烏魯木齊堿溝煤礦0.9Mt新井設(shè)計【含CAD圖紙+文檔】

烏魯木齊堿溝煤礦0.9Mt新井設(shè)計【含CAD圖紙+文檔】,含CAD圖紙+文檔,烏魯木齊,煤礦,mt,設(shè)計,cad,圖紙,文檔 專 題 部 分 淺析急傾斜10m-20m大放高的研究 摘要：針對急傾斜煤層的復(fù)雜地質(zhì)條件，為了提高經(jīng)濟(jì)效益上，則對急傾斜特厚煤層水平分層綜采放頂煤的分層水平進(jìn)行研究，本文也就是在提高水平分層厚度的過程中出現(xiàn)的一些部題進(jìn)行淺要的分析。 關(guān)鍵詞：急傾斜特厚，綜采放頂煤，頂煤破斷，工作面巖層控制的特點，頂煤放出規(guī)律 0 引言 眾所周知，急斜煤層賦存和開采條件都比其它類型煤層要復(fù)雜，因而一般很難形成較大的生產(chǎn)能力。急斜煤層水平分層工作面長度受煤層厚度限制，大幅度提高產(chǎn)量主要是兩條技術(shù)途徑，有是提高裝備水平，大幅度加快工作面推進(jìn)速度，二是提高水平分層高度。因而主張在原分層高度20m～25m基礎(chǔ)上將水平分層高度提升至30m~40m，來提高工作面煤炭生產(chǎn)能力。 隨著水平分層高度的提高，頂煤能否有效放出,加快推進(jìn)速度和提高段高后，圍巖破壞規(guī)律有何變化，對工作面頂煤破壞放出有何影響，礦山壓力顯現(xiàn)及“支架-圍巖”適應(yīng)性，都需要進(jìn)一步研究，才能科學(xué)地保證安全高效生產(chǎn)。為此，我們進(jìn)行10m厚急傾斜大段高水平分層綜采放頂煤工作面進(jìn)行放頂煤工業(yè)可行性研究。 項目經(jīng)試驗研究，將水平分層高度進(jìn)一步提高到30m~40m，則可有效增加工作面產(chǎn)量，提高生產(chǎn)工效，降低生產(chǎn)成本。提高礦井的煤炭生產(chǎn)能力，滿足自治區(qū)經(jīng)濟(jì)發(fā)展的需要，保證煤炭的供應(yīng)，同時對急傾斜厚煤層水平分層綜采放頂煤開采的發(fā)展起到較大的推進(jìn)。研究成果可直接用來指導(dǎo)生產(chǎn)實踐，解決實際工程問題。 水平分層高度有一個合理的范圍。隨著水平分層高度的增加，可能引起一系列的礦山壓力及相關(guān)問題，如掘進(jìn)及回采過程中巷道頂?shù)装鍓毫ψ兓跋锏雷冃吻闆r？如何使頂煤充分破碎并放出？頂板及圍巖運移規(guī)律有何改變？工作面的三機(jī)如何配套？如何選擇合理的支護(hù)參數(shù)？如何通過觀測掌握綜采放頂煤工作面老頂來壓顯現(xiàn)、步距和強度；如何分析回采空間支架與圍巖相互作用關(guān)系，并為評價綜放面設(shè)計選用的支護(hù)裝備和支護(hù)方式、及相應(yīng)的采煤機(jī)械、評價選擇的采煤參數(shù)、采放工序安排的合理性、以及頂板管理方法提供基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，所有這些問題都有待通過深入研究去解決。本項目研究的目的就是通過現(xiàn)場實踐在總結(jié)的基礎(chǔ)上對以上問題的進(jìn)一步研究，為建立大段高10m厚急傾斜煤層綜放工作面，全面提升堿溝煤礦煤炭產(chǎn)量打下堅實的基礎(chǔ)。同時，為堿溝煤礦及公司所屬各礦急傾斜10m~20m厚煤層開采提供有益的探索。本文多數(shù)資料來原于堿溝煤礦生產(chǎn)辦。 1 國內(nèi)外急傾斜煤層開采技術(shù)概況 1.1急傾斜煤層開采技術(shù)現(xiàn)狀 1.1.1國外現(xiàn)狀 法國是發(fā)展現(xiàn)代放頂煤技術(shù)較早的國家，八十年代，烏魯木齊礦區(qū)為了研究和發(fā)展放頂煤技術(shù)曾到法國考察。但到了九十年代，由于石油的沖擊，以及本國開采煤炭成本昂貴，煤礦關(guān)閉。八十年代以后，原蘇聯(lián)在開采急斜煤層采煤方法上與我國有不同思路，主要是發(fā)展綜合機(jī)械化，而且偏向于沿傾斜推進(jìn)（這與我國急斜開拓體系不配套）。