个)外,又在厂家购置了覆压扑尘器,每五架安设一组,同时保证班班煤层注水(孔深6间距4.5),注水时间一般为40in,有效地降低了煤尘的浓度。4.5防煤岩滚落伤人措施为了防止煤壁机道大块煤岩滚入架角,造成伤人事故,在工作面均匀布置4道双层防护网。防护网用12的高强度尼龙绳编织网,网孔100100,网的上端吊挂在支架顶梁上,下端吊挂在输送机挡煤板上,将机道与架角人行道隔开,采煤机通过时提早摘下,过后及时恢复。5结论(1)回采期间,顺槽巷道围岩变形呈现明显的阶段性,经历围岩变形剧烈阶段、显著阶段、相对稳定阶段3个阶段。与U型钢架棚支护相比,采用锚网索支护,巷道底鼓量明显减少,收到了良好的围岩控制效果。(2)工作面采用中部斜切进刀,从下而上带压擦顶移架,严格控制顶梁下降量,降低了端头顶板的破碎,保证了顶煤的完好性,并结合注马丽散、注水等技术措施,有效地控制端面围岩的稳定性。(3)采用一采一放双轮间隔等量放煤,使得煤矸分界面均匀下沉,进步了工作面顶煤的回收率,降低了含矸率。(4)采用下行割煤、上行返空刀清理浮煤的割煤方式,通过工作面调伪斜布置、增设增设防倒防滑装置等,进步了工作面设备的稳定性。(5)通过在工作面支架上增设覆压扑尘器,煤层注水,布置双层防护网等平安防护措施,有效地改善了工作面工人作业环境。
