采煤工作面合理支护密度的确定

采煤工作面合理支护密度的确定
采煤工作面合理支护密度的确定

采煤工作面合理支护密度的确定

发表时间:2017-09-20T16:50:15.863Z 来源:《防护工程》2017年第12期作者:孙继冬

[导读] 同时还直接决定了煤矿企业生产的安全性,而在支付建设之中支柱的密度是支护建设的关键点。

七台河市茄子河区煤炭生产安全管理局

摘要:为了保证煤矿开采施工具备良好的稳定性,需要工作人员能在做好煤矿支护工程的建设工作同时,在进行支柱结构建设中控制

好支柱结构的密度。本文就采煤工作方面合力确定支护密度进行了分析。

关键词:采煤;支护;密度

在煤矿正常的开采发展过程中,为了保证开采工作能具有良好的安全性以及稳定性,以保证工作人员具有良好的人身安全防护,需要

煤矿企业在生产建设的同时,做好煤矿方面的支护工作,支护建设工作的质量不仅影响了煤矿企业的生产效率,同时还直接决定了煤矿企业生产的安全性,而在支付建设之中支柱的密度是支护建设的关键点。

1煤矿之中支护建设的重要原则

煤矿之中在实施支护建设的阶段中,通常会使用单根支柱的方式来完成支护系统的建设但由于煤矿类型多样化,并且每种类型的煤矿

都有其特点,所以在一些较为特殊的煤矿之中,还需要能使用有针对性的支护方式来完成支付系统的建设,进一步保证煤矿具有良好的稳定质量,为工作人员采矿作业制造一个安全稳定的工作环境。而是在实际的支护建设过程中,如果采用了单根支柱模式的支护体系建设,那么就要注意支护结构的柱间距离以及相应的角度、支柱长短数值等方面的情况,并在支柱体系统建设中能采用科学的方式进行布局。在支护系统建设的过程中,需要施工人员能科学的进行支护系统设计以及施工。在施工中也要掌握支护系统建设的关键点。首先,在实施支柱结构建设的阶段,要保证这些支柱结构都能排列在同一条直线上,当然,如果一些煤矿的矿道在开采过程中出现了弯曲,那么也要根据实际情况灵活的进行优化。而在支柱结构建设中江所有支柱排列在同一条直线上,就能使得工作面所承受的力量能达到一种均匀分布的情况,否则其压力就会集中在某一部分区域中,并且压力的数值也会显著提升,这样也就会对煤矿的安全稳定造成影响。

其次,在进行支柱结构建设的阶段,必须要充分的遵守设计的要求以及设计规范,尤其是对支出结构数量方面的要求必须进行严格的

执行,同时要杜绝施工人员私自减少支柱数量的情况,支柱结构的布局、安排以及建设数量都是经过科学测算的,并达到了均衡压力的目标。一旦在支柱结构的施工阶段缩减了支柱数量,那么就会使得压力分布出现不均匀的情况,进而导致煤矿结构出现坍塌和其他情况,影响矿下工作人员的生命安全。煤矿企业为了保证支柱结构能具有良好的建设质量,需要开采人员能按照行制定好的开在计划以及相应规定进行开采作业,并在开采中严格的遵守已经制定好了开采进度规划,如果在开采中出现了随意开展或者加速开采的情况,那么也就可能会导致支柱结构在建设方面无法跟上施工开采速度,进而导致支护结构的建设存在间距过大,或者说是间距过小的情况。

第三,在进行支柱结构制造以及设计的阶段之中,要能有效的控制好支柱结构的长短。如果支柱结构过短,那么在实施支撑建设的阶

段支柱就无法达到设计阶段所要求的支撑力目标,使得支撑住存在支撑力不足的情况。而相对的如果支撑住长度过长,那么由于受到空间局限性的影响使得支护结构的角度不能满足设计阶段的要求,在这样的情况下同样会导致支柱结构失去支撑的效果,影响了煤矿工程整体的稳定性。

最后,要控制好支柱结构的柱间距离。如果支柱结构的柱间距离在建设中存在过大的情况,那么也就会使得其间隔面积超出预期目

标,进而造成支柱结构稳定性下降。而如果支柱之间的距离过小,那么虽然能保证顶板结构具有良好的稳定性,但是由于空间有限、支柱过于密集,就会给施工人员的工作带来不便。

2采煤工作面合理支护密度的确定

合理的确定采煤工作面的支护密度对于保证采煤作业的正常高效生产具有很大影响作用,因此,在确定支护密度时必须要综合考虑施

工现场的地质条件,以及作业需要,根据支护工程施工有关规定与技术要求进行,以实现最佳的支护密度值。

2.1影响支护密度的因素

在采煤工作面的支护密度确定中,其主要的影响因素有顶板压力的大小;支柱类型、性能、质量的优劣;工作面支护布置的方式以及

生产管理水平的高低、操作是否合理,工作面推进快慢,工作面的规章制度是否健全,执行是否认真等多个方面。

2.2工作面顶板压力计算

支柱所承受的载荷由下列三个部分组成:直接顶的重量作用到支柱上的载荷Q1;由于裂隙影响,而使老顶不能形成平衡拱那部分岩石

重量及老顶周期压力影响,通过直接作用到支柱上的载荷Q2;由于支柱性能改变及操作质量影响使支柱所承受的附加载荷Q3。由于矿田煤层顶板多为I?Ⅱ类顶板,因此,以I.Ⅱ类顶板特点为依据。通过煤层采高计算直接顶垮落高度和岩石重量,并用系统数考虑老顶和支护质量的影响,对顶板压力做以计算。

2.3单体液压支柱的选型与实际工作阻力的计算

2.3.1支柱选择的依据:不同型号的支柱工作阻力,支护密度的大小也不同.因此。在确定支护密度之前,要对支柱进行选型,以确定支

柱的额定工作阻力。为此,以计算支柱的最大与最小高度,做为支柱选型的依据。

2.3.2单体液压支柱实际工作阻力的计算,在工作面上由于单体液压受支柱完好情况、支柱支护质量、控顶距变化、支柱在工作面中所

处的位置及支柱增阻特性等不同因素的影响.其实际可能达到的工作阻力变化是很大的。因此不能用说明书上的工作阻力直接进行支护密度的计算,必须用支柱实际可能达到的阻力计算支护的密度。