烏克蘭頓涅茨煤礦機(jī)械設(shè)計院自1986年為頓巴斯礦區(qū)開采急斜和大傾角煤層設(shè)計了54個綜采工作面，最高月產(chǎn)量17010t，平均月產(chǎn)12763t。九十年代以來，隨著原蘇聯(lián)解體，煤炭工業(yè)的發(fā)展困難重重，未見在急斜厚煤層開采方面有何突破。1993年烏克蘭煤炭產(chǎn)量中35°以上煤層的產(chǎn)量849.9萬t，僅占其總產(chǎn)量的3~4%，而這849.9萬t中，非機(jī)械化開采的產(chǎn)量約占64.5%。 1.1.2國內(nèi)現(xiàn)狀 急斜煤層是指賦存角度45°~90°的煤層。這類煤層總儲量和歷年產(chǎn)量在我國都不超過5%，但它在許多礦區(qū)都有賦存，約占我國開采煤田的40%以上。開采急斜煤層的原國有重點煤礦（統(tǒng)配煤礦）約占國有重點煤礦總數(shù)的17%，開采急斜煤層的地方煤礦約占地方煤礦總數(shù)的40%。急斜煤層的賦存條件、煤層結(jié)構(gòu)、應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，因而采煤方法種類繁多。 解放后，我國推廣應(yīng)用蘇聯(lián)長壁體系采煤方法，在急斜薄及中厚煤層推廣了倒臺階采煤法。由于放落的煤和冒落的頂板要向下滾砸，工作面布置成倒臺階，五、六十年代倒臺階采煤法是我國急斜煤層主要應(yīng)用的正規(guī)采煤方法。由于臺階上工人主要靠風(fēng)鎬落煤，工作面需要兩套動力供應(yīng)系統(tǒng)，臺階限制了產(chǎn)量進(jìn)一步提高。而更主要的是我國不少急斜煤層底板較軟，易發(fā)生破壞和滑移，倒臺階布置滑移容易向工作面發(fā)展，造成頂板災(zāi)害。因而八十年代中期，開采急斜大傾角煤層較多的四川省煤礦，開始了以發(fā)展偽俯斜體系采煤方法為代表的改革，典型的如圖1.1-1所示的俯偽斜水平分段密集支柱采煤法。 圖1.1-1俯偽斜水平分段密集支柱采煤法 這種采煤方法的特點是： ⑴ 工作面線與水平面的夾角為35°，工人可以在工作面“自然”行走，而無需象在倒臺階工作面上下爬行，保障了較好的勞動條件。 ⑵ 工作面下部超前于上部，可以有效防止底板破壞滑移。 ⑶ 工作面采用分段密集，將冒落的直接頂檔在沿傾斜方向的各個水平段上，而不是都沿傾斜向下滾滑，防止了“下部填滿、上部懸空”的現(xiàn)象，可以較有效的控制老頂沿傾斜方向的不同運動。 從圖上也可以看出，工作面支架的支護(hù)密度很大，工人勞動強度大，限制了勞動生產(chǎn)率的提高。當(dāng)煤層傾角大于45°，工作面下部超前上部距離大，這就影響到頂板的破斷狀況，及其后的運動。 急斜特厚煤層長期沿用的正規(guī)采煤方法是水平分層和斜切分層采煤法（圖1.1-2），由于工作面長度短，都用單體支柱支護(hù)，每個分層高度在2m左右。每個分層分別沿頂板和底板布置運輸平巷和回風(fēng)平巷，掘進(jìn)量大。分層間需鋪金屬網(wǎng)，或留煤柱，成本較高，因而不少礦井仍沿用巷柱（落垛）采煤法一類落后的房柱式采煤方法。 我國的現(xiàn)代放頂煤技術(shù)，實際上是由急斜煤層開始的。1982年，北京礦務(wù)局研制了滑移頂梁液壓支架，1983年在木城澗煤礦進(jìn)行工業(yè)試驗，1985 圖1.1-2 水平分層(a)和斜切分層(b)采煤法 年通過煤炭工業(yè)部鑒定。急斜水平分段綜采放頂煤，八十年代末在窯街、遼 源、烏魯木齊礦區(qū)先后試驗成功。與水平分層采煤法相比，它具有一些不可替代的優(yōu)越性。目前，我國開采急斜煤層的礦井水平（階段）高度一般為100~120m，采用水平分層采煤法，分層高度2.0m左右，一個生產(chǎn)水平需要劃分50多個分層，僅運輸平巷和回風(fēng)平巷就要開掘100多條。而采用水平分段放頂煤，水平分段高度六道灣礦實驗確定在10~18m，一個生產(chǎn)水平僅需劃分6~10個分段，運輸平巷和回風(fēng)平巷只需開掘12~20條，少掘了80%巷道，僅此效益就非常巨大。