π型钢梁在容光煤矿炮采工作面中的回采工艺
所属栏目:矿业论文
发布时间:2014-02-22 10:10:55 更新时间:2014-02-22 10:09:54
容光煤矿是一座设计年产90万吨(其中一期60万吨/年),位于贵州省桐梓县容光乡境内。该矿共有6层可采煤层,编号分别是C5、C6、C8、C9、C11、C12煤层,为近距离煤层群开采,煤层倾角在20O左右,矿井属于生产矿井。
摘要:介绍了容光煤矿炮采工作面中厚煤层采用π型钢梁配合单体液压支柱代替单体液压支柱配合铰接顶梁开采工艺,采用π型钢梁采煤方法操作简单、便捷,安全可靠,任何时候总有一根顶梁抵死煤壁,不仅不会造成端面距超过规定,也不会存在单脚棚、悬臂梁、缺柱现象,而且提高了生产效率和经济效益。在相同地质条件下,具有推广价值。
关键词:π型钢梁,炮采工作面,代替
一、工作面概况
11202工作面属于C12煤层首采工作面,走向长390m,平均倾斜长93m,工作面倾角18~33°,平均20.5°。11202工作面煤厚0.4~3.4m,平均厚1.8m,煤层C12属于∏类,即二类自燃煤层。煤层自然发火期大于3个月,煤尘无爆炸性。相对瓦斯涌出量为19.8m3/t。原采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护,采用三、四档管理顶板,放顶步距为1m,由于地质条件,现场施工实际,结合现场工人操作情况,现改为采用π型钢梁配合单体液压支柱代替单体液压支柱配合铰接顶梁开采工艺。
二、地质条件
1、位置和范围:
2、煤层顶、底板岩性及特征:(附柱状图图一)
三、支护控制设计
1、采用8倍采高范围顶板岩性分析及支护控制方案
(1)需要分析顶板岩层厚度
H=8×M=8×2.27=18.16m平均厚度:M=2.27m
从柱状图可以看出,上部岩层顺序为:老顶为粉砂岩,厚度2.5米;直接顶板为泥质砂岩,平均厚度3.2米;C12煤厚2.27米。
(2)冒落带高度确定
式中:
∑h——冒落带高度(m)
S——顶板岩梁触矸处沉降值(m),一般取0.2
M——采高(m)
K——岩石破碎膨胀系数,K取1.3
2、确定工作面支护密度(强度)
由以上分析可知工作面支柱承受的压力P,是控顶区内及悬露的直接顶的全部重量Q1加上老顶裂隙带中不能形成平衡条件的岩层载荷Q2,即P=Q1+Q2,因为Q2难以确定,常把Q1作为载荷基础而后考虑一定的系数n。
即:P=Q1×n=Σh×r×n
式中:Σh:冒落带高度6.3m
r:冒落带岩层平均岩重取2.5t/m3
n:考虑顶板周期来压及支架受力不均衡系数,n=2
P=Q1×n=∑h×r×n=6.9×2.5×2=34.5t/m2
(1)单位面积上所需支柱根数e的确定:
式中:ρ:单体支柱的工作阻力,取35.7吨/根(按DW25-350/100X计算)
沿工作面倾向柱距J的确定:
11
J=───=────=1.04(m)
L·e1×0.96
式中:L为要作面排距取1m
(2)当P取工作最大强度40.0t/m2时
e=P/ρ=40.0/35.7=1.12根/m2
J=1/(L×e)=1/(1×1.1.12)=0.89m
从以上计算可以看出,工作面使用DW25-350/100X悬浮式单体液压支柱配合DFB2400-300π型钢梁对棚进行支护。其中排距为1m,柱距为0.89m的支护形式就能满足工作面顶板矿压活动的要求,为提高工作面支护的安全系数,确定11202工作面排柱距分别为1m和0.6m,支护密度为1.4根/m2。四、工作面支护方式
综合上述支护参数,本工作面确定采用该采面用DW25-350/100X型悬浮式单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁扶二梁五柱,走向齐梁直线对棚支护顶板,每对对棚由五根单体支撑,形成主、副梁交替迈步迁移,迈步步距为1m,主梁三柱,副梁两柱。主、副梁间距0.2m,对棚间距0.6m,排距为1m,对棚单体三用阀与煤壁平行(一头朝上一头向下)。工作面下出口做1m的超前缺口,超前缺口到溜头位置采用HDJS—1000型双楔梁支护,不低于6棚,棚间距600mm。两道超前支护40m采用铰接顶梁配合DW25-300/100X型单体液压支柱架设双排走向架棚支护。工作面布置图3。
