采矿工程案例.ppt

采矿工程案例,中国矿业大学汪理全教授,采煤方法案例,案例3-59寺河矿长壁开采高综采工作面设备选型与配套寺河矿设计年产400万t/a。根据寺河矿井条件，经过选型计算，拟定采用长壁大采高综采，装备世界先进水平的大功率高可靠性设备，以加大开采强度，提高规模效益，建设新型的高产高效现代化矿井。,一、综采工作面选型配套原则,从高产高效、一井一面、集中生产的综采发展新趋势要求出发，必须增大工作面设计长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高液压支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面运输机相匹配，机巷也必须采用长距离大运量的胶带输运机。,从设备技术性能要求出发，所选综采机械设备必须是技术上先进，性能优良，可靠性高，以保证综采设备的开机率，同时各设备间要相互配套性好，保持采运平衡，最大限度地发挥综采优势。,二、工作面设备的选型,（一）采煤机矿井设计以1个长壁综采工作面和2个连采工作面保证年产400万t的生产能力。考虑一定的富裕系数，综采工作面的日产量应在11000t以上。根据日产量要求，平均日循环数应为8个。,据有关资料统计，国外高产高效工作面开机率一般在70％以上，最高达95％，国内高产高效面先进水平一般在40％～45％，引进国外设备按比国内先进水平有所提高，而接近世界先进水平的原则，取开机率为55％，确定采煤机的牵引速度,式中Vavq采煤机所需平均牵引速度；N工作面平均日循环数8个；L工作面设计长度219.5m；,L1工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式，开机窝长度取35m；T工作面开机时间1455％＝7.7h；T1开机窝时间，取20min。工作面的最大牵引速度应为1.44.88＝6.83（m/min）,,,按照计算，采煤机的实际截煤速度应达到6～7m/min。空载时要求其速度不小于12m/min，以减少辅助工作时间。国外双高工作面的采煤机实际截煤速度普遍在8m/min以上。最高达13m/min，最大牵引速度已达31.8m/min。,采煤机的功率,式中W需要的采煤机功率kW；Vavq采煤机平均引速度，4.88m/min；B工作面截深，取0.865m；H采高，根据国外大采高设备能力，取5.0m；破岩能力系数，取1.4；Hw能耗系数（1.1～4.4），取3～3.5。,国外采煤机牵引速度普遍比国内高，因此，功率需求普遍比国内大，且在遇地质构造时还可能切割岩。因此，厚煤层大采高采煤机总功率一般应在1700～1800kW。,根据美国、澳大利亚等国高产高效工作面及国外几家主要采煤机厂家使用和生产采煤机机型来看，当今世界采煤机发展方向已趋向交流电牵引采煤机，它以其技术先进、控制操作灵活方便、易实现自动化等优点，逐步取代液压和直流电牵引采煤机成为当前的主导机型。,美国高产高效工作面交流电牵引采煤机占95％，澳大利亚、南亚等国家也占到85％以上，国内神华矿区占90％以上。采煤机技术方向是大功率、电牵引、多电机、横向布置、大截深、快速牵引和实现微机工况监测和故障诊断以及高可靠性和方便的维修性。,寺河矿区煤质较硬，普氏硬度f＝4左右，有煤层构造。工作面超前压力显现较明显，在采煤过程中易出现片帮现象。通过选型计算，结合工作面地质情况，选用德国艾柯夫公司的SL500型交流电牵引采煤机，装备了强大的截割功率，牵引速度快并具有很高的机械强度，可保证在厚煤层和坚硬截割条件下的安全使用。,机身3段间采用高强度液压螺栓连接，截割电机横向布置；整机采用16位微机MICOS68控制，具有状态监测和故障诊断功能，并装备了自动化功能（1）采煤机在有人控制下截割1刀后，其后的截割就可以进行无人操作；,2限量控制卧底和采高，帮助操作人员作业。采煤机通过先导控制线或数据线可与运输巷主机进行数据传输，并可将数据传输到地面。采煤机的具体技术特征见表3-1。,表3-1SL500采煤机主要技术特征表,（二）工作面可弯曲刮板输送机,工作面刮板输送机的生产能力应保证采煤机采的煤被全部运出，并留有一定备用能力。采煤机的实际生产能力比理沦生产能力低得多，特别是受设备开机率和液压支架移架速度、刮板机生产能力等影响和高瓦斯矿井瓦斯涌出量及通风条件制约，牵引速度必然受限制，,实际能力为Q＝60HBVrC6050.86561.450.92031t/h式中Q采煤机小时割煤量t/h；V采煤机实际牵引速度取6m/min；R煤的容重，1.45t/m3；C工作而采出率取0.9。