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神東煤炭公司補連塔煤礦1200萬t/a綜采面生產(chǎn)技術(shù)研究報告PAGE—PAGE85—神東煤炭公司補連塔煤礦1200萬t/a綜采面生產(chǎn)技術(shù)研究報告神東煤炭公司補連塔煤礦1200萬t/a綜采工作面神東煤炭公司二〇〇四年九月九日參與研究人員序號姓名職稱單位職務(wù)1王金力高級工程師神東公司董事長2王安高級工程師神東公司總經(jīng)理3翟桂武高級工程師神東公司副總經(jīng)理4張子飛高級工程師神東公司副總經(jīng)理5伊茂盛高級工程師神東公司總工程師6趙永峰高級工程師神東公司副總工程師7馬茂盛高級工程師神東公司副總工程師8王繼生高級工程師神東公司副總工程師9雷亞軍高級工程師神東公司補連塔煤礦礦長10楊鵬高級工程師神東公司補連塔煤礦副礦長11羅文高級工程師神東公司補連塔煤礦總工程師12田銀素高級工程師神東公司補連塔煤礦生產(chǎn)辦主任目錄TOC\o"1-2"\h\z1課題研究的意義和內(nèi)容 51.1國內(nèi)外高產(chǎn)高效工作面技術(shù)概況 51.2研究1200萬t/a綜采工作面的意義 71.3主要研究的內(nèi)容 92補連塔煤礦開采現(xiàn)狀及條件 102.1井田境界及儲量 102.2煤層賦存特征 102.3礦井生產(chǎn)建設(shè)概況 1131200萬t/a綜采工作面基本參數(shù)的確定 153.1工作面長度的確定 153.2工作面推進長度的確定 153.3工作面開采高度的確定 153.4工作面年產(chǎn)量及年推進度 164淺埋煤層大采高巖層控制 184.1淺埋煤層頂板破斷運動規(guī)律分析 184.2采場支護結(jié)構(gòu)分析 194.3液壓支架工作阻力確定 215綜采工作面設(shè)備選型與配套 235.1采煤機選型 235.2液壓支架的選型 275.3三機的選型 315.4膠帶輸送機的選型 365.5乳化液泵站的選型 375.6工作面供電設(shè)備選型 395.7工作面設(shè)備總體配套 416采煤方法 436.1采煤方法選擇 436.2采區(qū)巷道布置 436.3回采工藝 476.4循環(huán)作業(yè)及勞動組織 477建設(shè)1200萬t/a綜采工作面其它相關(guān)技術(shù) 507.1工作面通過斷層頂板管理技術(shù) 507.2工作面回撤通道貫通時頂板管理技術(shù) 517.3工作面超前支架及超前支護技術(shù) 527.4預(yù)防片幫煤的措施 547.5預(yù)防支架傾倒的措施 5581200萬t/a綜采工作面技術(shù)經(jīng)濟分析 598.1技術(shù)經(jīng)濟效益的分析 598.2工作面技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo) 669結(jié)論 67摘要本報告是在充分調(diào)查分析國內(nèi)外綜采技術(shù)及裝備的基礎(chǔ)上,針對神東礦區(qū)煤層開采條件、目前神東礦區(qū)生產(chǎn)技術(shù)現(xiàn)狀和發(fā)展前景提出來的。旨在通過研究綜采工作面的先進生產(chǎn)技術(shù),進一步提高綜采工作面單產(chǎn),從而達到提高生產(chǎn)效率、經(jīng)濟效益及資源回收率的目的。報告對1200萬t/a綜采工作面基本參數(shù)、淺埋煤層大采高工作面巖層控制技術(shù)、綜采工作面設(shè)備選型與配套、綜采工作面回采工藝、巷道布置及支護以及生產(chǎn)過程中相關(guān)技術(shù)進行了初步研究和探討,對1200萬t/a綜采工作面技術(shù)經(jīng)濟效益作了初步分析。隨著補連塔煤礦2003-2004年2000萬t改擴建工程建設(shè)的實施,礦井各系統(tǒng)能力進一步增大,為1200萬t/a綜采工作面生產(chǎn)打下了良好的基礎(chǔ),提供了可靠的保障。研究分析結(jié)果表明:(1)目前國際上先進綜采設(shè)備生產(chǎn)能力可以滿足1200萬t/a綜采工作面的需要。(2)工作面長度300m,工作面推進長度6000m,工作面采高5.5m,采用“四、六”工作制,工作面日循環(huán)23刀,出煤量40441t/日,年產(chǎn)量約為1213萬t。(3)具有明顯的經(jīng)濟效益和社會效益。工作面長度300m、工作面推進長度6000m、工作面采高5.5m的高產(chǎn)綜采工作面,和目前工作面長度240m、工作面推進長度5000m、工作面采高4.5m的普通綜采工作面比較,工作面萬噸掘進率降低44.24%,每年巷道掘進費可節(jié)省資金648萬元;煤炭資源回收率較現(xiàn)有工作面提高22%,僅一個工作面可多出煤232.2萬t;工作面工效由518.5t/工提高到769.2/工,提高了48.35%;工作面主要費用噸煤成本降低9.7%,噸煤降低成本1.53元,年生產(chǎn)成本節(jié)約1836萬元;1報告研究的意義和內(nèi)容1.1國內(nèi)外高產(chǎn)高效工作面技術(shù)概況為考證國外高產(chǎn)高效大采高、長距離、自動化綜采工作面發(fā)展情況,神東公司組團考察了德國DSK公司AugusteVictoria煤礦435米長的綜采工作面,南非MATLA二礦6m大采高綜采工作面,澳大利亞NEWLANDS礦自動化綜采工作面的裝備水平配套能力、工藝選擇、勞動組織、安全管理、自動化程度、以及礦井系統(tǒng)能力的配套。通過對三礦的考察,反映出神東礦區(qū)設(shè)備配套的局限性、單一性,國外大采高、長距離、自動化綜采工作面的發(fā)展已經(jīng)超過了神東礦區(qū)的水平。國外高產(chǎn)高效綜采工作面長度達到435m,最大采高已達6m,綜采工作面實現(xiàn)了自動化控制在綜采設(shè)備方面,采煤機裝機功率超過2000kW,牽引速度平均為15-21m/min,生產(chǎn)能力達到75t/min。同時,采煤機均裝備了以微機為核心的電控系統(tǒng),采用先進的信息處理和傳感技術(shù),對采煤機的運行工況及各種技術(shù)參數(shù)、信息進行采集、處理、顯示、儲存和傳輸,通過編程對采煤機牽引速度進行自我調(diào)節(jié),對截割電動機的功率進行自我平衡,對機械故障進行自我查詢診斷。針對大采高綜采工作面,在煤機上設(shè)了防片幫液壓裝置,對司機進行保護,針對工作面煤層傾角,采煤機滑靴采用液壓可調(diào)式裝置,由電腦進行控制,以適應(yīng)綜采工作面橫縱向坡度要求。液壓支架工作阻力已達到10280kN,支撐高度達到6m,具備雙向自動順序和成組順序控制,支架支護強度高,工作阻力大,穩(wěn)定性好,大大減輕了工人的勞動強度,改善了生產(chǎn)條件。刮板運輸機長度已超過450m,通過改變運輸機溜槽結(jié)構(gòu)增大其使用壽命,鏈條技術(shù)取得了長足進步,運輸機采用CST驅(qū)動和離合保護系統(tǒng),裝機功率已達到3×1000kW,大幅度提高了輸送能力和設(shè)備的可靠性。工作面順槽采用長距離、大功率、大運量可伸縮膠帶輸送機,多點驅(qū)動長度可達600工作面電氣設(shè)備采用高電壓、大容量的組合式自動調(diào)節(jié)控制開關(guān),裝備功能齊全的工況參數(shù)監(jiān)控系統(tǒng),移動變電站容量已超過6000kVA。1.2研究1200萬t/a綜采工作面的意義根據(jù)神東公司的發(fā)展規(guī)劃,2005年全公司的生產(chǎn)能力將達到1億t,到2010年將達到1.4億t,2020年將達到2億t。神東公司建設(shè)高產(chǎn)高效礦井取得了重大突破,從根本上改變了煤炭行業(yè)低效率、低效益的局面,實現(xiàn)了由勞動密集型向資本密集型的轉(zhuǎn)變,千萬噸的礦井群初步形成,就神東公司的現(xiàn)狀和發(fā)展而言,還有很大的潛力可挖,要突破2億t產(chǎn)量,需要做大量的生產(chǎn)技術(shù)和裝備方面的研究,來提高生產(chǎn)水平,實現(xiàn)規(guī)模經(jīng)營。神東礦區(qū)開采條件優(yōu)越,地質(zhì)構(gòu)造簡單,特別適合于大規(guī)模開采,現(xiàn)在開采的補連塔煤礦2-2煤,上灣煤礦1-2煤、2-2煤,即將開采的大柳塔、活雞兔5-2煤以及西部礦區(qū)的煤層厚度均在6m以上,目前的裝備水平開采特厚煤層一次性采全高資源浪費嚴(yán)重,而且給礦區(qū)后期防滅火留下了潛在的隱患。