2.4支柱支护密度的确定

(1)支护密度的选择计算。由于支柱实际可能达到的工作阻力Ps和顶板压力Pi已经确定,因此,可用下式计算工作面的支护密

度.Ni=Pi/Ps,式中Ni--顶板支护密度,根/立方米;Pi一顶板单位面积上的压力;PF一支实际可能达到的工作阻力。而工作面实际支护密度还要受场支架布置方式、下料、行人、机道宽度、通风断面等条件的限制,因此,必须通过对采场支架布置图的支护密度进行计算,才能验算其是与M值相符合与否。

(2)s

情况下n3-nin3不大于10%时为合理.若ns比ni之大于10%以上时.说明工作面的实际支护密度太大。不经济,劳动强度大,也不合理。

当出现上述情况,要对工作面的支护规格进行调整。调整到合理支护密度。为此式中的Ni,用Ns代替得下式N=n/L[s(n—1)+a],一

2021年采煤工作面的顶板支护

When the lives of employees or national property are endangered, production activities are stopped to rectify and eliminate dangerous factors. (安全管理) 单位:___________________ 姓名:___________________ 日期:___________________ 2021年采煤工作面的顶板支护

2021年采煤工作面的顶板支护导语:生产有了安全保障,才能持续、稳定发展。生产活动中事故层出不穷,生产势必陷于混乱、甚至瘫痪状态。当生产与安全发生矛盾、危及职工生命或国家财产时,生产活动停下来整治、消除危险因素以后,生产形势会变得更好。"安全第一" 的提法,决非把安全摆到生产之上;忽视安全自然是一种错误。 顶板事故是煤矿五大自然灾害之一,认识煤层顶板,按制煤层顶板,预防顶板事故是煤矿安全工作的重要内容。 煤层上面的岩层叫顶板,根据顶板的坚硬程度及距煤层的距离,可以把煤层的顶板分为伪顶、直接顶、老顶,伪顶是位于煤层之上,紧贴煤层的一层松软岩层,直接顶是位于伪顶之上或煤层之上的顶板,具有一定的稳定性、当工作面煤层被采落时,它不会立即垮落,而是要在工作面之上悬露一定的时间才垮落,直接顶是采煤工作面支护的对象,老顶是在直接顶上方的岩层,比较坚硬,它一般在采空区上方悬露一定的面积后才能垮落,悬露面积根据岩层的性质有所不同,老顶垮落后会给采煤工作面带来很大压力,如果工作面支护不好,就会发生冒顶伤人事故。 在采煤工作面回采中,有老顶的初次来压和周期来压,工作面靠采空区一侧还有固定的支承压力,如果支护措施不能有效地抵抗压力,就会发生冒顶事故,轻则影响矿井生产,重则造成人员伤亡事故。

回采工作面支护专项设计

150102回采工作面支护专项设计 矿长: 总工程师: 编制人: 编制时间:二O一三年七月四日

一、概况

山西长治联盛首阳山煤业有限公司位于长治县西南15km 处八义镇石窝沟村一带,行政区划属八义镇管辖。 地理坐标为东经112°57″32′—112°59″12′,北纬35°55″25′—35°58″01′。 山西省煤炭工业厅文件晋煤办基发[2010]654号“关于山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复”,生产能力为90万t/a。井田保有资源/储量为34.12Mt,设计可采储量18.34 Mt,矿井设计开采服务年限14.6年。 2012年10月23日,山西省国土资源厅为山西长治联盛首阳山煤业有限公司换发的第C1400002009121220051251号《采矿许可证》,批准山西长治联盛首阳山煤业有限公司矿井井田面积为6.6898km2,开采3号~15号煤层,现开采15号煤层。 二、150102工作面位置 井下位置及相邻关系:150102回采工作面位于井田南部,南为井田南边界采空区,北为石窝沟村和原3#煤坑口工业广场(现养猪场)保安煤柱,东为设计150103运输顺槽,西为150101工作面采空区。

地面相对位置:150101回采工作面相对应的地面位置为 长治县八义镇石窝沟村向南的山脊地带,范围内有少量的农田,无民房。 工作面地面标高+1170m- +1266m, 井下标高+920m—+ 968m 三、含煤特征 150102采煤工作面开采煤层为15#煤层位于太原组下部,3号煤层之下107.36m,可采煤层平均厚度4.2m,含1层炭质泥岩夹矸,结构简单,属全区发育,全区可采之稳定煤层,为一型,顶板为石灰岩,底板为泥岩。 四、瓦斯、煤尘和煤的自燃 1、煤层瓦斯 据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]391号文件,本 矿15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.65m3/min,相对涌出量为 0.56m3/t,为瓦斯矿井。 2、煤尘爆炸性 综上表所述,本矿15#煤具有爆炸性,在生产过程中应加强洒

采煤工作面设计规范

采煤工作面设计规范 一、范围 1、本规范规定了采煤工作面设计的程序、依据、技术内容、设计说明书编写的格式。 2、本规范适用于综采工作面、综采放顶煤工作面、水采工作面的设计。 二、设计程序 1、采煤工作面设计由矿生产技术部门按采煤工作面衔接安排,确定工作面设计或项目设计负责人。 2、由矿总工程师组织有关科(部)室,根据采区设计研究确定采煤工作面设计的具体原则。 3、设计负责人根据设计指令下达设计通知单,通知有关单位提供相关基础资料或者通知各专业根据相关基础资料进行专业设计。 4、设计负责人或者各专业根据确定的设计原则及收集的相关资料进行采煤工作面设计。 5、编制采煤工作面设计说明书。 6、由矿总工程师组织有关单位负责人对采煤工作面设计进行审查。经修改通过后报送长治公司进行审核备案。 三、设计依据 1、长治公司批准的采区设计。 2、矿总工程师批准的掘进地质说明书。 3、采面位置、范围,井上、下关系及四邻采面的地质情况。包括煤层赋存情况、水文地质、瓦斯及二氧化碳等有害气体赋存情况与涌出特征,煤层爆炸倾向,煤层自燃发火倾向及分类情况。 4、采面内煤层顶底板岩性特征、岩移特点及上、下煤层间及夹矸关系;邻近工作面同一煤层的矿压观测资料。 5、邻近工作面及边界小窑采空区、积水情况资料。 6、编制内容必须符合《矿产资源法》、《矿山安全法》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤炭工业小型矿井设计规范》等国家有关安全生产的法律法规、技术标准和规范的要求。