刮板输送机输送能力应达到2500t/h。,运输机的铺设长度和装机功率应依照工作面设计长度和采煤参数确定。初步计算，功率应在1200kW以上，结构应坚固耐用，机头结构为交叉侧卸式，驱动装置垂直布置，中部槽为整件铸造槽帮，封底结构，双中链链条不小于2φ34mm，机尾可以实现自动张紧链条，采用软启动方式驱动，电脑控制。根据上述原则选择DBT公司PF4/1132工作面刮板输送机，其主要技术特征见表3-2。,表3-2工作面PF41132刮板输送机主要技术特征,运输机的CST的驱动控制有半自动和全自动2种方式，由1台PROTEC电脑连接到每1台驱动部，用于控制安装在减速器内的CST离合器，并监测压力、温度、转速、油位等参数，CST在电脑控制下在15s内软起动。,在全自动方式下，可通过小型控制站监视电机功率等，实现载荷均匀分布和卡链过载保护等，遇冲击载荷时离合器分离。,数据扫描器能处理17种不同的电子信息，并可在主电脑上查找到这些信息，具有故障诊断功能。运输机机尾链的液压自动张紧控制，由带有微处理器的PM4系统控制，通过输入电机电流、紧链千斤顶行程、千斤顶单向阀的压力，通过软件控制算法来控制液压缸，自动调节链的张紧。,（三）转载机与破碎机,转载机应具有高强度能够与皮带机尾整体自移，选择参数以工作面运输机额定运量乘1.1环节系数确定，额定运输能力2750t/h，以此选择DBT公司PF4/1332转载机，技术特征见表3-3。,破碎机通过能力应确保工作面刮板机、转载机煤流的及时通过，应不小于1.225003000t/h，另外根据晋城煤作为煤化工能源要求，块率要高，因此要选用滚筒形式为截齿式，要求截齿（座）强度高数量少，以减少块率损失，悬垂高度可调节，溜槽底板应具有足够强度。根据这些需求，选择DBT公司的WBl418破碎机，技术特征见表3-4。,表3-3转载机技术特征表,表3-4破碎机的主要技术特征,破碎机带有湿式除尘装置，由22kW液压马达驱动轴向通风机，可实现程序控制，起动破碎机前先开起集尘装置保证集尘效果。,（四）液压支架和乳化液泵的选择,1．液压支架（1）架型选择液压支架是综采工作面最重要的设备之一，从目前世界先进采煤国家长壁工作面中的液压支架看，液压支架基本以掩护式为主，约占全部架型的96％，且有向2柱式发展的明显趋势。,美同1994年有80个长壁工作面，使用2柱掩护式支架73套，占91.25％，是美国长壁工作面使用的主要架型，支架工作阻力大部分在7000～8000kN，最大的2柱掩护式支架工作阻力达到9800kN。,美国煤层赋存平缓，埋藏浅。顶板一般为砂岩或砂质页岩，属中等稳定和稳定类别，底板多为页岩和砂岩，也较为稳定。多年的生产实践证明，高工作阻力的2柱掩护式支架适应顶板属于中等稳定的长壁工作面。,寺河矿井煤层赋存条件及顶底板条件与美国相类似，借鉴国外生产高产高效工作面经验，结合我国架型选择要求，工作面液压支架采用掩护式。支架的顶梁要求采用整体刚性结构。,（2）操作方式的选择液压支架技术的重大突破当属电液控制系统，采用了电子控制的先导阀，先进呵靠的压力和位移传感技术，灵活自由编程的微处理技术和红外遥感技术等现代科技成果，可实现成组移架、推溜，使液压支架的动作自动连续进行，移架速度大大提高，移架循环时间可达到6～8s。,支架的电液控制系统应接收采煤机的位置信号，实现与采煤机的联动。并可将工作面支架工作状况图形及数据和采煤机的部分数据传输至地面。,美国1994年共有80个工作面其中70个工作面是电液控制支架工作面，占87.5％。澳大利亚采用电液控制的工作面也占绝大多数。总之，支架应具有结构简单，控制先进可靠，操作简单，便于维修等特点。,（3）支架支撑高度的确定最大高度HmaxhmaxS14.70.3＝5.0（m）式中Hmax煤层最大采高，取5.0m；S1伪顶或浮燥冒落厚度，一般取200～300mm。最小高度Hmin≤hmin－S2－a－b4700－200－50－4.4m,式中hmin开采高度取4.7m；S2顶板最大下沉量，一般取200mm；a支架移架所需最小降架量取50mm；b浮煤厚度按50mm估算。,（4）支架支护强度的计算根据支架支护强度的估算法PNhl＝（6～8）5.02.57＝80.18～106.9t/m2。