以補連塔煤礦二盤區(qū)2-2煤32201綜采工作面為例,該工作面煤層平均厚度6.5m,工作面使用采高為5m的液壓支架,平均采高4.5m,工作面回采率僅為69.2%,如果使用6m采高的液壓支架,平均采高5.5m,工作面回采率可達到84.6%,僅32201工作面可多采出煤炭102萬t,如果補連塔新井田2-2煤全采用6m大采高支架回采,可多采出煤炭1.3億t。所以研究和發(fā)展大采高綜采工作面已經(jīng)迫在眉睫。上灣煤礦是神東礦區(qū)第一個使用5.5m大采高綜采設(shè)備的礦井,該工作面2003年10月份投產(chǎn),2004年1~9月份平均月產(chǎn)95萬t以上,已經(jīng)達到年產(chǎn)1000萬噸的水平,目前是神東礦區(qū)產(chǎn)量最大的綜采工作面,上灣煤礦采用5.5m大采高綜采設(shè)備的成功經(jīng)驗,除了和上灣煤礦強化管理有關(guān)外,還與合理的設(shè)備配套有很大的關(guān)系,由于采高的加大,設(shè)備功率的增加(采煤機功率1815KW,刮板運輸機功率3×700KW),實現(xiàn)了綜采工作面產(chǎn)量的大幅度提高。上灣煤礦5.5m大采高綜采工作面設(shè)備的成功使用,是神東礦區(qū)綜采設(shè)備向大采高邁進的一次重大突破,為今后神東礦區(qū)大采高綜采工作面的發(fā)展提供了有力的依據(jù)。研究大采高超長工作面的生產(chǎn)技術(shù)和裝備水平,來提高回收率以取得高效率、高效益、低成本的經(jīng)濟效果,對神東公司可持續(xù)發(fā)展具有重要的價值。另外根據(jù)國外同等條件礦井的大采高工作面情況來看,設(shè)備配套上采用世界先進的大采高綜采工作面設(shè)備,取得了非常好的經(jīng)濟效益。1200萬t/a綜采工作面生產(chǎn)技術(shù)代表了國內(nèi)外煤礦生產(chǎn)技術(shù)最新的發(fā)展方向,它是礦井系統(tǒng)能力配套、工作面工藝合理選擇、工序合理匹配、生產(chǎn)安全保障及科學(xué)管理等方面的綜合結(jié)果,是礦井綜合科技水平提高的具體體現(xiàn)。以工作面設(shè)備合理配套及工藝參數(shù)優(yōu)化為核心,將采場礦壓控制,巷道支護及礦井運輸?shù)认嚓P(guān)技術(shù)進行綜合配套研究,將有力地推動煤礦集約化生產(chǎn)技術(shù)發(fā)展,通過進一步提高工作面單產(chǎn),加快高產(chǎn)高效礦井建設(shè),以更低成本迎接市場挑戰(zhàn),在激烈的市場競爭中求生存、求發(fā)展。該報告的研究對神東礦區(qū)厚煤層的開采具有重要價值。1.3主要研究的內(nèi)容(1)1200萬t/a綜采工作面技術(shù)參數(shù)確定;(2)大采高綜采工作面采場的礦壓顯現(xiàn)特點:包括礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、頂板破斷運動規(guī)律、頂板破斷運動對支架的作用、支架對圍巖控制及支架工作阻力的確定;(3)1200萬t/a綜采工作面設(shè)備選型及配套;(4)1200萬t/a綜采工作面采煤方法;(5)1200萬t/a綜采工作面其它相關(guān)技術(shù);(6)1200萬t/a綜采工作面經(jīng)濟效益分析。2補連塔煤礦開采現(xiàn)狀及條件2.1井田境界及儲量1999年7月神東公司礦區(qū)總體規(guī)劃對補連塔井田范圍作了合理擴大。將原井田西界接壤的呼和烏素井田全部(76.84km2)、爾林兔井田一部分(16.8km2)以及原井田南界接壤的上灣煤礦一部分(2.4km2)劃歸為補連塔煤礦井田范圍。擴大后補連塔新井田南北走向長6.31—14.4km,東西傾斜長6—14km,面積130.9km表2—1補連塔礦井田主要煤層可采儲量表單位:億t煤層編號1-22-23-1合計原井田1.3214.3新井田46.5313.52.2煤層賦存特征補連塔井田地質(zhì)構(gòu)造簡單,無大的斷層和褶曲,煤層賦存條件優(yōu)越。主要可采煤層厚度大、傾角緩、層位穩(wěn)定、儲量豐富,煤層瓦斯含量低(0—0.19m3/t),礦井水文地質(zhì)條件簡單、涌水量?。?50m3/h左右),煤層埋藏淺、頂?shù)装遢^穩(wěn)定煤的燃點低(300℃井田內(nèi)含煤地層為中生界侏羅系中下統(tǒng)延安組(J1-2y),煤系地層總厚187.3m,含煤系數(shù)10%,共含有煤層14層,主要可采煤層為三層:1-2煤層平均厚度5.03m;2-2煤層平均厚度6.75井田地形總趨勢為北部高南部低,東部高西部低,平均海拔標(biāo)高+1170m—+1125m之間,最低點為白石頭溝。井田地表覆蓋第四系松散層,厚度5—50m,平均20m左右,并呈東厚西薄、北厚南薄變化。1-2煤層上覆基巖厚度10—180m,且從井田東部向井田西部逐漸增厚變化。1-2煤層與2-2煤層的層間距為36m,2-2煤層與3-1煤層層間距為30m。井田內(nèi)煤質(zhì)變化規(guī)律為:水平方向從東向西、從北向南煤質(zhì)逐漸變優(yōu),垂直方向從上到下煤質(zhì)逐漸變優(yōu)。補連塔礦井田主要采煤層煤質(zhì)指標(biāo)情況見表2—2。2.3礦井生產(chǎn)建設(shè)概況補連塔煤礦原設(shè)計生產(chǎn)能力300萬t/a,1997年10月16日建成投產(chǎn)。1998年礦井進行了技術(shù)改造,現(xiàn)礦井實際生產(chǎn)能力1000萬t/a,2003-2004年又對礦井系統(tǒng)能力進一步改造,改造后礦井系統(tǒng)生產(chǎn)能力可達2000萬t。2.3.1井下生產(chǎn)建設(shè)情況(1)井田開拓方式補連塔煤礦經(jīng)礦井技術(shù)改造后,構(gòu)成了平硐—斜井開拓方式。表2—2補連塔礦井田主要煤層煤質(zhì)指標(biāo)情況煤層項目1-22-23-1水分(Mad)7.70%6.91%6.95%灰分(Ad)8.67%7.11%5.97%含硫量(Std)0.68%0.31%0.39%發(fā)熱量(Qb,daf)28.66MJ/kg29.45MJ/kg30.60MJ/kg6853.84kcard/kg7042.76kcard/kg7317.77kcard/kg揮發(fā)分(Vdaf)32.61%36.44%35.68%發(fā)熱量(Qnet,d)27.99MJ/kg28.20MJ/kg29.62MJ/kg6693.61kcard/kg6743.83kcard/kg7083.41kcard/kg氧化鈣(Cao)21.13%31.59%16.64%煤灰熔融性(℃)1090—14901080—15001090—1420軟化溫度(ST)129012901258熔點(℃)290302297焦油產(chǎn)率(Tar,d)5.17.58.6礦井劃分兩個開采水平:2-2煤層及以上為上煤組,劃為第一水平。2-1煤層以下為下煤組,劃為第二水平。大巷采用分煤層盤區(qū)布置方式,主要巷道均為煤層巷道,一水平采用聯(lián)合布置。附:補連塔煤礦新井田開拓系統(tǒng)圖(2)工作面開采情況補連塔煤礦從1997年投產(chǎn)以來,首采工作面為2211綜采工作面,工作面布置在1-2煤層二采區(qū),采用走向長壁開采。其余已采的五個工作面31301、31302、31303、31304、31305均布置在1-2煤層三采區(qū),采用傾斜長壁布置方式;2-2煤二盤區(qū)布置六個工作面,全部為走向長壁布置方式。2.3.2主要生產(chǎn)系統(tǒng)(1)運輸系統(tǒng)礦井主要運輸方式采用膠帶輸送機運輸,舊主井系統(tǒng)現(xiàn)已改造,其運輸能力增大到2500t/h;新主井系統(tǒng)已經(jīng)于2004年5月份正式投入使用,其運輸能力為3500t/h,年通過能力增大為2000萬t以上。輔助運輸方式采用無軌膠輪車運輸,輔助運輸能力滿足綜采工作面大型設(shè)備運輸要求。2004年年底鐵路的運輸、裝車能力將達到2000萬t/a。(2)礦井通風(fēng)能力改擴建后,礦井采用中央抽出式通風(fēng)系統(tǒng)。南進風(fēng)井、南回風(fēng)井全部改為回風(fēng)井,主扇更換為型號FBCDZNO38/800*2的對旋軸流式風(fēng)機,電機功率為2×800KW,葉片角為9°時,風(fēng)量16800m3/min。葉片角為11°時,風(fēng)量可達19200m3/min。礦井通風(fēng)能力(3)供電系統(tǒng)礦井有兩路雙回路供電系統(tǒng),其中一路供電電源雙回路取自大柳塔110kVA區(qū)域變電站的35kV母線。