2004年，煤層地質(zhì)條件與烏魯木齊礦區(qū)相近的甘肅華亭煤礦工作面產(chǎn)量超過150萬噸，在急傾斜煤層中創(chuàng)造了年產(chǎn)過150萬噸的高產(chǎn)高效工作面，這在全國乃至世界同類煤層中處于領(lǐng)先地位同時也說明 急斜煤層中創(chuàng)造百萬噸工作面是可以實現(xiàn)的。 我國急斜煤層中，賦存有大量厚度在10m 以上的特厚煤層，直到八十年代中后期，除相當(dāng)一些礦井采用“落垛垛”，“倒缶缶”一類落后的舊柱式采煤方法外，正規(guī)的采煤方法主要是水平分層采煤法。如前所述，巷道掘進(jìn)率高，生產(chǎn)能力低?，F(xiàn)代放頂煤技術(shù)在我國的研究和應(yīng)用始于1982年，1982年5月出國訪問學(xué)習(xí)歸國的樊運策研究員，起草了以煤炭部生產(chǎn)司和煤科院開采所名義給高揚文部長的報告，建議在我國發(fā)展和研究綜采放頂煤綜采放頂煤技術(shù)。1982年6月，由原煤炭工業(yè)部和遼寧省科委，聯(lián)合出資在沈陽礦務(wù)局蒲河煤礦進(jìn)行試驗綜采放頂煤。1984年4月，我國第一個60m長的綜放工作面在蒲河煤礦正式開始工業(yè)性試驗，試驗過程中由于支架損壞和自然發(fā)火等原因，幾經(jīng)周折，直到1986年9月進(jìn)行了鑒定。與此同時，由北京開采所、窯街礦務(wù)局等在窯街二礦進(jìn)行的急斜特厚煤層水平分段綜采放頂煤工業(yè)試驗，1986年3月開始，1986年7月進(jìn)行了鑒定。 1983年自治區(qū)煤炭系統(tǒng)技術(shù)人員提出了用綜采放頂煤開采急傾斜特厚煤層的建議。當(dāng)年12月自治區(qū)煤炭廳向自治區(qū)政府呈報了《關(guān)于申請烏魯木齊礦區(qū)急傾斜特厚煤層采煤方法研究課題列為國家科研計劃的報告》（（83）新煤字第336號文）1984年11月自治區(qū)科委向國家科委上報，12月國家科委《關(guān)于下達(dá)一九八四年第二批技術(shù)引進(jìn)計劃的通知》中列入“邊疆開發(fā)”項目，并資助350萬元。1985年國家計委決定項目投資1100萬元，1987年7月綜放面開始工業(yè)性試驗，1988年2月鑒定。 如前所述，八十年代后期，我國先后在窯街礦務(wù)局二礦，烏魯木齊礦務(wù)局六道灣等礦試驗成功了水平分段綜合機(jī)械化放頂煤。水平分段高度10~14m。在階段垂高120m時，僅需劃分8~12個分段（層），具有掘進(jìn)率低，產(chǎn)量高，效益好的優(yōu)點，并迅速在我國推廣。 在我國發(fā)展綜采放頂煤同時，一些開采急斜特厚煤層的礦井，鑒于缺乏足夠的發(fā)展綜采放頂煤的資金，為改造水平分層采煤法，應(yīng)用滑移頂梁液壓支架鋪頂網(wǎng)進(jìn)行水平分段放頂煤開采，取得成功?；祈斄阂簤褐Ъ埽▓D 1.2.1-1）是在利用單體液壓支柱的基礎(chǔ)上的適用技術(shù)，經(jīng)過組裝的簡易液壓支架。它屬于框式結(jié)構(gòu)，穩(wěn)定性較差，但在急斜水平分段采煤時，由于工作面水平布置，且急斜水平分段放頂煤礦壓顯現(xiàn)不劇烈，支架穩(wěn)定性較易得到保證，利用它鋪頂網(wǎng)進(jìn)行放頂煤采煤，實現(xiàn)了支架自移，是一種適用技術(shù)，一段時間發(fā)展較快。九十年代初期，烏魯木齊礦務(wù)局有的煤礦，在南、北大槽煤應(yīng)用了水平分段滑移頂梁放頂煤。一些礦井應(yīng)用滑移頂梁液壓支架放頂煤也取得成功，水平分段放頂煤已逐步取代水平分層采煤法。 急斜水平分段綜采放頂煤工作面的裝備布置與緩斜特厚煤層綜采放頂煤相同，唯工作面長度 L較短，L＝M/cosα（其中：M為煤層真厚，α為傾角）。我國最長的水平分段綜采工作面達(dá)70m以上。由于工作面長度短，一般采用短機(jī)身采煤機(jī)。如MGD150-NW型單滾筒采煤機(jī)，搖臂主軸布置在機(jī)身中間，能回轉(zhuǎn) 270°，在與SGD-730/90W刮板輸送機(jī)配套使用時，可爬上機(jī)頭和機(jī)尾，割透工作面兩端頭，不殘留三角煤，無須開缺口。