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厚煤层一次采全高综采工作面支护技术应用_康艳伟.pdf

上传人:哎呦****中 文档编号:2367431 上传时间:2023-05-10 格式:PDF 页数:4 大小:931.46KB
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资源描述

1、2 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月1 2 0 3工作面位于4 7 0水平1 5#煤层十二采区,工作面标高+4 0 8+4 4 6m,埋藏深度+4 4 0+6 4 0m,走向长16 3 7m,倾斜长2 2 2.7m,面积3 6 45 6 0m2。工作面东部为尚未掘进的1 2 0 5工作面及回风顺槽,西部为已回采的1 2 0 1工作面,南部为1 5#煤层十二采区准备巷,北部为矿界。工作面开采的1 5#煤层属于复杂结构煤层,煤层总厚度3.2 4.7m,平均4.2 2m。煤层倾角33 5,平均5,局部地段增大至2 5以上。工作面采用一次采全高综合机械化采煤方法,采用全部垮落法处理采空区。1工作

2、面顶板支护设计在进行支护时,需要根据矿山压力特性选择合适的参数。1 2 0 3工作面支护时的矿压参数的选取如表1所示。1.1工作面支护强度确定采用经验公式和矿山压力估算方法计算支护强度1-3,取其中最大值即为工作面合理的支护强度Pt。具体的计算公式为:Pt=9.8hk,(1)式(1)中,h为采高,取4.2 2m;为顶板岩石容重,一般可取2.5 1 03k g/m3;k为工作面支架上覆岩层厚度与采高之比,取8倍采高计算。在工作中,将相关数值代入式(1)中,经过计算可得,Pt=8 2 7.1k N/m2。采用矿山压力估算法,选取矿压参数参考表中的最大平均支护强度Pz(初次来压、周期来压、平时的数值

3、三个进行对比)。根据表1中初次来压、周期来压、平时的本面取值,取最大值,Pz=4 7 2k N/m2。因为PtPz,所以工作面合理的支护强度Pt选取8 2 7.1k N/m2。1.2液压支架的选型工作面机头安装3架Z Y G 8 0 0 0/2 4/5 0 D 型两柱掩护式过渡液压支架,工作面安装1 2 2架Z Y 8 0 0 0/2 6/5 6 D 型两柱掩护式液压支架,机尾安装3架Z Y G 8 0 0 0/2 4/5 0 D型过渡架,移架均采用电液控制操作;进风端头安装1架Z T Z 1 0 2 0 0/2 4/4 4 A 型进风端头液压支架;进风顺槽安装2架Z Q L Z 2-4 0

4、0 0/2 3/5 0 D A型进风超前液压支架。液压支架的参数如表2所示。Z Y 8 0 0 0/2 6/5 6 D 型支架的额定工作阻力为80 0 0k N,最大控顶距为5.3 8m,支架中心距为1.7 5m。实际支护收稿日期:2022-09-28作者简介:康艳伟,1982年生,男,山西柳林人,工程师,主要从事煤矿安全监管方面的工作。厚煤层一次采全高综采工作面支护技术应用康艳伟(柳林县安全生产技术服务中心,山西 柳林0 3 3 3 0 0)摘要:厚煤层一次采全高技术是一种高效采煤技术,回采过程中实现工作面的合理支护十分关键。结合1 2 0 3工作面的实际情况,重点分析了工作面顶板支护设计和

5、顶板控制方案。在顶板支护设计时,分析了工作面支护强度的确定、液压支架的选型以及两巷超前支护参数。在顶板控制时,分析了正常状态时、特殊条件以及端头支护和超前支护情况。希望所述内容可以为一次采全高综采工作面的支护提供一定的参考。关键词:厚煤层开采;一次采全高技术;工作面支护中图分类号:T D 8 2 3.2 5文献标志码:A文章编号:2 0 9 5-0 8 0 2-(2 0 2 3)0 3-0 2 1 2-0 3Application of Supporting Technology of Full-seam Fully-mechanized Mining Face in ThickCoal Se

6、amKANG Yanwei(Liulin Safety Production Technical Service Center,Liulin 033300,Shanxi,China)Abstract:Full-seam mining technology in thick coal seam is an efficient mining technology.It is very important to realizereasonable support of working face in the mining process.Combined with the actual situat

7、ion of 1203 working face,this paperanalyzed the roof support design and roof control scheme emphatically.In the design of roof support,the determination of workingface support strength,the selection of hydraulic support and the advance supporting parameters of two roadways were analyzed.Incontrollin

8、g the roof,the normal condition,special condition,end support and advance support were analyzed.It is hoped that thecontent can provide some reference for the support of full-seam fully-mechanized mining face.Key words:thick coal seam mining;full-seam mining technology;support of working face(总第2 1

9、0期)实践运用2 1 2 DOI:10.16643/ki.14-1360/td.2023.03.0182 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月能力PS=80 0 0/(5.3 8 1.7 5)8 4 9.7k N/m2。因为PSPt,支架支护能力达到要求。Z T Z-1 0 2 0 0/2 4/4 4 D 型支架的额定工作阻力为1 02 0 0k N,初撑力为92 3 0k N,顶梁长度7.0 6m,截深按0.8m 计。端头支架处顶板总压力计算公式为:F顶=L端头aQ进,(2)式(2)中,F顶为顶板处承受的压力,k N;L端头为端头的长度,m;a为控顶范围,m;Q进为进风巷处的载荷强度,k