供給工業(yè)廣場35kV變電站,變電站內(nèi)設(shè)有三臺8000kVA變壓器。另一雙回路電源取自松定霍洛110kV區(qū)域變電站供給南風(fēng)井35kV變電站,內(nèi)設(shè)有2臺5000kVA變壓器。工業(yè)廣場35kV變電站與南風(fēng)井35kV變電站之間以185mm2礦井井下生產(chǎn)采區(qū)供電方式采用地面35kV箱式移動變電站,直接向井下6kV供電。采區(qū)變電所直接將6kV供給綜采工作面和連采工作面的移動變電站。(4)地面洗選廠建設(shè)情況補連塔礦洗選廠原設(shè)計能力400萬t/a,2001年達到600萬t/a。2002年2月,經(jīng)過原煤旁路直通系統(tǒng)的改造,實際能力達到1500萬t/a,2004年2000萬t工程洗選廠擴建后過煤能力可達2000萬t/a。31200萬t/a綜采工作面基本參數(shù)的確定3.1工作面長度的確定工作面長度的確定受有多種因素的影響,它與煤層賦存條件、設(shè)備能力和工作面技術(shù)管理水平有關(guān)。針對補連塔礦的具體條件,結(jié)合國內(nèi)外現(xiàn)狀,為了實現(xiàn)工作面年產(chǎn)1200萬t,確定工作面長度為300m。3.2工作面推進長度的確定根據(jù)礦井具體條件、設(shè)備的型式和目前本礦井開采技術(shù)水平,考慮到巷道的掘進、維護、通風(fēng)、運輸、供電等問題,在對工作面自燃發(fā)火采取相應(yīng)技術(shù)措施后,結(jié)合設(shè)備大修周期,工作面推進長度取6000m3.3工作面開采高度的確定工作面開采高度的增大,可以相應(yīng)提高工作面的產(chǎn)量和回采率,工作面采高確定除應(yīng)滿足工作面通風(fēng)、設(shè)備、材料、人員的運送和工作面搬遷要求外,還應(yīng)考慮設(shè)備可靠性和圍巖的穩(wěn)定性。采高越大,煤壁越易發(fā)生片幫,對頂板穩(wěn)定性要求越高。綜合考慮煤層賦存狀況和引進國外配套綜采設(shè)備,確定工作面采高5.5m。3.4工作面年產(chǎn)量及年推進度(1)工作面日推進度按工作面日產(chǎn)40000t計算,工作面日進度為:S=,m式中:S—工作面日進度,m;Q—工作面日產(chǎn)量,40000t;L—工作面長度,30m—采高,5.5r—煤體容重,1.29t/m3;所以S==18.79,m工作面循環(huán)進尺為0.85mn==22.1,取n=23工作面日推進度為19m。(2)工作面日產(chǎn)量Qg=S×h1×Lg×r,t/d式中:Qg—工作面日產(chǎn)量,t/d;S—工作面日進度,19m;h1—采煤機割煤高度,5.5mLg—工作面長度,30r—煤體容重,1.29t/m3;則:Qg=19×5.5×300×1.29=40441.5,t/d(3)工作面月產(chǎn)量、年產(chǎn)量及年推進度工作面月工作日數(shù)按25d計,則工作面月產(chǎn)量為1011037t,年產(chǎn)量為1213萬t。月進度為475m,年推進度為5700m。4淺埋煤層大采高巖層控制4.1淺埋煤層頂板破斷運動規(guī)律分析4.1在淺埋煤層條件下,老頂穩(wěn)定運動階段與一般開采條件下老頂懸露后的離層運動不同,如只有一層(層組)堅硬巖層組成的老定時,老頂巖層之上的泥巖層、風(fēng)化層、松散層隨著老頂變形運動而作為較重的載荷層而運動,而不是離層運動,表現(xiàn)為重載荷作用的整體下沉運動。在有兩層(組)老頂?shù)臈l件下,下位老頂可能產(chǎn)生離層運動,但第二層老頂受上覆重載荷的作用下整體下沉,這樣它又作為載荷層作用于第一組老頂之上,形成第一組老頂?shù)恼w下沉。老頂破壞發(fā)展階段類似一般開采條件下的破壞發(fā)展情況,其破斷線位于煤壁內(nèi)部。當(dāng)工作面推至極限垮落步距時,在上覆重載荷的作用下,以剪切破斷為主。當(dāng)無主動支護或主動支護小時,在煤壁線附近發(fā)生切落,當(dāng)主動支護達到一定值時,在支架上方產(chǎn)生拉斷裂隙,在重載荷的作用下,在架后二次切落,可稱為剪切后運動。淺埋煤層由于覆蓋層的作用,形成不成穩(wěn)定的砌體結(jié)構(gòu),只能形成暫時的平衡結(jié)構(gòu),失穩(wěn)運動表現(xiàn)為基巖全厚度整體臺階切落,這是淺埋煤層礦壓顯現(xiàn)強烈的主要原因,切落后的沉陷運動過程對采場礦顯現(xiàn)及支架—圍巖相互作用關(guān)系有重要的影響。需要指出的是,基巖全厚度切落并不等于全厚度整體沉陷。從礦壓觀測表明基巖在沉陷過程中巖層間自下而上有一個滯后的過程,成為阻滯運動。4.2采場支護結(jié)構(gòu)分析開采后上覆巖層形成“大結(jié)構(gòu)”,而采場支護是包含于其中的小結(jié)構(gòu),支架的受力大小及其在回采工作面的分布規(guī)律不僅與支架性能有關(guān),而且與圍巖性質(zhì)有關(guān),及支架與圍巖形成的整體特征有關(guān),下面就從“支架—圍巖”相互作用的機理來分析大采高淺埋煤層工作面采場的支護結(jié)構(gòu)。4.2補連塔煤礦的開采實踐表明,老頂初次來壓并不強烈,工作面液壓支架只有中部部分支架安全閥開啟,支架工作狀態(tài)良好,對頂板能有效控制。但是在工作面充分采動之后工作面礦山壓力明顯增大,每一次的周期來壓有50%的支架阻力超過額定工作阻力,特別是大周期來壓時支架急劇增阻,從30#—110#支架安全閥開啟,頂板下沉速度快,下沉量較大,最大可達500mm,說明支架承受了相當(dāng)大的頂板作用力。4.2在“支架—圍巖”關(guān)系中,圍巖賦存的地質(zhì)和力學(xué)特征是矛盾的主要方面,一定的賦存條件和開采條件,采場的圍巖破壞是給定的,但是在破壞給定的條件下,選擇合理的支護手段和參數(shù)則可能控制破斷巖層的運動,以至于控制部分破壞過程。下面就結(jié)合補連塔煤礦的實際情況分析如下:(1)ZY6000—2.5/5.0液壓支架使用情況31301工作面于1999年元月份投產(chǎn),可采儲量360萬t,本工作面使用北京煤機廠ZY6000—2.5/5.0型液壓支架和JOY公司的采煤機、刮板機、轉(zhuǎn)載機以及國外配套的電氣設(shè)備。隨著采高的增大、礦山壓力的增加,出現(xiàn)了支架大腳和掩護梁損壞事故,嚴(yán)重影響了工作面的生產(chǎn)能力。支架的大腳和掩護梁開焊斷裂的原因除與支架的設(shè)計、工藝、材質(zhì)等有關(guān)外,很重要的原因是與支護強度小有關(guān)。補連塔煤礦31301工作面支架初撐力為5048kN,工作阻力為6000kN,工作面初次來壓后,工作面壓力明顯增大,即使非周期來壓期間,仍有部分安全閥開啟,在大周期來壓時,40—120#支架安全閥普遍卸載,中部煤壁片幫嚴(yán)重,深度達1m,活柱下沉量大,最大為700mm,支架基本是在恒阻特性下工作,說明支架工作阻力偏小,不能有效控制頂板的破斷運動。(2)DBT8600—2.4/5.0液壓支架使用情況31303工作面使用DBT8600—2.4/5.0大采高液壓支架,初撐力為5873.8KN,工作阻力為8638KN,該支架在回采過程中存在一定程度的傾倒問題,但對生產(chǎn)沒有大的影響,由于支架選型合理,能有效地控制頂板的破斷運動,目前該支架采出煤量已達到2000萬t。4.3液壓支架工作阻力確定分析三盤區(qū)的綜合柱狀圖,已知老頂有兩組關(guān)鍵層,其厚度分別為:、,基巖容重為,上下兩組關(guān)鍵層的載荷厚度分別為10m、30.43m,小周期來壓步距為10-13.5m,平均12.5m;大周期來壓步距為35m左右。將來設(shè)計采高為6m;支架寬度為1.75m;控頂距為4.05m;直接頂厚度;兩柱掩護支架支護效率;支架控制小周期來壓的工作阻力,按“臺階巖梁”當(dāng)小周期來壓時,下位關(guān)鍵層破壞運動,其關(guān)鍵層的最大回轉(zhuǎn)角度為:。取巖石碎脹系數(shù),經(jīng)計算。根據(jù)補連塔煤礦礦體開采條件,取沙質(zhì)泥巖載荷層參數(shù),則。則載荷傳遞系數(shù):。周期來壓期間取,求得。將相關(guān)參數(shù)代入(4—20)可得控制小周期來壓時的支護阻力為:。當(dāng)上部關(guān)鍵層破斷運動時,滑落失穩(wěn)時表現(xiàn)為大周期來壓,對下位巖層有一定的傳遞作用,其作用力為則:取傳遞系數(shù),求得。將代入(4—19)式,求得控制大周期來壓的最小工作阻力為:取支護效率0.95,所以合理的工作阻力為:,kN所以支架的理想阻力為11000kN。