7、采煤工作面设计的编制必须以经集团、公司和政府有关部门批准的设计文件(矿井设计、矿井改扩建设计、水平延深设计、区域设计等)和经审批的采区地质说明书为依据。 四、工作面设计内容 1、工作面所处位置及编号,所采煤层位置(编号),巷道布置、巷道断面,支护形式及支护材料的选择计算,掘进设备。 2、工作面几何尺寸、位置、边界、煤柱,邻近工作面开采情况,采动对地面的影响预测及采取的相应措施,工作面储量计算及回采率。 3、采煤方法、生产工艺、顶板管理、设备选型、生产能力及其确定的依据、可采期及工作制度。 4、根据煤层赋存条件、顶底板岩性和矿压资料,确定液压支架选型设计和顶板管理方法。 5、通风、运输、供电、注浆、供排水、综合防尘、煤层注水、防灭火、瓦斯抽放、钻场钻孔、防治水、通讯照明和监测监控等系统的设施选型、布置和能力配套的设计,并附各种系统图及相关图纸。 6、综合防尘、防火、防瓦斯、煤尘爆炸的隔爆设施、措施及灌浆系统的确定。 7、防治瓦斯、煤层突出、火灾、透水及其它危险现象的安全技术措施。 8、采煤工作面主要技术经济指标。 9、六大系统(监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统、紧急避险系统包括避难硐室和救生舱)设计。 五、采煤工作面设计说明书的编制 设计说明书包括封面、会审签字表、会审记录表、章节目录、章节内容及附图。 概述 1、工作面的井上下位置及对地表的影响、盖山厚度和四邻关系、主要大巷的关系。 2、工作面周围开采状况。 3、工作面所采煤层及开采顺序。 4、该工作面计划接替时间及安装时间。

采煤工作面调斜的方法与措施

采煤工作面调斜的方法与措施 [摘要]综采工作面调斜必须有良好的地质条件,煤层赋存稳定,顶板中等稳定以上,并不受相邻工作面采动影响。本文主要阐述了采煤工作面实中心调斜和虚中心调斜的方法与措施等技术问题。 【关键词】采煤工作面;调斜;旋转;方法;措施 采煤工作面调斜及旋转在本质上是控制工作面,各个部位采煤的进度,按次序调斜工作面的位置和推进方向。转角一般不大于45°,即工作面调斜或调采;在转角大于45°时,采煤工艺难度加大,即工作面旋转或转采。综采工作面调斜必须有良好的地质条件,煤层赋存稳定,顶板中等稳定以上,并不受相邻工作面采动影响,煤层倾角最好在12°以内,采高不可太大,不然,支架稳定性就会变差。工作面调斜分为实中心和虚中心。 1、实中心调斜 实中心调斜如图1所示。 实中心调斜的工艺过程为:采煤机割完调斜前的最后一刀煤时,旋转中心O1端停移输送机,另一端移一个截深,把输送机调成一条直线,再进行采煤机割煤,它所割的每一刀煤都是一个小扇形。割每一刀煤工作面调斜的角度为: 式中B—采煤机截深,m; L—工作面长度,m。 此调斜不损坏设备,工艺合理,操作简单,调斜范围不大。因其旋转端至中心的移架步距不断变小,支架对顶板反复支撑次数增多,中心附近的顶板管理较难。所以,主要适用在顶板比较稳定、调斜角度不大的工作面。为有效地调斜,有时能把旋转中心附近的煤壁进行加固,一般采用灌注粘结剂或打木锚杆等方式。 2、虚中心调斜 为了加强旋转中心附近的顶板管理,具备条件时应采用虚中心调斜。如图2所示,把调斜角α等分成几个小角α′,把旋转中心O2位于工作面之外,在采煤机割完一组通刀(长刀)和短刀之后,工作面转过α′角,就完成了一个调斜循环,使旋转中心O2端的工作面保持一定的前移量,防止因工作面在此处长时间不推进而造成顶板、煤壁发生维护困难的问题.虚中心调斜时要确定中心端的前移量S及每调斜循环(α′角度的小扇形块内)的割煤刀数nd。 S即图中AB段,应按顶板稳定性、调斜角度α′工作面长度L、支架及输送

回采工作面超前支护验算

回采工作面超前支护验算 3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面,切眼设计长度200米,顺槽设计断面宽4000mm,高3000mm ,经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算,顺槽掘进采用锚网梁索联合支护,支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,在回采过程中随着工作面的推进,两顺槽从安全出口向外100m为顶底板移动量、两帮移近量显现范围,且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定,“巷道内安设输送机时,输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要,并不得小于700mm;巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分,与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车,最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度:移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度:移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点 83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?2400mm,净高度2939mm?1780mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机,最大件为破碎机,长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度:破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度:破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?3185mm,净高度2939mm?2441mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段(安全出口向外25m范围内)加强顶板支护,即超前支护。 《规程》第50条规定,“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护,且加强支护的巷道长度不得小于20米;综合机械化采煤工作面,此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段,因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护,即从安全出口开始,前10m范围内为三排支护,10m~25m范围内为两排支柱,超前支护均为一梁三柱,柱距 1m,单体支柱型号为DZ-32,π型梁长度为3.2m。 ①超前10m范围内的支护强度验算 超前10m范围内为三排支柱,一梁三柱,柱距1m。共用单体支柱数量为33根,每根单体支柱支撑的面积为1.21m2。超前支柱初撑力规定为100KN。超前10m内的顶底板移近量判断为直接顶(1.5m的顶煤、0.7m厚的泥岩)移近量,重量为: T=S×H×ρ=1.21×(0.7×2.5+1.5×1.43)=4.713T=47.13KN 式中S,每根单体支柱的支护面积; H,直接顶高度,顶煤1.5m,岩泥顶0.7m; ρ,密度,顶煤取1.43T/m3,泥岩取2.5T/m3 47.13KN<100KN,支护强度合格。 ②超前10m~15m的支护强度验算

