申秀頎張軍鵬潘黎明王東攀

(1.山西霍爾辛赫煤業(yè)有限責任公司,山西省長治市,046600; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013)

有限條件加長綜放工作面可行性研究

申秀頎1張軍鵬1潘黎明2王東攀2

(1.山西霍爾辛赫煤業(yè)有限責任公司,山西省長治市,046600; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013)

采用理論分析、實測分析、數(shù)值模擬、類比分析研究方法綜合確定了兩種型號液壓支架混合配套所能實現(xiàn)的工作面合理斜長,并從支架布置方式、設備尺寸配套、圍巖控制、通風風量、技術經(jīng)濟效益等方面對加長工作面進行了綜合分析。研究結果表明,加長工作面合理斜長為250 m;支架布置方式為支護強度大的支架位于工作面中部,而支護強度小的支架位于工作面兩端;在保持煤壁平直、刮板輸送機平直的條件下,應允許兩種支架前立柱柱窩有前后150 mm的錯距。若采用加長工作面后,應注重圍巖控制,且通風量保持為4056.9 m3/min,可節(jié)約成本3.97元/t,年增加效益1191萬元。

加長綜放工作面 有限條件 可行性分析 支護強度 通風量

近年來,各大礦區(qū)正在嘗試發(fā)展加長工作面或者超長工作面,以期達到大幅提高工作面生產(chǎn)能力、提高煤炭資源回收率、降低巷道掘進率、減少搬家倒面次數(shù),最終達到工作面增產(chǎn)增效降耗的目的。原有針對加長或者超長工作面的研究成果多集中于采用單一型號液壓支架進行的開采技術、礦壓規(guī)律、開采設備等方面,工作面斜長優(yōu)化也一般采用數(shù)學模型按照系統(tǒng)工程優(yōu)化的方法進行,很少有采用兩種型號液壓支架混合配套,并從支護強度、設備尺寸、圍巖控制、瓦斯通風等角度出發(fā)以合理實現(xiàn)工作面加長的研究成果。本文以霍爾辛赫煤礦3＃煤層綜放開采為例,采用現(xiàn)有的兩套綜放液壓支架及相應配套設備,研究有限條件下綜放工作面加長可行性。

1 工程概況

霍爾辛赫煤礦開采山西組3＃煤層,瓦斯含量為3.49～15.79 m3/t,平均6.87 m3/t,屬高瓦斯煤層,煤層厚4.49～7.17 m,平均厚5.65 m,傾角為0～10°,平均5°,頂板各巖層抗壓強度綜合確定的頂板巖石普氏硬度系數(shù)為3.61。3＃煤層綜放工作面斜長均為200 m,現(xiàn)有2套低位放頂煤液壓支架,分別為ZF6400/17/32(第一套設備)和ZF7200/18/35(第二套設備,下同),數(shù)量均為129架,過渡支架均為ZFG7200/20/34,數(shù)量均為7架,端頭支架均為ZFT12400/21/34,均為1組。配套采煤機均為西安煤機廠制造的MG300/700－WD型雙滾筒采煤機,前后配套的輸送機均為SGZ800刮板輸送機,中部槽寬均為800 mm,功率分別為750 k W和800 k W,同時配套SZZ960/ 375轉載機、PLM2200破碎機。

2 加長綜放面設備配置

在當前煤炭產(chǎn)能過剩、行業(yè)效益普遍下滑、新設備投資受限、現(xiàn)有單一型號支架數(shù)量無法滿足工作面加長的情況下,采取兩種型號液壓支架混合配套,成為了本礦順利實現(xiàn)工作面合理加長的一種重要技術途徑,且不違背《煤礦安全規(guī)程》。目前,國內類似條件礦井已有混合配套的先例,比如華能集團扎賚諾爾煤業(yè)公司靈泉煤礦和鄂爾多斯美日煤礦等。由于兩套基本支架結構形式一樣,而外形尺寸有差別,且ZF7200/18/35支護強度(0.90～0.92 MPa)較ZF6400/17/32支護強度(0.82～0.88 MPa)高,因此加長工作面設備配置擬以第二套綜放設備為基礎,補充一部分ZF6400/17/32液壓支架,且ZF6400/17/32支架配套原有刮板輸送機。

