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        8m超大采高綜采面末采貫通技術(shù)研究

        2021-03-29 00:37:22劉兆祥張立輝
        煤炭工程 2021年3期
        關(guān)鍵詞:錨桿支架

        劉兆祥,張立輝

        (神東煤炭集團有限責任公司 補連塔煤礦,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017209)

        大采高一次采全高具有生產(chǎn)能力大、資源回收率高、經(jīng)濟效益好的特點,是國內(nèi)外厚煤層開采的主要方向,從大采高開采研究和礦井生產(chǎn)實踐可知,大采高工作面具有來壓范圍廣、強度大、持續(xù)時間長的特點,采高越大、關(guān)鍵層距離煤層越近,越易形成“懸臂梁”結(jié)構(gòu),從而來壓持續(xù)長度越長[1],同時采場來壓多呈現(xiàn)出非均勻性周期變化,出現(xiàn)了大小周期來壓[2],工作面片幫、漏矸頻發(fā)且普遍呈現(xiàn)出臺階下沉現(xiàn)象[3],回采貫通過程中常出現(xiàn)大面積漏矸冒頂事故,給工作面安全管理帶來了很大挑戰(zhàn),嚴重影響工作面安全高效末采貫通工作,甚至會影響礦井產(chǎn)量和接續(xù)計劃。8.0m重型成套綜采設(shè)備在神東礦區(qū)補連塔煤礦1-2煤五盤區(qū)首次應(yīng)用,提高了單刀產(chǎn)量及資源回采率,實現(xiàn)厚煤層高效開采,該面較7m采高工作面礦壓顯現(xiàn)明顯,來壓步距減小,來壓強度增大[4],同時由于煤層變異性較大,通道頂?shù)装迤鸱蟛焕谪炌üぷ鞯拈_展,高質(zhì)量高效率低風險末采貫通顯得尤為重要。本文以補連塔煤礦8.0m超大采高12511綜采工作面末采貫通為工程背景,通過改進貫通工藝、改善支護工藝、采用科學監(jiān)測措施,指導工作面貫通及頂板管理,為同盤區(qū)接續(xù)工作面末采貫通[5]提供借鑒,同時積累了大采高工作面貫通經(jīng)驗。

        1 工程概況

        1.1 地質(zhì)概況

        12511綜采面位于1-2煤五盤區(qū),上覆基巖厚度為262~289m,松散層厚度為0~27m,煤層底板標高1042.7~1044.96m。綜采面長319.1m,推采長度3139.3m。末采200m范圍內(nèi)向回撤通道方向煤層變薄,在5.4~7.3m之間,松散層厚度20~28m,基層厚度260~267m。煤層基本頂以砂質(zhì)泥巖為主,直接頂為細粒砂巖,直接底為砂質(zhì)泥巖,煤層頂?shù)装逄卣饕姳?。

        表1 煤層頂?shù)装逄卣鞅?/p>

        1.2 支護概況

        12511綜采面回撤通道采用雙通道布置,主回撤通道長度319.1m,寬度6.8m,凈高5.4m,掘進時沿頂掘進,局部留底煤或割底。距貫通200m之前對主通道進行支架支護,選用ZZ25000/35/65型支撐式垛式支架、ZY18000/32/70D型掩護式液壓支架聯(lián)合支護頂板,其中ZZ25000/35/65型垛式支架120臺,ZY18000/32/70D型掩護式支架42臺。主回撤通道與輔回撤通道間聯(lián)巷采用24臺ZZ18000/30/55型垛式支架支護。主回撤通道支護強度見表2。

        表2 主回撤通道支護強度計算

        主回撤通道頂幫采用錨桿索支護:通道頂板采用?22mm×2200mm螺紋鋼錨桿和?28.6mm×8150mm大直徑錨索支護;頂錨桿和頂錨索支護間距1.0m;通道正幫采用?27mm×2400mm玻璃鋼錨桿支護,錨桿支護間距500mm;副幫采用?22mm×2200mm螺紋鋼錨桿和?21.6mm×5000mm錨索支護,錨桿支護間距1000mm,錨索采用“井”型四橫六縱向布置,排距均為1m。通道支護布置如圖1所示。

