大采高超长工作面

大采高超长工作面（精选10篇）

大采高超长工作面 第1篇

潞安矿区的综放技术一直处于领先水平, 综放工作面长度一般布置为170～200 m。潞安矿区屯留煤矿是一座设计年产600万t的大型现代化矿井, 主采3号煤层, 煤厚平均5.99 m。为了实现煤炭安全高效开采, 在S1201工作面采用大采高超长综放生产技术, 克服了按一般采用的工作面方式和回采工艺造成的掘进工程量大、延误回采进度等影响因素。实现综放日产1.5～2.0万t目标, 可与国际先进的综采技术相媲美。开发高瓦斯大采高超长综放工作面成套生产技术, 依靠减少采煤机进出刀时间, 同时增加支架放煤口点数, 实现高度集中生产, 充分发挥综放技术可以在一个工作面上实现多点出煤的技术优势, 而实现一个工作面上多点出煤的最大技术难题是如何协调各出煤点的工序, 以平衡转载机和运输系统能力[1,2,3,4]。解决这个问题的思路是:选择合理的工作面工艺方式, 优化工艺参数, 采用现代化通讯与控制手段协调工序作业, 达到平衡出煤的目的。

2 工艺方式的选择

2.1 循环作业方式分类

通过对S1201高瓦斯大采高超长综放工作面工序实测数据的统计分析, 确定出主要工艺参数的分布规律, 如采煤机割煤速度服从正态分布 (μ=3.2 m/min, δ=0.92 m/min) 、支架移架速度服从正态分布 (μ=3.70 m/min, δ=0.54 m/min) 、端头等待时间服从负指数分布 (λ=15.15 min) 、放煤时间服从正态分布 (μ=1.21 m/min, δ=0.41 m/min) 等等。再根据计算机模拟原理, 建立了高瓦斯大采高超长综放工作面计算机随机模拟模型, 并对高瓦斯大采高超长综放工作面适合的6种循环作业方式进行模拟分析。这6种循环作业方式是:

循环作业方式1:双向采煤, 一刀一放, 由一端向另一端放煤;

循环作业方式2:双向采煤, 二刀一放, 由一端向另一端放煤;

循环作业方式3:双向采煤, 二刀一放, 由中间向两端或由两端向中间放煤;

循环作业方式4:双向采煤, 二刀一放, 工作面一分为二, 采放错开, 由中间向两端放煤;

循环作业方式5:单向采煤, 二刀一放, 由一端向另一端放煤;

循环作业方式6:单向采煤, 一刀一放, 由一端向另一端放煤。

2.2 计算机模拟结果

(1) 不同循环作业方式的循环作业时间。不同采煤机割煤速度条件下的循环作业时间模拟结果如图1所示。

由图1可见, 随着采煤机割煤速度的增加, 放顶煤综采工作面循环作业时间逐渐减小, 但当采煤机割煤速度超过4.0 m/min时, 循环作业时间曲线明显减缓;当割煤速度小于3.5 m/min时, 几种方式的循环时间接近, 对于超长综放工作面开采试验初期, 采用易操作管理的一刀一放循环作业方式是合理的, 另外当放煤步距为0.8 m时, 从提高采出率的角度, 采用一刀一放也是最为有利的。

(2) 与采煤机速度匹配的放煤速度。满足采煤机割煤速度要求的最小放煤速度如图2所示。

由图2可见, 采用一刀一放的作业方式, 必须以高放煤速度为基础, 即只有割煤速度与放煤速度相匹配, 采用一刀一放的作业方式才能取得较好的技术经济效果, 在保证放煤速度的前提下, 适当控制采煤机的割煤速度, 而不能为保证采煤机高速运行去加快放煤速度, 从而牺牲工作面采出率。

(2) 割煤方式的确定。割煤方式的合理选择, 在工作面煤层赋存条件与设备配套条件一定的前提下, 主要取决于采煤工作面采煤机运行速度和端头等待时间。高瓦斯大采高超长综放工作面采用单向割煤和双向割煤在不同速度条件下, 循环时间模拟结果如图3所示。

由图3可知, 当采煤机割煤速度小于3.89m/min时, 工作面双向采煤方式优势明显, 当割煤速度大于3.89 m/min时, 应尽量采用单向采煤。目前, 我国综放双滚筒采煤机工作方式大多采用双向采煤作业方式, 随着采煤机割煤和空行速度的增大, 采用单向采煤工作方式的工作面数必然会逐步增加。另外, 端头等待时间长短也直接影响综放工作面循环作业时间和循环作业方式的选择, 不同的端头等待时间与不同循环方式对应的循环时间关系如图4所示。

由图4可见, 当端头等待时间小于等于20 min时, 双向采煤优势明显, 当端头等待时间大于30 min时, 应采用单向采煤。

综上所述, 屯留煤矿地质采矿条件下的高瓦斯大采高超长综放工作面生产, 应采用一刀一放端部斜切进刀双向采煤, 并由一端向另一端放煤。在工作面长280 m的条件下, 采煤机割煤速度应控制在3.89m/min以下, 放煤速度不低于2.5m/min。

3 工作面工艺参数的确定

根据高瓦斯大采高超长综放工作面要达到日产万吨以上的水平要求, 通过对不同循环方式的工艺参数计算, 合理的工艺参数为:

当产量10 000 t/d时, 采用双向采煤, 割煤速度2.5 m/min, 放煤口2个, 端部斜切进刀时, 放煤口3个, 进刀数6刀, 最大产量可达12 000 t/d。

当产量12 000 t/d时, 采用双向采煤, 割煤速度3.35 m/min, 放煤口2个;当采煤机端部斜切进刀空刀运行时, 放煤口3个, 进刀数7刀。最大可达15 000 t/d的产量。

当产量15 000 t/d时, 采用双向采煤, 割煤速度3.5 m/min, 放煤口3个;当采煤机端部斜切进刀空刀运行时, 放煤口4个, 进刀数8个。最大可达18 000 t/d的产量。

当产量20 000 t/d时, 采用单向采煤, 上行割煤时, 割煤速度5 m/min, 放煤口2个;返向装煤时, 割煤速度7.5 m/min, 放煤口4个, 进刀数11刀。可见, 本配套设备要达到20 000 t/d的产量水平, 难度很大, 须对转载机和外部运输环节进行改造, 运输达到1 800 t/h的综合运输能力。

4 工作面工序匹配的保障措施

为了平衡高瓦斯大采高超长综放工作面采放作业及保障工作面快速推进, S1201高瓦斯大采高超长综放工作面生产中采取了多种有效的技术措施:TK-100通讯控制一体化系统, 既可对关键设备进行集中控制, 又便于生产协调指挥、故障诊断和事故排查;S1201高瓦斯大采高超长综放工作面的供电系统, 在供电等级 (1 140 V) 不变的前提下, 必须保证较高的供电可靠性。