3 工作面合理斜長確定

工作面斜長與工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律有密切聯(lián)系。在工作面長度不大時,隨著工作面加長,其頂板來壓強度、覆巖破壞高度、支承壓力峰值及范圍等相應有所增大,而液壓支架支護強度必須與工作面礦壓顯現(xiàn)程度相適應,因此應從支護強度角度研究確定兩種液壓支架能夠適應的工作面最大及合理斜長。由于ZF6400/17/32支架支護強度較低,因此應重點分析此型支架所能夠適應的工作面斜長。下面將分別通過理論分析、實測分析、數(shù)值模擬、類比分析從支護強度角度進行相關研究。

3.1 理論分析

按照普式壓力拱理論,在一定跨度空間之上(工作面斜長)的頂板巖層將會發(fā)生拱形冒落,其高度既與跨度有關,又與巖石的普式硬度指數(shù)有關。由基巖厚度決定的適宜工作面斜長為:

支架支護強度與冒落帶高度的關系為:

由式(1)、(2)可得到保證工作面圍巖控制安全的工作面斜長為:

式中:q——支架支護強度,MPa;

L——工作面斜長,m;

γ——頂板基巖容重,取2.5×104N/m3;

f——頂板巖石的普氏硬度系數(shù),取3.61;

對于ZF7200/18/35支架,取q為0.90 MPa,確定保證工作面圍巖控制安全的工作面斜長不大于259.92 m,取260 m;對于ZF6400/17/32支架,取q為0.85 MPa,確定保證工作面圍巖控制安全的工作面斜長為不大于245.48 m,取245 m。提高支架額定工作阻力5%,支護強度達到0.90 MPa,工作面斜長可以增大到約260 m?？紤]一定的富裕系數(shù),確定支架混合配套工作面合理斜長為250 m。

3.2 實測分析

霍爾辛赫3301綜放工作面為已采工作面,斜長為200 m,埋深平均約為490 m,所采3＃煤層偽頂為0.28 m厚炭質泥巖、直接頂為2.42 m厚泥巖、基本頂為6.30 m厚細粒砂巖。工作面采用綜放開采,割煤高度為2.8 m,放煤高度為2.15 m,選用ZF7200/18/35型支架作為低位放頂煤支架。工作面礦壓實測表明,工作面正常推進期間,周期來壓步距平均約為10 m,來壓步距較小,有效避免了頂板大面積懸頂造成的巨大沖擊載荷,來壓動載系數(shù)約為1.57,來壓期間明顯區(qū)別于非來壓期間,來壓期間支架安全閥開啟較為頻繁,支架工作阻力約為6800 k N,小于支架額定工作阻力7200 k N,說明支架安全閥開啟壓力未達到額定安全閥開啟壓力,非來壓期間,支架工作阻力不大。工作面長期停采期間,支架安全閥開啟頻繁,幾乎一直處于開啟狀態(tài),此時支架工作阻力約為6800 k N,說明停采期間工作面頂板下沉量較大,礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,但工作面未發(fā)生壓架等安全事故。綜合分析表明,現(xiàn)有ZF7200/18/35支架在實際工作阻力只有6800 k N的條件下能夠適應斜長200 m工作面開采需要,且在長時間停采狀態(tài)保證了工作面安全生產(chǎn)。因而可以判定若本支架實際額定工作阻力達到7200 k N,其能適應的工作面斜長將能有一定的提升空間。