5綜采工作面設(shè)備選型與配套綜采工作面成套設(shè)備主要由液壓支架、采煤機、刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、破碎機、膠帶輸送機及工作面供電、供液設(shè)備等組成,這些設(shè)備的正確選型及合理配套,是充分發(fā)揮設(shè)備生產(chǎn)效能,達到高產(chǎn)高效的前提。設(shè)備選型著重考慮設(shè)備的生產(chǎn)能力、主要技術(shù)指標(biāo)、適應(yīng)性、可靠性、安全性、經(jīng)濟性、配套性等因素。5.1采煤機選型5.1影響采煤機選型的主要因素包括煤層的力學(xué)特性、煤層厚度和傾角、工作面生產(chǎn)能力等,因此采煤機選型以采煤機對工作面地質(zhì)條件的適應(yīng)性,以及采煤機的實際生產(chǎn)能力作為主要考慮因素,同時兼顧設(shè)備的配套性、經(jīng)濟性與可靠性。主要選型原則:(1)采煤機的生產(chǎn)能力大于工作面設(shè)計生產(chǎn)能力。(2)主要技術(shù)性能滿足工作面頂?shù)装鍘r層特性和煤層的力學(xué)特性。(3)整機大修周期的過煤量應(yīng)大于工作面的可采儲量。(4)采煤機與液壓支架、刮板輸送機之間必須具備良好的配套關(guān)系,這主要指采煤機的滾筒截深、機面高度、臥底量、牽引方式等技術(shù)指標(biāo),以及采煤機與刮板輸送機之間的過煤空間,采煤機與工作面兩端頭設(shè)備的配套性等。5.1.2(1)采煤機牽引速度確定根據(jù)計算結(jié)果,1200萬t/a工作面日循環(huán)數(shù)n為23,采用“四六制”作業(yè)方式,即三個班出煤,一個班準(zhǔn)備、檢修,采煤機每個循環(huán)的平均作業(yè)時間為:t=3×T×60/n=3×6×60/23=46.96,min式中:T—每個采煤班工作時間,h;t—采煤機每個循環(huán)的作業(yè)時間,h。采煤機截煤時的平均牽引速度按下式計算:V=(L+2L1)/(t-t1)=(300+2×50)/(46.96-5)=9.53,m/min式中:L—工作面長度,m;L1—采煤機及斜切進刀長度,m;t1—輔助工作時間,取5min;V—采煤機牽引速度度,m。(2)采煤機生產(chǎn)能力計算采煤機正常開機割煤時的理論生產(chǎn)率估算公式如下:Q=60HBVρC,t/h式中:Q—采煤機理論生產(chǎn)率,t/h;H—工作面煤層平均采高,取5.5m;B—采煤機滾筒截深,取0.85mV—采煤機截煤時的平均牽引速度,m/min;ρ—煤的實體密度,取1.29t/m3;Q=60×5.5×0.85×9.53×1.29=3448,t/h(3)裝機功率采煤機裝機功率可以采用比能法進行計算。P=QHw,kW式中:P—裝機功率,kW;Q—采煤機的理論生產(chǎn)率,3448t/h;Hw—采煤機單位能耗,kW.h/t。以補連塔礦所用JOY公司生產(chǎn)的6LS采煤機為例估算Hw。6LS采煤機裝機功率為P=1500kW,采高H=4.5m,牽引速度V=8m/min,小時生產(chǎn)能力Q=60×4.5×0.85×8×1.29=2368,t/h。Hw=P/Q=1500/2368=0.6,kW.h/t由此計算得:P=QHw=3448×0.6=2069kW因此,選用的采煤機裝機功率應(yīng)不小于2000kW。(4)牽引力神東礦區(qū)煤質(zhì)硬度普氏系數(shù)達到f=3左右,且韌性較大,工作面傾角一般在0—3°。目前所用的采煤機自重75t左右,牽引功率達到2×70kW,牽引力達到600kN以上,平均割煤牽引速度8m/min。多年的生產(chǎn)實踐表明在神東礦區(qū)生產(chǎn)條件下,這些技術(shù)參數(shù)匹配合理,對1200萬t/a工作面采煤機牽引力的選取有相當(dāng)大的對比參考價值。實現(xiàn)1200萬t/a生產(chǎn)能力時,采煤機平均割煤牽引速度應(yīng)達到9.53m/min以上。因此,采煤機牽引功率應(yīng)達到2×11(5)滾筒直徑雙滾筒采煤機的滾筒直徑以大于工作面最大采高的0.5倍為宜。補連塔煤礦綜采工作面配套支架最大高度為6m,工作面最大采高必須控制在5.8m以下,所以雙滾筒采煤機的滾筒直徑大于2.9m即可滿足使用要求。根據(jù)采煤機滾筒直徑系列,取滾筒直徑D=2.9根據(jù)上述分析計算,生產(chǎn)能力為1200萬t/a的綜采工作面,配套采煤機主要性能和技術(shù)參數(shù)應(yīng)滿足以下要求:①采煤機的生產(chǎn)能力大于3448t/h;②采煤機允許的平均截割牽引速度大于9.53m/min;③采煤機應(yīng)優(yōu)先選用865mm④采煤機的裝機功率不低于2000kW;⑤采煤機牽引功率2×110kW以上,牽引力800kN以上;⑥滾筒直徑2.9m。目前世界上幾個先進的采煤機生產(chǎn)廠家的產(chǎn)品能達到以上生產(chǎn)能力及技術(shù)要求,根據(jù)我礦區(qū)目前使用情況,選用EickhoffSL500系列型采煤機比較理想,而且該型采煤機在南非MATLA二礦6m大采高綜采工作面也得到成功使用。EickhoffSL500型采煤機技術(shù)參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表。表5—4。5.2液壓支架的選型5.2.1液壓支架選型原則補連塔煤礦1200萬t/a綜采工作面配套液壓支架的選型主要應(yīng)考慮以下幾方面:(1)支架架型結(jié)構(gòu)與工作面煤層賦存條件相適應(yīng);(2)液壓支架對頂板的支護強度與神東煤田大采高綜采工作面頂板破斷運動規(guī)律相適應(yīng);(3)支架的支撐高度與工作面采高相適應(yīng);(4)支架電液控制系統(tǒng)的技術(shù)性能(主要指跟機移架循環(huán)周期)與工作面高速推進的生產(chǎn)技術(shù)條件相適應(yīng);(5)支架的可靠性(主要指實際大修周期和實際使用壽命)必須與高產(chǎn)高效工作面的生產(chǎn)要求相適應(yīng);(6)支架運輸尺寸、搬運方式及支架自重與礦井輔助運輸條件相適應(yīng);(7)支架通風(fēng)斷面與工作面通風(fēng)要求相適應(yīng)。5.2.2液壓支架性能及參數(shù)的確定液壓支架結(jié)構(gòu)型式的確定根據(jù)補連塔煤礦1-2煤層的礦壓特點和近年來引進支架的使用情況,1200萬t/a綜采工作面配套液壓支架結(jié)構(gòu)型式宜選用兩柱掩護式。(2)液壓支架主要技術(shù)參數(shù)確定①支架額定工作阻力和初撐力根據(jù)對綜采面液壓支架工作阻力的計算,中心距為1.75m,控頂距約為4.05m的支架的工作阻力為11000kN,支護強度約為1.4MPa。初撐力可按下式確定:P0=(60%—80%)P,kN式中:P0—液壓支架額定初撐力,kN;P—液壓支架額定工作阻力,kN。綜采面支架的初撐力可以根據(jù)上面公式推薦的60%—80%范圍,以礦區(qū)正在使用的液壓支架的初撐力做參考,采用對比法選定。神東礦區(qū)目前在用的四種液壓支架的工作阻力與初撐力對比情況見表5—1。表5—1神東礦區(qū)在用液壓支架初撐力參數(shù)表支架型號工作阻力(kN)初撐力(kN)比值(%)JOY76250/2.2/4.37625506366.4JOY8670/2.4/5.086706056.670DBT7432/2.2/4.5KD74325053.868DBT8638/2.4/5.0KD86385873.868從表5—1可以看出,神東礦區(qū)目前使用的四種液壓支架的設(shè)計初撐力約占其額定工作阻力的66%—73%。這些支架已經(jīng)在神東礦區(qū)應(yīng)用多年,對工作面頂板維護效果良好。因此,補連塔煤礦綜采面支架的設(shè)計初撐力可參考選定為支架額定工作阻力的70%—75%左右。所以,初撐力P0=70%P=70%×11000=7700kN。(3)支架移架循環(huán)周期液壓支架的跟機移架速度必須滿足采煤機割煤時的平均牽引速度,即不得低于9.53m/min。液壓支架一個降架—移架—升架循環(huán)的周期t可以采用下式計算:t≤60A/V=60×1.75/9.53=11.02s式中:v—采煤機平均截割牽引速度,9.53m/min;A—支架中心距,1.(4)支架推移步距液壓支架的有效推移步距應(yīng)與采煤機的截深相配套,采煤機選型計算推薦采用865mm截深的滾筒,因此對應(yīng)液壓支架的有效推移步距應(yīng)為(5)大修周期與壽命依據(jù)神東公司引進綜(連)設(shè)備壽命及大修期表,液壓支架大修產(chǎn)量為1200—1400萬t。