取110t/m2，即1.1MPa。式中N支架载荷相当采高岩重的倍数。中等稳定顶板以下取N6～8；H采高，取5.0m；L顶板岩石密度，取2.57t/m3。,支架工作阻力确定支架工作阻力实际上反映了支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。而顶板载荷与煤层厚度近似成直线关系增长，以此来确定支架的工作阻力为,Q9.8‰NhFl9.8‰（6～8）58.162570＝6166～8220kN，取8300（kN）。式中F为支架的支护面积，取8.16m2。根据计算确定液压支架的技术参数见表3-5。,液压支架的PM4电液控制系统，配备有显示屏幕和键盘，可以操作22个功能，简化了目前液压支架所需的全部功能的操作。每台支架的PM4（SCV）的屏幕-上都可显示出工作面自动进行的全部功能。并可发出声响报警信号，故障查询方便快捷，实用性、功能性极强。,防腐、防水，抗振动、冲击，具有很高的可靠性。任意编程的控制系统软件，模块式设计的软件易于在采矿条件改变时优化液压支架的功能。,在工作面的下运输巷和地面的控制室安装主控台（MCU），可监测液压系统中每台支架立柱压力变化，显示支架动作及工作面支架、运输机、采煤机位置工作状态的可示图，监测压力、监视传感器状况、修改参数，提供维修依据。,通过采煤机红外发射与支架上红外线接收确定采煤机位置和采集主要数据。可以实时地把所有信息传输给运输巷MCU，并通过运输巷主机与地面计算机联网，将信息传输给地面控制室的操作人员和管理人员，最大限度地提高长壁工作面系统的功能。可在地质条件允许的情况下实现工作面的全自动化。表3-5掩护式液压支架技术参数DBT-shield255/550-2ST2-4319,（5）首采工作面共设计配套130架支架，其中端头架、过渡架共15架，支承高度2.25～4.5m；中间架115架，支承高度2.55～5.5m；每个支架由1个带微处理器的PM4服务器和螺纹式驱动器和若干传感器组成。,每8个PM4提供1个电源，运输巷安装有1个主PM4服务器和1个Windows操作界面的主计算机MCU，通过快速插头连接线组成整个工作面PM4电液控制系统。,2．浮化液泵的选型及液箱配置浮化液泵的压力要满足初撑力和千斤顶所需最大推力的要求，流量要满足每架（组）在移动循环中所需的动作的立柱和千斤顶的最大流量，同时要满足支架追机速度要求。,控制方面要求随支架载荷变化，根据系统压力自动调节开启泵的台数，能根据液位自动控制补水，具有乳化液自动配液装置，并对高液位、乳化液出口压力、泵润滑油压力进行检测和保护。,依据原则，泵站压力应满足,Pb1＝4P1/ZπD245890/23.140.325235518kPa35.5MPa,式中Z支架的主立柱根数,D支架立柱缸体内径0.325m；,P1初撑力5890kN。,（3-1）,Pb2＝4Pn/πD24310/3.140.1236470kPa（3-2）36.5MPa式中D1千斤顶缸体内径0.1m；Pn千斤顶的最大推力310kN。,满足（3-1）、（3-2）的泵站压力PKPb1Pb21.0536.538.3MPa式中K泵站系统压力损失系数K，取1.05～1.1。,泵站流量应考虑成组快速移架的需要，按6架/组计算Q≥（n1S1F1F2n3BF3）/（1000（L/Vq－t4））（1/η）（12290（934.821056.24）686.5298.17）/（1000（1.7566/7－0.2））（1/0.91）＝563.6L/min,式中Q液压泵站的工作流量L/min；n1、n3移架时同时降的立柱数和千斤顶数，分别为12和6。S、B移架时立柱的行程和千斤顶的行程290cm、86.5cm，F1、F2、F3立柱环形腔、活塞腔及千斤顶移架腔的作用面积分别为934.82cm2、1056.24cm2、298.17cm2。,L支架架间距，1.756m6；Vq采煤机牵引速度，取7m/min；t4移架过程中的其它辅助时间0.2min；η泵站容积效率取η0.9～0.92。,液箱以满足①V≥3QQ563.632001890.8L。②停泵时全部进回液管回液和煤层厚度变化使立柱伸缩造成的流量变化等因素，选择德国豪森科公司的EHP-3K200型泵和液箱。具体技术参数见表3-6。,表3-6乳化液泵的技术参数及配套项,（五）喷雾及冷却泵的选择1．