3.3 數(shù)值模擬

應用FLAC3D軟件針對霍爾辛赫3＃煤層不同斜長開采工作面頂板破壞狀況進行數(shù)值模擬研究,選擇合理工作面斜長。根據(jù)3＃煤層實際柱狀建立數(shù)值模擬模型,模型中包括3＃煤層及煤層頂?shù)装?其中未模擬的上部巖層采用等效載荷方式施加在模型頂部。整個模型4個立面均固定法向位移,底面同樣固定法向位移。分別對180 m、200 m、220 m、240 m、250 m、270 m、300 m不同斜長工作面開采后頂板的破壞情況進行了模擬分析。數(shù)值模擬表明,當工作面斜長為180 m、200 m、220 m、240 m、250 m、270 m、300 m時,頂板覆巖破壞高度分別為18.62 m、21.62 m、23.52 m、26.42 m、26.42 m、27.42 m、29.42 m,如圖1所示。當工作面斜長為250 m時,上覆巖層破壞高度增長幅度漸趨減小,礦壓顯現(xiàn)變化幅度降低,因此選取此時的工作面斜長較為合適,即工作面合理斜長為250 m。

圖1 不同工作面斜長時覆巖破壞高度

3.4 類比分析

通過比較類似加長工作面如興隆莊礦300 m長工作面、陽泉一礦240 m長工作面、潞安王莊礦270 m長工作面、潞安屯留礦260 m長工作面、常村礦248 m長工作面、三元煤業(yè)198 m長工作面使用支架型號分別為ZFS6800/18/35、ZF5600/ 1.7/3.0 H、ZZP4800－17/33F、ZF7000/19.5/38、ZFS7000/19.5/39、ZF5400/17/32,可類推霍爾辛赫3＃煤層若采用ZF7200/18/35液壓支架,工作面斜長可以布置到240～300 m,根據(jù)加長工作面開采地質條件與各工作面礦壓觀測分析結果對比,工作面斜長在260 m內時,巖層控制效果較好,因而確定采用ZF7200/18/35液壓支架時的工作面合理斜長為260 m;若采用ZF6400/17/32液壓支架,工作面斜長可達到240～300 m,至少240 m。

綜合上述4種分析結果,確定霍爾辛赫加長工作面合理斜長確定為250 m。

4 支架布置方式優(yōu)化

根據(jù)工作面支架壓力沿傾向分布特征,工作面中部礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,頂板壓力較大,工作面上下兩端頂板壓力較小。加長工作面支架布置方式應遵循支護強度與礦山壓力傾向分布相適應的原則。由此可將ZF7200/18/35及ZF6400/17/32支架分別布置在壓力較大的工作面中部區(qū)域與壓力較小的工作面兩端區(qū)域。對于斜長為250 m的工作面,共需要支架170架,其中端頭支架1架,過渡支架7架,基本支架162架,將129架ZF7200/18/35支架布置在工作面中部,將33架ZF6400/17/32支架平均布置在工作面中上部與中下部,支架布置如圖2所示。工作面擬采用現(xiàn)有端頭支架ZFT12400/21/34及現(xiàn)有過渡支架ZTG7600/20/34。

5 設備尺寸配套

兩種型號液壓支架應與采煤機、刮板輸送機等設備在空間尺寸上滿足相應配套關系。由于現(xiàn)有2套綜放設備的采煤機型號一致,液壓支架型號有差別,相應的2套刮板輸送機對應原配套液壓支架,故2套現(xiàn)有液壓支架與現(xiàn)有采煤機、對應原配套刮板輸送機等能夠實現(xiàn)較好的尺寸配套。