        圖1 主回撤通道支護參數(shù)(mm)

        2 末采貫通技術(shù)

        2.1 工程的特殊性

        1)采用大尺寸(332m×17.5m)高強度聚酯纖維柔性網(wǎng)[6]進行貫通,網(wǎng)片規(guī)格型號為JD PET 1200×1200 MS,總重量高達36t,盤放在12.5m×3m×2.7m自制框架內(nèi),因框架尺寸大、網(wǎng)卷重量大,網(wǎng)卷的運輸、起網(wǎng)、撩網(wǎng)都存在很大困難。經(jīng)研究,采用一臺80Y特種車和一臺ED25特種車運輸網(wǎng)卷至機尾,將網(wǎng)卷一端固定在刮板運輸機上并啟動刮板運輸機拉開網(wǎng)卷,采用30T絞車和?24mm鋼絲繩配合?22mm×6150mm頂錨索完成起網(wǎng)作業(yè),采用改造大直徑絞盤配合2T滑輪完成撩網(wǎng)作業(yè)。

        2)采用預(yù)掘特大斷面回撤通道進行回撤,主回撤通道巷道凈高度為5.4~6.13m,凈寬度為6.8m,因巷道斷面大,貫通過程中幫部易出現(xiàn)片幫、垮幫現(xiàn)象,為保障幫部煤體穩(wěn)定,在正幫采用大直徑玻璃鋼錨桿支護,副幫采用“高密度錨桿索+縱橫π型鋼帶”進行支護,同時預(yù)制登高平臺和網(wǎng)片推桿解決貫通后聯(lián)網(wǎng)、壓網(wǎng)問題。

        3)采用大阻力大行程垛式支架和大直徑錨索進行通道支護,通道安裝的ZZ25000/35/65型超大采高工作面回撤輔助巷道專用垛式支架為研制后首次使用,有效完成了支架設(shè)計指標的檢驗工作,頂板采用“Ф28.6mm×8150mm錨索+π型鋼帶”聯(lián)合支護,大幅度提高主動支護強度。

        2.2 貫通工藝

        結(jié)合五盤區(qū)采場條件及以往貫通經(jīng)驗,貫通工藝主要分為三步[7]:

        1)打錨索—穿繩—運網(wǎng)—連網(wǎng)—起網(wǎng)(掛網(wǎng)前):工作面距離主回撤通道16m位置停機開始掛網(wǎng)作業(yè),每隔3架在支架頂梁前端施工一顆?22mm×6150mm錨索,錨索外露長度200mm,安裝300mm×150mm×12mm帶吊環(huán)的錨索托盤,吊環(huán)方向統(tǒng)一朝向采空區(qū)側(cè);錨索施工完畢后開始穿繩作業(yè),將兩條?24mm鋼絲繩分別由機頭、機尾逐一穿過托盤吊環(huán)至工作面中部(82#—83#架)交匯點固定;運網(wǎng)前將網(wǎng)卷一端捆綁在刮板機鏈條上,開啟刮板機運輸網(wǎng)片并將其拉展;將網(wǎng)卷邊緣第一道鋼絲繩與?24mm鋼絲繩用U型環(huán)連接,并將絞盤鋼絲繩從網(wǎng)卷下方穿過鉤在網(wǎng)卷邊緣第一道鋼絲繩上;起網(wǎng)時采用機頭機尾雙向快速起網(wǎng)技術(shù),通過工作面兩巷絞車收鋼絲繩完成起網(wǎng)工序,待鋼絲繩張緊后網(wǎng)片沿工作面方向全部鋪展,掛網(wǎng)作業(yè)全部完成。