采煤机喷雾冷却泵根据艾柯夫SL500采煤机水冷及喷雾系统水流量510L/min，P40～100bar的要求选择德国豪森科公司生产的EHP-3K125型两泵（一用一备）一箱，其技术参数如表3-7所示。,表3-7喷雾泵技术参数项,2．“三机”冷却泵工作面运输机、转载机和破碎机的4个驱动电机减速装置均采用水冷却方式，其压力在3.5MPa，流量总和为90L/min。,因此，只需配套无锡生产WPA-220/5.5冷却泵，将静压力提高到3MPa供给“三机”。“三机”冷却水采用电磁阀控制开启，并串有流量计，只有通水冷却正常后方可按顺序起动“三机”，停机后自动关闭水阀。,（六）供电系统及设备根据工作面设备的装机容量大（＝4707.5kW），走向长度长（2000～3000m），主要设备采煤机和运输机单机功率大的特点，为提高工作面供电质量，降低起动和正常电压损失，采用了3.3kV供电，其余设备采用1140V供电，盘区采用6kV供电。,,工作面电气设备选用法国赛特公司生产的2台TEKl534-2000-6/3.45负荷中心，低压侧4组合，分别供SL500采煤机和工作面刮板输送机；2台TSl281-100006/1.2负荷中心（低压侧8组合）分别供转载机、破碎机、其它辅助设备和乳化液泵和喷雾冷却泵。,该负荷中心的特点是集成度高，体积小，微机保护，功能齐全，控制方式灵活，电缆连接采用快速接头，方便快捷。其具体技术参数特征及配置见表3-8。,表3-8工作面电气设备技术特征,该负荷中心高压侧采用ABB公司真空断路器，具有短路、过负荷保护，能实现风电、瓦斯电闭锁，当工作面回风流瓦斯超限时，通过负荷中心高压侧本安腔内CH4急停回路切断综采工作面的一切非本安电源。,低压侧真空开关为模块式‘提箱’，每1个模块带有1个电气控制的换向开关，真空开关采用先进的零点分断技术，断流容量大，可替代真空断路器功能。,微机支持的显示单元，可显示运行及故障信息，具有故障诊断、存贮记忆功能，通过显示单元上的键盘分3级（电工、工程师、管理者菜单）进行保护各种参数和运行方式的设定,。除具有过流短路、相不平衡、漏电闭锁外，还具有快速漏电保护和先导监视保护及电机温度保护，在3300V低压开关中有绝缘监测保护。,（七）机巷胶带输送机随着高产高效矿井的出现，原有带式输送机无论主参数还是运行性能都不能满足要求，国外已向长距离、大运量、大功率、大型化方向发展。,据有关资料介绍，国外3000～5000t/h高产高效矿井，运输巷胶带机主参数一般为运距2000～3000m，带速3.5～4m/s，输送量2500～3000t/h，驱动功率为1200～2000kW。,对于长距离、大运量、高速度的胶带输送机，必须有足够的起动时间，使起动加速度保持在允许范围内。因此应优先采用CST可控传输软起动控制。另外，为适应快速推进需要，可伸缩胶带机尾必须能快速自移。经分析对比选择了澳大利业ACE公司的胶带输送机，其主要技术参数见表3-9。,另外，为适应快速推进需要，可伸缩胶带机尾必须能快速自移。经分析对比选择了澳大利业ACE公司的胶带输送机，其主要技术参数见表3-9。,表3-9胶带输送机主要技术参数,输送机主机采用PLC控制CST软启动及外围设备控制胶带的液压自动张紧，并有汉化的防爆中文界面，LCD显示屏人机界面友好。实现了对CST驱动离合器、拉紧绞车、冷却油泵、风扇、制动闸及胶带机运行状态及运行参数的监测与监控。,（八）监测监控系统先进的长壁工作面装备必须有完善的监测监控系统。工作面共装备了工作面3机PROMOS监测监控系统和乳化液泵的PROMOS监测监控系统和运输巷胶带机的监测监控PROMOS保护系统3个系统。,工作面3机PROMOS监控系统通过编程可实现控制开启3机冷却水控制阀并监测冷却水流量正常后，做到有水后顺序开启破碎机、转载机和工作面运输机和“无水”停机，,并在开启破碎机时同时开启除尘风机，并对转载机紧链和工作面刮板机运输机机头、机尾紧链和CST离合器故障进行监测和保护，停机闭锁工作面沿途设备急停闭锁开关。,乳化液泵站的PROMOS控制系统可根据液压支架的载荷情况，采集到系统输出压力信号自动控制开启泵的台数，可根据编程轮流选择做为主泵，对乳化液泵喷雾泵的轴承润滑、箱液位等进行保护。胶带机的PROMOS控制系统具有开车预警，故障报警和机头、尾、中间语言通讯和急停闭锁功能。,具备堆煤、低速、打滑、烟雾、跑偏和纵撕等保护功能。LCD显示屏可显示设备运行状态和故障的位置、性质，具有较强的自诊断功能和完善的保护。