5 结论

(1) 推动了煤炭行业的技术创新和综放技术的整体跨越。高瓦斯大采高超长综放工作面生产技术的开发成功, 使我国已基本成熟并达到国际领先水平的综放技术实现了新的突破和技术跨越, 为实现“一矿一面”年产500万t水平的高度集约化生产模式提供了新的技术途径。

(2) 大幅度提高综放单产和效率。实现高瓦斯大采高超长综放工作面开采, 相对减少了采煤机进出刀时间, 同时增加了支架放煤口点数。以潞安矿区屯留煤矿为例, 180 m综放工作面开采时, 日产只能达到0.8～1.0万t, 工作面上同时放煤的支架一般不超过2架。而280 m高瓦斯大采高超长综放工作面开采时, 日产1.5～1.8万t水平时, 工作面上同时放煤的支架达到了4架。因此, 超长综放开采可以充分发挥综放开采能在一个工作面上实现多点出煤的技术优势, 大幅度提高综放单产和效率。S1201高瓦斯大采高超长综放工作面回采的平均工效达199.8 t/工, 比180 m长综放工作面回采工效120.8 t/工 (国际领先水平) 增加79.0 t/工, 增长率为65.8%。

参考文献

[1]廖怡斐, 康乔昱, 王晓.大倾角松软厚煤层综放面顶煤运移规律实测研究[J].能源技术与管理, 2010 (4) :46-47

[2]王鹏.大采高综放面采场煤岩稳定性实例分析[J].煤, 2010, 19 (7) :66-68

[3]明俊智.综放面瓦斯渗流规律数值模拟研究[J].能源技术与管理, 2010 (3) :25-26, 91

大采高超长工作面 第2篇

为了降低破岩工作量，在进行工作面断层作业时，可以应用上盘挑顶，下盘拉底的方式进行。在实际进行破岩时，要对断层落差进行准确的测量，并对岩层的硬度进行分析，根据分析结果实施机械切割破岩或者施行爆破方式破岩。如果采取爆破方式，在打眼作业时要控制好打眼防震动炮，运用采煤机扫岩方法进行爆破。

根据煤层情况设计设备允许范围内的最小采高量。大采高过断层会影响区域范围，如果设计采高过低就会造成死架现象，对于采煤机通行也会产生极大地阻碍。因此，一般设计500mm的安全高度。

在进行过断层操作时，要严格控制刮板机拉运倾角以及拉运方向，确保刮板机能够平缓地进行过渡。如果设计存在偏差致使拉运倾角过大，就会使采煤机的正常运行产生困难，如果在工作面中出现大幅度的起伏现象，也会使刮板机运行受阻，影响采面生产。

一般情况下，工作面过断层受到断层影响的仰俯状况要视顶板变化而定，而这种变化必须结合工作面的其他段顶板变化情况，根据实际及时进行调整，保证顶板变化前后的协调性。如果难以保证这种有效调整，就会使拉底或者调整出现严重偏差，进而增加了用于破岩的成本。

工作面过断层要进行充分的支护以及接顶处理，使支撑力能够达到作业要求，严防顶板出现冒顶状况。如果断层顶板受到外力影响产生碎裂，能够极大增加冒顶的发生率，因此在破碎带进行爆破前，需要在综采工作面壁采用锚杆锚索或高分子材料进行巩固支护。如果前期没有达到技术要求而出现冒顶事故，这时就要采取高分子材料充填加固或锚杆索加强支护，防止冒顶范围及冒落程度进一步扩大。

大采高综采工作面断层炮眼设计要满足以下要求，首先要依据岩层厚度对炮眼设计进行综合衡量，如果进行破岩处理时，厚度在0.8cm以下，要选用单排炮眼布局方式;如果厚度在1.5m以上，择采取双排炮眼布局方式。若上盘顶眼和顶板的落差在0.2m水平，同样小盘距离底板的落差也是0.2m水平，则选取水平0.8m，垂距0.8的炮眼间距，并注意保持炮眼口与机头或者机尾摆角在10°左右。

此外注意保证打一茬眼，割一刀煤，严禁出现打满杆现象，进而造成空顶出现大规模冒顶现象的发生。要视采煤工作面具体情况进行炮眼装药量的确定，正常放炮作业时可以按照1卷/眼的标准进行装药，装药方式采用正向装药结构，要尽量减少放炮时间，避免出现抛渣现象，如果不能降低抛渣度，就有可能使支架设备受到大幅度的破坏。

放炮时设置3m为一个爆破段，完成放炮后要及时将护帮板打出，并保持其后端间距在340mm以上。实施放炮前要进一步加强支护力度和相应的保护措施，停止乳化液泵供液，在实施放炮后，对支架阈组、管线做好完善的检查，看爆破抛出的岩石是否打到升降位置，如果出现这种情况，就要进行恢复，然后才能进行供液支护，从而有效避免放炮引起的支架漏顶。

2.2 注意事项

在过断层过程中，要切实保证支架的完好，严防自动卸载现象的发生，如果不进行这方面的控制将很有可能造成顶板失控事故。采煤机进行割煤作业后，要进行及时的拉架并将护帮板打出。

要保证大采高工作面刮板输送机的倾角缓和，防止出现刮板机急弯现象，以保证刮板机的正常运行。

要充分重视断层带顶板破碎段的锚杆锚索联合支护、高分子材料对煤岩进行固结等措施。做好这些措施能够有效保证对顶板和煤壁的控制，进而预防煤壁片帮可能大采高综采工作面过断层采煤技术探讨出现的问题或者由于煤壁片帮的原因引发的冒顶事故，促使采煤工作的顺利进行。

3 结论

随着社会对采煤技术的要求不断提升，技术含量高的技术将会得到更大范围的应用，以促进产业的升级和生产方式的变更。对大采高综采技术进行适应性改进并将其运用于实际作业中将是提升出煤率的重要发展方向。但是煤矿开采应对的问题较为复杂，并且涉及到较多的安全性问题，因此采用科学合理的采煤布局降低断层产生的影响，并进行客观的评估，制定应对措施，能够大大加强煤矿企业的经济效益和社会效益，进而实现煤矿产业的可持续发展。

参考文献：

[1]徐俊明，张吉雄，黄艳，等.充填综采矸石-粉煤灰压实变形特性试验研究及应用[J].采矿与安全工程学报，(01).

[2]段宏飞，姜振泉，朱术云，等.综采薄煤层采动底板变形破坏规律实测分析[J].采矿与安全工程学报，2011(03).

[3]赵辉.关于长壁工作面过断层技术的实践研究[J].城市建设理论研究(电子版)，(11).