        2)割煤—放網(wǎng)—移架—撩網(wǎng)(掛網(wǎng)中):掛網(wǎng)作業(yè)完成后,進入正常割煤作業(yè)環(huán)節(jié)。割煤前,通過固定在支架立柱上的絞盤將網(wǎng)卷撩起至不影響采煤機通過位置,采煤機開始正常割煤作業(yè),放網(wǎng)工滯后煤機后滾筒3~5架將網(wǎng)卷放至電纜槽高度,支架工滯后放網(wǎng)工2~3架勾梁移架且降架高度不大于200mm,撩網(wǎng)工滯后支架工3~5架將網(wǎng)卷撩起至護幫板位置,推溜工滯后煤機15架調(diào)架、推溜,順序重復(fù)以上工作完成作業(yè)循環(huán)。

        3)聯(lián)網(wǎng)—壓網(wǎng)—清煤—回收(掛網(wǎng)后):貫通后,分組進行聯(lián)網(wǎng)、壓網(wǎng)作業(yè),聯(lián)網(wǎng)時將柔性網(wǎng)與通道頂網(wǎng)雙層搭接綁扎,搭接長度不小于200mm,使用14#鐵絲雙排綁扎,間距不大于200mm,保證頂網(wǎng)無破損、無空頂;聯(lián)網(wǎng)后安裝“錨索鎖具+圓鋼鋼帶”進行壓網(wǎng),錨索預(yù)緊力必須符合要求,分組壓網(wǎng)完成后方可進行挑梁清煤,由專人回收絞盤、卡箍及滑輪等材料。

        2.3 貫通質(zhì)量控制措施

        2.3.1 頂板控制

        工作面回采過程中沿頂沿底回采,推采過程中煤層厚度發(fā)生變化時可適當調(diào)整采高,留底或破底回采,保證貫通采高控制在6.0m左右[9-11]。

        2.3.2 底板控制

        主回撤通道設(shè)計巷高5.4m,實際凈高度為5.26~6.17m,整體上呈坑狀,局部過渡較急,貫通過程中底板控制難度大,需要采取多項措施:①底板高程控制,在貫通前對回撤通道底板高程進行測量,測點設(shè)置與工作面支架編號相對應(yīng),貫通過程中每班對工作面支架大腳前底板高程進行測量,與通道相應(yīng)位置的高程數(shù)據(jù)進行對比,以關(guān)鍵支架處的底板高差數(shù)值指導煤機司機割煤;②導向標識鉆孔,提前在主回撤通道正幫打?qū)驑俗R鉆孔(長15m,孔徑102mm),鉆孔高度與煤機搖臂水平時滾筒中心位置相同,鉆孔內(nèi)安裝填滿白灰的PVC管,采煤機司機在鉆孔揭露后能夠通過標識鉆孔的位置判斷層位,掌握底板提臥量,③固定反光標志,在主回撤通道內(nèi)距底板2.1m位置設(shè)定固定的反光標識,此高度與刮板運輸機溜槽擋板上沿一致,工作面與主回撤通道部分連通后可以通過反光標識位置控制煤機掃底。

        末采貫通期間工作面與通道底板高程對比曲線如圖2所示,分析圖2可知,3月11日早班(距貫通22m),工作面70#—100#支架底板高于通道底板1.0m左右,工作面底板下行,掛網(wǎng)時工作面底板繼續(xù)下行,距離貫通7m時煤層底板繼續(xù)下行,煤層厚度在6.0m左右,局部56#—65#支架段煤層厚度在4.8~5.0m之間,至貫通煤層底板仍舊下行,最終通過向下調(diào)整工作面底板呈正臺階貫通,工作面底板中部高于通道底板0.4m左右,其余區(qū)段均在0~+200mm范圍內(nèi)。

