程 駿,張嚴敬,榮和芳
(1.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部,北京100013;2.棗莊煤礦第二機械廠,山東棗莊277524;3.大同煤礦集團機電裝備制造有限公司山西大同037003)
目前,高工作阻力與高可靠性掩護式液壓支架日益普及,澳大利亞、南非等一些傳統(tǒng)上主要采用支撐掩護式液壓支架的國家也已開始改用掩護式支架[1]。在此背景下,陜煤集團決定在紅柳林煤礦5-2煤層采用7.2m大采高綜采成套設備,創(chuàng)建年產(chǎn)千萬噸級以上的大型礦井,以提高煤炭資源采出率和企業(yè)經(jīng)濟效益。
陜煤集團紅柳林煤礦5-2煤層頂板以細粒砂巖為主,局部為粉砂巖、中粒砂巖,厚度1.60~32.00m;底板以粉砂巖為主,細粒砂巖次之,厚度0.65~14.75m;煤層厚度3.15~9.30m,平均厚度6.87m,工作面斜長300m,走向長度3000m。
根據(jù)紅柳林煤礦的工程地質(zhì)條件,工作面采高為7.0m時所需支護強度為:
式中,r為頂板巖層容重,24kN/m3;h為煤層采高,取最大采高7.0m。
此方法確定的支架支護強度為1.344MPa。
工作面基本頂初次來壓步距為42m,可計算支架的支護強度下限為:
式中,Lf為基本頂初次來壓步距;hm為采高;N為直接頂充填系數(shù) (N=h/hm=9/7.0=1.286,h為直接頂厚度);Ck為備用系數(shù)。
此方法確定的支架支護強度為1.272MPa。
大量科學研究及現(xiàn)場實踐發(fā)現(xiàn):支架支護強度較小時,頂板的下沉量會隨著支護強度的增大而急劇減小;當支架支護強度達到一定值后,支護強度的增加對頂板下沉量的限制作用明顯減弱,即支架支護強度和頂板下沉量關(guān)系曲線中存在一個拐點,這個拐點就是支架的最合理支護強度。
根據(jù)礦井實際地質(zhì)情況建立數(shù)值計算模型,模型左、右兩邊約束其X方向位移,底邊約束其X,Y兩個方向的位移,頂面無約束。
支護強度與頂板下沉量曲線如圖1所示。由圖1可知,當支護強度為1.5~1.6MPa時,其頂板下沉量隨支護強度的增加而減少的程度明顯下降,易知支架的合理支護強度取1.5~1.6MPa。
圖1 支護強度與頂板下沉量曲線
考慮本工作面采高較大,工作面煤壁片幫、礦壓顯現(xiàn)程度等不確定因素較多,最終確定支架的支護強度為1.6MPa。
額定工作阻力F:F=PBcL/cosα
式中,P為綜采區(qū)工作面額定支護強度,MPa;Bc為控頂距,5.63m;L為支架中心距,m;α為立柱傾角,取7.9~9.2°。
由上述分析可知,支架的工作阻力應不低于:
根據(jù)計算結(jié)果并進行數(shù)字圓整,支架工作阻力確定為18800kN。結(jié)合支架運輸及調(diào)高幅度等要求,確定選用ZY18800/32.5/72D兩柱掩護式電液控制支架,主要技術(shù)參數(shù)見表1。
表1 ZY18800/32.5/72D中部支架的主要技術(shù)參數(shù)
工作面煤層開采高度已達到7m,受掘進設備及支護技術(shù)的限制,巷道高度為4.2m,工作面采高與巷道有2.8m高度差。常規(guī)工作面設備配套方式是從上、下兩巷道端頭液壓支架通過幾架甚至幾十架液壓支架逐漸過渡到工作面中部正常采高(過渡段相鄰支架高度差約為200mm),這種配套方式的缺點是無法回收工作面兩端的頂部三角煤。