综采工作面放顶煤采煤工艺流程

综采工作面放顶煤采煤工艺流程 一、回采工艺流程 采煤机采用端头斜切进刀,双向割煤,液压支架及时支护顶板。 采煤机上端头斜切进刀——正常下行割煤——移架——放顶煤——拉后部刮板输送机——采煤机返刀上行清浮煤(采煤机割煤至机头后)——推前部刮板输送机——上端头斜切进刀——进入下一循环。 (一)、采煤机割煤 综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤,其工序如下: 采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤。 (二)、移架 由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式,因而在工作面两端各设4架过渡支架,而过渡支架不能做到及时支护,即采煤机割煤后,过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架,因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移,使得移架工序变得复杂,现将移架顺序描述如下(采煤机端部斜切进刀单向割煤):

(1)采煤机斜切进刀割透煤壁下行时,将机头两架过渡支架的支架护帮板挑起;采煤机下行完成割底煤进入正常割煤,滞后采煤机左滚筒(此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起)3架,顺序将基本架移一个步距,移架时应先收护帮板;直到工作面下端最后一架基本架。当采煤机返机右滚筒到达距第一过渡架7米时,即将前部输送机机头推向煤壁(应保证逐架同时推)。 (2)机头推移后,将工作面下端过渡架(1~4#架)拉一个步距,移架的顺序为:先移2、3#架,后移1#架,再移4#架; (3)与此同时,当采煤机斜切进刀直线段时,前部输送机已经全长自下而上(或自上而下)推向煤壁,采煤机割透上端煤壁后,将上端4架过渡支架的护帮板挑起,及时支护顶煤。采煤机下行割煤后顺序将机尾处四架过渡架向前移一个步距,移架的顺序为:先移中间两架过渡架,后移最后1架过渡架,再移前第四架过渡架,待采煤机出斜切进刀段后将刮板机机尾推至煤壁为下一个循环段斜切进刀做准备; 过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的;而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下,滞后采煤机左滚筒3架进行移架(或滞后采煤机右滚筒2架支架将支架的护帮板挑起,临时支护顶板,等滞后采煤机左滚筒3架时再进行移架)。 移架的动作如下:收护帮板→收伸缩梁→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力) →打出护帮板。

采煤工作面液压支架的选型

液压支架的选型 一、确定架型 按顶板分类方案对液压支架的架型进行初选。 根据煤炭部(81)煤科字第429号文件关于《缓倾斜煤层工作面顶板分类》方案,按稳定性不同直接顶分为四类,按来压强度不同将老顶分为四级,并分别提出相应的架型、支护强度和顶板管理方法。 1、顶板分类(级) 直接顶分为四类,见〔Ⅰ〕。 老顶分为四级,见〔Ⅰ〕。 2、架型与支护强度初选 正确选择支架的架型,对于提高综采工作面的产量和效率,充分发挥综采设计的效能,实现高产高效,是一个很重要的因素。在具体选择架型时,首先要考虑煤层的顶板条件,〔Ⅰ〕表9-1就是根据国内外液压支架的使用经验,提出了各种顶板条件下适用的架型。它是选择支架架型的主要依据。 对于不同类(级)顶板,其架型、支护强度的选择见〔Ⅰ〕。 液压支架架型的选择除了取决于顶板条件之外,还应考虑以下因素,并结合各类支架的不同性能和特点,最终选择一种较为合理的架型。 ⑴厚度 煤层厚度不但直接影响到支架的高度和工作阻力,而且还影响到支架的稳定性。当煤层厚度大于2.5~2.8m(软煤取下限,硬煤取上限)时,选用抗水平推力强且带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。当煤层厚度变化较大时,应选用调高范围大的支架。 ⑵煤层倾角 煤层倾角主要影响支架的稳定性,倾角大时易发生倾倒、下滑等现象。当煤层倾角大于 00 18时,应同时具有防滑防倒装置。 10~15时,应设防滑和调架装置,当倾角超过0 ⑶底板性质 底板承受支架的全部载荷,对支架的底座影响较大,底板的软硬和平整性,基本上决定 了支架底座的结构和支承面积。选型时,要验算底座对底板的接触比压,其值要小于底板的允许比压(对于砂岩底板,允许比压为1.96~2.16Mpa,软底板为0.98Mpa左右)。 ⑷瓦斯涌出量 对于瓦斯出量大的工作面,支架的通风断面应满足通风的要求,选型时要进行验算。 ⑸地质构造 地质构造十分复杂,煤层厚度变化又较大,顶板允许暴露面积和时间分别在5~82 m和20m in以下时,暂不宜采用液压支架。 二、主要参数计算和支架型号的确定 1、支护强度(工作阻力) 支架的结构尺寸确定之后,与支架重量和成本关系最大的参数是支架的支护强度。从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且给搬运、安装带来困难;过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎,造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,这样目前主要以经验法或实测数据,来确

采煤工作面的顶板支护

采煤工作面的顶板支护集团企业公司编码:(LL3698-KKI1269-TM2483-LUI12689-ITT289-

采煤工作面的顶板支护顶板事故是煤矿五大自然灾害之一,认识煤层顶板,按制煤层顶板,预防顶板事故是煤矿安全工作的重要内容。 煤层上面的岩层叫顶板,根据顶板的坚硬程度及距煤层的距离,可以把煤层的顶板分为伪顶、直接顶、老顶,伪顶是位于煤层之上,紧贴煤层的一层松软岩层,直接顶是位于伪顶之上或煤层之上的顶板,具有一定的稳定性、当工作面煤层被采落时,它不会立即垮落,而是要在工作面之上悬露一定的时间才垮落,直接顶是采煤工作面支护的对象,老顶是在直接顶上方的岩层,比较坚硬,它一般在采空区上方悬露一定的面积后才能垮落,悬露面积根据岩层的性质有所不同,老顶垮落后会给采煤工作面带来很大压力,如果工作面支护不好,就会发生冒顶伤人事故。 在采煤工作面回采中,有老顶的初次来压和周期来压,工作面靠采空区一侧还有固定的支承压力,如果支护措施不能有效地抵抗压力,就会发生冒顶事故,轻则影响矿井生产,重则造成人员伤亡事故。 采煤工作面容易发生冒顶的地点:煤壁处,此处支护力相对较小,加之煤壁片帮及破煤后顶板支护不及时,顶板失去控制,极易发生局部冒顶,若处理不及时,还会发展为大面积冒顶事故,采煤工作面切顶线