        圖2 末采貫通期間工作面與通道底板高差對比曲線

        2.4 頂板管控措施

        2.4.1 巷道布置

        1)綜采回撤通道布置時盡可能避開斷層、破碎帶等特殊條件的影響,為綜采面的優(yōu)質(zhì)貫通提供良好地質(zhì)條件。

        2)大采高工作面采用雙通道回撤時,主輔撤通道間的煤柱寬度留設(shè)不宜小于30m,聯(lián)絡(luò)巷距離不宜小于50m,且主通道內(nèi)聯(lián)巷盡量不進行抹角,減少頂板懸露面積。

        2.4.2 通道支護

        1)綜采面貫通前對回撤通道進行加強支護,根據(jù)臨近工作面開采經(jīng)驗和理論分析,確定合理的支護強度,采用高強度錨桿索進行頂幫支護,增強頂幫穩(wěn)定性[9],錨索布置應(yīng)能滿足后期垛式支架安裝間距要求,支護工作應(yīng)在通道受采動影響前完成。

        2)采用高阻力大行程垛式支架進行支護,通道寬度較大時可采用多排垛式支架進行支護,支護時應(yīng)避免破壞頂板錨索,支護工作應(yīng)在通道受采動影響前完成且保證支架初撐力。

        3)通道內(nèi)聯(lián)巷及前后巷道在受采動影響前進行加強支護,支護長度應(yīng)大于10m,尤其是巷道交叉點的支護強度應(yīng)相應(yīng)提高。

        4)原則上回撤通道的支護強度不低于工作面支護強度的80%。

        2.4.3 礦壓觀測

        1)工作面生產(chǎn)期間,技術(shù)人員應(yīng)當進行礦壓規(guī)律觀測和總結(jié)分析,根據(jù)工作面周期來壓情況調(diào)整工作面推采進度[9],使工作面在掛網(wǎng)和貫通使處于非來壓狀態(tài),為安全高效貫通提供條件。

        2)對于部分礦壓顯現(xiàn)較為強烈的工作面,在采取增加支護強度措施后仍不能有效控制頂板時,可以采取水力預(yù)裂頂板等泄壓措施。

        3)綜采面推采剩余200m 時,礦井應(yīng)組織進行礦壓觀測預(yù)測預(yù)報,根據(jù)來壓情況必要時在距離貫通4~6m時采取等壓措施[10],確保安全貫通。

        3 末采期間頂板管控技術(shù)

        3.1 礦壓管理

        12511工作面圓班推進距離約12.1m,通過對正常生產(chǎn)時礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析可知,工作面礦壓顯現(xiàn)明顯,周期步距為8.8~12.8m,來壓時工作面局部出現(xiàn)頂板破碎漏矸、安全閥開啟現(xiàn)象,來壓強度并不劇烈,未發(fā)生支架活柱行程下降300mm以上的現(xiàn)象。

        末采期間對工作面進行礦壓觀測,3月10日中班,工作面距回撤通道26m時機頭段和機尾段來壓,隨后整體來壓,持續(xù)5刀后工作面無壓(距離回撤通道21.5m);3月12日夜班,工作面距回撤通道16m時停機掛網(wǎng),工作面時處于無壓狀態(tài),頂板完整,為錨索施工提供良好條件;3月12日中班,割第2刀煤時工作面來壓(距離回撤通道15.2m);3月13日夜班,帶壓割煤2刀,早班帶壓割煤1刀后工作面無壓(距離回撤通道9.1m),來壓持續(xù)距離6.1m,距上次周期來壓的步距為12.4m,之后至貫通工作面處于無壓狀態(tài),頂板較為完整。