故此選用引進液壓支架在大修周期內(nèi)可以滿足工作面1200萬t出煤量。(6)底座對工作面底板的比壓支架底座對工作面底板的比壓以礦區(qū)在用的液壓支架的底座比壓作參考,采用類比法選定。選定情況見表5—2。表5—2神東礦區(qū)液壓支架底座比壓對比支架型號工作阻力kN最大比壓MPa平均比壓MPaWS1.767153.72.0JOY7625/2.2/4.376255.972.12JOY8670/2.4/5.086705.462.49從表5—2可以看出,神東礦區(qū)目前在用液壓支架的平均比壓為2.0—2.5MPa。這些支架已經(jīng)在神東礦區(qū)應(yīng)用多年,配合提底座機構(gòu)的應(yīng)用,支架底座對工作面底板條件的適應(yīng)情況良好。因此,補連塔綜采面支架的平均底座比壓可參考選定為小于2.5MPa。大采高支架在全球已經(jīng)廣泛使用,目前裝備5.5-6m支架的工作面就有8個綜采工作面,其中德國Lazy礦、南非Matla礦裝備了6m大采高支架,南非MATLA二礦開采石炭二疊系煤層,主采煤層厚度6.5m,埋藏深度116m,屬于淺埋煤層,開采技術(shù)條件類似神東礦區(qū)。液壓支架工作阻力為10556KN,完全能控制頂板,支架使用非常成功。神東公司開采實踐表明,本區(qū)礦山壓力較大,由于淺埋深薄基巖厚松散層的特點,有時頂板破斷運動表現(xiàn)為整體巖柱切落。需要足夠的支撐力來控制頂板,經(jīng)理論計算中心距為1.75米的支架,采高5.5-5.8米,最理想的工作阻力為11000KN。目前DBT公司制造的6m支架完全可以滿足。但是采高增大后可能會產(chǎn)生較嚴(yán)重的片幫問題,可以通過改變液壓支架的護幫機構(gòu)來解決,為解決液壓支架的傾倒問題以及調(diào)面困難問題,在設(shè)備底座上配備底調(diào)油缸。Matla礦使用的液壓支架為兩節(jié)護幫板。另外,采煤機采煤機也采取了相應(yīng)的防片幫措施。端頭支架建議國產(chǎn)化,選用支撐高度為5m、頂梁可以伸縮的四柱支撐掩護式支架。根據(jù)上述分析計算,生產(chǎn)能力為1200萬t/a的綜采工作面,配套液壓支架的主要性能和技術(shù)參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表表5—4。5.3三機選型5.3.1綜采工作面三機的選型主要從設(shè)備配套性,對工作面地質(zhì)條件的適應(yīng)性,安全可靠性和經(jīng)濟性等方面。(1)刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、破碎機的運輸能力都應(yīng)大于采煤機的生產(chǎn)能力,一般取1.2倍;(2)工作面刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、破碎機大修期的過煤量應(yīng)大于工作面回采煤量;(3)刮板輸送機應(yīng)滿足與采煤機、液壓支架的配套要求;(4)轉(zhuǎn)載機要與可伸縮膠帶輸送機相配套;(5)刮板輸送機的鋪設(shè)長度滿足工作面長度要求。5.3.2三機參數(shù)及性能的確定(1)刮板輸送機技術(shù)參數(shù)確定①輸送能力按照采煤機割煤時的平均落煤能力確定工作面刮板輸送機輸送能力。通常考慮到工作面輸送條件較差,工作面輸送機的實際運輸能力應(yīng)為平均落煤能力的1.2倍,所以刮板輸送機應(yīng)具備的輸送能力為Qg=Q×1.2=3448×1.2=4138,t/h式中:Q—采煤機的理論生產(chǎn)率。②刮板輸送機的鋪設(shè)長度刮板輸送機的鋪設(shè)長度應(yīng)達到工作面長度,約為308m,其精確長度詳細配套設(shè)計時確定。③刮板輸送機功率刮板輸送機的重段和空段運行阻力可按下式計算Wzh=9.8(qω+q0ω0)Lcosβ±9.8(qω+q0ω0)Lsinβ,NWk=9.8q0ω0Lμcosβsinβ,N式中:Wzh—重段運行阻力,N;Wk—空段運行阻力,N;q—工作槽內(nèi)單位長度上的負荷質(zhì)量,kg/m;q=Qg/3.6/v=4000÷(3.6×1.58)=703,kg/mQg—刮板輸送機的輸送能力,4000t/h;v—鏈速,1.58m/sω—煤在溜槽中的運行阻力系數(shù),0.4;q0—刮板鏈單位長度的質(zhì)量,q0=160kg/mω0—刮板鏈在溜槽中的運行阻力系數(shù),取0.2;β—煤層傾角,補連塔煤層傾角為0—3°,取β=0°;L—刮板輸送機的鋪設(shè)長度,按308m計算;±—向上運輸用“+”號,向下運輸用“-”號。由此得出:Wzh=9.8×(703×0.4+160×0.2)×300=920808,NWk=9.8×160×0.2×308=96589,NB、刮板輸送機功率計算刮板輸送機總的運行阻力為:W0=1.1×1.12(920808+96589)=1253433,N式中:W0—刮板鏈的牽引力,N;ωf—刮板輸送機溜槽彎曲段的附加阻力系數(shù),取1.12。刮板輸送機的裝機功率為:Nmax=W0×V÷η÷1000,kWNmax=1253433×1.58÷0.85÷1000=2330,kW式中:η—傳動裝置的效率,取0.85。③刮板輸送機的壽命估計根據(jù)以上計算可選擇DBT公司生產(chǎn)的PF6/1142*2058mm型刮板輸送機,大修期過煤量可采用以下類比的方法確定。目前神東公司所用DBT公司生產(chǎn)的刮板機的輸送能力為2500t/h時,實際大修期過煤量為900-1100萬t,由于新選用的DBT公司生產(chǎn)的PF6/1142*2058mm型刮板輸送機輸送能力為4000t/h,相應(yīng)大修期過煤量應(yīng)按比例增大,其設(shè)備大修期可按比例估算為:大修期過煤量=4000/2500×900=1440,萬tPF6/1142*2058mm型刮板輸送機主要技術(shù)參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表。表5—4。通過實際考察情況,PF6較我們現(xiàn)在使用的PF4在設(shè)計和制造工藝方面做了很多優(yōu)化和改進,主要表現(xiàn)在以下幾個方面:1、溜槽由過去的重載鑄鋼槽結(jié)構(gòu)改為組裝槽結(jié)構(gòu)(目前JOY公司采用鑄鋼槽),實現(xiàn)了基本槽和頂部通過槽的分離,頂部通過槽中板和側(cè)板采用抗磨材料制造,實現(xiàn)了磨損和加載區(qū)域分離,鍛造和滾軋部配合最優(yōu)化,鋼槽焊接裝配全自動化,所有焊接部分都不在磨損地方,可以通過更換頂部通過槽加大溜槽磨損壽命(頂部槽和基本槽的磨損比為3:1)。2、溜槽側(cè)板由原來的梯形輪廓改為圓形輪廓,增加了接觸面積,降低了配合壓力,減少了側(cè)板的磨損,延長了使用壽命。3、鏈條采用48*144/160mm,設(shè)計較48*152/152設(shè)計更合理,使鏈輪和鏈條嚙合實現(xiàn)了最佳配合,延長了鏈輪和鏈條的使用壽命,鏈條是由DBT設(shè)計,由德國兩個單獨得廠家生產(chǎn)。4、機頭、機尾驅(qū)動架也作了改進,增加了強度能承受2*1200KW的驅(qū)動。運輸能力可以增加到5000t/h。5、CST驅(qū)動系統(tǒng)。同步軟啟動可以始終提供最大的轉(zhuǎn)矩;實現(xiàn)過載保護,無斷鏈現(xiàn)象,使鏈條損失降到最低;精確分配負荷、實現(xiàn)最小的能量消耗,運輸機無過熱現(xiàn)象,延長使用壽命。6、刮板機選型生產(chǎn)能力增大到4000t/h,這在一定程度上增加了設(shè)備的可靠性,減少維護量,降低設(shè)備的維修費用,增加設(shè)備的使用壽命。7、設(shè)備配套時工作面運輸機溜槽高度在1.4m左右,既可以防止片幫煤進入電纜槽,也可以防止片幫煤落在支架大腳前,避免移架時擠壞電纜影響生產(chǎn),更主要的可以保證安全。通過考察和理論分析,認為PF6刮板機是保證長距離工作面較好的運輸機,是滿足1200t/a綜采設(shè)備配套理想的刮板運輸機。(2)轉(zhuǎn)載機、破碎機技術(shù)參數(shù)及性能確定轉(zhuǎn)載機、破碎機的選型主要考慮其生產(chǎn)能力及三機的配套性。因此,可選擇與DBT刮板機相配套的PF6/1532轉(zhuǎn)載機和SB0916U破碎機。考慮大塊煤的影響,可采用兩級破碎的方式,因此,需選用兩臺SB0916U破碎機,第一級破碎機的過煤高度初步定為1500—600mm,第二級破碎機的過煤高度初步定為600—300mm。轉(zhuǎn)載機、破碎機的主要參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表。