當基本液壓支架ZF7200/18/35與ZF6400/ 17/32與刮板輸送機SGZ800/800、SGZ800/750分別配套時,首先必須保證2套支架所在區(qū)域煤壁平直、刮板輸送機平直,在此情況下,2套支架各自所在區(qū)域煤壁與刮板輸送機溜槽中部的相應距離將相等,均為1727 mm。ZF7200/18/35與ZF6400/ 17/32支架的端面距分別為445 mm、475 mm,前梁長度分別為1670 mm、1580 mm,而前立柱柱窩與煤壁前梁端部的距離分別為2749.9 mm、2570 mm,由此可計算出ZF7200/18/35支架與ZF6400/17/32支架前立柱柱窩與刮板輸送機溜槽中部的距離分別為(2749.9＋445－1727)mm、(2570＋475－1727)mm,即1467.9 mm、1318 mm,由此可見,在保證煤壁與兩部刮板輸送機保持平直的狀態(tài)下,2套支架的前立柱柱窩要有一定的錯距,ZF7200/18/35支架較ZF6400/17/32支架滯后約150 mm,如圖3所示。所以,在工作面長度方向保持平直的條件下,應使支架ZF7200/ 18/35與ZF6400/17/32保持一定的錯距。

圖2 斜長250 m工作面支架布置平面圖

圖3 ZF6400/17/32支架與ZF7200/18/35結合處

6 加長綜放面圍巖綜合控制技術

工作面加長后,礦壓顯現(xiàn)強度將有所增大,可能引起煤壁片幫嚴重、超前支護難度增大等問題,因此需要制定必要的采場圍巖控制技術措施。

(1)改進超前支護。根據(jù)已有加長工作面支承壓力分布規(guī)律研究成果可知,工作面加長后,超前支承壓力及應力集中系數(shù)將增大,影響范圍增加,研究指出,當工作面斜長為240 m時較工作面斜長200 m時的應力集中系數(shù)增大約11.1%,應力影響范圍增大。當工作面斜長為250 m時,由于煤層埋深較深,考慮一定的富裕系數(shù),應力集中系數(shù)增大值取20%。由此加長工作面應增大超前支護強度及支護范圍,超前支護范圍可由目前的20 m增大至25 m。

(2)加強支架供液、管理及支架檢修。加長工作面條件下,建議采用雙進雙回供液系統(tǒng),對支架進行及時補液,保證支護質量;此外,應保證初撐力,支架前立柱初撐力不低于設計初撐力31.5 MPa的80%,即25.2 MPa。實測表明,當前3301工作面支架前立柱平均初撐力為18.6 MPa,后立柱初撐力為11.1 MPa,綜放工作面初撐力水平較低,不利于頂板支護質量。前后立柱受力嚴重不均,將可能使支架發(fā)生傾斜,不利于工作面安全。所以,應盡量減少支架前后立柱受力不均衡程度。

(3)保證并適度提高安全閥開啟壓力。目前ZF7200/18/35支架額定工作阻力水平實際只有6800 k N,低于額定工作阻力7200 k N,主要是因為安全閥開啟壓力不足額定安全閥開啟壓力造成的,本支架安全閥開啟壓力為36.68 MPa,在此情況下,支架沒有發(fā)揮其應有作用與能力,因此必須保證支架安全閥開啟壓力。此外,在考察支架ZF6400/17/32、ZF7200/18/35性能允許的基礎上,可適度增大安全閥額定開啟壓力,若將安全閥開啟壓力增大5%,則支架ZF7200/18/35與ZF6400/17/32支護強度將達到0.95～0.97 MPa、0.86～0.92 MPa,有利于適應加長工作面支護需要。

(4)實施初次來壓人工放頂。對于加長工作面,初期開采首采面時,周圍未受采動影響,且基本頂較厚較硬,因此需要對工作面頂板進行拉槽爆破,以減輕初次來壓對工作面的影響。

(5)來壓期間技術措施。應加快工作面推進速度,快速移架,控制放煤高度,盡量少放煤;保證護幫板對煤壁的支護作用,防止大量片幫事故的發(fā)生。

(6)煤壁片幫防治技術。3＃煤層硬度系數(shù)只有0.37～1,屬于軟煤,煤壁易片幫,應注重煤壁片幫防治,提高支架初撐力及支護工作阻力,加快工作面推進速度,必要情況下進行煤壁注漿加固。