        工作面距主回撤通道11m時,通道內(nèi)頂板無下沉;距主回撤通道9m位置,通道內(nèi)礦壓顯現(xiàn)明顯,煤炮聲較為劇烈,對應(yīng)90#支架至機尾區(qū)域的垛架壓力達到40~46MPa,通道內(nèi)頂板下沉50~100mm,兩幫出現(xiàn)垮幫、鼓幫現(xiàn)象;距回撤通道6m位置,通道頂板下沉量達到50~200mm之間,垛架壓力增至50MPa;隨工作面繼續(xù)推進,支承壓力前移,垛架阻力逐漸變小,下降至38~45MPa;貫通后,通道兩端對應(yīng)5#—32#、140#—160#支架段頂板下沉量在100~150mm之間,中部對應(yīng)50#—120#支架段頂板下沉量在200~240mm之間。

        3.2 超前支承壓力規(guī)律

        通道垛式支架自安裝至掛網(wǎng)時壓力值未發(fā)生明顯變化,在貫通期間對通道垛架壓力進行跟蹤監(jiān)測,分別在工作面距回撤通道11m、8.5m、5.6m、2.5m和0m位置觀測垛架壓力值,為便于分析以工作面支架序號記錄對應(yīng)垛架壓力數(shù)值,壓力曲線如圖3所示。通過曲線變化和數(shù)值分析得出,貫通期間工作面兩端壓力小于中部,超前支承壓力隨工作面推采先增高后降低,超前支承壓力影響范圍約為3~9m,動載系數(shù)1.1~1.3,均值1.19。

        根據(jù)現(xiàn)場觀測情況,貫通前8.5m回撤通道頂板下沉量大約在50mm;貫通前5.6m回撤通道頂板下沉量大約在50~200mm;貫通前2.5m回撤通道頂板下沉量大約在50~240mm;貫通后通道兩端頭10m范圍內(nèi)頂板下沉量約50mm,中部頂板下沉達200~240mm。工作面回風巷在貫通前5.6~8.5m時兩幫出現(xiàn)不同程度的幫鼓[13-15],正幫幫鼓達0.5m左右,副幫幫鼓量達0.3~0.4m,距通道2m時正幫出現(xiàn)垮塌現(xiàn)象。觀測結(jié)果表明:通道及工作面巷道受超前支承壓力影響產(chǎn)生下沉變形現(xiàn)象,在貫通前6~9m時變化較為明顯。結(jié)合支架壓力情況確定超前支承壓力影響范圍為3~9m,超前支承壓力峰值影響范圍為6~8m。

        圖3 末采貫通期間通道支架壓力變化曲線

        4 結(jié) 論

        補連塔煤礦12511工作面采用大尺寸高強度聚酯纖維柔性網(wǎng)、預(yù)掘特大斷面回撤通道、高阻力垛式支架和大直徑錨索支護技術(shù),完成了末采貫通工作,通過改變末采工藝和技術(shù)裝備,取得了良好的工程實踐效果,為8.0m及以上超大采高工作面快速貫通回撤提供技術(shù)借鑒。

        1)從末采前的準備工作、貫通工藝、礦壓監(jiān)測和貫通質(zhì)量控制等方面,形成超大采高綜采工作面安全高效貫通成套技術(shù)。

        2)總結(jié)分析工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,通過調(diào)整推進速度,保證工作面在掛網(wǎng)和貫通關(guān)鍵節(jié)點時處于無壓狀態(tài),為末采貫通提供一個良好作業(yè)條件。

        3)確定工作面超前支承壓力影響范圍為3~9m,超前支承壓力峰值影響范圍為6~8m,通道頂板最大下沉量240mm,為后續(xù)工作面安全回采提供數(shù)據(jù)支撐。

        4)采用大阻力支架、大直徑錨索進行通道支護,末采期間頂板管控效果明顯,同時采用高分子材料維護頂幫,防止冒頂事故的發(fā)生。

        5)預(yù)先施工導向標識鉆孔、設(shè)置固定反光標志,貫通時采用底板高程控制并進行多頻次測量,實現(xiàn)工作面頂板齊平、底板呈正臺階貫通,工作面中部底板高于通道底板約0.4m,其余段均在0~+200mm范圍內(nèi),有利于快速回撤。

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