[4]李永植.谈大倾角工作面长壁采煤法回采工艺的完善[J].科技创新导报，(15).

大采高超长工作面 第3篇

面大，跨度大，煤岩体比较破碎，支护困难的特点，依据强力一次支护理论及原则，采用高预应力强力锚杆锚索组合支护系统支护，并进行矿压监测，监测结果，强力支护系统能够很好的抑制围岩的离层破碎，防止巷道变形破坏。

关键词：全煤掘进 永久大巷 锚网支护 高预应力

0 引言

目前大采高开采是我国中厚煤层开采的首选方法，其具有资源回收率高，能实现高产高效，经济效益好等优点，尤其适合6.0m以下的厚煤层开采。但是，由于所需巷道断面较大，且工作面超前支撑压力较大，矿压显现明显、煤体强度低等，易造成巷道两帮及顶底板移近量大，严重影响了大采高工作面工作效率的发挥，非常有必要对大采高回采巷道的支护技术进行研究。

霍尔辛赫井田位于山西长子，设计生产能力3Mt/a，主采煤层为3#煤层，平均厚度为5.6m，煤层结构简单，3207工作面首次采用大采高技术进行开采，由于巷道跨度较大，煤体较为破碎，给巷道支护带来巨大难题，必须进行系统研究来解决此问题。

1 现场地质与生产条件

试验地点为霍尔辛赫3207工作面开切眼，沿3#煤层顶板掘进。巷道布置平面如图1。埋深约450m。平均厚度5.6m，全长225m。煤层平均厚度5.6m。3207工作面最大水平主应力为16.41MPa，方向为N10.5°E，最小水平主应力为8.54MPa，垂直主应力为11.43MPa。地应力水平属于中等应力水平。顶板围岩及煤体强度测试结果表明，顶板之上0～1.2m为泥岩，强度为29.29MPa；1.2～5.1

m细砂岩，强度平均值为67.51MPa；5.1～8.6m砂质泥岩，致密完整，强度平均值为63.71MPa；8.6～10.0m为细砂岩，致密坚硬，强度为107.74MPa。3号煤层煤体强度平均值为11.76MPa。

2 支护原则

针对霍尔辛赫煤业3207开切眼的生产与地质条件，采用强力一次支护理论，依据以下原则进行支护：①一次支护原则，即初始支护时保证巷道支护强度，防止巷道变形破坏后进行二次支护及修巷等。②高预应力及预应力扩散原则，要求支护系统具有较高的预应力及预应力扩散能力，从而保证支护系统的刚度及具有抵御巷道变形的能力。③高强度高刚度低密度原则，通过提高支护材料的强度及支护刚度，来降低支护密度，从而提高掘进速度。④可操作性原则。⑤经济合理性原则，尽可能降低支护成本。

3 支护设计方案

根据强力一次支护理論并结合现场工程实践，确定霍尔辛赫煤业3207开切眼采用高预应力强力锚杆锚索组合支护系统。

3.1 巷道断面设计

根据现场设备安装及通风等要求，3207开切眼断面为：宽8.5m，高3.65m，掘进断面31.025m2，两次掘进成巷，首次沿采空区侧掘进4.0m宽，二次沿工作面侧掘进4.5m宽。

3.2 巷道支护方案

顶板及外侧帮锚杆采用500#钢左旋无纵筋强力锚杆进行支护。锚杆直径为22mm，长度为2400mm，屈服强度不低于500MPa。内侧帮采用直径22mm，长度2400mm的玻璃钢锚杆支护，顶板锚杆采用一支k2335和一支Z2360树脂锚固剂加长锚固，帮锚杆采用一支Z2360树脂锚固剂加长锚固。金属锚杆预紧扭矩不得低于400Nm。玻璃钢锚杆预紧扭矩为40Nm。首次掘进时，顶锚杆间距800mm，帮锚杆间距1000mm，二次掘进顶帮锚杆间距分别为900mm和1000mm。锚杆排距均为900mm，顶板每排打设12根锚杆，帮每排每帮打设4根锚杆。

顶板采用φ21.6mm的1×19股高强度低松弛预应力强力锚索补强，索体破断载荷不低于550kN，延伸率不低于7%，长度分别为8300mm，采用一支K2335和两支Z2360的树脂锚固剂进行锚固。锚索间距为1600mm、1650mm和1800mm，每两排锚杆打设4根锚索，锚索排距1800mm。

4 井下监测数据分析

为了分析评价支护效果，在霍尔辛赫3207开切眼中安设了测站，对巷道表面位移、顶板离层等进行了监测。

4.1 表面位移监测

采用双十字布点法监测得出，两帮移近量为43～80mm，顶板最大下沉量最大12mm。巷道两帮移近量和顶板下沉量均比较小，支护完全满足生产需求。

4.2 顶板离层监测

顶板离层仪深部基点与浅部基点位置分别为顶板8.0m及2.3m，每30m打设一组测站。现场监测可以得出，巷道深部与浅部离层均比较小，深部最大为4mm，浅部最大为7mm，能够满足现场施工要求。

5 结论

①霍尔辛赫煤矿大采高开切眼，跨度大，煤体比较破碎，极易发生巷道变形破坏，支护难度大，依据强力一次支护理论，巷道支护应具有足够的强度和刚度。②根据霍尔辛赫3207开切眼现场工程特点，高预应力强力锚杆锚索组合支护系统通过采用强力锚杆和锚索，增加了支护系统的强度和刚度，从而有效控制了巷道变形。③在霍尔辛赫煤业3207开切眼进行了巷道表面位移及顶板离层监测，说明支护系统成果解决了厚煤层大采高开切眼支护难题。

参考文献：

[1]康红普，林健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J].煤炭学报，2009，34（9）：1153-1159.

[2]康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29（4）：649-662.

[3]林健，赵英利，吴拥政，等.松软破碎小煤体小煤柱护巷高预紧力强力锚杆锚索支护研究与应用[J].煤矿开采，2007，12（3）：47-50.

[4]康红普，王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.

[5]吴建星.锚杆托板的力学性能研究[D].北京：煤炭科学研究总院硕士学位论文，2009.

