特厚煤层综放工作面支架选型计算.pdf

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收稿日期 2011- 10- 02 作者简介 赵燕育 1964 - , 女, 山西榆社人, 工程师, 从事煤矿设计工作。 doi 10. 3969/j. issn. 1005 -2798. 2011. 12. 028 特厚煤层综放工作面支架选型计算 赵燕育 1, 陈文彬2 1. 山西省煤炭规划设计院, 山西 太原030045; 2. 山西煤炭进出口集团内蒙锡林郭勒盟煤电筹备处, 内蒙古 锡盟 026000 摘要 针对同忻煤矿煤层厚度大、 结构复杂及综放开采的特点, 进行了液压支架支护强度和支架载荷计 算, 确定了采面最大和最小控顶距; 生产实践表明, 支架选型是合理的, 保证了采面的安全生产, 创造了良 好的经济效益。 关键词 综放工作面; 支架; 选型设计 中图分类号 TD355 . 42文献标识码 B文章编号 1005-2798 2011 12-0071-02 同忻煤矿位于大同市西南约 20 km, 大同煤田 东部, 矿井设计年产量 1 000 万 t, 井田采用斜、 立井 混合开拓。煤层厚度大, 倾角平缓, 选择综采放顶煤 回采工艺, 全部垮落法管理顶板。8101 为该矿首采 工作面, 开采煤层结构较复杂, 为一特厚煤层, 层厚 11. 0 ~23. 64 m, 煤层均厚 14. 13 m。采面走向推进 长度 1 678. 05 m, 采面长度 199. 5 m。为确保采面 安全生产, 对采面支架进行了设计选型。 1液压支架合理支护强度计算 1 按岩石容重法公式计算 qz kd M Kp-1γ 1. 6 10. 6/ 1. 35 -126≈ 1 260 kN/m2 式中 qz为支架的动载支护强度, kN/m2; kd 为 动载系数, 一般取 1. 5 ~ 2. 0, 取 1. 6; M 为一次采厚 平均 14. 13 m, 按 75回收率计算 , 取 10. 6 m; Kp 为冒落矸石碎胀系数, 取1. 35; γ 为顶板岩石平均容 重, 取 26 kN/m3。 P qz LK LD B 1 260 0. 340 5. 3151. 75 12 469 kN 式中 P 为支架工作阻力, kN; LK为梁端距, 取 0. 340 m; LD为顶梁长度, 取 5. 315 m; B 为支架宽 度, 取 1. 75 m。 2 根据断裂角确定放顶煤支架支护强度 qz k γ1h1 γ 2H 1. 5 14. 3 10. 23 26 10. 02 406. 818 kN/m2 式中 H 为对支架有直接影响的岩层厚度, m。 H L h1/tanα tanθ 5. 655 10. 23/tan70 tan60≈ 10. 02 m 式中 L 为有效控顶距, 5. 655 m;h1为顶煤厚 度, 10. 23 m;α 为顶煤断裂角, 一般为 70 ~120, 取 70 θ 为顶板断裂角, 一般为 60 ~65, 取 60;γ1为 顶煤的容重, 取 14. 3 kN/m3 ;γ 2为顶板岩石的容 重, 取 26 kN/m3;qz为支架的动载支护强度;k 为 动载备用系数, Ⅱ级以上老顶, 一般取 1. 5 ~2. 0, 取 1. 5。 P qz Lk LD B/ηs 406. 818 0. 340 5. 3151. 75/0. 75≈ 5367. 96 kN 式中 P 为支架的工作阻力, kN; Lk为梁端距, 0. 340 m; LD为顶梁长度, 5. 315 m; B 为支架中心 距, 1. 75 m; ηs为支架的支护效率, 75。 3 根据放顶煤工作面现场实测数据的回归 公式计算 Pmax1 939 2. 1 h 471 f 155/Md 1 939 2. 1 500 471 3 155/10. 23≈ 4 417 kN 式中 Pmax为工作阻力, kN; h 为煤层埋深, 500 m; f 为煤的硬度系数 3; Md为顶煤厚度 10. 23 m。 则支架额定支护阻力为 P Pmax K 安全系数 K 为 1. 2 ~1. 35 4 417 1. 35 5 963. 