关于厚煤层不同回采工艺的对比分析研究.pdf

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总第2 0 8期 2 020年第8期 机械管理开发 MECHANICAL MANAGEMENT AND DEVELOPMENT Total 208 No.8,2020 D0110.16525/j l4-1134/th.2020.08.038 关于厚煤层不同回采工艺的对比分析研究 冯 杰 同煤集团永定庄煤业公司机掘三队, 山 西 大 同 037024 摘 要 针对某煤矿目前采用的回采工艺存在的缺陷问题, 结合煤矿实际情况, 对不同回采工艺得到的顶煤回 收率进行了研究和分析。研究认为, 将采煤机截割高度和放煤高度分别设置为3 m 和 8.36m,将放煤步距设置 为 0.8 m,以及采用多轮顺序放煤工艺, 可显著提升顶煤回收率, 从而保证整个煤矿的采煤效率。 关键词 厚 煤 层 回 采 工 艺 放 煤 步 距 放 煤 方 式 中图分类号TD823.9 文献标识码A 文章编号 1003-773X 202008-0088-03 引言 某矿区拥有非常丰富的煤炭资源并且拥有简单 的煤层赋存结构, 经过大量的前期勘测后, 发现该区 域平均的煤层可采厚度达到了 11.36 m。 当前阶段该 煤矿已经开始生产, 且整个生产过程实现了机械化, 通过分层综合机械化工艺进行采煤。现在使用的采 煤工艺虽然具备一定的经济效益,但在实践中存在 部分问题,最显著的缺陷在于巷道开拓准备工作量 非常大, 且对巷道的维护存在较大困难, 需要花费很 多人力、 物力和财力。 这些不足之处限制了煤矿开采 效率以及企业经济效益的提升[ 1 2 ] 。基于此, 有必要 对煤矿开采工艺进行重新设计研究,进一步提升开 采效率和经济效益, 保证煤矿企业的可持续发展。 本 文在充分考虑煤矿实际情况的基础上,对比研究了 不同回采工艺对采煤效率的影响,以期得到最佳的 回采工艺。 1工作面位置及其长度的确定 1 . 1 工作面位置的选择 考虑到煤矿已经在正式开采,结合煤矿后期的 发展计划和部署,在煤矿内选择一块区域开展相关 的试验工作, 实现工作面回采工艺的优化, 提升回采 效率, 为煤矿企业创造更大的经济效益。 所选择的区 域平均煤层的厚度达到了 11.36m, 属于厚煤层, 煤 层倾角在7 12。范围内。 1 . 2 工作面长度的确定 因为煤矿首次开展综放试验工作,所以拥有相 对较好的自然冒放性, 自然发火期也非常短。 所以在 工作面推进过程中可以在一定程度上提升推进的速 度。 同时还需要采取措施对顶煤进行弱化处理, 可以 采取的措施主要包括煤层注水以及顶煤欲裂等。综 合考虑多方面因素,最终选择工作面倾斜方向的长 收稿日期2020-05-05 作者简介 冯杰( 1981) , 男, 先后毕业于山西省大同市会计学 校与山西大同大学, 助理工程师, 研究方向为采煤。 度 为 150 m。 煤矿当前阶段采用的是三班倒方式进行生产, 即有三班人员, 每班人员工作8 h,实 现 24 h连续生 产。总共安装了 9 4 台液压支架, 其中有6 台液压支 架属于过渡支架, 每 2 台液压支架之间的间隔为1.5m。 根据相关实践经验,每台液压支架放煤时间大约为 2.5 min。 其中可以不用计算过渡液压支架的时间。 那 么完成1个循环需要的放煤时间是225 min。若将2 个放煤口同时工作,那么完成一个循环需要的放煤 时间就会减半, 为 112.5 min。 在只有1个放煤口工作 的情况下, 1个班组可以实现2 个循环。那 么 1个工 作日3 个班组就可以实现6 个循环。当前阶段煤矿 使用的采煤机滚筒截深为0.865 m,实际有效截深按 照 0.8 m进行计算。每个工作日可以推进的距离是 0.8 x 64.8 m, 每年实际有效工作时间按照330 d进 行 计 算 , 那 么 每 年 可 以 推 进 的 距 离 是 4.8 x 330 1 584 m。按照这样的采煤速度, 预计每年产量可以 达 到 300万t左右。