烏魯木齊礦務(wù)局六道灣礦在綜采放頂煤工業(yè)試驗中，引進(jìn)了法國MS950-400型正面截割短工作面采煤機(jī)，搖臂在垂直工作面的平面內(nèi)上下擺動，滾筒依靠水平推進(jìn)的千斤頂向煤壁進(jìn)刀，將煤壁由上到下割成一個扇面，這種采煤機(jī)在我國沒有再發(fā)展。水平分段綜采放頂煤采煤工藝與緩斜煤層綜采放頂煤工藝相同。不同之處，一是工作面較短，每日循環(huán)數(shù)多；二是水平分段采煤，工作面下方是下一分段的煤，因此，有的礦井在分段高度中留有0.5~2m煤皮。 顯然，烏魯木齊礦區(qū)是我國試驗和發(fā)展急斜特厚煤層水平分段綜采放頂煤最早的礦區(qū)之一，走在這一領(lǐng)域的前沿。至今，放頂煤采煤法已成為神新公司開采急傾斜煤層的主要采煤方法。 1. 2堿溝煤礦采煤方法沿革 1.2.1堿溝煤礦采煤方法沿革及原有采煤方法評價 堿溝煤礦1956年前屬軍區(qū)后勤小窯，1956年與其它小窯合并，成為農(nóng)六師農(nóng)建煤礦二、三分廠。1969年改為自治區(qū)重工業(yè)局東山煤礦二礦、三礦，1966年開始技術(shù)改造，1980年投產(chǎn)，井型30萬噸/年。1995年又完成礦井的水平延伸和技術(shù)改造，為設(shè)計井型30萬噸/年的正規(guī)小型礦井。 堿溝煤礦在發(fā)展放頂煤以前一直應(yīng)用舊房柱式體系的一些采煤方法，如：落垛、巷道長壁、倉儲、長孔爆破等，1980年按照設(shè)計井型30萬噸/年投產(chǎn)后，基本以倉儲采煤法和長孔爆破采煤法為主。 圖1.2.1-1 B29煤層應(yīng)用的倉儲采煤法 堿溝煤礦應(yīng)用的典型的倉儲采煤法，以B29煤層?xùn)|西翼采區(qū)為例，如圖1.2.1-1： B29煤層?xùn)|翼沿走向共設(shè)8個倉，采用一柱兩倉同時作業(yè)進(jìn)行采煤。需要說明，倉儲采煤法在急斜煤層采煤方法中還是允許應(yīng)用的，不僅是因為它有較完整的通風(fēng)系統(tǒng)。但是這類開采方法頂板安全十分重要，而且采出率很低。按照設(shè)計計算，采區(qū)的采出率為45~50%，顯然過低，而且在生產(chǎn)中很難達(dá)到，頂板垮塌、倉內(nèi)煤柱垮塌，都會造成停倉，實際的采出率僅30%左右。大量殘煤留在倉內(nèi)，極易自然發(fā)火。 堿溝煤礦在B2煤層應(yīng)用的長孔爆破采煤法如圖1.2.1-2所示，B2煤層在堿溝煤礦賦存穩(wěn)定，平均厚度20m。一般一個采倉沿走向20m，留10m隔離煤柱。按照設(shè)計計算，采區(qū)的采出率僅為40%。由于倉內(nèi)按照規(guī)程不能進(jìn)入，因而對爆破工藝要求很高。倉內(nèi)無支護(hù)，一但冒頂卡眼，采出率更低。 圖1.2.1-2 堿溝煤礦在B2煤層應(yīng)用的長孔爆破采煤法 烏魯木齊礦區(qū)的其它礦井也曾在特厚煤層開采中廣泛應(yīng)用過長孔爆破采煤法，不過不同礦井采用的參數(shù)有所不同。如有的礦井倉沿走向長15~20m，倉間留3m小煤柱，每采3個倉后，再留10m隔離煤柱，進(jìn)行封閉。顯然，提高了采出率。但是，隨著帶來的問題是大范圍采空后，有可能形成大范圍采空區(qū)懸而不垮，而達(dá)到某一極限后，突發(fā)災(zāi)變，發(fā)生大范圍巖層垮落事故。因而，烏魯木齊礦區(qū)首先在特厚煤層實驗和應(yīng)用放頂煤采煤方法。 1.2.2堿溝煤礦急傾斜10m~20m厚煤層綜放工作面技術(shù)研究 八十年代中期，烏魯木齊礦務(wù)局為了從根本上改變采煤方法落后的局面，在學(xué)習(xí)和引進(jìn)國外現(xiàn)代放頂煤技術(shù)，1988年在六道灣煤礦B4+5+6煤層工業(yè)試驗成功并經(jīng)過原煤炭工業(yè)部鑒定，1990年成為煤炭工業(yè)部重點“100推”項目。