(7)停采期間安全措施。停采期間支架受載較大,易于出現(xiàn)頂板事故,盡量避免工作面長時間停采;若工作面停采,則需在停采期間加強采場支護,如補打單體支柱等;減小支架控頂距,增大支護強度;保證供液,及時補液;加強煤壁支護;加強采場礦壓監(jiān)測,及時預測預報頂板來壓狀況。

7 加長綜放面通風量計算

工作面加長后,瓦斯涌出量將有所增大,應對工作面合理配風量進行重新計算。工作面一般采用“兩進兩回”的通風方式,運輸平巷和輔助進風巷進風,輔助回風巷和回風平巷回風。根據(jù)測定3301工作面煤體原始瓦斯含量為6.82 m3/t,煤體抽采后殘存瓦斯含量為2.39 m3/t,工作面產(chǎn)量8000 t/d,若工作面加長后產(chǎn)能將有所增加,按工作面產(chǎn)量9090 t/d計算。計算平均瓦斯絕對涌出量為:

式中:Q平均瓦斯——絕對瓦斯涌出量,m3/min;

q原始——煤體原始瓦斯含量,取6.82 m3/t;

q殘存——抽采后煤體殘存瓦斯含量,取2.39 m3/t;

Q日——產(chǎn)煤量,取9090 t/d;

T——每日時間總量,取1440 min/d。

將數(shù)據(jù)代入式(4)得到平均絕對瓦斯涌出量為25.96 m3/min。

(1)按工作面氣象條件計算風量。

式中:Q采——回采工作面需要風量,m3/min;

Q基本——回采工作面所需的基本風量,m3/ min;

L大——工作面最大控頂距,取5.590 m;

L小——工作面最小控頂距,取4.790 m;

H——工作面平均采高,取4.45 m;

V——工作面適宜風速,取1.0 m/s;

K采高——回采工作面采高調整系數(shù),取1.5;

K面長——回采工作面斜長調整系數(shù),取1.3;

K溫——回采工作面溫度調整系數(shù),取1.00。將數(shù)據(jù)代入式(5)得到工作面所需風量為2104.05 m3/min。

(2)按瓦斯涌出量計算風量。

式中:Q采——工作面實際需要風量,m3/min;

Q平均瓦斯——平均瓦斯絕對涌出量,取25.96 m3/min;

KCH4——工作面瓦斯涌出不均衡通風系數(shù),取1.20;

CCH4——工作面回風流中允許瓦斯?jié)舛?取0.8%。

將以上數(shù)據(jù)代入式(6)得到工作面實際所需風量為4056.9 m3/min

(3)按二氧化碳涌出量計算風量。

式中:Q采——工作面實際需要風量,m3/min;

QCO2——工作面回風巷風流中CO2平均絕對涌出量,取0.6 m3/min;

KCO2——工作面CO2涌出不均衡通風系數(shù),取1.6;

CCO2——工作面回風流中允許CO2濃度,取1.5%。

將數(shù)據(jù)代入式(7)得到工作面實際所需風量為64 m3/min。

(4)按工作面溫度計算風量。

式中:Q采——工作面實際需要風量,m3/min;

V采——回采工作面風速,經(jīng)測定溫度為12℃～18℃時,取1.0 m/s;

S采——回采工作面平均斷面積,m2;

L大——回采工作面最大控頂距,取5.590 m;

L小——回采工作面最小控頂距,取4.790 m;

H——工作面平均采高,取4.9 m;

K面——有效斷面系數(shù),取0.7。

將數(shù)據(jù)代入式(8)得到工作面實際所需風量為1079 m3/min。

(5)按人數(shù)計算實際需風量。

式中:Q采——工作面實際需要風量,m3/min;