PROMOS监控系统对提高工作面自动化水平起到了十分重要的作用。,案例3-60含煤矸石薄煤层炮采面爆破参数的优化,良庄矿由于受地质条件的限制，炮采工作面个数仍占全矿工作面总数的1/4以上，特别是十三层煤，煤硬、煤矸石厚度在200～400mm，不适应机械化开采。自推厂应用毫秒爆破技术以来，确实提高了爆破速度，减少了顶板的破坏，但对爆破的参数没有进行合理确定，至今存在许多问题,自推厂应用毫秒爆破技术以来，确实提高了爆破速度，减少了顶板的破坏，但对爆破的参数没有进行合理确定，至今存在许多问题,（1）爆破的平均循环进度在0.8m左右，爆后残眼率达39％，而且炸药单耗相对较高达到1.288kg/m3，经济效益差。（2）煤向着老塘方向抛掷量过大，增加了工人的劳动强度；,（3）经常打倒贴帮柱及正规柱，支柱冲倒率为36％，增加了顶板下沉量和顶板的管理难度。如何解决以上问题是炮采工作面提高单产、降低成本、减轻工人劳动强度、提高经济效益的关键。,一,试验工作面生产技术条件11310面煤层厚度1.58m，煤层硬度F2，容重1.35t/m3，煤层中间含有一层0.40m的煤矸石，倾角12。工作面走向长620m，倾斜长160m，煤层直接顶是一层厚4m的深灰色粉砂岩，易离层冒落，老顶为厚11.5m的灰色细砂岩互层，煤层直接底是一层0.2m厚的灰色粘土岩。,工作面使用SGW-40T运输机运煤、单体液压支柱配木板支护顶板，柱距0.7m，排距1.2m，见四回一，单排密集切顶。,二、试验方案通过对现场条件和爆破效果的观测和分析，为达到增产提效，实现薄煤层高产目的，该回采面急需解决的主要问题有提高循环进尺、控制抛掷量、降低炸药单耗。,若放炮顺序采取顶底眼一次放炮时，装药量与运输机位移量及崩倒支柱数量成正比，为了提高循环进度和控制落煤抛掷量，可通过增加临空面、降低单耗、提高炸药利用率来实现；采用松动爆破，充分利用炸药能量，延长爆炸应力波与煤的作用时间也会起到很好的作用。,三、爆破参数的优化（一）条形药包轴线方向的调整改变炮孔角度可以减小最小抵抗线。降低最小抵抗线，可以降低单耗，使得爆破参数更加合理。经过多次试验研究，将原炮孔与煤壁的水平夹角由85改为95，也就是说改变了临空面的方向。这样更有利于煤层爆破后落煤倒向溜子。,对其崩落煤块进行受力分析，它的受力相对来说是比较复杂的，为使问题简化，应突出主要因素，忽略次要因素。崩落煤块的受力如图3-15所示。,分析可知，在原方案中崩落煤块受到爆破冲击压力F的作用和煤壁对其的压力N的作用，由于冲击压力在竖直方向上的分量Fsin5的方向与压力N的方向相反，所以有一部分爆炸冲击压力被抵消，相应地作用在煤块上的冲击压力减少；而在优化方案中崩落煤块只受到来至爆破冲击压力F的作用，和原方案相比没有如此被损耗的能量。,图3-15条形药包起爆后煤层受力示意图,从理论上说，优化方案的炮眼轴线方向更有利于充分利用炸药的能量，降低单耗。而且，经验表明炮眼顺倾斜布置方式爆破装煤效果好，抛到采空区的煤较少，并且打眼时降低工人劳动强度。,（二）合理炮眼间距的确定,井下浅眼爆破时，炮眼排距涌常等于最小抵抗线W。W过大，会降低破碎质量过小时，则使煤过度粉碎，既增加了成本，又费工费时。最小抵抗线W和炮眼间距A可按下式选取,W25～30dA（1.0～1.5）W式中d炮孔直径，42mm;A炮眼间距，指同排内相临炮眼的距离，m。考虑到两排炮眼之间煤矸石的存在，确定A0.8m。,（三）合理起爆顺序的确定,采用1～5段毫秒延期电雷管定炮爆破。从段位布置来看，采用先起爆下排炮眼，后起爆上排炮眼。这样下排炮眼起爆后可以为上排炮眼多创造一个下部临空面，并且上部煤层可充分利用其自重来破煤。,（四）炮孔中设置空气柱,爆破理论和实践表明，使用低密度炸药能产生足够的应变能使岩石充分破碎。但是根据该矿的实际情况，在炸药不变的情况下，只有延长爆轰波与煤的作用时间，使得煤层充分破碎，才能控制爆炸能量不过多地消耗在对落煤的抛掷上。为此，在炮孔中设置空气柱。,空气柱间隔的作用机理在炮孔底壁与炸药之间设置一段空气柱，起爆后，当爆轰波向外传播时，首先与空气柱接触，并受到强冲击扰动，形成具有陡峭波头的空气冲击波，在未扰动的空气中传播。,当空气冲击波碰到介质表面时，入射波前的气体质点速度立刻变为零，同时空气所具有的动能立刻转化为准静态能，储存在被压缩的空气中，空气柱实际上起到缓冲的作用。