不僅解決了幾十米厚度特厚煤層采煤方法的難題，也開始了烏魯木齊礦區(qū)以綜合機(jī)械化放頂煤為重點的采煤方法改革進(jìn)程。 堿溝井田內(nèi)賦存37層厚度、層間距不同的可采煤層。其中3、4兩組以薄煤層、中厚煤層、和10m以下的厚煤層為主，占儲量的48%。九十年代烏魯木齊礦務(wù)局在南北兩個大槽煤成功推廣綜合機(jī)械化放頂煤的同時，著手研究這類煤層的放頂煤采煤方法。1993年在堿溝礦礦井水平延伸和技術(shù)改造同時，將采煤方法改革列入技術(shù)改革的重點項目。在廣泛調(diào)查研究的基礎(chǔ)上，決定在厚度10m以下的近距離急斜煤層（3、4兩組煤）實驗研究放頂煤采煤法，實驗中采用過滑移頂梁液壓支架，也采用過鉸車?yán)喴字Ъ艿姆椒?。雖然實驗未達(dá)預(yù)期效果，但這是我國在這一類煤層實驗現(xiàn)代放頂煤技術(shù)的較早嘗試之一，其特點是實現(xiàn)工作面在支架下進(jìn)行作業(yè)，改變了老式采法無支護(hù)作業(yè)的危險狀況，實驗是在國內(nèi)急斜近距煤層開采的前沿水平上進(jìn)行的。1996年烏魯木齊礦務(wù)局和堿溝礦又組織課題組，深入研究論證，決定采用網(wǎng)格支架放頂煤工藝。根據(jù)近距煤層特點，決定層間距小于5m的兩個鄰近煤層聯(lián)合布置、聯(lián)合開采，以解決通風(fēng)問題，于1998年11月開始工業(yè)試驗。試驗中發(fā)現(xiàn)網(wǎng)格支架在較軟煤層中應(yīng)用穩(wěn)定性差、易倒架、移架困難。從11月到12月多次發(fā)生架前冒頂，試驗處于被動局面,平均日產(chǎn)近180噸，工效2.3噸/工，工作面采出率僅63.7%。。后決定采用該礦特厚煤層放頂煤應(yīng)用的輕型液壓支架（ZFB2200/16/24），12月在B19煤層將網(wǎng)格支架更換為2臺ZFB2200/16/24輕型液壓支架，B20煤層仍采用網(wǎng)格支架，同時進(jìn)行實驗。1999年正式投入生產(chǎn)，通過對兩種支架對比，ZFB2200/16/24輕型液壓支架較網(wǎng)格支架整體性、穩(wěn)定性強，移架便捷容易，對頂煤支護(hù)好，工人都愿意在B19煤層工作。3月，經(jīng)礦技術(shù)委員會研究將B20煤層網(wǎng)格支架也更換為2臺ZFB2200/16/24輕型液壓支架。2002年1月，烏魯木齊礦業(yè)（集團(tuán)）有限責(zé)任公司正式申請立項試驗“急傾斜薄及中厚煤層放頂煤技術(shù)”，經(jīng)維吾爾自治區(qū)經(jīng)濟(jì)貿(mào)易委員會和財政廳批準(zhǔn)（385號文）為新技術(shù)項目，西安科技學(xué)院（現(xiàn)更名為西安科技大學(xué)）為協(xié)作研究單位。2003年進(jìn)行鑒定，獲得維吾爾自治區(qū)2003年度科技進(jìn)步二等獎。鑒定后，根據(jù)專家和有關(guān)領(lǐng)導(dǎo)部門的意見，對存在問題進(jìn)行了進(jìn)一步分析研究，初步提出了改進(jìn)方案 此項目主要是針對厚度10 m以下的急斜近距煤層現(xiàn)代采煤方法的系統(tǒng)研究。通過在堿溝煤礦西一采區(qū)的B19、B20以及B17、B18等多組急斜近距薄及中厚煤層的水平分段輕型液壓支架放頂煤開采實驗，經(jīng)過多年來對急傾斜煤層綜采放頂煤技術(shù)的不斷研究，堿溝煤礦已完全掌握了急傾斜煤層放頂煤技術(shù)，并于2004年在+616水平B1工作面做了大膽的嘗試，根據(jù)工作面的實際情況：工作面比較窄?。ㄆ骄穸?1.5米），上部煤層含水，工作面以及兩巷的淋水大，地表黃土緊跟等情況。決定在+616水平B1工作面采用‘炮采掩護(hù)式放頂煤’的采煤方法，大大的提高了機(jī)械化程度，但該方法需人工劈幫走架，勞動強度較大。 2005年~2007年堿溝煤礦先后在東一采區(qū)+604m分層B2煤層、東一采區(qū)+599m分層B1煤層、東一采區(qū)+582m分層B2煤層、東一采區(qū)+564m分層B2煤層進(jìn)行了綜采放頂煤采煤法，分層開采段高在17~20米。