“三软”煤层综放面矿压规律及高产高效技术研究_王国华.pdf

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“三软” 煤层综放面矿压规律及高产高效技术研究 王 国 华 1, 刘 玉 卫2 (1. 河南省工业和信息化高级技工学校 ,河南 新郑 451150; 2 . 郑煤集团技术中心 ,河南 郑州 450042 ) 摘要 根据杨河煤业的实际地质情况, 采用现场观测、 数值模拟等方法, 研究了 “三软” 煤层条件下 综采放顶煤工作面矿山压力的分布及其显现规律, 分析了原有工作面综放设备配套方案存在的不足, 并根据现场实际应用状况提出了设备改进建议, 从而得到了综放工作面的安全生产关键技术, 同时提 高了劳动生产率。 关键词 “三软” 煤层 ; 低位放顶煤 ; 矿压显现 ; 技术改进 中图分类号 TD327文献标志码 A文章编号 1009- 0797 (2019 ) 05- 0030- 04 Research on Mine Pressure Law and High Output and High Efficiency Technology of Fully Mechanized Caving Face in“Three Soft”Coal Seam WANG Guohua 1, LIU Yuwei2 (1. Henan Province Industrial and Ination TechnologySenior Technical School , Xinzheng 451150 , China; 2 . ZhengCoal Group TechnologyCenter , Zhengzhou 450042 , China ) Abstract According to the actual geological conditions of Yanghe coal industry, the field distribution and numerical simulation were used to study the distribution and manifestation of mine pressure in the fully mechanized top coal caving face under the condition of “three soft“ coal seams. There are some shortcomings in the matching scheme of the fully mechanized caving equipment on the working face, and the equip- ment improvement suggestions are put forward according to the actual application situation on the site, so that the key technology of safe production ofthe fullymechanized cavingface is obtained, and the labor productivityis improved. Key words “three soft” coal seam; lowposition coal caving; mine pressure manifestation ; technical improvement 1概述 “三软” 煤层通常赋存条件差, 地质构造复杂, 煤 层软、 顶底板软, 较难实现机械化开采的煤层, 且该类 工作面频繁冒顶、 支架严重陷底、 煤壁片帮难于控制, 制约了煤炭的安全高效生产。因此, 对 “三软” 煤层资 源开采技术进行更深入的研究迫在眉睫[1]-[3]。 242051 机采工作面概况 杨河煤业为郑煤集团主力矿井之一, 井田面积 48.7559km2, 矿区包括裴沟井田、 杨河井田、 樊寨井 田三部分, 储量 26458.6 万 t, 可采储量 17082.2 万 t, 服务年限 48 年。 杨河煤业 42051 机采工作面设计走向长 370m, 倾斜长 115~146m, 地面标高 210m~244m, 工作 面标高 - 265.9~- 206.6m, 面积为 44030m2。