N——交接班時的最多人數(shù),取66人(包括安檢工、瓦檢工、跟班干部)。

將數(shù)據(jù)代入式(9)得到工作面實際所需風量為264 m3/min。

(6)按后通風眼允許最低風速計算實際需風量。

式中:Q風眼——后通風眼最小風量,m3/min;

Vfj——巷道內最小風速,按最低允許最小風速計算取0.25 m/s;

Sfj——巷道斷面積,取11.78 m2。

將數(shù)據(jù)代入式(10)得到通風眼實際需風量為176.7 m3/min。

上述前5項風量計算中的最大值即是工作面所需風量,為4056.9 m3/min?？傦L量為工作面風量與后通風眼風量的總和為4233.6 m3/min,采用總風量進行風速驗算。按照以往經(jīng)驗進行風量分配,進風側風量配比為1∶1.5,回風側風量配比為1∶2。通過對工作面、工作面運輸巷、回風巷、輔助進風巷、輔助回風巷風速的驗算表明,風速均處于0.25～4 m/s內,滿足《煤礦安全規(guī)程》要求。由此確定,加長工作面所需風量為4056.9 m3/min (不包括后通風眼風量),較原有斜長200 m工作面風量3845.3 m3/min有所增大。

8 加長工作面技術經(jīng)濟分析

加長工作面大幅提高了工作面單產(chǎn),合理集中了生產(chǎn);降低了區(qū)段煤柱損失,提高了采區(qū)資源回收率;降低巷道掘進率,減少礦井巷道掘進工程量,緩解采掘接替緊張局面;減少礦井采區(qū)工作面?zhèn)€數(shù),降低工作面搬家倒面次數(shù)。

加長綜放工作面經(jīng)濟效益計算以本礦即將開采的走向長度792 m的3210工作面為例,將現(xiàn)設計工作面斜長250 m與原設計工作面斜長200 m的經(jīng)濟效益進行對比分析。

(1)掘進費用。加長綜放面綜掘噸煤成本為10.57元/t,而普通綜放面綜掘成本為12.68元/t,故布置超長綜放面比普通綜放面噸煤降低2.11元/t,按照礦井產(chǎn)量3 Mt/a計算,年可節(jié)約成本633萬元。

(2)回采費用。包括材料費用、設備檢修費。超長綜放面比普通綜放面每年節(jié)約坑木噸煤成本0.10元/t。

(3)搬家倒面費用。采用加長綜放面比普通綜放面每年減少搬家倒面0.64次,年節(jié)約192萬元,噸煤成本降低0.64元/t。

(4)資源效益。采用加長工作面減少區(qū)段煤柱與端頭放煤損失,共多采原煤131.79 kt,增加產(chǎn)值3953.7萬元,實現(xiàn)利潤790.74萬元(按煤價300元/t售價,60元/t利潤計算)。按礦井3 Mt/a產(chǎn)能計算,煤炭回收可實現(xiàn)利潤336.96萬元/a。

綜合上述4項,以礦井產(chǎn)量3 Mt/a計算,采用超長綜放面比普通綜放面可增加經(jīng)濟效益1191萬元/a。

9 結論

(1)通過采用兩套支架ZF7200/18/35與ZF6400/17/32混合配套所能滿足的工作面合理斜長為250 m。

(2)加長工作面綜放支架布置方式為, ZF7200/18/35綜放支架布置在工作面中部(129架),ZF6400/17/32綜放支架(33架)平均布置在工作面兩端。

(3)加長工作面應允許支架ZF7200/18/35與ZF6400/17/32前后錯距約150 mm。

(4)工作面加長后,應采取增大超前支護強度及范圍、加強支架供液及管理、加強支架檢修、保證并適度提高安全閥開啟壓力、實施初次來壓人工放頂、來壓期間加快工作面推進速度減少放煤高度、加強煤壁片幫防治、停采期間注意加強支護減少控制距等圍巖綜合技術措施,保障工作面安全高效開采。