15 kN 通过以上计算 8101 工作面选择 ZFl5000/27. 5/ 42 型支撑掩护式低位放顶煤液压支架能满足顶板 17 问题探讨总第 148 期 控制的需要。液压支架技术参数如表 1 所示。 表 1液压支架技术参数 序号名称型号初撑力/kN工作阻力/kN结构高度/mm长 宽/mm数量/架 1中间支架ZF/15000/27. 5/4212 77815 0002 750 ~4 200 8 600 1 660 1 860110 2过渡支架ZFG/13000/27. 5/42H10 09613 0002 750 ~4 200 7 800 1 660 1 8607 3端头支架ZTZ20000/30/4215 46720 0003 000 ~4 20015 106 3 2501 2支架载荷的计算 如图1 所示, 放煤椭球体形成的空间 Q1被松动 椭球体 Qs内松动膨胀后的煤岩所充满, 松动椭球体 内松散的煤岩暂时阻止了 或支撑住了 椭球体外 的煤岩活动, 超过松动椭球体高度以上的岩层暂时 不发生离层或断裂。高度为 H 以上的岩层可以认 为是被松散了的煤岩和工作面前方的实体煤岩所支 撑。采空区内的冒落高度即为松散椭球体的高度 H。支架顶梁只需要承受工作空间、 控顶面积上方 的, 高度为 H 的煤岩的重量, 即图中 ABCD 范围内 的煤岩体重量。 图 1支架载荷计算 根据经验公式 H 3 Ks Ks-1 槡 h 式中 Ks为二次松散膨胀系数。 如果煤、 岩的实体容重分别为 γ1 、 γ 2, 则每 m 2 控顶面积的平均载荷为 P h - h1 γ 1 H - hγ2 将前式代入上式得 P h - h1 γ 1 3 Ks Ks 槡 -1 -1 hγ2 考虑顶板来压的不均匀性, 求出的 P 值应乘以 系数 Ky, 一般取 1. 5 ~2. 0, 则支架额定支护强度为 PH Ky P 8101 工作面煤层平均厚度 h 14. 13 m, 机采高 度 h1 3. 9 m,煤的容重 γ11. 43 t/m 3,岩石容重 γ 2. 6 t/m3, 取 Ks1. 3, 则 P 14.13 -3.9 1.43 3 1.3 槡 1.3 -1 -1 14.13 2.6 37. 78 t/m2 370. 24 kPa 取 Ky 1. 6, 则 PH Ky P 370. 24 1. 6≈ 0. 592 MPa。 ZF15000/27. 5/42 放顶煤液压支架的支护强度 为 1. 46 MPa, 故所选支架满足工作面的矿压要求。 3底板比压 支架对底板的压力为2. 48 ~3. 26 MPa , 而底板 岩石单向抗压强度为 21 MPa, 可见底板具有足够的 抗压强度。 4综放工作面控顶距确定 根据现有支架及配套设备, 本工作面的最大控顶 距为 端面距 一刀煤截深 支架顶梁长度 340 800 5 315 6 455 mm, 最小控顶距 5 655 mm, 支架 中心距 1 750 mm, 端面距 340 mm。 本工作面采用 ZF15000/27. 5/42 型正四连杆低 位放顶煤支架 110 架, ZF13000/27. 5/42H 型过渡支 架 7 架 头 3 架、 尾 4 架 、 一组 ZTZ20000/30/42 型 端头支架 两架一组 支护顶板, 采用自然垮落法管 理顶板。 5结语 8101 综采放顶煤工作面选择 ZF15000/27. 5/42 型低位放顶煤支架, 工作面满足了通风、 行人、 运料 的要求, 顶板覆盖率适应顶煤的状况, 为采面达产创 造了良好的安全条件。 [ 责任编辑 王伟瑾 櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡櫡 ] 上接第 65 页 巷期间, 采取了一系列安全技术措 施, 很好地对空巷及其周围进行了加固, 制定了周密 的过空巷技术措施, 严格按技术要求组织实施了快 速过平行空巷实践活动, 社会经济效益显著, 为综放 工作面过快速过平行空巷提供了成功的借鉴经验。 [ 责任编辑 王伟瑾] 27 2011 年 12 月赵燕育等 特厚煤层综放工作面支架选型计算 第 20 卷第 12 期
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