大采高超长工作面 第4篇

随着煤炭技术的发展, 大采高超长综放工作面生产技术在条件适合的矿区得到了大力发展, 推动了高产高效矿井一井一面的建设, 实现了高效集中生产。大采高增大了工作面过风断面面积, 从而提高工作面供风量, 对高瓦斯煤层通风十分有利。然而综放工作面开采强度的大幅度提高, 除了开采工艺、工作面设备配套和运输系统能力等方面会出现一系列新问题外, 采用大采高采煤工艺, 采动影响对顶板扰动大。工作面长度加大后, 开采过程中的顶板支撑状态也会发生变化, 将带来新的矿压问题[1]。为此, 文章研究大采高超长综放工作面开采的来压规律和控制措施, 为工作面的顺利回采提供技术支撑, 为以后的大采高超长综放工作面开采提供借鉴。

1 工作面概况

实验大采高超长综放工作面可采3#煤层, 厚度为5.68~6.17 m, 平均厚度为5.83 m, 密度为1.39 t/m3, 煤层普氏系数为0.8。工作面走向长度925 m, 倾斜长度270 m, 整体为向西倾斜的单斜构造, 平均坡度3°。直接顶为厚4~5.5 m的细粒砂岩, 老顶为平均10.2 m厚的砂泥岩互层。工作面采用大采高综合机械化放顶采煤法。工作面采高3.6 m, 采放比为1.6∶1, 底层回收率为98%, 顶层回收率为85%, 一采一放为一个循环。

2 矿压显现特征

2.1 超长综放工作面上覆岩层板的破坏特征

在实验室模拟了超长综放工作面老顶岩层的破断规律, 如表1所示。

随着工作面的推进, 对于正常工作面来说, 一般情况下在上覆岩层的重力下, 破断从板型结构的长边中间开始, 裂缝向两端延伸, 如图1 (a) 所示, 随后在短边的中间形成裂缝, 如图1 (b) 所示。四条裂缝延伸贯通后, 形成了如图1 (c) 所示的竖向X型破坏。工作面长度的顶板破断形式如图2所示。

如图2所示, 相似模拟中超长工作面长度的顶板破断形式也为X型破坏, 但不同的是破断首先从局部开始, 在图2中A处区域产生局部X型破坏, 随后破断裂缝沿长边 (图2中B处) 延伸, 继而在短边 (图2中C处) 两端出现裂缝, 长边与短边裂缝延伸贯通, 接着局部X型裂缝下面板中间出现竖向裂缝 (图2中D处) , 最后形成一个上部闭合的大竖向X破坏。

工作面推进, 顶板结构模型也发生周期性断裂。试验观测, 模型初次断裂步距18 cm (相当于实际工作面32.4 m) , 模型周期性断裂步距7.5 cm (相当于实际工作面13.5 m) , 且周期性断裂沿工作方向出现不同步特性。正常200 m的长度工作面初次断裂步距40 m左右, 周期来压步距21 m左右, 且周期性断裂沿工作面方向是同步发生的。因此可以得出, 与相同地质条件下面长较短的工作面相比, 超长工作面初次来压步距和周期来压步距都明显减小, 周期来压沿工作面方向也出现不同步特性。超长面顶板岩层破断的这些特点在现场实测分析中也得到了证实。

2.2 工作面矿压显现情况

(1) 顶煤的垮落。从开切眼开始, 工作面回采6 m后, 顶煤初次出现部分垮落, 当工作面推进到8~12 m时, 顶煤全部垮落。此时顶煤受力状态变成二向受力, 多出一个自由面, 从而促使工作面正常推进中顶煤可随采随冒。实测发现, 老顶来压期间顶煤的破碎程度明显提高, 易于放出。

(2) 直接顶的垮落。直接顶初次垮后, 工作面继续推进6.5 m顶煤发生垮落。由于直接顶初次垮落是开采后的第一次大范围岩层垮落, 矿压显现比较剧烈, 工作面支架工作阻力从2 300 k N上升到3 400 k N, 但其矿压显现强度小于老顶来压时的强度。

(3) 老顶的活动特性。工作面继续推进过程中, 顶煤和直接顶正常冒落, 工作面后方的老顶悬跨度不断加大, 期间对工作面矿压显现进行监测, 搜集老顶来压时的支架工作阻力如表2所示。

当工作面推进到30 m处, 老顶初次垮落, 此时工作阻力达4 700 k N, 矿压显现比较强烈。根据记录的老顶来压数据可知, 工作面两端支架来压步距长, 中间支架步距短, 老顶的初次垮落步距为30~35 m, 沿工作面方向呈现出不同步特性, 即超长工作面老顶来压呈现出中间段超前、两端头落后的特性[2,3]。

由表中各组数据的平均值可知, 不论是初次来压还是周期来压, 超长工作面的来压步距都明显小于一般工作面 (初次来压步距40 m, 周期来压步距21 m) , 与实验室相似模拟结果吻合;相比一般工作面支架工作阻力, 超长工作面老顶来压时由于步距不同步, 工作面在推进期间一直有区段处于周期来压状态, 区段周期来压压力作用到支架上会向两边分散支架, 从而使单个支架工作阻力都不高, 多在4 000~5 000 k N之间 (支架额定工作阻力为8 000 k N) , 有很好的富裕量, 仅有个别支架安全阀达到开启, 说明超长工作面矿压显现强度趋于减少, 有利于矿压控制。从工作面不同区域支架阻力可以看出, 呈现中下部高、两端低的特点。中下部支架载荷大, 说明工作面中下部区域矿压显现强烈, 两端头附近矿压显现缓和, 支架载荷小, 此外支架工作阻力高, 顶煤在覆岩和支架支撑力的二向受力状态的相互挤压下容易破碎, 破碎的顶煤在垮落时形成不大的碎块, 提高了顶煤的冒放性, 有利于提高放顶煤回收率。

(4) 主关键层破断对工作面矿压显现的影响。在超长综放工作面中, 沿工作面推进方向和沿工作面方向均经过充分成动, 当工作面推进到85 m时, 主关键层破断, 在这两个方向上将引起整个覆岩的重量瞬时作用到老顶“砌体梁”的关键块体, 破坏了关键块的“S-R”稳定结构, 在工作面产生滑落失稳, 进而造成工作面支架迅速增阻, 导致工作阻力大幅度提高, 支柱迅速下缩, 其中部分支柱可缩量所剩无几。现场统计, 安全阀开启达20%以上, 同时煤壁片帮严重, 工作面出现大范围的片帮, 片帮最深处达1.5 m, 一般老顶来压时产生的煤壁片帮深度多在0.5~1 m之间。可见关键层破断矿压显现更强烈。关键层破断影响到地表, 地面裂缝增多, 导致地表最大下沉量接近1 m。现场实测超长综放面主关键层破断与老顶垮落导致工作面液压支架来压时的动载系数, 如图3所示, 这也充分反映出关键层破断的来压强度。

从图3可以看出, 老顶来压时, 工作面支架的动载系数多在1~1.5区间波动, 关键层破断时的支架动载系数多在3附近, 是老顶来压时动载系数的2倍以上。说明关键层的破断时的来压强度最大, 矿山压力显现最强烈, 对工作面的生产实际影响最大, 是矿山压力的主控因素。