10、N/m2。将相关数值代入式(2)中,可得F顶=(7.0 6+0.8)5.6 1 1 6.6 2=51 3 3.1 5k N。按提前退锚考虑,不计算进风锚网支护方面的数值,则端头支架承载的顶板压力:F初撑力=92 3 0k NF顶=51 3 3.1 5k N,说明端头支架支护强度满足要求。根据工作面最大顶板载荷强度计算支架对底板的最大比压4-5:P底=(PtS顶+G9.8)/S底,(3)式(3)中,P底为支架对底板的最大比压,k N/m2;S顶为液压支架支护面积,m2;G为液压支架的质量,t;S底为液压支架底座面积,m2。Z Y 8 0 0 0/2 6/5 6 D型支架对底板的最大比压P底1.4

11、 7M P a。根据端头液压支架技术参数表,Z T Z 1 0 2 0 0/2 4/4 4 D型支架的额定底板比压为1.2 5M P a。根据矿压参数参考表提供的底板容许比压Q,与计算结果比较,如果P底 Q,则符合要求。1.3两巷超前支护设计进、回风超前段支护在静压状态下顶板载荷为:R0=1/2 a2+H2,(4)Rp=R0dZdZsin+Ccos,(5)Qd=d(Rp-H/2),(6)式(4)式(6)中,R0为矩形巷道外接圆半径,m;a为巷道宽度,m;H为巷道高度,m;Rp为塑性区半径,m;Z为巷道埋藏深度,取6 4 0m;为内摩擦角,取4 5;C为黏结系数,取4;Qd为静压情况下顶板载荷,

12、k N/m2;d为顶板岩石平均容重,取2 4.5k N/m3。经过计算,进风段静载Qd,进=1 5 5.0 9k N,回风段静载Qd,回=1 4 0.1 4k N。在动压影响下,承受的动载为静载的2 4倍,这里取3倍,则进、回风顺槽超前段顶板载荷Q进=3Qd,进=4 6 5.2 7k N,Q回=3Qd,回=4 2 0.4 2k N。顶板总压力如下:进风顺槽F进顶=2 0 5.8 4 6 5.2 7=53 9 7 1.3 2k N;回风顺槽F回顶=2 05.24 2 0.4 2=4 37 2 3.6 8k N。对于锚网支护,相应的计算公式为:F锚网=n补N破,(7)式(7)中,F锚网为进、回风顺

13、槽补强锚索承载力,k N;n补为补强锚索的数量,根;N破为补强锚索破断时的拉力,k N;为补强锚索的支护效率。对于进风顺槽,F锚网进=(2 0/0.8+1)5 5 0 0 0.8 5=5 52 5 0k N;对于回风顺槽,F锚网回=(2 0/0.8+1)5 5 0 0 0.8 5=5 52 5 0k N,进风3架Z C Z 2 4 0 0 0/2 3/5 0 D型超前支架初撑力F进=3 70 8 0k N。根据计算结果,比较F+F锚网与F进顶、F回顶的大小(F代表液压支架初撑力)。进风:F锚网进+F锚网=7 99 7 0k N,F进顶=5 39 7 1.3 2k N,则F锚网进+F锚网F进顶。

14、回风:F锚网回+F锚网=8 29 5 8k N,F回顶=4 37 2 3.6 8k N,则F锚网回+F锚网 F回顶。由此可知,进、回风超前支护强度均满足动压状态下的支护要求。2工作面顶板控制分析2.1正常状态工作面机头、机尾各安装3架Z Y G 8 0 0 0/2 4/5 0 D 型两柱支撑掩护式过渡液压支架,工作面安装1 2 2架项目同煤层实测(1201 工作面)本面取值顶板条件直接顶厚度/m2.284.70老顶厚度/m6.661.70直接底厚度/m3.753.75直接顶初次垮落步距/m1515初次来压来压步距/m4040最大平均载荷强度/(kN m-2)472472最大平均顶底板移进量/m

15、m300300来压显现程度不明显不明显周期来压来压步距/m15 2515 25最大平均载荷强度/(kN m-2)450460最大平均顶底板移进量/mm400300来压显现程度不明显不明显平时最大平均载荷强度/(kN m-2)400400最大平均顶底板移进量/mm300300底板容许比压/MPa7062.5 64.9煤层容重比压/MPa 9.8 13.0 9.8 13.0巷道超前影响范围/m100100表 1 工作面矿压参数表 2 液压支架主要技术参数支架型号高度/mm宽度/mm支护强度/MPa底板比压/MPa初撑力/kN工作阻力/kNZY8000/26/56D2 600 3 6001 630

16、1 8300.98 1.011.21 3.156 4128 000ZYG8000/24/50D2 400 5 0001 630 1 8300.8 0.90.38 1.506 4128 000ZTZ10200/24/44AD2 400 4 4003 1300.461.259 23010 200ZQLZ2-4000/23/50DA2 300 5 000800(单架)0.211.262 3 680 2 4 000康艳伟:厚煤层一次采全高综采工作面支护技术应用2 1 3 2 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月Z Y 8 0 0 0/2 6/5 6 D 型两柱掩护式液压支架。Z Y 8 0 0 0/2 6/5 6 D 型两柱掩护式液压支架最小控顶距4.5 8m,最大控顶距5.3 8m,循环进度0.8m,支架中心距为1.7 5m,端面距不大于0.3 4m。Z Y G 8 0 0 0/2 4/5 0 D型两柱掩护式过渡液压架,最小控顶距5.1 2m,最大控顶距5.9 2m,循环进度0.8m,支架中心距为1.7 5m。采煤工作面严格控制采高,液压支架严禁超高使用,支架初撑力不小于乳化液泵站供液压力

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