处,该处顶板最破碎,顶板压力也最大,在回柱放顶过程中,由于压力重新分布,容易发生冒顶事故,采煤工作面的两个安全出口,在采煤工作面安全出口前后10m处范围内,由于应力集中,压力大,加之控顶面积大,顶板破碎,易发生冒顶事故。 采煤工作面冒顶前,会听到岩层的碎裂声,顶板裂缝增多、增宽,顶板更加破碎、掉碴、支柱整体向一方倾斜或下沉,煤壁片帮严重,若有以上情况时,必须加强采面支护,预防冒顶事故的发生。 在采煤工作面的顶板支护中,必须严格执行煤矿支护及顶板管理方面的措施,按章作业,严防顶板事故的发生,采煤工作面的顶板事故大都发生在直接顶初次垮落、老顶初次来压和周期来压过程中,在工作面的试采阶段,我们必须掌握压力分布及顶板来压规律,采取切实有效的支护措施,根据顶板特性及压力大小采取合理有效的支护形式控制顶板,在正常回采过程中,工作面支护的棚柱距必须严格按要求执行,横竖成排成行,行距、柱距统一,柱子迎山角度要好,梁子必须铰接,对顶板破碎的,可以使用竹笆、木板等加强支护、使整个采面支护形成一个整体,达到最佳的支护效果,对容易冒顶的地方必须根据实际情况加强支护,煤壁伞沿必须及时清理,打好贴帮柱,防止煤壁片帮伤人。对放炮落煤后不能立即支护的,必须搞好临时支护,对切顶线一侧,可采用密集或丛柱、饯柱,以防采面冒顶或采空区石窜入工作面伤人,在回柱放顶时,必须加强最小控顶距最后一排的支护,确认支护强度达到要

采煤工作面支护监测制度示范文本

采煤工作面支护监测制度 示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

采煤工作面支护监测制度示范文本使用指引:此管理制度资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 为加强采煤工作面支护质量管理,强化质量标准化意 识,突出支护质量是采掘工作面安全生产的保证,杜绝支 护事故的发生,结合《煤矿安全质量标准化标准及考核评 级办法》、《煤矿安全规程》制定本制度: 一、监测组织 采煤队成立以主管队长为组长,主管技术员为副组 长,安全队长及带班班长为成员的支护质量领导小组。成 立以主管技术员为组长,安全班长和质量验收员为成员的 支护质量监测执行小组。由队长主管技术员队抽调和培训 测压人员组建测压组,对工作面支护质量进行监测。特殊 条件下由总工程组织召开支护质量会议,研究因顶板岩层 变化加强支护管理的措施,并提出改善支护方式的建议,

监督支护质量的班监工作,工区主管技术员对支护质量监测资料进行收集汇总。要求当班监测信息,以及为消除隐患所采取的措施在下一班班前会上就与工人见面。 二、回采工作面支护质量监测内容 (1)支架阻力观测 利用增压式压力表观测支柱工作阻力的变化情况。在工作面上、中、下布置3条观测线,由队派专人进行监测支柱的的初撑力、工作阻力,并做好记录。 (2)支架活柱缩量观测 用钢卷尺测量支柱的活柱下缩量。 2、顺槽的矿压观测 顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测:利用增压式压力表分别测量轨道顺槽、皮带顺槽超前支护范围内支柱的工作阻力,掌握其变化情况,以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。

回采工作面超前支护验算

3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面,切眼设计长度200米,顺槽设计断面宽4000mm,高3000mm ,经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算,顺槽掘进采用锚网梁索联合支护,支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,在回采过程中随着工作面的推进,两顺槽从安全出口向外100m 为顶底板移动量、两帮移近量显现范围,且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定,“巷道内安设输送机时,输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要,并不得小于700mm;巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分,与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车,最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度:移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度:移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点

83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?2400mm,净高度2939mm?1780mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机,最大件为破碎机,长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度:破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度:破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?3185mm,净高度2939mm?2441mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段(安全出口向外25m范围内)加强顶板支护,即超前支护。 《规程》第50条规定,“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护,且加强支护的巷道长度不得小于20米;综合机械化采煤工作面,此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段,因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护,即从安全出口开始,前10m范围内为三排支护,10m~25m范围内为两排支柱,超前支护均为一梁三柱,柱距

综采工作面采煤工艺

综采工作面采煤工艺 Company number:【WTUT-WT88Y-W8BBGB-BWYTT-19998】

综采工作面采煤工艺 一、采煤方法 工作面采用走向长壁后退式一次性采全高综合机械化采煤方法,全部垮落法管理顶板。 本工作面煤层平均厚度为,支架高度为,工作面有效采高控制在;煤机滚筒截深及循环进度为,采高为。一次采全高,煤厚小于采高时,沿顶破底。 二、回采工艺 1、回采工艺流程 机头(尾)自开切口斜切进刀落煤→调上、下滚筒位置→反向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头(尾)全长割煤→移支架支护→推移工作溜→清煤。 工作面落煤和装煤使用MG300/700-WD无链电牵引采煤机,选用 SGZ764/630型刮板输送机。 采煤机在运行中自动把破落的煤装入刮板输送机,由工作面刮板输送机运出工作面。 2、回采工艺顺序 (1)采煤机的进刀方式 A、采用从机头(尾)自开切口斜切进刀方式,斜切进刀距离为20m,其前后滚筒全部切入煤壁。 B、移溜工序:距进风巷(回风巷)15m处停止移溜。