3 大采高超长综放面采场矿山压力控制技术

3.1 煤壁片帮控制技术措施

煤壁暴露时间越长, 煤壁片帮越容易发生, 需采用加大工作面后部刮板输送机能力与溜槽宽度, 以减少顶煤高度, 提高放煤速度, 实现工作面快速推进。减小煤壁暴露时间, 片帮发生的可能性就显著降低。此外, 不同的采高高度也会对煤壁片帮产生不同的影响。据统计, 随着采高的增加, 片帮深度呈现二次曲线递增, 在采高小于临界值的区间内, 片帮深度缓慢增加, 当采高大于临界值后, 片帮深度随采高加大呈快速增加趋势。实测发现, 超长综放工作面采高临界值是3.6 m。

采取以上措施后, 在地质构造或煤层局部破碎区域, 仍有可能出现大范围片帮。为了防止片帮进一步发展, 通常采用注浆加固的方法, 注浆材料主要选用高水材料、发泡水泥、瑞米充填材料、马丽散等易于工作面煤机截割的加固材料[4]。

3.2 预防端面冒顶的技术措施

按力学原理, 工作面冒顶可分为压垮型、漏冒型与推垮型3大类, 其中预防压垮型冒顶的措施要选择高支撑力的支架, 工作面支架工作阻力要能抵抗关键层破断时的来压, 从而避免顶板力压坏采场支架而导致冒顶。矿压显现最强烈时, 支架工作阻力达5 000 k N以上, 为此超长综放工作面支架选择了8 000 k N工作阻力的高支撑力支架。

预防漏冒型冒顶, 一是要选择高初撑力支架, 工作面支架初撑力达到6 972 k N, 从而改善近煤壁处围岩的应力形态, 减小端面顶板的下沉量及减轻煤壁片帮水平, 并注重对支架支护状态的监测, 对初撑力低的支架进行二次注液、维修维护, 保证初撑力达到额定值的80%以上。二是采用带压移架, 减小移架对顶板的破坏, 必要时采取超前移架, 减小空顶距。三是控制好采高和割煤质量, 少留底煤, 使支架有效支撑顶底板, 此外为防止支架上方抽空引起冒顶, 在顶煤厚度较小处采用单轮间隔放煤方式[5]。

预防推垮型冒顶, 首先要做的是加宽放顶煤支架宽度至1.75 m或以上, 降低支架重心, 增加支架的稳定性, 其次要加强支护质量监测, 达到支护强度要求, 提高支架-围岩体系的整体刚度, 确保良好的支架位态。

采取以上措施后, 超长综放工作面生产中没有发生大的片帮和冒顶, 给高产高效回采创造了条件。

4 结论

超长综放工作面顶板呈X型破断, 老顶的初次断裂步距32.4 m, 周期性断裂步距13.5 m, 与一般长度工作面相比, 超长工作面初次来压步距和周期来压步距都明显减小。周期来压步距沿工作面采场方向呈现不同步性, 中间支架来压步距短, 两端头支架来压步距长。在超长综放工作面, 直接顶和老顶垮落时工作面的矿压显现强度远不及上覆主关键层破断时的矿压显现, 即回采工作面矿山压力显现程度主要受上覆主关键层破断的影响。采用限制采高不大于3.6 m和加快工作面推进速度预防煤壁片帮, 采用注浆加固的方式防止片帮的发展;采用选择高支撑力支架、提高支架初撑力、加宽支架宽度、带压移架及超前移架、局部单轮间隔放煤等技术措施预防端面冒顶, 工作面生产中未出现大的冒顶和片帮, 保证了安全高效生产。

参考文献

[1]崔树江.超长综放工作面顶板破断规律研究[J].煤炭工程, 2010 (2) :32-34.

[2]赵小屯, 连国明.超长工作面矿压显现规律研究[J].能源技术与管理, 2012 (5) :30-31.

[3]曹胜根, 缪协兴.超长综放工作面采场矿山压力控制[J].煤炭学报, 2001 (6) :621-625.

[4]杨建立.大采高综放面煤岩稳定性及其控制[J].中国煤炭, 2007 (3) :37-39.

大采高超长工作面 第5篇

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】

大采高回采工作面顶板特征分析 第6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.

[2]钱鸣高, 茅献彪, 缪协兴.采场覆岩中关键层上载荷的变化规律[J].煤炭学报, 1998 (2) :25-29.

[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.

大采高工作面巷道叠加应力分析 第7篇

关键词：大采高,巷道布置,支承压力,叠加应力

0 引言

寺河煤矿隶属于山西省晋城无烟煤集团矿业有限公司二级分公司, 是全国最大的高瓦斯矿区。2006年经山西省煤炭工业局核定, 矿井生产能力为10.80 Mt/a, 是晋城煤业集团首个千万吨级矿井。寺河矿在大采高工艺和综采工作面设备选型方面, 进行了不断探索与研究, 采高在国内率先突破5.0 m关后又突破6.2 m大关, 大采高开采部分指标已进入世界先进行列。

然而, 随着大采高回采技术的应用和推广, 一系列问题也逐渐凸显。由于工作面采高大、推进速度快、开采强度大, 工作面来压剧烈、巷道变形破坏严重。同时由于寺河煤矿是高瓦斯矿井, 大采高工作面多采用多巷布置方式, 造成了巷道掘进量大、维护量大, 甚至导致了大量的孤岛煤柱应力集中现象, 使得大采高工作面巷道维护困难, 从而影响矿井效益及竞争能力的提升。因此有必要对巷道叠加应力进行分析, 为工作面巷道布置、围岩控制等提供依据[1]。

1 工作面留巷巷道叠加应力分析

为满足高瓦斯矿井通风需求, 寺河矿大采高工作面多采用“三进两回”的多巷通风方式, 且一般在本工作面回采结束后保留2条巷道, 为下一工作面回采工作服务使用。寺河矿大采高工作面多巷布置方式如图1所示。

由图1中可以看出, 工作面采用“三进两回”的多巷布置方式, 其中1、3、5巷为工作面进风巷, 2、4巷为工作面回风巷, 且在大采高工作面回采结束后, 保留下2、4巷作为下一工作面的进风巷使用, 即所谓的工作面留巷巷道。

从采掘关系上可以看出, 2、4巷将承受2次工作面采动影响。在第一个工作面回采过程中, 巷道承受一次采动影响, 巷道主要承受工作面侧向支承压力的影响。待工作面回采结束, 下一工作面开始回采, 4巷作为下一工作面的进风顺槽, 2巷将作为其辅助进风巷, 在工作面回采过程中, 4巷将直接受到工作面超前支承压力的影响, 2巷也将受到工作面侧向支承压力的影响。