需要说明的是, 每台液压支架 的放煤时间通过强化日常管理还有进一步缩小的 空间。通过在实践中不断总结工作经验, 能够在一 定程度上提升日循环数量,使得煤矿的年产量得 到进一步提升。 2割煤高度和放煤高度的确定 放顶煤高度和采煤机破煤高度两者之和称为采 煤高度,采煤机破煤高度与放顶煤高度之比称为采 放比[ 3 _ 4 ] 。 按照我国煤矿安全相关规章制度, 如果煤矿 的采放比超过了 1 3 , 就不得通过放顶煤开采模式 进行回采。 采用放顶煤开采模式时, 煤炭的采出量可 以由两部分构成, 第一为顶煤放出的煤量, 第二为采 煤机的实际采煤量。煤层高度一定,采煤机采高越 大,那么对应的放煤高度就降低。 此时对顶煤冒放性 更加有利, 可以显著提升顶煤回收率。 缩短放煤作业 时间, 进而缩短采煤机作业时间, 使得整体采煤工作 效率显著提升, 加大整体的产量。 但是矿山压力会随 2020年第8期冯杰关于厚煤层不同回采工艺的对比分析研究 89 着采煤机采煤高度提升而显著增加,这对液压支架 的性能提出了更加严格的要求。 在考虑我国煤矿安全相关规章制度的基础上, 结合本煤矿实际情况来确定采煤机破煤高度和放顶 煤高度。 2 . 1 割煤髙度 在确定割煤高度时, 需要考虑多方面的因素, 主 要包括以下几点[M] 1 破煤速度和截割高度应该相互匹配, 使采煤 机性能得到最大程度发挥; 2 确保工作面通风达到相关规章制度的要求, 保证井下工作人员的安全; 3 回采工作面工作空间应该满足实际作业需要。 结合当前我国采煤工艺技术情况,综放工作面采煤 机的截割高度通常在2.53.6 m范围内, 在充分考虑 煤矿煤层地质条件以及当前阶段生产实际需要的基 础上, 将工作面采煤机割煤高度确定为3 m。 2 . 2 放煤髙度 将整个煤层厚度去除工作面采煤机截割高度后, 剩下的就是放煤高度。前文已述, 煤矿的平均煤层厚 度 为 11.36 m。因此, 放煤高度值为11.36-38.36 m。 3放煤步距对顶煤回收率的影响研究 相隔放煤循环之间整个工作面往前推进的长度 被称为放煤步距。为了保证采煤工艺的匹配性, 在确 定放煤步距时,按照采煤机滚筒实际有效截割深度 的整数倍取值[ 7 ] 。在实际应用中采煤步距有很多种 模式, 其中最为常见的主要有三种模式, 分别为采一 放一、 采二放一、 采三放一。煤矿使用的采煤机滚筒 有效截割深度为0.8 m,对应上述三种模式, 放煤步 距分别为〇 .8m、 1.6 m、 2.4m。通过专业的数值模拟 软件, 对以上三种模式分别进行模拟分析, 对比不同 模式对顶煤回收率的影响, 以确定最佳的放煤步距。 3 . 1 不同放煤步距下的顶煤回收率 3.1.1放煤步距为0.8 m时 按照前文设置的采煤机截割高度3 m, 放煤高 度 8.36 m。当放煤步距为0.8 m时, 经 过 16个循环 的放顶煤后, 理论计算得到的出煤量应该为20 526 t, 经过数值软件模拟得到的实际放煤量为17 745 t, 计 算得到的回收率为86.45。 3.1.2放煤步距为1.6m时 将放煤步距设置为1.6 m时 , 经 过 16个循环的 放顶煤后,理论计算得到的出煤量应该为20 696 t, 经过数值软件模拟得到的实际放煤量为16 986 t,计 算得到的回收率为82.07。 3.1 J放煤步距为2.4m时 将放煤步距设置为2.4 m时, 经 过 15个循环的 放顶煤后,理论计算得到的出煤量应该为20 497 t, 经过数值软件模拟得到的实际放煤量为15 988 t,计 算得到回收率为78.01 3 . 2 最佳放煤步距的确定 对不同放煤步距对应的顶煤回收率进行统计分 析 , 0.8 m、 1.6 m和 2.4 m日寸对应的顶煤回收率分另I J 为 86.45、 82.07和78.01。从以上数据中可以明 显看出,将放煤步距设置为0.8 m得到的顶煤回收 率最高。因此, 将煤矿的放煤步距设置为〇.8m。 4放煤方式对顶煤回收率的影响研究 煤矿井下综采工作面, 放煤口启动数量、 启动顺 序、 每个口的放煤量都会对煤矿开采效率产生影响。 