表5—4。配套時的注意事項:從神東礦區(qū)目前設(shè)備配套情況看,由于該區(qū)煤層完整性好,工作面大塊煤增加了刮板機的運行阻力,所以刮板機功率選型應(yīng)考慮偏大一些,轉(zhuǎn)載機的能力應(yīng)該比刮板機能力大,這樣大大減少大塊煤堵塞和刮板機、轉(zhuǎn)載機壓死現(xiàn)象。目前,神東公司由于轉(zhuǎn)載破碎機能力小,大塊煤影響比較嚴(yán)重,所以在設(shè)備配套時應(yīng)考慮。5.4膠帶輸送機的選型5.4.1膠帶輸送機的選型的原則(1)膠帶輸送機的輸送能力應(yīng)大于或等于工作面刮板輸送機的輸送能力;(2)膠帶輸送機的機尾部要與轉(zhuǎn)載機的配套尺寸相適應(yīng);(3)膠帶輸送機的輸送長度要根據(jù)運輸巷道的長度、坡度、以及輸送機功率等因素綜合考慮。5.4.2膠帶機的參數(shù)確定根據(jù)設(shè)備能力配套原則,帶式輸送機的運輸能力應(yīng)為采煤機的1.2倍,所以,帶式輸送機的輸送能力為4000t/h。在工作面基本參數(shù)的初步確定中,工作面的推進長度定為6000m,根據(jù)可選擇的帶式輸送機的技術(shù)參數(shù)和補連塔使用經(jīng)驗,宜選用兩部3000m長的帶式輸送機或一部6000m兩點驅(qū)動的帶式輸送機。帶式輸送機技術(shù)參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表表5—4。5.5乳化液泵站的選型5.5.1泵站及相關(guān)電器設(shè)備的選型原則乳化液泵站的選型原則可以歸納為以下方面:(1)泵站的輸出壓力應(yīng)滿足液壓支架初撐力的要求;(2)泵站的輸出流量應(yīng)滿足液壓支架移架速度的要求;(3)乳化液箱的容積應(yīng)滿足多臺泵同時工作的需要;(4)泵站應(yīng)配備機電液一體化的檢測系統(tǒng),以實時檢測系統(tǒng)的輸出流量、輸出壓力,乳化液箱的液位和溫度、泵站運行狀態(tài),并可預(yù)警,保護人員和設(shè)備的安全。5.5.2乳化液泵站的參數(shù)計算(1)泵站額定流量滿足移架速度要求的系統(tǒng)供液量為:Qb=10-4VKb(n1s1F1+n1s1F2+n2s2F3)/L,L/min式中:Qb—系統(tǒng)供液量,L/min;V—采煤機截煤時的牽引速度,9.53m/min;Kb—考慮系統(tǒng)漏液和其他千斤頂同時動作時的修正系數(shù),Kb=2.0;n1—移架時升、降的立柱數(shù),取2;S1—移架時立柱的升、降高度,取50mS2—移架步距,取865mmF1、F2、F3—分別為立柱活塞腔、活塞桿腔及推移千斤頂移架時腔內(nèi)的有效作用面積,cm2。F1=1256.6,cm2F2=181.4,cm2F3=213.8,cm2L—支架寬度,1.75m;n2—工作面同時移架的支架數(shù)。將數(shù)據(jù)代(5—1)式得:Qb=10-4×9.53×2(2×50×1256.6+2×50×181.4+1×850×213.8)/1.75=355,L/min根據(jù)以上計算,并參考目前補連塔礦和榆家梁礦在用的乳化液泵站,選用兩臺英國RMI(雷波)公司生產(chǎn)的S350型泵站并聯(lián),即可滿足要求,從可靠性考慮,應(yīng)再備用同型號的S350型泵站一臺。(2)泵站壓力所選液壓支架的技術(shù)參數(shù)表明,當(dāng)泵站壓力為31.5MPa時,支架的初撐力為7879kN,大于所需的初撐力7700kN,因此,乳化液泵站額定壓力31.5MPa。(3)泵站功率泵站電機功率為:N=PbQb/61.2/ηb=31.5×350/61.2/0.92=196,kW式中:N—泵站電機功率,kW;ηb—泵的效率,取0.92;Pb —泵站額定壓力,31.5Mpa;Qb—泵站額定流量,350L/min。根據(jù)以上計算設(shè)備情況,選用RMI雷波公司生產(chǎn)的S350型乳化液泵站即可滿足要求。該泵站主要技術(shù)參數(shù)見綜采工作面設(shè)備一覽表。表5—4。5.6工作面供電設(shè)備選型5.6.1工作面用電量計算工作面用電負荷統(tǒng)計見表5—3。表5—3工作面用電負荷統(tǒng)計表設(shè)備名稱型號臺數(shù)電壓等級kV裝機功率kW備注采煤機EickhoffSL50013.32140刮板輸送機PF6—1342*2058mm13.31000×3轉(zhuǎn)載機PF6/153211.14500破碎機ImpactrollcrusherSB0916U21.14500乳化液泵站S35131.14260×3備用一臺噴霧泵站S25021.14150×2備用一臺5.6.2工作面移動變電站及饋電開關(guān)選型(1)采煤機及刮板機、轉(zhuǎn)載機、破碎機用組合式變電站選擇采煤機、刮板機、轉(zhuǎn)載機總負荷為5640kW,所需變壓器容量:S=KxΣPe/cosφpj=0.8×5640/0.75=6016,kVA選擇變壓器容量SBS=6500KVA>SBJ,滿足要求。變電站組合控制中心設(shè)在移動變電站低壓端的同時有3300V、1140V二次抽頭,其中3300V低壓端電氣出口有7路,每個出口接觸器額定電流320A,短路關(guān)斷電流2560A,用以控制采煤機及刮板機。1140V低壓端電氣出口有8路,每個出口接觸器額定電流320A,短路關(guān)斷電流2400A,用以控制轉(zhuǎn)載機。(2)破碎機、泵站移動變電站選擇破碎機、泵站總負荷為2080kW,所需變壓器容量:SBJ=KxΣPe/cosφpj=0.8×2080/0.75=2219,kVA選擇變壓器容量SBS=2500kVA>SBJ,滿足要求。(3)泵站控制開關(guān)選擇乳化液泵站額定功率為260kW,額定電流170A;噴霧泵額定功率150kW,額定電流98A。選擇8SK組合開關(guān),其每一個驅(qū)動器的額定電流Ie=400A,所控電動機最大功率350kW,Ie>170A,Ie>98A,所選開關(guān)滿足要求。根據(jù)計算結(jié)果,選用Ampcontrol公司生產(chǎn)的6500kVA移動變電站一臺,國產(chǎn)KBSGZY/2500kVA6/1.14kV移動變電站一臺,8SK組合開關(guān)一套。附:補連塔煤礦1200萬噸綜采工作面設(shè)備布置圖5.7工作面設(shè)備總體配套5.7.1設(shè)備配套小結(jié)(1)目前國際上先進綜采設(shè)備生產(chǎn)能力可滿足1200萬t/h綜采工作面的需要;(2)工作面三機及液壓支架大修期的過煤量均超過了1200萬t/h;(3)采煤機主要部件大修期的過煤量,可以滿足1200萬t/h工作面的要求;因采煤機部分件不能滿1200萬t/h工作面的要求,在完成一個工作面的開采過程中需要更換滾筒、搖臂、牽引機構(gòu)等部件;(4)采高增大后可能會產(chǎn)生較嚴(yán)重的片幫問題,因此,液壓支架的護幫機構(gòu)應(yīng)特殊考慮(可以增加兩節(jié)護幫板),采煤機也應(yīng)采取相應(yīng)的防片幫措施。5.7.2綜采工作面設(shè)備主要技術(shù)參數(shù)根據(jù)設(shè)備選型計算,綜采工作面設(shè)備主要技術(shù)參數(shù)表5—4。
表5—42-2煤層1200萬噸綜采工作面設(shè)備技術(shù)參數(shù)序號設(shè)備名稱型號技術(shù)參數(shù)數(shù)量1DBT液壓支架2leg-shield支撐高度:2.7—6.0m支架寬度:1.75m,工作阻力:2×5170kN推移步距:865控制方式:PM4電液控制系統(tǒng)。1762工作面刮板運輸機PF6/1342*2058mm輸送量:4000t/h鏈速:1.58m/s電機功率:機頭2×1000kW,機尾1000kW,額定電壓:3300V溜槽外寬13溜槽長度1.75m13轉(zhuǎn)載機PF6/1532輸送量:4000t/h鏈速:2.07m/s電機功率:500kW額定電壓:1140V總長度:27m總重量:72t14破碎機SB0916U破碎機破碎能力:4000t/h過煤高度:(Ⅰ)1500—600mm(Ⅱ)600—300mm規(guī)格(長×寬×高):3000×3130×1556mm電機功率:500kW電壓:1140V25采煤機EickhoffSL500采高:3.5—5.8m滾筒直徑:2.9m截深:0.85m,裝機功率:2140KW牽引速度:30m/min最大牽引力:90t截割功率:2×850kW泵電機功率:40Kw破碎機功率:200kW,額定電壓:3300V總重量:>124t16乳化液泵站S351電機功率:260KW額定電壓:1140V額定壓力:31.5MPa額定流量:351L/min37噴霧泵站S250電機功率:150kW額定電壓:1140V額定壓力:14.3MPa額定流量25028變壓器及開關(guān)Ampcontrol10000/3300/11406500kVA1KBSGZY2500kVA6/1.14kV18SK額定電壓:1140V額定電流:400A19膠帶運輸機運量:4000t/h皮帶速度:4m/s電機功率:450KW×4電壓:1140V長度:2*3000m(6000m)帶寬:1.26采煤方法6.1采煤方法選擇為充分利用神東礦區(qū)煤炭資源的優(yōu)越條件,發(fā)揮機械的效能,提高工作面產(chǎn)量和勞動生產(chǎn)率,降低噸煤成本,根據(jù)神東礦區(qū)煤層賦存條件和開采技術(shù)條件,采煤方法選用長壁厚煤層一次采全高綜合機械化采煤方法。