由此可以看出, 工作面留巷巷道在服务期限内, 将受到2次工作面采动影响, 2次工作面回采造成的应力叠加作业, 使得巷道破坏变形问题凸显, 加之工作面采高大、推进速度快、开采强度大, 则将进一步加剧巷道破坏程度及维护难度。

除此之外, 由现有的观测结果可知, 对于大采高条件下的工作面留巷巷道而言, 巷道破坏变形程度严重, 维护困难, 且巷道滞后变形特征显著, 巷道的滞后变形范围大致为工作面后方300 m左右。且在工作面采动过程中, 巷道超前工作面影响范围可明显的表现出阶段分区特性。寺河矿大采高工作面留巷巷道表面变形规律如图2所示。

由图2可看出, 2、4巷在大采高工作面回采过程中均表现出了较为显著的滞后特性, 其中2巷在工作面后方的变形规律大致可划分为3个区域:初始变形区 (工作面位置至工作面后方50 m) 、剧烈变形区 (工作面后方50~300 m) 、稳定区 (工作面后方300 m以后) 。4巷在工作面后方的变形规律大致可以划分为3个区域:初始变形区 (工作面位置至工作面后方50 m) 、剧烈变形区 (工作面后方50~250 m) 、稳定区 (工作面后方250 m以后) 。

大采高工作面留巷巷道的变形特征将进一步加大巷道维护难题。因此, 分析叠加应力作用下的留巷巷道破坏变形机理及加固技术, 有其迫切性和显著意义。

2 盘区大巷叠加应力分析

除工作面留巷巷道外, 盘区大巷的破坏变形机理及加固技术也是叠加应力巷道工程中的重点。按照巷道采掘布置关系, 盘区大巷的位置可以基本分为2种类型:一种是盘区大巷与盘区工作面垂直, 另一种是盘区大巷与工作面平行。这2种类型如图3所示。

由图3 (a) 可以看出, 盘区大巷与工作面呈垂直关系布置。由此也可以看出, 在此类盘区大巷的服务期间, 巷道将主要承受其自身围岩应力与采煤工作面超前支承压力的叠加作用影响, 且主要在工作面末采阶段出现盘区大巷相应位置的变形破坏;而在图3 (b) 中, 盘区大巷与采煤工作面位置相平行, 此时, 盘区大巷将承受的是自身围岩应力与工作面回采过程中产生的侧向支承压力的叠加作用影响, 且盘区大巷的变形破坏贯穿采煤工作面的整个回采过程[2,3]。

3 结论

(1) 分析表明, 工作面留巷巷道在受一次采动影响条件下, 主要是受工作面侧向支承压力的叠加影响, 而在二次采动影响条件下, 主要是受到工作面超前支承压力的叠加影响。除此之外, 也指出了现阶段盘区大巷的布置形式和受力特征。

(2) 在分析巷道叠加应力的基础上, 可进一步对巷道参数进行优化, 比如优化巷道布置方式;加大巷道初次支护强度和刚度;二次补强支护时间应尽量提前, 尽可能在产生大的变形之前完成等, 为矿井安全高效生产提供保障。

参考文献

[1]娄高中, 谷龙生.大采高工作面采场支承压力分布规律分析[J].中州煤炭, 2014 (5) :13-15.

[2]魏爱民.寺河矿大采高工作面巷道布置方式[J].煤矿现代化, 2016 (1) :26-27.

大采高工作面矿压规律研究 第8篇

1回采巷道顶底板移近量和单体支柱载荷观测

1.1顶底板移近量测量。距切眼位置30m每隔50m布置一个测点, 顶底板移近量测量采KBU101-200顶板下沉量监测仪, 将其量程扩展到500mm。该顶板下沉量监测仪, 其内部结构为齿轮-齿条组成。监测时, 先是监测到顶板下沉的直线位移, 再通过内部处理将其转化为角位移, 然后通过检测仪内置的转换器将所得到的角位移转化成电压信号。通过该检测仪内置的485数据通讯接口, 将得到的电压信号传输到内置的RS485总线。监测仪具有校零功能。建议浅基点B的安装深度2.2m, 深基点A的安装深度8.5m。

1.2单体支柱压力测量。为研究工作面超前支承压力的影响范围和大小, 观测系统的布置方式如图1。

2矿压监测指标与来压判据

压力分站采用一体化设计, 集监测、显示、报警、总线接口、传感器于一体。压力分站由16位单片计算机控制, 具有数据分析功能, 自动显示初撑力、当前工作阻力、最大工作阻力。当压力值超过报警设定值时声、光报警。传感器根据工作面条件设计, 能抗强顶板断裂引起的压力冲击。传感器通道通过高压油管与支架的高压腔连接。压力监测分站之间由一根钢丝防护铠装电缆连接。压力分站采用一体化结构的优点是:工作面内的地质条件复杂, 传感器与压力分机一体化结构避免了分机与传感器之间电缆的损坏, 提高了系统得可靠性。

2.1矿压监测指标。工作面的矿压显现规律及支架工作特性一般根据以下几个方面进行分析。

2.1.1循环末阻力pm。循环末阻力是指循环末移架前的工作阻力

2.1.2时间加权平均阻力pt。一个采煤循环内按时间作为加权求解的工作阻力的平均值称为时间加权平均阻力。依照工作阻力随时间变化的曲线图可求解pt, 图中曲线所概括的面积除以力的作用总时间就是pt。

2.1.3支护强度q。支护强度q是指作用在项板上的单位面积的支护阻力, 即P与支护面积S的比值。

2.1.4 p-t关系曲线。依照液压支架的特性曲线, 即搜集支护阻力与时间关系的曲线类型, 统计不同时期 (周期来压与非周期来压) 各种关系的曲线类型所占的百分比。

2.2顶板来压判据。通过分析工作面所布置测区内压力分机所监测的支架压力, 分析研究开采过程中上覆岩层运动规律及基本顶来压规律。在研究来压步距和来压强度时, 以观测循环次数对应的工作面沿煤层走向推进距离为横坐标, 分别以每个循环中的初始支撑力、循环末阻力、整个支架工作阻力为纵坐标, 绘制支架在工作面推进过程中沿煤层走向方向上的整架支护阻力分布规律曲线。依据监测到的平均液压支架工作阻力数值pt, 加其1倍均方差σt, 为判别工作面基本顶来压的判别依据pt’。以大于pt’的数据或检测过程中的最大数据为主, 并综合考虑每个采煤班中液压支架的支护阻力最大值, 以及矿压宏观显现情况, 确定工作面基本顶来压性质、位置和顺序。

动载系数即来压动载系数, 又称动压系数, 用来表征基本顶来压期间来压强度的重要指标。动载系数, 常用K来表示, 有公式如下:

式中:Pz-周期来压期间支架平均支护阻力, k N;

Pf-非周期来压期间支架平均支护阻力, k N。

3基本顶来压特征分析.