為解決此問題,采用特殊端頭液壓支架從上下兩巷道高度直接大梯度過渡到工作面正常采高。以運輸巷為例 (見圖2):運輸巷道由端頭支架1支護;特殊端頭支架2的大側(cè)護板8與相鄰端頭支架1的側(cè)護板9相搭接,直接由巷道高度大梯度過渡到工作面采高,另一側(cè)護板與過渡支架3的側(cè)護板搭接,保證工作面的安全防護。這種大梯度過渡方式顯著減少了工作面上下兩端部過渡段頂部三角煤損失,改善了液壓支架受載狀態(tài),提高了煤炭采出率。以巷道高度4.2m,工作面煤層平均開采高度6.8m,煤壁凈寬300m,工作面走向長度3000m,煤的密度1.35t/m3計算,采用大梯度過渡采出率提高約3.23%,產(chǎn)量提高約0.25Mt。
圖2 運輸巷中部支架與端頭支架的大梯度過渡
特殊端頭支架2(見圖3)的特點:工作阻力和支護高度與中部支架相同;支架一側(cè)設有鉸接的側(cè)翻板,確保最低采高時大側(cè)護板不會干涉刮板輸送機機頭;工作面兩端大側(cè)護板對稱布置。
圖3 特殊端頭支架
SGZ1400/3×1500交叉?zhèn)刃妒焦伟遢斔蜋C共3臺驅(qū)動電機,其中2臺雙側(cè)平行布置,1臺在機頭垂直布置。端頭支架1和特殊端頭支架2的推移點距刮板輸送機中心線的距離為3850mm,而中部支架推移點距刮板輸送機中心線的距離為1120mm,由于機頭推移點滯后中部推移點2730mm,在中部支架和端頭支架之間布置2個過渡支架3和4,推移點距刮板輸送機中心線距離分別為2915mm,1985mm,通過調(diào)整頂梁長度或改變支架支護方式(見表2),防止拉架過程中因側(cè)護板脫離而咬架。過渡支架4與中部支架完全相同,只是采用滯后支護的方式 (滯后步距865mm)。
表2 支架頂梁長度及支護方式
大功率采煤機、刮板輸送機和7.2m大采高液壓支架于2011年6月安裝在紅柳林煤礦25202綜采工作面,使該工作面的年生產(chǎn)能力達到千萬噸以上[2],中部支架與端頭支架的大梯度過渡可使采出率提高約3.23%。
通過對陜煤集團紅柳林煤礦大采高液壓支架設計及配套研究,得出如下結(jié)論:
(1)當支護強度增加到1.5~1.6MPa時,頂板下沉量隨支護強度的增加而減少的程度明顯下降;
(2)特殊端頭液壓支架與端頭液壓支架大梯度過渡可提高資源采出率,改善液壓支架受力狀態(tài)。
(3)中部支架和端頭支架之間布置2個過渡支架,可防止拉架過程中因側(cè)護板脫離而出現(xiàn)咬架現(xiàn)象。
[1]張銀亮,趙 軍.國產(chǎn)大采高液壓支架的研究現(xiàn)狀與發(fā)展趨勢 [J].煤礦開采,2008,13(6):1-3.
[2]毛德兵.綜放支架支護強度與煤層采出厚度關(guān)系的研究 [J].煤炭科學技術(shù),2009(1):45-48.
[3]郝存義,段 軍.6m大采高綜采面支架合理支護強度確定[J].煤礦開采,2010,15(6):12-14,28.
[4]朱 軍.年產(chǎn)千萬噸綜采工作面液壓支架的研制 [J].煤礦開采,2011,16(3):98-100,88.
[5]王洪慶,喬巨忠.同煤集團同朔同盈2號煤層液壓支架選型[J]. 煤,2012(2):23-26.
[6]劉旭東,夏護國.7m大采高綜采設備選型配套與應用[J].礦山機械,2012(2):13-16.
[7]張立榮.某煤礦中厚煤層液壓支架設計選型[J].煤礦機械,2012(5):19-21.
[8]王啟佳,孫 維,劉中海.液壓支架支護強度的分析計算[J].煤礦機械,2012(7):8-9.