放煤方式指的就是上述相关参数的组合。当有多个 放煤口时, 不同放煤口的启动顺序可分为两种, 即间 隔 、 顺序放煤。 根据放煤次数不同又有单轮、 两轮、 多 轮放煤之分。在充分借鉴其他煤矿放煤方式的基础 上, 结合煤矿实际情况。 将上述两种放煤分类方法进 行组合, 适用于本煤矿的主要有三种放煤方式。 下面 分别对这三种放煤方式进行对比分析。 4 . 1 不同放煤方式下的顶煤回收率 4.1.1单轮间隔放煤 在采煤时,首先将编号为单号的液压支架放煤 口进行开启放煤, 待到有岩石流出时,将相关的放煤 口进行关闭。 然后将液压支架往前推进一定距离, 再 次将编号为双号的液压支架放煤口进行开启放煤。 这种放煤方式得到的顶煤回收率为83.22。 4.1.2单轮顺序放煤 按照先后顺序依次将液压支架的放煤口打开进 行放煤, 待到有岩石流出时将放煤口进行关闭, 整个 放煤过程结束。这种放煤方式得到的顶煤回收率为 78.13〇 4.1.3多轮顺序放煤 首先将编号为单数的液压支架放煤口开启进行 放煤, 当顶煤流出一半左右时将放煤口关闭。 然后再 将编号为双数的液压支架放煤口开启进行放煤。按 照这样的模式重复两次左右就可以把顶煤放完。这 种放煤方式得到的顶煤回收率为85.54。 4 . 2 最佳放煤方式的确定 对上述三种放煤方式的顶煤回收率进行统计分 析, 结果分别为83.22、 78.13、 85.54。 可以看出, 在工作面采煤机截割高度为3 m、 放煤高度为8.36 m 时,利用多轮顺序放煤方式时具有最高的顶煤回收 率。因此, 在实践中可以采用多轮顺序放煤工艺。 5结论 某煤矿当前阶段采用的工作面回采工艺在实际 应用中存在一定的问题,不利于采煤工作效率以及 90 机械管理开发 jxglkfbjb 第3 5卷 煤矿企业经济效益的提升。本文在充分借鉴其他煤 矿实践经验的基础上,对煤矿的工作面回采工艺进 行重新设计,将采煤机截割高度和放煤高度分别设 置 为 3 m和 8.36 m、 将放煤步距设置为0.8 m, 采用 多轮顺序放煤工艺时具有最大的顶煤回收率,显著 提升了工作面回采工作效率。 参考文献 [1 ]靳军.浅析煤矿综合机械化采煤工艺[J].石化技术, 2019, 26 6 205-266. [ 2 ] 刘明伟.煤矿综合机械化采煤工艺[J].当代化工研究, 2019 12 93-94. Comparative Analysis on Different Mining Techniques of Thick Coal Layer Feng Jie Yongdingzhuang Coal Industry Co., Ltd., Datong Shanxi 037024 Abstract In view of the defects in the mining technology adopted in the current stage of a coal mine, combined with the actual situation of the coal mine, the recovery rate of top coal obtained from dififerent mining processes is studied and analyzed, and the cutting height and coal discharge height of the shearer are set to 3 m and 8.36 m, respectively m, and the coal discharge step distance is set to 0.8 when adopting the multi-wheel sequential coal discharge process, the recovery rate of top coal can be improved significantly, thus ensuring the coal mining efficiency of the whole coal mine. Key words thick coal layer; mining technology; coal caving step distance; coal caving 上接第5 4 页) 为 600 mm x 600 mm,错索间排距为1 200 mm x 1 200 mm 〇 参考文献 [ 1 ] 王卫军, 侯朝炯.