根据工作面观测期间的支架工作阻力和矿压宏观显现情况, 确定东一3#层右五面工作面基本顶初次来压步距与来压强度, 检验该工作面ZF13000/25/38S型支架适应性, 为该煤层后续工作面的开采设计提供依据。

4结论

本工作面初次来压和周期来压步距为21.4m和13.96m, 且工作面整体呈现出两端来压步距稍大于中部来压步距, 整个工作面液压支架初撑力普遍偏低, 主要是升架时间偏短造成, 为对工作面顶板进行有效支护, 应相应提高初撑力。

参考文献

[1]郭振兴.大采高采场围岩控制及支架稳定性研究[D].西安:西安科技大学硕士学位论文, 2010.

大采高综采工作面粉尘运移规律研究 第9篇

1 综采工作面的主要尘源及其分布

综采工作面粉尘主要产生于采煤机切割煤体时对煤体挤压、研磨后的落煤以及支护设备移动时支架顶梁与顶板摩擦与挤压。随着煤矿产业的逐步发展, 机械化作业越来越普遍, 随之而来的是粉尘污染问题。戊9-10-21210采面使用电牵引采煤机割煤 (MGTY-300/700-1.1D型) , 斜切进刀方法双向割煤;采煤机割煤时滚筒割煤, 截齿对煤体的破碎、截割、挤压、冲击、滚筒中煤块相互碰撞都会产生煤尘;采面所用综采液压支架为ZY6400—23.5/45型, 在移架过程中可能会产生的粉尘, 包括液压支架降柱时、顶梁脱离顶板时、碎块掉下时产生的粉尘;液压支架前移时, 碎矸从架间缝隙中掉下移动或顶板冒落或也会扬起粉尘。测试发现, 采煤机割煤时产生的粉尘占整个工作面产尘量的70%左右, 而液压支架移架产生的粉尘占30%左右。

2 影响综采工作面粉尘浓度的因素

影响综采工作面粉尘产生量主要有以下一些因素:采煤方法和技术、煤岩的物理性质、煤层赋存条件、环境的温度和湿度、矿井的地质构造、采煤机械化强度及各个产尘点的通风状况等。有研究测试分析表明, 煤体的水分越高、湿度较大时, 产生的粉尘浓度较低。戊9-10-21210采面处于-320水平、东区戊组采区东翼最下部, 回采前利用采面防突钻孔残孔提前煤体注水, 在回采过程中架间喷雾, 采煤机内、外喷雾的开启, 使工作面环境相对湿度升高, 截割时产生的粉尘浓度相对降低。另外, 当采煤机截深增大、截割速度降低时, 粉尘浓度也会降低。在采面风速小于临界速度的情况下, 割煤时产生的粉尘浓度与风速成反比, 随着风速的递减而呈递增, 一旦超过临界风速, 粉尘浓度则会随风速增加而相应升高。研究还发现, 粉尘的产生量除与综采面的地质条件、煤岩性质、采煤机械、煤矿产量等因素有关外, 还与采取的综合防尘措施以及其产生的效果好坏有很大关联。

3 综采工作面粉尘运移规律的研究

目前, 研究综采工作面粉尘运移规律的方法主要有两种, 一是现场测定, 统计分析。通过现场布置测尘点或在模拟巷道进行测试, 获得数据如测定各点的粉尘浓度等, 然后进行统计分析, 最终得出粉尘运移分布规律。本采面通过现场测定, 摸清了综采工作面的粉尘分布规律:综采工作面采煤机割煤时, 不同地点的粉尘浓度变化不同。戊9-10-21210的采空区和采面分别使用的是全部垮落法、走向长壁后退式法来运作的, 其工作面采面使用55组ZY6400-23.5/45型综采液压支架, 架间距1.5m。移架步距为0.6m, 移架后顶板自行垮落填充采空区。考察发现采煤机进风侧15m左右移支架作业时, 产生的粉尘浓度较高, 使得采煤机中部的粉尘浓度增大。俞辉等[1]主要对综采工作面的粉尘浓度进行了现场实测, 测定割煤、移架、放顶等不同条件下的粉尘浓度[1]。结果表明, 割煤、移架和放顶时产生粉尘的运动趋势是一致的, 其浓度都是先快速上升, 达到最大值后再迅速减小, 最后达到稳定。研究还发现, 不同工序所产生的粉尘的浓度值有较大的差距。二是通过分析工作流场中粉尘颗粒的受力状态, 在电脑内采用专业软件根据气固两相流原理建立关于综采工作面粉尘分布的数学模型。目前在粉尘模拟方面应用较多的为离散相模型, 其实质上属于欧拉-拉格朗日模型。秦跃平等[2]结合流体力学、气固两相流理论和射流理论等相关理论, 采用FLUENT模拟技术, 研究“长压短抽”式除尘通风时掘进巷道中粉尘运移和分布规律。结果发现, 在长压短抽式通风的条件下, 粉尘会向抽出风筒一侧的巷道去运动, 这样就使大部分的粉尘聚集在了那里, 其引射作用是与风量呈正相关的。另外, 在压入风筒离掘进面近的时候, 也会造成排尘效果比较低。但是, 在某些情况下是可以达到降低粉尘的效果的。例如, 当抽出筒离地面近时, 粉尘扩散的范围和其浓度都会有明显减小;在送风量一定的时候, 抽吸比越大, 巷道中的粉尘越小, 如果能够使抽吸比控制在大于一的条件下, 粉尘浓度会有明显降低。所以, 采用压风分流的措施对降低巷道中的粉尘浓度及扩散范围有极大促进作用, 是目前降低粉尘的一项好方法, 值得推崇。

4 结论

目前, 我国煤矿除尘效率较高的仪器设备使用较少, 采用的防尘技术也不完善, 导致采煤工作面粉尘的浓度及扩散范围普遍达不到要求, 合格率不高。所以, 我们应及时提高作业水平, 降低粉尘浓度是一项必须要完成的任务。客观的认识我国当前煤炭企业的现状, 找出问题及其解决措施, 用科学的方法探索采煤工作面粉尘的运动规律、扩散机理和浓度分布, 消除煤尘爆炸等安全隐患, 保证安全生产和工人的健康, 使企业获得更大的经济效益。

参考文献

[1]俞辉, 蒋仲安, 刘毅.综采工作面粉尘运移规律的研究[J].中国煤炭, 2008, 34 (9) :64-66.