工作面 位于 42 皮带下山东侧,以 42051 上副巷回风联巷 东延巷道为其上副巷,下副巷于 42 专用回风巷 12 测点南 6m 处开口,下副巷位于上副巷南 209m~ 112m, 切巷位于 42 皮带下山东 834m 处, 预计停采 线为与 42 皮带下山东 250m,工作面巷道布置如图 1 所示。 图 142051 工作面巷道布置图 工作面主要开采二叠系山西组的二 1 煤层, 由 于该工作面受滑动构造影响较大,整体煤层较薄, 煤厚 1.0~5.75m, 平均 3.0m, 倾角 14~18, 平均 16, 煤层结构简单, 局部煤层中含有夹矸, 煤层赋 存极不稳定, 属典型的豫西 “三软” 不稳定厚煤层[4] [5]; 煤层顶板为滑动构造破碎带, 厚度 5.0~11.5m, 平均 8.0m, f4~6,直接底为灰色砂质泥岩,厚度 14.0~20.0m, 平均 16.0m, f4~5; 老底为 L8 灰岩, 灰 色坚硬致密, 厚度 1.2~3.6m, 平均 2.6m, f8。 3放顶煤工作面矿压规律实测 3.1工作面矿压观测 液压支架工作阻力情况能清楚地反映顶板的 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 30 ChaoXing 来压, 通过对支架的观测, 统计得到了 42051 工作 面基本顶来的压步距, 详见表 1, 支架的初撑力和循 环末阻力见表 2。 表 1工作面来压步距 正常阶段工作面基本顶初次来压结束后, 平均 周期来压步距为 7~11m 左右。基本顶周期来压期 间, 直接顶基本呈随采随冒的状态。 表 2支架的初撑力和循环末阻力 由表 2 可知, 支架初撑力的分布主要特点是工 作面下部支架的初撑力数值最大,上部数值次之, 中部数值最小, 这与支架末阻力分布规律基本是一 致的, 说明顶板压力与工作面液压支架的支撑力是 同步的, 充分说明了提高支架初撑力的重要性。 3.2工作面矿压数值模拟 以 42051 工作面工程地质条件建立数值模型, 模型高取 152m, 长取走向长度 200m。 宽取走向长得 2 倍,工作而上覆岩层平均容重取 2.1103N/m3. 模型上部采用应力边界, 四周及和下部采用固支边 界条件, 煤岩体物理力学参数见表 3。 表 3岩石力学参数 (1) 煤壁前方支承压力分布。 工作面选取推进到 50m、 60m、 70m 位置时的煤 壁超前支承压力情况进行对比分析, 如图 2 所示。 如图 2 所示,当工作面推进到 50m 位置时, 工 作面煤壁前方的支承压力最大值约为 7.2MPa, 最大 值位置距煤壁的距离为 5m 左右,支承压力的影响 范围在煤壁前方 30m 左右, 显著影响范围在煤壁前 方 15m 左右。随工作面的不断前进, 支承压力最大 值也逐渐增大, 当推进至 60m 时, 支承压力的最大 值达到 8MPa 并保持稳定; 工作面继续推进, 顶板会 产生规律性周期来压破断, 因此, 支承压力的最大 值位置在煤壁前方大约 5~9m 处呈现周期性变化。 结合现场对回采巷道围岩变形数据分析, 实际巷道 围岩变形增大位置在工作面前方 5~7m 左右,与数 值模拟支承压力的最大值位置基本相相同, 支承压 力显著影响范围在前方 15m 左右的范围, 因此 20m 范围的超前支护是合理的。 (1) 工作面推进 50m (2) 工作面推进 60m (3) 工作面推进 70m 图 2距煤壁不同位置的应力分布 4工作面装备的改进与应用 根据低位机采放顶煤设备在现场的应用情况, 结合矿压观测, 总结了现场应用期间采煤机、 液压 支架及刮板输送机存在的问题, 并对原有设备提出 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 来压步距 /m 架号 12345平均 59.751210.5--10.75 168.2511.2510.5--10 527.510.58.255.2567.5 748.257.59.7567.57.8 979.759129.75-10.13 11310.58.25129-9.93 工作面 位置 支架 平均初 撑力 /kN 比率 / 工作面平均 初撑力 /kN 平均循环末 阻力 /kN 循 环 末 阻 力 总平均值 /kN 下部 5290.6129.7 282.44 253.98 249.16 16304.2630.0264.90 中部 52262.4226.8241.55 74286.4129.2226.41 上部 97250.2325.5271.21 113300.7030.7236.88 岩层 名称 层厚 /m 弹性模量 E/ (GPa) 泊松比 /μ 粘聚力 C/ (MPa) 内摩擦角 φ/ () 单轴抗拉强度 σt /MPa 基本顶13.63.70.352.130.52.8 直接顶80.750.351.5300.64 煤层3.00.750.280.8126.51.51 直接底161.870.302.65354.71 基本底2.66.40.334.2383.1 31 ChaoXing 了有效改进。 4.1采煤机应用与改进 1) 因为采煤机割下的煤不能完全装进螺旋滚 筒运输机, 剩下的煤、 矸石就会磨擦调高油缸的活 塞杆, 造成活塞杆镀烙脱落, 为此重新设计了护板 尺寸, 根据等分点在 δ20 厚钢板打上沉孔, 然后在 对应位置焊接上 δ20 方形螺母, 然后将护板卸下, 牢固焊接。 2)煤机机身过煤量低350mm, 在机身部位积 煤严重, 运输机负荷过大, 导致采煤机推进速度在 0.5~1.05m/min 之间, 煤块率的降低。为此, 加高采 煤机支腿和运输机齿轨高度措施 (70mm ) , 煤机机 身过煤高度达 420mm, 使滚筒转速得到增加, 提高 了运行速度和装煤效果。 3) 由于采煤机行走机构采用自润滑轴承易导 致轴承损坏, 频繁拆卸, 检修时间长, 维修成本增 加; 将采煤机行走机构的自润滑轴承更改为外注式 润滑轴承, 方便向行走机构轴承内注油润滑, 增加 了轴承的使用寿命, 降低了维修费用。 4.2液压支架应用与改进 轻 型 低 位 综 采 放 顶 煤 支 架 ( 型 号 ZF3000/17/27) 虽然在回采期间能满足支护需要, 但 也仍存在一些问题, 导致液压支架性能降低, 影响 工作面放煤效率及推进速度。 1)针对该类型支架不易调整架向和扶架困难、 掉尾等问题, 全部采取加装液压支架抬腿油缸的措 施。 2) 将支架所配拉后部输送机连环卡由直角改 为斜面或将连环卡加孔和限位销。 3)将支架侧护板调整为在下帮安装, 这样易于 操作。 4)通过增加推移杆活动间隙, 解决了推移杆活 动量小的问题。 5)支架将喷雾装置由后尽量向前移, 确保喷雾 效果。 6) 将过渡架连接的 “十头” 改为整体铸造, 解决 连接 “十字头” 易损坏问题, 同时, 重新设计过渡支 架阀组。 4.3刮板输送机应用与改进 1)对于 SGZ630/264 刮板输送机,后部运输机 前部易积煤, 造成清运处理困难, 加之后部空间小, 工人劳动强度大, 工作效率低。 改进方案 加装 0.3m 高的挡煤板。 2)工作面前后部输送机摩擦限距联轴节, 原配 置的摩擦块长度为 132mm, 工作面煤量大时, 输送 机负荷大, 摩擦限距磨损严重。改进方案 将后部输 送机摩擦限距联轴节的摩擦块长度更换为 160mm。 3)重新优化输送机电机进线, 解决前、 后部输 送机电机进线嘴向下容易挤断电缆的问题。 4.4机采工作面防片帮技术 1)推进速度加快, 煤壁暴露时间减少。适当加 快推进速度,减少煤壁前方超前支承压力作用, 减 轻对煤体的破坏, 降低蠕变的影响。 2)提高支架初撑力。安设合理的支架, 保证支 架提供足够的支撑力,使支架发挥最大的承载能 力, 减少对煤壁的破坏。适当调大液压支架的安全 阀开启值, 在顶板来压期间限制活柱压缩量, 加强 管理确保操作得当。确保支架能达到额定工作阻 力, 满足顶板支护要求, 抑制煤壁片帮。 3)煤壁浅孔注水。 在松软煤层通过煤壁浅孔注 水, 能有效地改变煤体物理力学性质, 提高煤体粘 结力和抗剪强度, 降低其抗压强度, 这有利于减缓 煤壁压力和提高稳定性, 防止片帮。注水压力控制 在 3~5MPa 之间较好。 4) 增强煤体强度固化煤壁。增加煤体强度, 重 点加固煤帮, 对工作面片帮冒顶的关键部位打入高 强度玻璃钢锚杆或合理设计工作面注浆参数, 注人 加固材料, 提高抗剪强度, 增大内摩擦角。 5) 合理控制采高并改进回采工艺和操作技术。 研究表明 回采高度越大, 片帮深度越大, 因此, 设 置合理的采高是控制顶板下沉和片帮的保障。