软岩巷道支护参数优化与工程实践[J].岩石力 学与工程学报, 2000, 19 5 647. [ 2 ] 严永胜, 陈艾, 刘小明.羊场湾煤矿大断面巷道支护参数分析与 选择[J].西安科技大学学报, 2010,30 1 19-23. [ 3 ] 李国富, 李珠, 戴铁丁.膨胀岩力学性质试验与巷道支护参数的 预测研究[J].工程力学, 2010,27296-101. [ 4 ] 张永将, 孟贤正.深井巷道支护参数优化研究[J].中国煤炭, 20088 50-53. [ 5 ] 刘明杰, 孙增飞, 梁顺.湖西矿深部大断面软岩巷道支护参数优 化设计[J].煤炭工程, 20109 11 - 1 4 .编辑王慧芳) Design and Optimization Analysis of Roadway Support Parameters 道围岩变形量影响对比,得出锚索间排距的最优解 应为 1 200 mm x 1 200 mm。 4结语结语 1 巷道围岩的支护效果和支护质量与煤矿安全 生产息息相关,巷道围岩的支护参数需充分结合巷 道断面形状、 尺寸及地质、 水文以及煤层条件确定。 因此,在实际支护中可采用理论计算与仿真分析的 手段对巷道支护参数进行优化。 2 以 32617运输大巷为研究对象, 基于理论计 算与仿真分析的联合手段得出其最优支护参数如 下锚杆直径为24 mm, 锚杆长度为3 m, 锚杆间排距 [ 3 ] 王俊章.不同采放比综放面支承压力分布规律研究[J].能源技 术与管理, 2014, 39 6 54-56. [ 4 ] 王金安, 高治国, 王利, 等.综放开采不同采放比的采场矿压特 征[J].金属矿山, 201310 8-11. [ 5 ] 王军平,刘前进.大采高综采工作面割煤高度的尺度效应及合 理采高研究[J].煤炭与化工, 2019, 42 6 22-26; 35. [ 6 ] 付茂全.综放面割煤髙度对顶煤回收率的影响分析[J].同煤科 技, 201847-9;12. [ 7 ] 靳少博.综放工作面放煤步距数值模拟研究[J].中国矿山工程, 2017,466 46-49. 编辑 王瑾) Han Tianwen Ximing Mine of Xishan Coal and Electricity Group, Taiyuan Shanxi 030053 Abstract In order to improve the supporting effect and quality of roadway surrounding rock ,32617 transport roadway is taken as the research object, based on the analysis of its roadway characteristics, combined with theoretical calculation to preliminarily determine the roadway supporting parameters, and combined with FLAC3D numerical simulation software to optimize the supporting parameters. Key words anchor; anchorage cable; FLAC3D numerical simulation; surrounding rook deation; safety production
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