,由于爆轰波冲击动能被空气柱缓冲吸收，因此炮孔壁受到的冲击压力峰值也明显降低。随着爆破冲击压力的作用，被压缩的空气柱气体开始释放被储存的能量，随着大量爆生气体的产生，使得孔壁承受较长时间的准静态压力作用，这样延长了爆炸应力波对介质的作用时间。,通过试验室模拟试验结果更加直观地揭示空气柱间隔装药对爆破作用效果的影响规律。空气柱间隔的作用主要有四个（1）降低了作用在炮眼壁上的冲击应力峰值；（2）增加了二次应力波效应；,（3）延长了应力波作用时间；（4）增大丁应力波传给岩石的冲量。最终达到爆炸能量沿炮眼全长分布趋干均匀，加大对煤矸石的冲击力度，改善块度质量，缩短抛掷距离。,四、主要技术参数,在探索性试验的基础上，经过对比分析，在取得了较明显的效果后，开始了正式试验，经过理论分析和多次的试验摸索，总结了适合于良庄矿十三层煤开采爆破参数。即,在爆破优化方案中，炮眼依然采用三花眼布置，眼距0.8m。上排眼和下排眼分别距顶、底板约0.3m，尽量贴近煤矸石打眼。,炮孔在水平方向上与煤壁成95,并且上排眼为平眼，在下排眼中，平眼和凹眼间隔而列。,具体的炮眼参数见表3-10。,为了充分地利用爆破能量，在炮孔的底端与顶端分别加置一“空管”实现空气柱间隔，其长度根据煤层性质而定，根据该矿煤层的性质，取空气柱长度为0.10.15m。在上排眼中，孔口和孔底均设置导管，在下排眼中，只有孔口加导管。,表3-10炮眼特征表,炸药使用新汶矿业集团公司生产的乳化炸药大药卷，采用15段毫秒延期电雷管定向爆破。上排眼段位为3、3、4、4、5、5，每组之间再加一对4;下排眼对应段位为1、1、2、2、3、3，每组之间再加一对2。正向装药，串联放炮。,五、试验结果,试验研究结果表明，优化方案非常适合该煤层。主要优点有（1）提高了炮眼利用率。通过改变原有的爆破工艺和参数，提高了炮眼利用率，使得循环进尺由原来的0.8m提高到1.2m。,（2）降低了炸药的单耗。由于改变了装药结构，使能量得到了有效、合理的利用，放炮后的支柱倒柱率达到了7.9％，并使得单耗降低35.3％。,（3）爆堆得到了有效控制，爆堆均控制在设计范围内。减少了攉煤工作量，减轻了工人劳动强度，试验的爆堆均呈比较理想的抛物面状，爆堆整体前移，冲向老塘的煤减少了80％。,（4）采用空气柱间隔装药结构，爆破效果明显。采用空气柱间隔装药的爆破效果优于连续装药爆破，空气柱间隔装药爆破降低了作用在炮孔孔壁上的峰值压力，改变爆炸能的分配比例，减少了粉碎区半径，增加了二次应力波效应，,从而增加了爆生气体作用时间，有利于提高能量利用率，改善爆破效果。煤矸石破碎明显，达到了较好的破碎效果，降低了振动，减少了对顶板的破坏。,案例3-61综放综采混合采煤工艺,一、问题的提出五阳煤矿7510工作面位于七五采区西部边界，其东面为7508采空区，西面为采区放水巷煤柱，南面为七五采区巷道保护煤柱，北面为7510上分层放水巷煤柱。,在布置7510工作面时，为最大限度地采出煤炭资源，取得最大技术经济效益，将7510下分层工作面与采区边缘煤柱统一布置，进而将工作面长度加长到220m，,在上分层已采段142m内采用下分层综采工艺，在采区边缘实煤体段78m内采用综放工艺，这样就提出了在同一工作面采用综放与综采两种回采工艺进行混合开采的的问题。,工作面平面布置如图3-16所示。,图3-167510工作面平面布置图,二、7510混合采煤工作面地质条件,工作面开采对象为山西组中下部3煤层。煤层赋存稳定，平均厚度为6.59m，含两层夹矸，分三个自然分层，工作面沿煤层伪倾向布置，,运回两巷煤层自然坡度为210，切眼平均坡度8，煤层普氏硬度为f0.8～1.0，夹矸普氏硬度f2～3，直接顶普氏硬度为f3～7，直接底普氏硬度为f3～8。,三、混合开采工作面设备选型及配套,综放综采混合开采工作面设备的正确选型配套，特别是综放、综采交界域的设备配套问题，是充分发挥其生产效能、达到高产高效和经济可靠运行的前提，是工作面生产的关键技术之一。,根据目前生产情况，综放综采混合工作面设备选择主要从设备配套和设备适应性出发，坚持在原有综采和综放设备的基础上进行改造的原则。为此主要考虑综采和综放交界域的设备配套问题。,工作面采用MXA-300型采煤机，前部输送机为SGZ-764/630型，7510综放区域采用51组ZZP-4800/17/33低位放顶煤支架、综采区域采用93组ZY-35支架。,综放综采混合开采工作面交界域靠顶板管理困难。