a、采煤机割通机头(尾)后,调换上、下滚筒位置返回,通过刮板输送机弯曲段滚筒切入煤体; b、然后将剩余工作溜推移到煤帮,并完成拉机头(尾)工作; c、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头(尾)割三角煤完成斜切进刀; d、割通机头(尾)煤壁后,调换上、下滚筒位置向机头(尾)正常割煤,进刀结束。 (2)落煤方式 该工作面使用MG300/700-WD型双向滚筒采煤机双向割煤,滚筒截深,往返一次进两刀,采煤机司机应随时调整滚筒,沿顶板和底板割煤,保证采高,不留顶煤和底煤。 (3)装、运方式 采煤机割下煤由滚筒装入刮板输送机内,经刮板输送机→转载机→进风皮带→集中皮带→新采区二部皮带→新采区一部皮带→煤库。 (4)移架支护方式 割煤时,距采煤机后滚筒3-5架开始移架,并及时将伸缩梁和护帮板打开,做到及时支护,移架后支架要成直线状,升架将顶梁升平,做到接顶严密,并达到初撑力。 (5)移刮板输送机方式 A、移刮板输送机要滞后移架10-15米,移溜时要注意几架协调操作,不能使刮板输送机顶成急弯,弯曲段长度不得小于15m; B、移溜步距为,移刮板输送机后要成直线状。

采煤工作面设计

第一章概述 一采煤工作面位置及开采范围 5015N工作面位于该矿第一水平,该工作面上以-40m煤层底板等高线的保护煤柱为界,下以-400m煤层底板等高线的边界保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界,右以工作面的回风斜巷为界。 二采煤工作面与相邻煤层及相邻已采条带的关系 相邻条带对本条带无影响。 三采煤工作面与地面相对位置关系 地面无保护物。

第二章地质概述 一煤层的赋存情况 西安矿工作面走向为东西走向。工作面的长度为280m,工作面推进长度为1718m。煤层倾角12°左右,平均煤厚5m,煤质中硬,煤的密度为1.33t/m3。 二围岩的性质及对煤的影响 无伪顶。直接顶为8m厚的细沙岩(Ⅰ)类,基本顶为11m厚的石灰岩(Ⅱ)类。煤层底板为中砂岩。邻近条带对本条带无影响。三地质构造及水文地质情况 西安矿工作面的左以断层为界,留20m保护煤柱。采区的正常涌水量为150m3/h。 四瓦斯,煤尘和自燃发火期 采区瓦斯相对涌出量为16m3/t。煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6个月。

第三章可采储量及可采期 一可采储量的计算公式: ? ? ? ? =K M Z S = R L ? 33.1 91 % 280 5 1738= ? ? ? 式中 Z—工作面的可采储量,万t S—工作面的倾向长度,1738m L—工作面的长度,280m M—煤层的厚度,5m R—煤的实体密度,t 33 .13 m/ K—工作面的采出率 二可采期的计算公式: Z 1.2a T = = AK 式中 T—可采期,a A—工作面年生产能力,334Wt K—储量备用系数 1.4

第四章巷道布置与生产系统 第一节巷道布置概述 在靠近 F断层保护煤柱线处沿煤层的倾向在煤层中掘进第一带 10 区的回风斜巷在距第一带区中心右侧在煤层中沿煤层的倾向掘进第一带区的运输斜巷二条斜巷掘至保护煤柱线处在煤层中沿走向掘一条平巷使二条斜巷相通该巷道称开切眼,待各巷道检查合格后安装采煤机设备进行采煤工作。 同时做好下一条带的准备工作。 将采区车场布置在停采线上部的煤层底板岩石中,材料斜巷通过平巷和材料斜巷与大巷相通,同时,材料斜巷与回风大巷相通,绞车房在材料斜巷上端。采区煤仓一端与运输斜巷相通,另一端与水平大巷相通。进风行人斜巷一端与水平运输大巷相通,另一端与运输斜巷相通。 第二节生产系统 一运煤系统(附图1) 采煤工作面→运输斜巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓 二运料系统

采煤工作面合理支护密度的确定

采煤工作面合理支护密度的确定 【摘要】本文主要分析了煤炭开采过程中,关于采煤工作面的支护密度的确定问题。文章首先分析了采煤工作面合理支护的基本原则,继而从影响支护密度的因素、工作面顶板压力的计算、单体液压支柱的选择以及支柱支护密度的确定等几方面详细探讨了采煤工作面支护系统中支护密度的合理确定方法及注意事项。 【关键词】采煤工作面;顶板压力;支护密度;确定 在煤炭企业的日常开采生产工作中,为了确保生产的正常稳定和开采人员的安全,都需要对采煤工作面进行必要的支护,支护系统工程的施工质量以及支护方式的合理性与否是直接影响到开采效率与安全的关键。为此,必须要加强对采煤工作面支护作业的管理,确保支护系统的稳定可靠。而其中,支护密度的合理确定不但能够保证采煤生产顺利进行,而且能够降低支护成本,减少支护设施对开采工作的影响,提高生产效率,节约成本,增大生产经济效益。本文中笔者就从实践经验出发,来探讨在采煤工作面应当如何确定支护系统的最佳支护密度。 1、采煤工作面合理支护的基本原则 一般情况下,采煤工作面的支护系统大都是以单根支柱进行支护,除非是顶板的情况较为特殊,方才采用一些特殊的支护形式与单根支柱结合使用来实现工作面的支护体系,以确保顶板的稳定性,为采煤作业提供一个安全稳定的作业空间。其中,在采用单根支柱作为支护体系的主要支护方式时,需要从支柱的柱距、排距、排数、角度以及长短等各个方面对支柱的支护方式进行合理布局,以确保支护质量。因此,在采煤工作面进行支护系统施工时,需要做到按照一定的支护布置原则来进行设计施工。 首先,支柱的排列应当处于一条直线上,当然这样排列的前提条件是采煤工作面的煤壁是呈直线形态的,这样才能保证工作面的所有部位都处于一种均匀受力的状态,形成一定的压力集中点。否则压力集中点处的顶板压力会是其他部位顶板压力的数倍,这样就极易使顶板因失控而掉落。 其次,支柱的排数必须要满足设计要求,不可擅自减少支柱的排数,否则就会降低整个支护系统的支撑作用,从而发生切工作面的事故。另外,要确保采煤作业是完全按照相关规定合理开采,并遵照一定的推进顺序进行开采,否则支柱的排距就无法根据开采进度合理推进,从而出现排距过大或过小的状况,影响支护系统的稳定性。 第三,要保证支柱的长度恰当合理。若支柱过短,则无法达到预期的初撑力要求,无法起到支撑作用。而支柱过长,就会使支柱的角度难以满足要求,同样也会形成无效的支柱。