其中2005年10月初，堿溝煤礦在+616m分層B1工作面的下一開采分層+599m分層B1煤層工作面原計劃采用炮采掩護(hù)式放頂煤采煤法進(jìn)行回采，為了提高工作面的機(jī)械化程度，減輕職工的勞動強度，加快推進(jìn)度，提高產(chǎn)量，提高工作面的回采率和勞動工效，提高職工的安全性等各方面的原因，經(jīng)礦領(lǐng)導(dǎo)、生產(chǎn)科室以及相關(guān)職能科室和區(qū)隊的領(lǐng)導(dǎo)、工程技術(shù)人員在B1煤層工作面現(xiàn)場進(jìn)行的多次觀察、討論，最后在礦安全生產(chǎn)辦公會議上研究決定：廢除原來設(shè)計的在B1工作面采用‘炮采掩護(hù)式放頂煤’的采煤方法，在東一采區(qū)+599m分層B1煤層工作面，采用‘綜采掩護(hù)式放頂煤’開采方法。在東一采區(qū)+599m分層B1煤層工作面安裝6副ZFSB2800/16/28型液壓支架支護(hù)工作面和南北端頭，兩端頭的局部空間采用一字交接梁配合單體液壓支柱進(jìn)行有效支護(hù)。工作面安裝一臺MGD150--NW型采煤機(jī)進(jìn)行進(jìn)刀推進(jìn)工作面，采用90型前部刮板輸送機(jī)和SGB620/40型后部刮板輸送機(jī)分別運送前部進(jìn)刀煤和架后放頂煤。這一改進(jìn)突破了礦10米厚煤層炮采采煤法，實現(xiàn)了10米~20米厚急傾斜煤層100%的機(jī)械化采煤率。 1.2.2實現(xiàn)急傾斜10-20m厚煤層綜放采煤方法的重大意義 ⑴急傾斜10-20m厚煤層綜放采煤方法，提高了機(jī)械化程度，減少勞動力減輕了人員的勞動強度。 ⑵急傾斜10-20m厚煤層綜放采煤方法，加快了工作面的推進(jìn)速度，有利于提高班產(chǎn)、日產(chǎn)、月產(chǎn)。 ⑶急傾斜1 0-20m厚煤層綜放采煤方法，有利于提高工作面的回采率，提高提高勞動工效。 ⑷急傾斜10-20m厚煤層綜放采煤方法，有利于工作面頂板的支護(hù)，排除各類安全隱患，在一定程度上提高了職工的安全性。 ⑸急傾斜10-20m厚煤層綜放采煤方法，有利于減少噸煤成本。 2 急傾斜10m-20m大放高的研究 2.1煤層賦存條件 試驗工作面針對B1煤層，本煤層屬侏羅紀(jì)西山窯組煤層，平均厚度為10m，屬穩(wěn)定煤層單斜構(gòu)造，煤層走向自西向東N 53°-E55°，呈一略向北突出的弧形，煤層傾向西北，傾角84°-88°，+564水平東一南石門B1煤層處傾角為86°。B1煤層偽頂為泥巖和炭質(zhì)泥巖，累計厚度0.4m，直接頂和老頂沒有明顯區(qū)別，為20.9m左右粉砂巖,硬度系數(shù)f=4-5。B1煤層直接底為粉砂質(zhì)泥巖，厚度為11m，硬度 f=4-5。本采區(qū)裂隙不發(fā)育，煤層裂隙水極少不太明顯，工作面的涌水主要來自堿溝河和地面塌陷坑積水的滲透。 圖2.1.1 B1煤層頂?shù)装鍘r性示意圖 2.2東一采區(qū)開拓系統(tǒng)布置 圖2.1.2 +564mB1綜采面巷道布置平面位置示意圖 2.3工作面位置 表2.2-1 工作面位置及井上下關(guān)系表 水平名稱 +564m水平 采區(qū)名稱 東一采區(qū) 地面標(biāo)高（m） +813m—793m 井下標(biāo)高(m) （實際） ＋566m 地面相 對位置 東一采區(qū)+564水平B1煤層距主斜井中心線以東143米為+564東一石門，南、北巷掘進(jìn)面終止位置位于+564東一石門以東432米處，對應(yīng)地面為+616水平以上回采后地表跨通形成的塌陷坑。 回采對地面設(shè)施的影響 回采將引起原地面塌陷坑的繼續(xù)塌陷，其他預(yù)計沒有較大影響。 井下位置及與四鄰關(guān)系 自副斜井+556水平井底車場向東至+556-+564水平上山,繞至+564水平東一南石門。