(5)工作面加長后,瓦斯涌出量增大,加長工作面所需風量為4056.9 m3/min,大于原有斜長200 m工作面風量3845.3 m3/min。

(6)加長工作面,具有良好的經(jīng)濟技術效益,噸煤成本可降低3.97元/t,年增加效益1191萬元。

[1] 郭金剛.超長綜放工作面關鍵技術與實施效果[J].中國煤炭,2002(2)

[2] 邢平偉,宋選民,付玉平等.神東大采高超長工作面礦壓顯現(xiàn)強度預測研究[J].中國煤炭,2009(8)

[3] 王振軍,張忠溫.年產(chǎn)千萬噸300 m長綜放工作面開采技術[J].煤炭科學技術,2014(3)

[4] 王慶雄,鞠金峰.450 m超長綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究[J].煤炭科學技術,2014(3)

[5] 張飛,張巍,孫建嶺等.超長綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究[J].煤炭工程,2009(12)

[6] 曹勝根,張東升,杜衛(wèi)新.超長綜放工作面開采關鍵技術[J].礦山壓力與頂板管理,2003(4)

[7] 趙國棟.大采高長工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及支架適應性研究[J].煤炭工程,2013(1)

[8] 宋選民,顧鐵鳳,閆志海．淺埋煤層大采高工作面長度增加對礦壓顯現(xiàn)的影響規(guī)律研究[J].巖石力學與工程學報,2007(增2)

[9] 師文林,羅善明.超長綜放工作面國產(chǎn)設備的選型配套研究[J]．煤炭學報,2000(2)

[10] 張開智,高延法,夏均民等.300 m超長綜放工作面整體頂梁支架受力及參數(shù)分析[J].煤炭學報, 2004(2)

[11] 張先塵,劉武皓.綜采工作面長度綜合優(yōu)化方法的研究[J].中國礦業(yè)大學學報,1983(3)

[12] 伊茂森.神東礦區(qū)淺埋煤層大采高綜采工作面長度的選擇[J].煤炭學報,2007(12)

[13] 潘黎明.采高與工作面長度對淺埋煤層礦壓顯現(xiàn)的影響[D].北京:煤炭科學研究總院,2013

[14] 劉全明.大采高綜放工作面長度的空間效應初探[J].煤礦開采,2010(3)

(責任編輯 張毅玲)

Feasibility research on the lengthened fully mechanized top-caving face under the limited conditions

Shen Xiuqi1,Zhang Junpeng1,Pan Liming2,Wang Dongpan2
(1.Shanxi Huoerxinhe Coal Industry Co.,Ltd.,Changzhi,Shanxi 046600,China; 2.Department of Coal Mining and Design,Tiandi Science and Technology Co.,Ltd., Chaoyang,Beijing 100013,China)

Theory analysis,actual measurement analysis,numerical simulation and analogy analysis were adopted to determine the reasonable face length decided by the mixed matching of two different types of hydraulic supports.Then the lengthened face were comprehensively analyzed from several aspects such as supports arrangement form,equipment size matching,surrounding rock control,ventilation volume and technical and economic benefits.The research results showed,the reasonable face length was 250 m;the supports arrangement form was that higher supporting intensity supports were set in the middle of the face,and the lower were set in the both ends;in the condition of straight coal wall and scraper conveyor,the distance between the front pillar sockets of two types of supports should be allowed to be 150 mm.Much more attentions should be paid on the surrounding rock control when the lengthened face was carried out,and the ventilation volume of lengthened face should be 4056.9 m3/min.The cost would be reduced 3.97 yuan per ton,and the annual income would increase 11.91 million yuan.

lengthened fully mechanized top-caving face,limited condition,feasibility analysis,supporting intensity,ventilation volume

TD823.83

A

申秀頎(1968－),男,山西長子人,工程師,長期從事煤礦生產(chǎn)技術管理工作。