大采高工作面煤壁稳态分析 第10篇

关键词：大采高,工作面煤壁,稳定性,分析

0 引言

回采工作面的开挖破坏了原有的原岩应力场, 在采空区以上岩体的重量压力下, 工作面煤壁前方形成了很高的超前支撑压力。而且上覆岩层重量向采空区围岩转移, 从而导致围岩一定范围内出现应力集中现象[1]。当集中应力超过煤岩的抗压强度时, 处于应力集中范围的煤体就会发生破坏, 则集中应力会继续向煤体深部区域转移, 直到支撑压力与煤体的承受能力相平衡时, 煤体就处于相对稳定的状态。

1 工作面煤壁前方支承压力分布

回采工作面的开挖破坏了原有的原岩应力场, 在采空区以上岩体的重量压力下, 工作面煤壁前方形成了很高的超前支撑压力。图1为工作面煤壁前方弹塑形区和支撑压力分布状况。

观察图形, Ⅰ和Ⅱ区为工作面煤壁在超前支撑压力的作用下形成的塑形区, Ⅲ区为支撑压力向煤壁深部区域转移所形成的弹性区, Ⅳ区为原岩应力区。Ⅰ区因为煤壁变形较为严重, 而且煤体破碎程度高, 所以称为破碎区, 破碎区的煤体由于裂隙增多贯通的缘故导致强度很低, 煤壁发生切割破碎容易发生片帮事故[2]。支承压力最大值出现在Ⅱ区和Ⅲ区分界处, 即弹塑形分界点。塑形区的宽度为图1中的x, 即煤壁边缘到弹塑形分界点的距离, 塑形区可以直接引起煤壁片帮, 准确计算塑形区的宽度和应力特征对采场采动灾害的预防具有重要的意义。

2 塑形区应力特征及宽度计算

工作面的开挖必然导致上覆岩层重量向采空区围岩转移, 从而导致围岩一定范围内出现应力集中现象。当集中应力超过煤岩的抗压强度时, 处于应力集中范围的煤体就会发生破坏, 则集中应力会继续向煤体深部区域转移, 知道支撑压力与煤体的承受能力相平衡时, 煤体就处于相对稳定的状态[3]。

以工作面推进方向为x轴, 采场煤壁为z轴建立坐标系, 在极限平衡区沿x轴方向取长度很小的微元体, 该微元体高度为煤厚, 认为水平应力σx均匀分布, 支撑压力σz沿煤厚不变, 煤层与顶底板之间的黏聚力为C1, 内摩擦力系数为f1, 则煤层与顶底板之间的摩擦力与工作面推进方向相反。则此微元体受力状态如图2所示。

因为煤壁处在采空区边缘, 故煤壁一侧的水平应力得以释放, 则支撑压力σz远大于水平应力σx, 而且σx与最小主应力之间的夹角以及σz与最大主应力之间的夹角都很小, 故认为σz为最大主应力, σx为最小主应力。

根据传统的库伦-摩尔准则计算煤壁塑形区宽度, 计算结果往往偏小, 因为没有考虑主应力的影响。所以为了较为准确求得煤壁塑形区的宽度, 运用平面应变条件下的Lade-Duncan准则来求解, 该准则考虑了众多强度特征, 比如中间主应力。

利用Lade-Duncan准则计算煤壁塑形区宽度结果为:

P为液压支架护帮板对煤壁的支护阻力;

K1为应力集中系数。

潞安集团该矿大采高工作面煤厚6.5 m, 没的黏聚力为1.6 MPa, 内摩擦角为30°, 煤层埋深为450 m, 煤层与顶底板间的摩擦系数为0.25, 黏聚力为1.6 MPa, 煤层容重为25 k N/m3, 应力集中系数为2.5, 忽略液压支架对煤壁的支护阻力。则根据煤壁塑形区宽度计算公式可得x=5.03 m。所以利用LadeDuncan准则计算的煤壁塑形区宽度为5.03 m, 此结果比利用库伦-摩尔准则计算的准确, 与工程现状相符, 对设计工作面超前支护距离具有重要意义。

3 影响塑形区宽度因素

为了分析影响塑形区宽度的各个因素, 针对不同情况分别作图。

图3为内摩擦角与塑形区宽度的曲线图, 作该图时, 改变煤岩的内摩擦角同时保持其余变量不变, 内摩擦角取值为16°~40°, 由于现场情况中煤岩的内摩擦角值一般在此范围内, 从而得到此范围内的内摩擦角和塑形区宽度的曲线图。

图4为黏聚力与塑形区宽度的曲线图, 作该图时, 改变煤岩的黏聚力大小同时保持其余变量不变, 根据现场真实情况黏聚力取值为1~5 MPa, 从而得到在此范围内的黏聚力和塑形区宽度曲线图。

图5为采高与塑形区宽度的曲线图, 作该图时, 改变开采煤层的高度大小同时保持其余变量不变, 根据现场真实情况开挖高度取值为2~7.5 m, 从而得到在此范围内的采高和塑形区宽度曲线图。

图6为埋深与塑形区宽度的曲线图, 作该图时, 改变煤层埋深的大小同时保持其余变量不变, 根据现场真实情况开挖高度取值为200~650 m, 从而得到在此范围内的煤层埋深和塑形区宽度曲线图。

图7为液压支架护帮板阻力与塑形区宽度的曲线图, 作该图时, 改变护帮板支护阻力的大小同时保持其余变量不变, 根据现场真实情况开挖高度取值为0~3.5 MPa, 从而得到在此范围内的液压支架护帮板直呼阻力和塑形区宽度曲线图。

综合以上各图分析, 采用两种准则计算的煤壁塑形区宽度变化趋势是一致的, 塑形区宽度与内摩擦角、黏聚力和液压支架护帮板支护阻力呈负相关的关系, 而煤壁塑形区宽度与采高以及煤层埋深呈正相关的关系。但是另一方面无论讨论哪种因素对塑形区宽度的影响, 采用Lade-Duncan准则计算的塑形区宽度值总小于采用库伦-摩尔准则计算的塑形区宽度值, 这是由于Lade-Duncan准则考虑了中主应力的缘故, 由此也可以说明中主应力可以在一定程度上影响塑形区的宽度, 所以采用Lade-Duncan准则计算的塑形区宽度更加符合现场真实情况。针对影响煤壁塑形区宽度的几个因素, 应该采取相应的预防措施, 从而提高煤岩的稳态, 防止煤壁片帮事故。

4 结语

利用Lade-Duncan准则计算的煤壁塑形区宽度为5.03 m, 此结果比利用库伦-摩尔准则计算的准确, 与工程现状更相符, 对设计工作面超前支护距离具有重要意义。

参考文献

[1]闫国雄, 王东, 李永明, 等.两硬煤层大采高工作面煤壁片帮机理及防治研究[J].能源技术与管理, 2009 (3) :13-15.

[2]郑桂荣, 杨万斌.煤巷煤体破裂区厚度的一种汁算方法[J].煤炭学报, 2003 (1) :37-40.