利用 超前支护技术来改进回采工艺。 5结论 通过系统的现场观测、 数值计算, 对 “三软” 煤 层机采放顶煤开采技术进行了系统研究, 并对装备 进行了改进, 其主要结论如下 1) 工作面周期来压步距在 7~11m 之间, 回采工 作面的上部和下部的来压步距略大于工作面中部 的来压步距, 具体表现为阶段性。支承压力峰值位 于煤壁前方处约 5~9m 的位置。 2) 工作面支架平均初撑力为 282.44kN/ 架, 支 架所承受的载荷较小, 是额定初撑力的 29。平均 循环末工作阻力为 249.16kN,是额定工作阻力的 20, 说明支架具有较大的富余量。 (下转第 36 页) 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 32 ChaoXing (上接第 32 页) 3) 针对工作面配套在生产应用中遇到的问题, 对工作面采煤机、 支架、 刮板运输机等关键技术进 行改进, 均取得了较好了效果。 4) 该套支架在杨河煤业 42051 工作面的试用, 证明通过技术改进,液压支架配合采煤机回采, 满 足了 “三软” 煤层开采需要。 参考文献 [1] 刘青云, 李婧芳. “三软煤层” 综采低位放顶煤开采技术在 焦家寨矿的应用[J]. 轻工科技, 2013 (5) 117- 117. [2] 李志刚. 三软不稳定厚煤层条件下综采放顶煤技术[J]. 煤炭科学技术, 2005, 33 (2) 19- 21. [3] 杜长胜.“三软” 煤层放顶煤开采研究[J]. 矿山压力与顶 板管理, 1999 (2) 42- 45. [4] 梁华, 张力友, 邓淑昌.三软煤层低位放顶煤开采技术在 白坪煤矿的应用[J]. 中州煤炭, 2013. [5] 王锁锋, 董正坤. 综采放顶煤技术在 “三软” 大倾角厚煤 层开采中的应用[J]. 煤炭技术, 2009, 28 (2) 63- 66. [6] 杨富锋, 张建新, 信长瑜,等. 三软煤层悬移支架机采放顶 煤开采实践[J]. 能源与环保, 2011 (8) 63- 65. 作者简介 王国华 (1963-) , 男, 河南汝南人, 高级讲师, 学士, 1987 年毕业于焦作矿业学院矿井建设专业, 现主要从事煤矿建设 生产技术、 管理及安全培训工作, 曾参与起草河南省煤矿其 它从业人员安全培训大纲及安全培训教材数十种, 2017 年 被上级主管部门认定煤矿安全生产培训专家。 (收稿日期 2019- 5- 1) 网型号为 GW6.5/100- 2.31.35,防止小块煤岩体的 掉落,在巷道两个顶角处锚杆采用斜打顶角锚杆, 抑 制巷道的形状扭曲, 锚杆、 长锚索及短锚索形成连续 的预应力结构共同承载, 最终达到保证围岩的长期稳 定的目的。 (a) 顶板下沉量 (b) 两帮移进量 图 4巷道围岩变形量监测结果 5结论 巷道支护完成,待 18506 大采高综采工作面进 入到回采阶段后, 为了考察支护体系的效果, 在距 离开切眼 30m、 60m、 100m 分别布置了巷道位移量 的监测站 1、 2、 3 号,进行了为期三个月的监测活 动, 得到的数据整理后结果如图 4 所示。 从巷道表面位移监测结果可知, 在工作面回采 期间, 巷道顶板位移最大为 70mm, 两帮最大位移为 145mm,并且变形集中在巷道成型后的 40 天内, 之 后巷道围岩基本稳定, 可以说明取得了良好的支护 效果。 参考文献 [1] 李永亮. 赵庄矿大断面煤巷层状顶板变形失稳机理及控 制技术[D].中国矿业大学 (北京) ,2017. [2] 孟庆安.大断面巷道顶板失稳分析与控制技术[J].煤炭科 学技术,2018,46 (03) 44- 48. [3] 余行贤.复杂条件下大断面巷道顶煤自燃治理技术[J].煤 炭工程,2017,49 (S2) 121- 123. 作者简介 武飞飞 (1987-) , 男, 山西古交人, 2016 年 1 月毕业于太 原理工大学采矿工程专业, 采煤助理工程师职称, 现从事煤 矿生产技术工作。 (收稿日期 2019- 1- 18) 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 36 ChaoXing
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