6.2采區(qū)巷道布置6.2.1采區(qū)巷道布置2000萬t改擴建后,2-2煤新主運和輔運大巷已經(jīng)完工,2005年開始掘進2-2煤三盤區(qū)集中主運、輔運和回風(fēng)巷,2-2煤通風(fēng)可以在1-2煤回風(fēng)大巷和2-2煤集中回風(fēng)巷之間施工一個回風(fēng)立眼形成通風(fēng)系統(tǒng),這樣可形成2-2煤層主要開拓系統(tǒng)。工作面沿傾斜方向推進,推進長度6000m6.2.2工作面回采巷道布置(1)巷道布置形式由于本礦為低瓦斯礦井,工作面巷道布置采用雙巷布置、雙巷掘進,工作面兩順槽均沿煤層布置,兩巷煤柱寬度為25m,雙巷掘進兩聯(lián)絡(luò)巷間距60m,工作面長度為3(2)區(qū)段煤柱寬度的確定通過研究和巷道支護實踐,形成了具有神東礦區(qū)特色的回采巷道支護理論與設(shè)計方法,給出了主要礦井主采煤層回采巷道的最優(yōu)錨桿支護方案與合理錨桿支護技術(shù)參數(shù);從而為補連塔巷道的斷面優(yōu)化和支護參數(shù)選擇提供了理論基礎(chǔ)。在進行大采高開采時,必須解決大斷面長服務(wù)期回采巷道的穩(wěn)定與維護等影響開采生產(chǎn)的關(guān)鍵問題,根據(jù)神東礦區(qū)所做礦壓理論分析以及近幾年回采經(jīng)驗,確定與補連塔井田煤層地質(zhì)條件相適應(yīng)的巷道布置方式與支護技術(shù)參數(shù)。根據(jù)補連塔開采的實踐經(jīng)驗和理論計算結(jié)果,確定工作面順槽煤柱寬度取25m。(3)巷道斷面及支護形式巷道斷面的確定:巷道斷面的設(shè)計主要考慮煤炭運輸、設(shè)備運輸、設(shè)備布置、通風(fēng)、管路布置等,工作面順槽還須考慮礦山壓力、圍巖性質(zhì)、回采時順槽頂板和工作面頂板的銜接。①工作面順槽高度的確定補連塔煤礦2-2煤煤層完整性好,煤層厚度在6m以上,根據(jù)回采經(jīng)驗只要掘進時留有1.0m以上的頂煤,完全可以保證工作面正?;夭桑Y(jié)合國外的經(jīng)驗,可以將順槽高度確定為4.2m,這樣工作面采高5.5m時,過渡段長度為14.9m,過渡段坡度為50,約9臺支架的長度,符合支架對頂板坡度的適應(yīng)性,并且盡可能減少煤炭的損失②工作面順槽寬度的確定設(shè)備配套技術(shù)參數(shù):運輸順槽皮帶中心線距工作面幫距離(C):2.0m;轉(zhuǎn)載機中心線距電機邊緣的距離(D):2.125m;皮帶中心線距皮帶架邊緣為(E):1m;機軌合一時皮帶邊緣距副幫允許寬度(F):3m;順槽專列和皮帶采用分列布置時所需運輸順槽寬度(M):M=C+D+h=2.0+2.125+1.2=5.325,m如果采用機軌合一布置時所需運輸順槽的寬度(M1):M1=C+E+F=2.0+1.0+3.0=6.0,m根據(jù)1-2煤層回采的經(jīng)驗,當(dāng)巷道寬度達到6m時,回采時不利于頂板的維護,而且增加巷道掘進費用和支護費用。所以工作面順槽專列和皮帶采用分列布置。運輸順槽寬度取5.0m,回風(fēng)順槽的寬度只要滿足設(shè)備運輸即可,根據(jù)支架搬運車的技術(shù)參數(shù),考慮一定的富余系數(shù),取回風(fēng)順槽寬度為5.0m。③巷道支護參數(shù)設(shè)計補連塔所掘進巷道以煤巷為主,且沿煤層底板掘進,留2m左右的頂煤,煤層完整性好、韌性高、節(jié)理裂隙不發(fā)育的特點。根據(jù)補連塔井田煤層巷道圍巖情況和巷道礦壓顯現(xiàn)以及神東其它骨干礦井的巷道支護經(jīng)驗,認為巷道以錨桿支護為主、錨網(wǎng)及錨索支護為輔的巷道支護形式是完全合理、經(jīng)濟可行的,確定如下支護形式與參數(shù)比較適合5m寬的巷道,即:①頂板完好情況下采用錨桿、錨索聯(lián)合支護形式A、錨桿支護:錨桿形式與規(guī)格:錨桿直徑Ф18mm,長度2.1m;錨固方式:樹脂加長錨固,鉆孔直徑28mm,錨固長度600mm;托板:與錨桿相配套的托板;錨桿角度:垂直頂板巖層;錨桿布置:錨桿排距1.2m,每排4根錨桿。B、錨索支護:錨索形式:錨索材料為Ф15.24mm的鋼絞線,長度6m,加長錨固,錨固長度為800mm;錨索布置:每排打2根錨索,間距2.5m,排距2.4m。②頂板破碎時采取錨網(wǎng)支護或錨網(wǎng)鋼帶支護形式
網(wǎng)片規(guī)格:10×1.2m,網(wǎng)孔40mm×40mm,8#鐵絲,鋼筋托梁:寬度100mm,長度4m,由Ф14mm的圓鋼焊接而成。6.3回采工藝綜采工作面的工藝過程為:采煤機破煤、裝煤→刮板輸送機運煤→液壓支架支護等工藝工程。(1)采煤機割煤采煤機采用德國引進SL500型大功率雙滾筒采煤機割煤完成工作面的破煤和裝煤兩道工序。采煤機入刀方式采用端頭斜切入刀方式。(2)移架工藝支架采用德國引進2leg-shield2.8/6.0型大采高兩柱掩護式液壓支架,支撐高度為2.8—6.0m,支護寬度為1.75m,移架步距為0.865m,配套PM4電液控制系統(tǒng),支護方式采用及時支護,移架方式采用順序移架。(3)推移刮板輸送機工作面刮板輸送機采用德國引進PF6/1342*2058mm大功率雙中心鏈可彎曲刮板輸送機完成工作面的鏟煤、運煤兩道工序。推移刮板輸送機在移架工序之后,滯后采煤機10—15m跟機進行,除斜切進刀段外,每次推步距0.865m,彎曲段長度不小于6.4循環(huán)作業(yè)及勞動組織(1)工作制度采用“四、六”工作制,即三班生產(chǎn),一班檢修。(2)循環(huán)作業(yè)工作面采用正規(guī)循環(huán)作業(yè),整個循環(huán)包括:割煤、移架、推溜等主要工序,循環(huán)推進度0.85m,每小班完成七個正規(guī)循環(huán)作業(yè),一個圓班(24h)完成23個正規(guī)循環(huán),進尺19(3)勞動組織以正規(guī)循環(huán)作業(yè)為基礎(chǔ),以采煤機的工作為中心,采用采煤機割煤時移架、放煤、拉溜追機作業(yè),設(shè)固定專人包機組檢修方式組織生產(chǎn)。根據(jù)補連塔礦職工素質(zhì)和技術(shù)熟練程度,隊管理人員和普通職工都兼職兼崗,隊內(nèi)取消材料員、辦事員,由值班人員兼職,工程質(zhì)量驗收、設(shè)備標(biāo)準(zhǔn)化檢查由跟班隊長兼職,普通員工一般可以兼職兩崗或三崗,崗位工兼職設(shè)備點檢,為綜采工作面減人增效創(chuàng)造了條件。
正常割煤時工作面共有作業(yè)人員4人,即采煤機司機2人,拉架工1人,推溜1人,另外控制臺電工1人,轉(zhuǎn)載機司機1人,刮板機司機1人,班長1人。