+564水平東一采區(qū)B1頂、底板巷掘進(jìn)面自+564東一南石門起至+564東一石門以東432m處，B1頂板向北21.3m為煤厚20.8m的B2煤層，B2煤層+582水平已由采一區(qū)回采。 B1底板向南12.5m為煤厚3m的BS1+2煤層，BS1+2煤層為實體。B1煤層上部+616水平已由采一區(qū)回采完畢， +616水平以上為采空區(qū)。 ＋564mB1工作面的實際標(biāo)高為＋567m，＋582mB1中巷的實際標(biāo)高為＋585m，+599mB1工作面實際標(biāo)高為＋599.5m。＋564mB1至＋582mB1實際段高為18m，＋582 mB1至+599mB1工作面的實際段高為14m，＋564mB1工作面至＋599mB1工作面的實際段高為32m。 走向長度（m） 432 傾斜長度（m） 32.07 面積（m2） 15213 2.2東一采區(qū)水平分層階段劃分 2. 2. 1按照系統(tǒng)條件劃分 根據(jù)東一采區(qū)開拓系統(tǒng)布置，B1煤層可分層為+599m-+616m、+585m-+599m、+567m-+585m三個分層，階段高度分別為17米、14米、18米。 工作面日生產(chǎn)能力計算 Qg = S×h1×Lg×r×Cg，t/d 式中：Qg —工作面日產(chǎn)量，t/d； S —工作面日進(jìn)度，3.6m； h1 —工作面采煤階段高度m（其中采煤機(jī)割煤高度2.6m）； Lg —工作面長度，10m； r —煤體容重，1.3t/m3； Cg —工作面回采率，75%； 段高14米 Qg =3.6*14*10*1.3*75%=491t/d 段高17米Qg =3.6*17*10*1.3*75%=596t/d 段高18米Qg =3.6*18*10*1.3*75%=632t/d 根據(jù)生產(chǎn)能力計算結(jié)果分析，顯然14米分層段高生產(chǎn)效率較低，工作面生產(chǎn)能力是不能滿足礦井高產(chǎn)高效的發(fā)展要求。 2. 2. 2提高分段高度的可行性 提高工作面推進(jìn)速度一個重要方面是提高裝備水平，但是，放頂煤開采工藝實際上包括“采煤-放煤”兩個階段，而且“以放為主，以采促放”，頂煤的放出過程占用的時間顯然大于工作面機(jī)械化采煤的時間。放煤的過程取決于頂煤充分破碎的程度和放煤高度，及其對它的工藝控制。提高水平分段高度顯然可以提高工作面單位推進(jìn)度的產(chǎn)出。另外，從經(jīng)濟(jì)效益上分析，提高水平分段高度可以節(jié)省大量的資金 根據(jù)國內(nèi)對急斜煤層水平分段放頂煤開采圍巖結(jié)構(gòu)及其控制性研究，煤層開采后在頂板方向形成“大、小”兩個不同結(jié)構(gòu)?！按蠼Y(jié)構(gòu)”是橫跨采空區(qū)上下端的“不等高卸載拱”，“小結(jié)構(gòu)”是處于“大結(jié)構(gòu)”保護(hù)之下的，并由于較大的切向分力作用而形成的“鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)。 “不等高卸載拱”拱高與跨長滿足關(guān)系式 。影響“卸載拱”拱高的參數(shù)為、及。與成正比，因此分段開采時段高取得越高，越大，拱高越大，彈性薄板所受上覆層荷載值越大，頂板巖層的穩(wěn)定性將降低；與成正比，因此端角處摩擦系數(shù)越大，成拱高度將增加；與傾角成反比，隨著傾角的增大，成拱高度將減小，頂板巖層的穩(wěn)定性越高。 分段放頂煤開采過程中，頂煤體中存在“跨層拱”結(jié)構(gòu)，拱高與跨長的關(guān)系滿足。在選擇合理分段高度的前提下，實施合理的放煤步驟，使支架既受拱結(jié)構(gòu)的保護(hù)，同時保證拱結(jié)構(gòu)的自然上移是水平分段放頂煤開采的關(guān)鍵技術(shù)措施。 急傾斜煤層水平分段放頂煤開采煤層采出后，圍巖的破壞主要向頂煤和頂板兩個方向發(fā)展，傾角越大頂煤方向的破壞越顯顯著。由于烏魯木齊礦區(qū)水平分段放頂煤工作面長度小，一般在30~50m，開采引起的圍巖破壞活動范圍是有限的。