而综放段后部输送机的机尾必须布置在其中，本着尽量利用矿现有设备以减少投入为原则，选择了SGZ-764/2250型后部输送机，。,根据现场现场情况并经过调研分析，在保证其合理牵引功率的基础上，对后部刮板输送机进行了改造，更改现有设备SGZ-764/2250双电机牵引为单电机牵引，改造后的后部刮板输送机机尾宽为900mm，长为500mm，机尾不再布置驱动装置.,综放综采交界域只安装基本架不需安装排尾架，这样满足了生产要求又从源头降低了综放综采交界域顶板管理的难度和后部输送机的事故率。综采与综放交界域的支架布置如图3-17所示。,图3-17综采与综放交界域的支架布图,四、混合开采合理工艺参数的确定,混合开采工作面两巷布置方式的确定为避开剪应力集中区，并最大限度地减少煤柱损失，根据五阳矿75采区矿压特点，7510混合开采工作面回风巷采取与上分层回风巷中－中内错8m布置。,根据现有的技术装备水平，运巷采用外错上分层运输巷78m布置，这样7510混合开采工作面切眼长度达到220m。,混合开采工作面回采工艺的确定混合开采工作面采用端部斜切进刀双向采煤，综放区域采用一刀一放，放煤步距为0.6m，为保证综放、综采交界处的顶板管理，综放与综采交界域综放段机尾处3架不进行放煤。,五、混合开采矿压规律及特点,为掌握混合开采工作面矿压规律，尤其是综采与综放交接处的矿压显现特点，在7510混合开采工作面布置了一套KJB-60Ⅲ压力监测系统，共设8台分机，分别安装在4、25、48、52、77、103、125、145架。,老顶活动特征根据实测，老顶的初次跨落步距为19.8～24.6m，平均为22.2m，沿工作面出现不同步性，即老顶来压呈现综采区域超前、综放区域落后的特征，且综采综放交界区域（综放侧20m，综采侧15m）由于受上分层开采后的残余集中应力的影响，压力较其它地方明显偏大。,工作面支护阻力评价工作面支架额定工作阻力为综放4800KN，综采3920KN，根据实测综放最大3419.46KN，占额定值的71.24％；综采最大3391.2KN，占额定值的86.5％。由此可见，支架阻力有一定富裕量，就是在工作面来压时，综放富裕28.76％，综采富裕13.5％。,矿山压力控制技术综放、综采区域所采用支架的工作阻力基本满足要求，但初采阶段支架初撑力较低，工作面矿压显现较严重，一度影响到正常推进。,后来从提高液压系统的工作压力、调整支架完好状态来保证支架的初撑力，采取追机作业、带压移架，及时支护，封闭工作面端面顶板，加快工作面推进速度等措施，减轻工作面矿压显现程度。,六、混合采煤安全技术,由于工作面为综放、综采混合开采工作面，综采部分的上分层已回采，因此在煤顶与假顶茬边存在应力集中，这就造成茬边处顶板管理相当困难，经常出现片帮冒顶，影响工作面的正规循环。为此必须采取相应措施进行防范。,（一）片帮冒顶防范措施1．控制机采高度。将机采高度由原来的3.0m减少到2.6～2.8m。现场观测和实验室力学性质测定都证明，在距煤层底板2.8～3.2m处存在一强度较大的稳定层。这样既可防止破坏该稳定层，又可减少煤壁片帮的发生。,2．严格工程质量。采煤机必须割平顶板，保证三直一平，支架必须及时前移，顶梁上浮煤应及时清理。这样有利于顶梁接顶，减少顶煤的悬露面积和时间。,3．保持支架良好的工作状态。加强乳化液泵站、液压支架及管路管理，控制系统串漏液发生，保证支架的初撑力，顶梁不得低头工作，仰角不得超过5，并采用带压移架方式。,（二）局部严重的片帮冒顶防范措施对于局部严重的片帮冒顶区帮，在施工中采取了超前打设玻璃钢锚杆或在工作面煤壁前方预注马丽散进行化学加固。玻璃钢锚杆杆体直径为15mm，锚杆长度为1800mm，采用树脂全长锚固，锚杆排距1.5m，间距1.0m，下排锚杆距底板1.2m，呈三花眼布置。要求锚杆,与节理面应垂直，夹角至少应大75。对于综采与综放交界域及构造影响区域，煤壁提前片宽量大，超前打设玻璃钢锚杆不能有效控制顶板时，采用化学加固技术。,化学加固材料为马丽散，孔深一般在6～8m，孔径为32～42mm，倾角为沿工作面推进方向向顶板倾30～60，间排距为3.03.0m。超前打设玻璃钢锚杆和煤层预注马丽散均安排在检修班进行，不影响工作面正常生产。,七、效益分析,（一）资源采出率提高由于混采工作面的加长部分（即综放部分）为采区边角煤柱，通常弃采或非正规开采，采出率很低，布置混采工作面，大大提高了采区及矿井资源的采出率。