綜采工作面采用“四六制”作業(yè)方式,即三個班出煤,一個班準(zhǔn)備、檢修,專列設(shè)備的前移在準(zhǔn)備班完成,(每5—7d拉一次移變,拉移變需要時間2h左右);采用靜態(tài)檢修和動態(tài)點檢相結(jié)合的方式來完成設(shè)備檢修,工作面勞動組織表見表6—3。表6—3工作面勞動組織表班次工種出煤一班出煤二班檢修班出煤三班合計采煤機司機22228支架工22329三機司機22329電工11316泵站工00101超前維護11班長11114隊長、書記00001副隊長11114工程師00002小計9915942合計包括輪休人員按1.17的系數(shù)考慮497建設(shè)1200萬t/a綜采工作面其它相關(guān)技術(shù)7.1工作面通過斷層頂板管理技術(shù)神東礦區(qū)補連塔井田盡管地質(zhì)條件簡單,由于順槽長度可達6000m,工作面出現(xiàn)斷層在所難免,在1-2煤回采過程中,曾出現(xiàn)過一個最大落差為5.04m的大斷層,若搬家倒面,既影響出煤時間,又需花費大量的搬家倒面費用。通過分析斷層附近頂?shù)装鍘r性,巖石硬度f<3.39,而且斷層附近頂?shù)装鍘r石裂隙發(fā)育,采用采煤機強行截割的辦法強推硬過。過斷層時沿下盤底板推進,揭露上盤時挑上盤的巖石頂板,然后工作面以50坡臥底俯斜推進,一直到工作面徹底進入斷層上盤底板為止。借鑒工作面過斷層的經(jīng)驗,在采煤過程中應(yīng)采取以下措施:(1)根據(jù)斷層落差和斷層面傾角及方位的大小,工作面在采至距斷層前方一定距離處,調(diào)整工作面采高,以減小工作面過斷層時上覆頂板礦壓對工作面的影響。當(dāng)工作面推進到斷層面附近時,在斷層影響范圍內(nèi)降低采高;(2)根據(jù)煤層和斷層的幾何關(guān)系及設(shè)備性能,過斷層時工作面沿50的傾斜方向推進尋找斷層另一盤,同時逐步挑頂和臥底。當(dāng)巖石硬度較大時,可采用放炮方法挑頂,使支架按選定的坡度逐步通過斷層。由于斷層帶的頂板比較破碎,應(yīng)盡量帶壓移架,減少由于支架反復(fù)支撐對上覆頂板的松動和破壞;(3)工作面過斷層時,當(dāng)巖石硬度系數(shù)f<3.5時,可采用先放震動炮、預(yù)成裂隙然后煤機截割的辦法,但應(yīng)減小采煤機牽引速度;當(dāng)巖石硬度f>3.5大于時,則要用打眼放炮的方法預(yù)先挑頂;(4)斷層挑頂要打淺眼、少裝藥、放小炮,打眼時要選擇好炮眼的位置和角度,防止發(fā)生人身安全事故及崩壞液壓支架等設(shè)備;(5)大塊矸石必須在工作面提前放炮處理掉,矸石粒度應(yīng)小于300mm;(6)當(dāng)工作面煤層遇斷層煤層厚度大于2.9m時,采煤機滾筒先將煤割掉,然后再將煤層周圍的巖石放炮處理;(7)加快推進速度,爭取盡快工作面推過斷層,因此要求檢修班加大動、靜態(tài)檢修力度,確保設(shè)備連續(xù)正常運轉(zhuǎn)。(8)工作面過斷層時應(yīng)注意斷層水的突出,一定要“有疑必探,先探后采”。7.2工作面回撤通道貫通時頂板管理技術(shù)神東礦區(qū)綜采工作面的設(shè)備特點是體積大、噸位重,工作面搬家已成為影響工作面產(chǎn)量和效益的重要因素。故此,采用專門布置回撤通道、利用膠輪車輔助運輸?shù)姆椒?,實現(xiàn)快綜采工作面速搬家倒面。(1)回撤通道支護形式:采用金屬網(wǎng)、工字梁、單體支柱、垛式支架的聯(lián)合支護形式,通道鋪雙層金屬網(wǎng),每臺支架挑工字梁兩根,單體支護為一梁五柱,通道中間每4m架設(shè)一臺垛式支架,底板為砼底板。(2)貫通前的工作面頂板管理:在工作面貫通前20m將采高降低至3.6m,以減小工作面壓力。在回采過程中,支架工升架必須達到初撐力,保證割平頂?shù)装?。如果工作面有夾矸時,可根據(jù)回撤通道內(nèi)夾矸距頂?shù)装宓木嚯x,每隔10m作一個標(biāo)記點,然后在工作面擋煤板上對應(yīng)位置將各點標(biāo)好。(3)貫通前的工作面防止漏矸、串矸技術(shù)。工作面距采通20m時,就應(yīng)嚴(yán)格按照通道內(nèi)各點巷道高度和夾矸距頂?shù)装宓木嚯x割煤,同時采煤機司機要熟悉各點頂?shù)装寮皧A矸位置情況。(4)如果沒有夾矸時,可在回撤通道內(nèi)沿巷道底板每隔60m開掘一條探巷,斷面為2×2m,長為10m(5)貫通前地測站在回撤通道內(nèi)每隔10m測量一個底板標(biāo)高點,然后在工作面貫通前20m開始在工作面對應(yīng)位置進行測量,采煤機司機依據(jù)測量結(jié)果調(diào)整工作面頂?shù)装?,保證工作面貫通時和通道頂?shù)装逑嗥?。通過采取上述壓力和頂?shù)装蹇刂频募夹g(shù)措施,可以為工作面支架順利、快速回撤創(chuàng)造良好的條件。7.3工作面超前支架及超前支護技術(shù)工作面兩順槽均為矩形斷面,兩順槽斷面尺寸高4.2m,寬5.0m,兩幫為裸煤壁,兩順槽頂板為錨桿、錨索聯(lián)合支護,錨桿間距1.0×1.2m此外,由于采高的增大,工作面超前壓力較大,片幫較為嚴(yán)重,工作面超前10m范圍內(nèi)行人、回柱危險性較大,工人勞動強度高,根據(jù)補連塔礦綜采工作面使用超前支架的成功經(jīng)驗,在兩順槽仍采用超前支架,具體參數(shù)見表7—1、7—2表7—1運輸順槽超前支架技術(shù)特征表序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)1支架重量20t7支護尺寸長×寬=8.2×32支架形式四柱支撐式支架8工作阻力400t3立柱直徑Φ220mm9工作壓力31.5MPa4操作方式遠方手動操作10推移步距1表7—2回風(fēng)順槽超前支架技術(shù)特征表序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)序號技術(shù)特征技術(shù)參數(shù)1支架重量15t(兩臺)7支護尺寸長×寬=6.0×3.8m2支架形式四柱支撐式支架8工作阻力300t3立柱直徑Φ220mm9工作壓力31.5MPa4操作方式遠方手動操作10推移步距1000mm運輸順槽超前支架安裝在轉(zhuǎn)載機旋轉(zhuǎn)槽上面,與轉(zhuǎn)載機互為支點進行前移;回順超前支架設(shè)兩臺,兩臺支架互為支點前移,兩個推拉油缸調(diào)節(jié)支架的方向,操作方式采用遠方片閥控制。運輸順槽超前支架的操作由刮板機司機兼職操作,刮板輸送機機頭每推移一次,就將超前支架前移一個步距?;仨槼爸Ъ苡砂嚅L操作,刮板機尾每推移一次,就將超前支架前移一個步距。通過在補連塔煤礦現(xiàn)場使用獲得了成功,超前支架的使用具有以下優(yōu)點:(1)取消了超前單體支柱;(2)減少了兩順槽超前維護工;(3)避免了端頭維護工的安全事故;(4)避免了順槽超前10米段的冒頂事故。7.4預(yù)防片幫煤的措施隨著綜采工作面采高的加大,工作面長度的增加,工作面礦山壓力也將增大,在回采過程中工作面煤壁片幫比較嚴(yán)重。片幫煤的增加,必將增加工作面輸送機煤流的不均勻性,當(dāng)采煤機將近行走到機尾時,輸送機負荷接近滿載,這時如果有片幫煤的影響,再加上大塊煤在輸送機的卡阻作用,必將導(dǎo)致工作面輸送機過載,一旦發(fā)生輸送機過載,由于工作面比較長,再次開啟輸送機需要很長時間,嚴(yán)重影響工作面生產(chǎn)能力。根據(jù)回采經(jīng)驗,過載一次至少影響10min。為實現(xiàn)高產(chǎn)高效,在回采工藝過程中必須采取以下措施:(1)為了有效地防止工作面片幫,當(dāng)采煤機割煤后,支架滯后采煤機前滾筒5m及時支護,同時將支架護幫板伸出去(護幫板長度2.125m);采煤機割煤時,距采煤機前方9m處將支架護幫板提前收回;如果支架PM4和采煤機聯(lián)動功能配套成功,可以實現(xiàn)支架護幫板的自動伸收。(2)采煤機司機在割煤過程中要控制好采煤機速度,尤其到機尾時要自動減慢采煤機速度。(3)設(shè)備配套應(yīng)增加采煤機和輸送機聯(lián)鎖功能,當(dāng)片幫嚴(yán)重工作面輸送機過載時,采煤機提前斷電,以避免輸送機過載。(4)拉架后要及時升架并保證達到初撐力,避免由頂板壓力導(dǎo)致工作面片幫。(5)工作面輸送機不得在重載下停機,尤其是采煤機快到機尾時,避免因工作面片幫壓死輸送機。7.5預(yù)防支架傾倒的措施隨著工作面采高的加大,工作面壓力的增加,將出現(xiàn)支架傾倒的問題。因此,在回采過程中必須注意以下問題:(1)端頭附近支護狀態(tài)的影響工作面支架間的相互側(cè)向約束,對于保持支架的橫向穩(wěn)定性是具有重要作用。大采高工作面由于煤層巷道掘進和支護技術(shù)的原因,一般兩順槽高度低于工作面采高。這樣存在一個由工作面正常采高到兩順槽的過渡問題,這一過渡段對于大采高支架的失穩(wěn)有一定影響。兩順槽掘進高度4.2m,在工作面上、下端的過渡段、頂板不再平行,向順槽方向傾斜過渡,加之刮板運輸機機頭過渡段的影響,使底板不再平行,向工作面內(nèi)傾斜過渡,頂?shù)装鍨椤鞍恕弊中?,容易使支架沿傾向方向出現(xiàn)不正常的幾何狀態(tài),對支架橫向傾倒有一定的影響。增加端頭過渡段距離。保證頂板平穩(wěn)過渡,使支架沿傾斜方向盡量保持正常的幾何狀態(tài),減少偏載,保證端頭約束,增加支架穩(wěn)定性。根據(jù)支架頂梁寬度、支護寬度以采高與順槽的高差,經(jīng)計算確定最短過渡段長度為14.9m。(2)輸送機上、下竄動的影響支架通過其連接頭
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