采煤工作面端头及两巷超前支护管理规定实用版

YF-ED-J4849 可按资料类型定义编号 采煤工作面端头及两巷超前支护管理规定实用版 In Order To Ensure The Effective And Safe Operation Of The Department Work Or Production, Relevant Personnel Shall Follow The Procedures In Handling Business Or Operating Equipment. (示范文稿) 二零XX年XX月XX日

采煤工作面端头及两巷超前支护 管理规定实用版 提示:该管理制度文档适合使用于工作中为保证本部门的工作或生产能够有效、安全、稳定地运转而制定的,相关人员在办理业务或操作设备时必须遵循的程序或步骤。下载后可以对文件进行定制修改,请根据实际需要调整使用。 为切实加强采煤工作面上、下端头及两巷 超前支护管理,进一步提高和巩固采煤工作面 安全质量标准化水平,确保安全生产,结合焦 煤公司实际,制定本规定。 第一条本规定适用于焦煤公司除采用充 填开采、沿空留巷开采或有其它特殊要求以外 的所有采煤工作面。 第二条采煤工作面端头管理应遵守以下 规定。 1、采用单体柱铰接梁支护的炮采工作面,

使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头,端头对棚迈步步距与工作面循环进度一致。 2、采用单体柱π型钢梁对棚支护的炮采工作面,使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头,端头对棚迈步步距与工作面π型钢梁一致。 3、采用悬移支架支护的采煤工作面,优先使用端头支架加强支护,使用单体柱π型钢梁迈步对棚支护端头时,端头π型钢梁迈步对棚与排头架间距不超过500毫米,超过500毫米时要增加一对棚,够一架悬移支架宽度时,要及时加架。端头对棚迈步步距与工作面循环进度一致。 4、采用综采(放)工艺的采煤工作面(设计采高≤3.5米),端头支护必须使用端头架。

综采工作面上端头支护安全技术措施

综采工作面上端头支护安全技术措施 由于工作面长度变化较大现有支架无法支护上端头,所以利用DW31.5-315/100单体液压支柱及铰接梁配合ZY5600/23/45型支架进行支护上端头处的空顶。 一、支护工艺及回收工艺 1、工作面端头处使用单体液压支柱进行支护,支护要求为:单体 支柱间距不能小于700mm,排拒为1000mm,每天早班进行回收,端头支护见四回一。 2、所支设的单体必须挂铰接梁,并保证铰接梁连接有效不的出 现断开现象。 3、每孔的间距为1米,孔的排距5-7米, 综采工作面超前孔爆破参数

4、使用单体柱时,柱体顶盘和底座要均匀受力,顶板背实,软底穿鞋。 5、单体液压支柱在支设过程中应当2人互相协助挂铰接梁,1人扶支柱,1人负责给单体液压支柱注液,并保证支撑力,直径为Φ100≥90KN,Φ80≥60KN。 6、所有单体液压支柱的三用阀注液嘴必须朝向采空区方向,并保持横竖都在一条直线上。 7、工作面上端头单体支护到过支架大柱以后再进行回撤。 8、单体液压支柱再回撤时必须使用卸压扳手远距离操作,用绳子或专门加工的铁钩将单体拖出,严禁人员直接用手将单体拉出。 9、回撤出的单体立即补打到超前支护单体前方,使超前支护距离不少于20米。 10、所有支架的侧护板必须使用以缩小上端头空顶距离。 11、采煤机上行割煤时要割到与上端头下帮煤璧处。

二、安全措施 1、单体支设过程中思想要集中,以防铰接梁及单体砸伤人员。 2、单体支设过程中其他人员不得经过,以防出现事故。 3、单体支设完成后检查单体于铰接梁咬合情况、并能够保证单体达到初撑力要求。 4、单体必须使用≮5mm的钢丝绳或利用废旧皮带做的防倒绳防倒, 以防止单体支柱卸压倾倒后造成人员或者设备、设施损害。 5、损坏的单体立即回收不得摆放在工作面端头处,闲置单体柱要立放在上、下顺槽,不影响两巷行人安全出口处固定,保证行人通道畅通无阻. 6、单体在回撤过程中必须有区队领导现场指导作业。 7、工作面确保有完好的敲帮问顶工具、以便随时使用。 8、交接班后负责运输机机尾人员首先检查有无伞岩或煤层离层情况,并进行处理。人员不得在上端头处停留或工作,确需工作时必须有专人进行监护。 9、支设区域顶板过高时使用加长腿,确实无法支护的可使用木点柱进行支护。 10、工作面范围内每位人员要熟悉该工作面可能出现的各种灾害的避灾路线。