,就7510工作面而言，布置混合采煤工作面比分别布置下分层和采用旧法等非正规采煤方法回采边角煤可多采煤23.9万t，采出率提高29.9％；比弃采边角煤可多采煤39.2万t，采出率提高49.1％。,（二）直接经济效益分析7510混采工作面切眼长度220m，其中放顶煤部分长度78m，而布置下分层工作面切眼长度只有138m，混采布置增加回采储量39.2万吨，增加产值11760万元；同时循环产量提高51％，工作面单产提高40％，万吨掘进率降低51％，吨煤单耗降低38％，工作面回采期延长4个月，具有明显的经济效益。,（三）社会效益分析综放综采混采开采技术的应用，提高了矿井资源采出率，缓解了采掘衔接，延长了矿井的服务年限，从而提高了矿井综合经济效益。,案例3-62不等长工作面综采技术,一、概述回采工作而常因采空区及地质构造等条件的限制，造成面长的不断变化，从而影响综采的正常应用与效益发挥。,任楼煤矿中一采区北翼二阶段8214工作面采取定期有序、控制接架的方法，实现了综采工作面在不等长情况下连续回采，确保了生产安全，并取得很好的经济效益。,二、工作面介绍,（一）工作面介绍8214工作面为一孤岛块段，块段上限与下限分别为8212与8216采空区，左侧为Fx6断层（落差7～12m），右侧为采区边界。块段整体分为两部分，里侧部分面长105m，等长，走向长度100m；外侧部分不规则，面长从105m增至150m，走向长度501m（图3-18）。采用走向长壁回采，储量27.96万t。,（二）地质情况8煤赋存稳定，倾角18，顶板破碎，块段内无构造。其中82煤层厚度2.1～2.5m（平均2.23m）；8，煤层厚度0.50m，82煤与83煤之间为一层炭质泥岩夹矸，厚度0.43m，硬度f2.5～3.5。,图3-18工作面示意图（单位m）,三、可行性论证,（一）安全与经济分析采用传统炮采工艺，由于8煤中间含有一层夹矸，回采煤层只能是82煤，厚度不超过2.3m，且以8煤夹矸为底板，支护单体呈缓慢下陷态势，这对维护较为破碎的顶板相当不利，安全性能差，同时松软的底板夹矸对运输机前移造成一定困难。,采用综采开采，支架支护空间从82煤顶板到83煤底板，支护稳定，效率高，安全可靠，并且83煤可以全部采出，多回收煤炭资源5.38万t（83煤厚0.50m）。,（二）接架技术指标分析（1）考虑工作面生产时采动压力对风巷造成的影响较大，巷道变形严重，回采中后期进架必然受巷道尺寸限制，存在一定困难，于是决定支架从风巷一次运进、定位等候、定期逐架对接方式。,（2）倾斜工作面布置的支架由于受重力分力的作用，支架在工作面推进过程中产生一定下滑位移，为解决这个问题，通常工作面伪倾斜布置，机巷超前风巷，,即支架正面推进方向与机风巷保持一定的夹角（超前角α），使支架正面推进分位移与下滑分位移的合位移方向和机风巷方向一致（图3-19）。因此综采回采推进过程中，倾斜工作面必须调整成伪倾斜，充分保证支架与工作面相对稳定状态。,图3-19支架平稳推进分析,图中S1支架推进分位移；S2支架下滑分位移S支架前移合位移。,,,任楼煤矿经验公式dLtg（/3）式中d机巷超前风巷距离，m；L工作面长度，m；工作面倾角，（）。8214工作面等长段d105tg（18/3）≈11m,（3）待接支架位置确定8214工作面从105m增至150m，支架需在70架基础上陆续相接30架（最后一架不必接），工作面不规则部分走向501m，对应风巷503m，所以风巷从拐点起每隔16.8m（503/30）定点布置对接支架。,（4）配套设备选型工作面支架型号为ZZ4400－17/35，采高1.7～3.5m，完全满足82、83煤合采需要（8煤及中间夹矸总厚度3.16m）；运输机型号为SGZ630/264－ZH；采煤机型号为6MG－200W（截割硬度f≤4）；,8煤夹矸硬度f2.5～3.5，煤机满足截割夹矸要求。经过比较，8214工作面综采开采优势明显，方案可行。,四、接架施工工艺,（一）工艺流程任楼煤矿综采采用“三八”制作业方式，两班生产，一班检修。支架对接利用检修班进行，工作面每天推进8～9m，平均两天接一架。,（1）当工作面从风巷拐点向前推进16.8m时，采煤机在机尾进刀，割满刀后，停在距工作面上口40m处，且随机移架，上段15部支架移架超前。,（2）工作面待接支架位置用φ200mm、长2.4m半圆木配合DZ－28单体支护，半圆木沿工