五、回采施工工艺
1、正常进行回采前,下出口必须先做超前档以确保工作面下出口安全畅通,超前档双楔梁支护到煤壁,端面距不得大于300mm,超过时采用单体支柱配合木板打安全点柱支护到煤壁。
2、铺网、破煤:
(1)工作面顶板铺设16#冷拔铁丝编制成的金属菱形网,规格为长×宽=1×5m,网孔规格50×50mm,网与网之间压叉搭接为100~200mm,每间隔200mm用双股14#铁丝双股双排扣拧紧,旋转不低于720°。
(2)下出口超前档做好后,把铺好的金属网向老塘侧悬挂起来,从下出口向上顺序爆破,循环推进进尺1m,一次爆破长度2~5m,顶板破碎时,爆破距离缩小到2m。
3、窜π型钢梁如下图:
4、攉煤、打柱:工作面主、副梁全部窜到煤壁后,打支柱,开始攉煤,攉尽后及时推移刮板运输机,整改第二排支柱,二次补压,确保初撑力不小于90KN。这样完成一个正规循环,下出口做超前档,准备进第二档。
5、顶板管理:顶板破碎地段减少炮眼装药量,控制好炮眼角度,爆破后及时窜梁,打支柱,破碎时用木板、半圆木木料接实顶板。
六、工作面瓦斯治理
1、工作面区域防突措施:突采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯方法,在工作面回采前,由运输巷上帮按照煤层倾角向回风巷施工长度为90米的顺层钻孔,钻孔间距1.5m,倾角为18~22°工作面采用顺层钻孔抽放瓦斯。
2、工作面局部防突措施:工作面突出预测采用钻屑解析指标法,采用MD-2型钻屑解吸仪、WTC突出参数测定仪检测。按照6m间距顺工作面倾向垂直于煤壁布置一个预测钻孔,钻孔孔径42mm,钻孔深度为10m,钻孔施工过程中测定钻屑瓦斯解吸指标k1、Δh2、钻屑量S,当测定指标k1<0.5,Δh2<200Pa,S<6Kg/m时,工作面预测为无突出危险工作面,允许工作面推进5m(详见钻孔布置图4)。
3、工作面预测为突出危险工作面时,沿工作面推进方向按间、排距为2×0.8m,施工2排Ф42mm、孔深10m超前卸压排放钻孔,钻孔按三花眼布置(超前卸压钻孔布置图5)。工作面推进严格按照上述防突措施循环执行,钻孔布置可根据煤层厚度适当增加卸压钻孔密度。
七、技术经济效益
1、通过π型钢梁替换铰接顶梁,提高工作面顶板管理,实现了安全生产。原来采用单体配合铰接顶梁回采工艺,端面距300mm,煤壁得不到及时支护,冒顶事故频繁发生。
2、减少了工作面支护用料,节约了生产成本。原来采用铰接顶梁支护,不仅需要木料、还需要竹笆片,而现在不用竹笆片,采用条棍,除非是顶板破碎时采用半圆木和木板。
3、大大提高工作面产量,产量翻一番。该工作面原来采用铰接顶梁回采工艺每天产量240吨左右,现在采用π型梁回采工艺,每天平均产量可达到480~600吨左右。创造过日产800吨的记录。
4、采用π型梁回采工艺减少一道操作工序。原来回采工艺有回柱放顶工序,而现在回采工艺减少了该道工序,节省了劳动力和工作时间。
5、大大降低了铁料消耗成本。原回采工艺经常出现回料不及时丢单体和顶梁,而现回采工艺至今没有丢单体和铰接顶梁。
八、结论
1、11202工作面改为π型梁回采工艺不仅实现安全生产,降低材料消耗,节约生产成本。
2、提高了工作面的生产率,提高产量和经济效益。
3、采用π型梁回采工艺,不仅解决了工作面推进度慢,产量低得难题,同时也解决了工作面煤壁片帮的问题。
4、该工作面采用齐梁直线住布置方式,窜梁移柱工作量较大,根据工作面顶板条件,可采用错梁直线柱交替迈步迁移式回采,迈步步距1m。目前该工作面正在尝试采用错梁直线交替迈步式进行回采,这样可以减少工作面窜梁移柱时的工作量。
参考文献:
[1]洪允和,煤炭开采方法.徐州:中国矿业大学出版社,1991.
[2]陈彦光,徐永圻.中国采煤方法.徐州:中国矿业大学出版社,1991.
[3]岑传鸿.采煤概论.徐州:中国矿业大学出版社,1989.
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