采煤工作面合理支护密度的确定

采煤工作面合理支护密度的确定 发表时间:2017-09-20T16:50:15.863Z 来源:《防护工程》2017年第12期作者:孙继冬 [导读] 同时还直接决定了煤矿企业生产的安全性,而在支付建设之中支柱的密度是支护建设的关键点。 七台河市茄子河区煤炭生产安全管理局 摘要:为了保证煤矿开采施工具备良好的稳定性,需要工作人员能在做好煤矿支护工程的建设工作同时,在进行支柱结构建设中控制 好支柱结构的密度。本文就采煤工作方面合力确定支护密度进行了分析。 关键词:采煤;支护;密度 在煤矿正常的开采发展过程中,为了保证开采工作能具有良好的安全性以及稳定性,以保证工作人员具有良好的人身安全防护,需要 煤矿企业在生产建设的同时,做好煤矿方面的支护工作,支护建设工作的质量不仅影响了煤矿企业的生产效率,同时还直接决定了煤矿企业生产的安全性,而在支付建设之中支柱的密度是支护建设的关键点。 1煤矿之中支护建设的重要原则 煤矿之中在实施支护建设的阶段中,通常会使用单根支柱的方式来完成支护系统的建设但由于煤矿类型多样化,并且每种类型的煤矿 都有其特点,所以在一些较为特殊的煤矿之中,还需要能使用有针对性的支护方式来完成支付系统的建设,进一步保证煤矿具有良好的稳定质量,为工作人员采矿作业制造一个安全稳定的工作环境。而是在实际的支护建设过程中,如果采用了单根支柱模式的支护体系建设,那么就要注意支护结构的柱间距离以及相应的角度、支柱长短数值等方面的情况,并在支柱体系统建设中能采用科学的方式进行布局。在支护系统建设的过程中,需要施工人员能科学的进行支护系统设计以及施工。在施工中也要掌握支护系统建设的关键点。首先,在实施支柱结构建设的阶段,要保证这些支柱结构都能排列在同一条直线上,当然,如果一些煤矿的矿道在开采过程中出现了弯曲,那么也要根据实际情况灵活的进行优化。而在支柱结构建设中江所有支柱排列在同一条直线上,就能使得工作面所承受的力量能达到一种均匀分布的情况,否则其压力就会集中在某一部分区域中,并且压力的数值也会显著提升,这样也就会对煤矿的安全稳定造成影响。 其次,在进行支柱结构建设的阶段,必须要充分的遵守设计的要求以及设计规范,尤其是对支出结构数量方面的要求必须进行严格的 执行,同时要杜绝施工人员私自减少支柱数量的情况,支柱结构的布局、安排以及建设数量都是经过科学测算的,并达到了均衡压力的目标。一旦在支柱结构的施工阶段缩减了支柱数量,那么就会使得压力分布出现不均匀的情况,进而导致煤矿结构出现坍塌和其他情况,影响矿下工作人员的生命安全。煤矿企业为了保证支柱结构能具有良好的建设质量,需要开采人员能按照行制定好的开在计划以及相应规定进行开采作业,并在开采中严格的遵守已经制定好了开采进度规划,如果在开采中出现了随意开展或者加速开采的情况,那么也就可能会导致支柱结构在建设方面无法跟上施工开采速度,进而导致支护结构的建设存在间距过大,或者说是间距过小的情况。 第三,在进行支柱结构制造以及设计的阶段之中,要能有效的控制好支柱结构的长短。如果支柱结构过短,那么在实施支撑建设的阶 段支柱就无法达到设计阶段所要求的支撑力目标,使得支撑住存在支撑力不足的情况。而相对的如果支撑住长度过长,那么由于受到空间局限性的影响使得支护结构的角度不能满足设计阶段的要求,在这样的情况下同样会导致支柱结构失去支撑的效果,影响了煤矿工程整体的稳定性。 最后,要控制好支柱结构的柱间距离。如果支柱结构的柱间距离在建设中存在过大的情况,那么也就会使得其间隔面积超出预期目 标,进而造成支柱结构稳定性下降。而如果支柱之间的距离过小,那么虽然能保证顶板结构具有良好的稳定性,但是由于空间有限、支柱过于密集,就会给施工人员的工作带来不便。 2采煤工作面合理支护密度的确定 合理的确定采煤工作面的支护密度对于保证采煤作业的正常高效生产具有很大影响作用,因此,在确定支护密度时必须要综合考虑施 工现场的地质条件,以及作业需要,根据支护工程施工有关规定与技术要求进行,以实现最佳的支护密度值。 2.1影响支护密度的因素 在采煤工作面的支护密度确定中,其主要的影响因素有顶板压力的大小;支柱类型、性能、质量的优劣;工作面支护布置的方式以及 生产管理水平的高低、操作是否合理,工作面推进快慢,工作面的规章制度是否健全,执行是否认真等多个方面。 2.2工作面顶板压力计算 支柱所承受的载荷由下列三个部分组成:直接顶的重量作用到支柱上的载荷Q1;由于裂隙影响,而使老顶不能形成平衡拱那部分岩石 重量及老顶周期压力影响,通过直接作用到支柱上的载荷Q2;由于支柱性能改变及操作质量影响使支柱所承受的附加载荷Q3。由于矿田煤层顶板多为I?Ⅱ类顶板,因此,以I.Ⅱ类顶板特点为依据。通过煤层采高计算直接顶垮落高度和岩石重量,并用系统数考虑老顶和支护质量的影响,对顶板压力做以计算。 2.3单体液压支柱的选型与实际工作阻力的计算 2.3.1支柱选择的依据:不同型号的支柱工作阻力,支护密度的大小也不同.因此。在确定支护密度之前,要对支柱进行选型,以确定支 柱的额定工作阻力。为此,以计算支柱的最大与最小高度,做为支柱选型的依据。 2.3.2单体液压支柱实际工作阻力的计算,在工作面上由于单体液压受支柱完好情况、支柱支护质量、控顶距变化、支柱在工作面中所 处的位置及支柱增阻特性等不同因素的影响.其实际可能达到的工作阻力变化是很大的。因此不能用说明书上的工作阻力直接进行支护密度的计算,必须用支柱实际可能达到的阻力计算支护的密度。 2.4支柱支护密度的确定 (1)支护密度的选择计算。由于支柱实际可能达到的工作阻力Ps和顶板压力Pi已经确定,因此,可用下式计算工作面的支护密 度.Ni=Pi/Ps,式中Ni--顶板支护密度,根/立方米;Pi一顶板单位面积上的压力;PF一支实际可能达到的工作阻力。而工作面实际支护密度还要受场支架布置方式、下料、行人、机道宽度、通风断面等条件的限制,因此,必须通过对采场支架布置图的支护密度进行计算,才能验算其是与M值相符合与否。 (2)s

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