對不同水平分段高度開采的對比研究表明，合理地提高水平分段高度，圍巖破壞活動的規(guī)律沒有改變，也不會帶來災(zāi)害危險。大段高工作面礦山壓力觀測，支持了上述認(rèn)識。 鑒于上述研究，在試驗的基礎(chǔ)上提高分層段高是可行的。 2. 4提高分層高度經(jīng)濟(jì)效益分析 從經(jīng)濟(jì)效益上分析，提高水平分段高度可以節(jié)省大量的資金。按開拓系統(tǒng)條件劃分為3個工作面。各工作面走向長度以430計，每個工作面布置運輸與軌道各兩條順槽，巷道掘進(jìn)總長度共計2580m。參照烏魯木齊礦區(qū)各礦實際開采情況，礦區(qū)各工作面每米巷道的掘進(jìn)費用基本在2800元/m～3400元/m之間，取平均值3100元/m 3，3個工作面的總掘進(jìn)費用為： 萬元 若將段高提高，下部兩個分層合并，則要布置2個工作面，少掘2條巷道，巷道掘進(jìn)費用值節(jié)省266.6萬元；節(jié)省的資金完全配備高效工作面，對急斜煤層提高工作面分段高度是非常必要的。但是，水平分段的提高又可能影響到頂煤的放出率，而且分段高度的改變，還要影響到頂?shù)装宓钠茐奶卣鳎瑫r段高增加了，設(shè)備的選型也必須進(jìn)行改變，這些都是必須解決的關(guān)鍵問題。 3 大采高綜采工作面巷道布置 3. 1堿溝煤礦急傾斜煤層綜采放頂煤工作面的巷道布置 3.1.1堿溝煤礦工作面狀況 +564mB1煤層綜采放頂煤工作面工作面布置在東一采區(qū)，工作面的實際開采段高為32m。煤層水平厚度11米。工作面沿煤層走向方向推進(jìn)，推進(jìn)長度433m，工作面長度12.5m。 3.1.2巷道的布置 1)巷道斷面的選擇 因我礦為急傾斜煤層，巷道頂部易破碎垮落為自然平衡拱，所以巷道斷面選用圓弧拱形斷面。 為提高回采巷道斷面的利用率，改善工作面的通風(fēng)條件，使回采工作面的排塵風(fēng)速達(dá)到最優(yōu)化；同時本著便于運輸、利于維護(hù)、滿足行人安全需求，巷道掘進(jìn)費用低，有利工作面設(shè)備布置的厚則，東一采區(qū)＋564mB1掘進(jìn)工作面在施工至200m處時，巷道斷面變更為矩形斷面。 開切巷選擇距形斷面，是為了適應(yīng)綜采工作面液壓支架的安裝。 2)巷道布置 急傾斜煤層水平分段綜采放頂煤開采，工作面走向長度受煤層水平厚度限制。工作面巷道布置位置至關(guān)重要，巷道布置同時受到巷道破巖量，煤層頂?shù)装遄呦?，巷道支護(hù)方式等諸多因素的制約。 我礦東一采區(qū)＋564mB1綜采大段高放頂煤工作面的回采巷道沿煤層頂?shù)装迤叫胁贾?。兩巷平行布置，間距按工作面裝備要求，結(jié)合煤層頂?shù)装鍡l件確定，底板巷部分破巖，分段直線布置。 同時煤層開采過程中發(fā)現(xiàn)工作面與巷道水平交匯處出現(xiàn)滑移底板三角區(qū)。若運輸巷放在底板，滑移底板將對工作面端頭產(chǎn)生側(cè)向壓力作用在端頭支護(hù)時的一字鋼梁和支護(hù)單體上，易造成端頭失穩(wěn)，端頭支護(hù)復(fù)雜困難；又因我礦東一采區(qū)＋564m運輸系統(tǒng)及通風(fēng)系統(tǒng)的限制；因此回采巷道布置時充分利用特厚煤層及現(xiàn)有生產(chǎn)系統(tǒng)的有利條件將運輸巷（回風(fēng)巷）布置在頂板側(cè)，軌道巷（進(jìn)風(fēng)巷）布置在底板側(cè)。 東一采區(qū)＋564mB1綜采放頂煤工作面的分段高度為32m，工作面頂煤采用超前預(yù)爆破，為對頂煤的爆破效果進(jìn)行對比，在＋582m分層布置一條中巷，作為＋564mB1綜采工作面進(jìn)入此段后頂煤超前預(yù)爆破巷，中巷長度為183m。 +564mB1頂板巷（膠帶運輸機(jī)巷）沿煤層頂板掘進(jìn)，設(shè)計走向長度為435m，巷道凈寬為3m，凈高為2.8m，其中拱高2.2m，墻高0.6m。 +564mB1底板巷（軌道運輸巷）沿煤層底板掘進(jìn)，設(shè)計走向長度為433m，巷道凈寬為3m，凈高為2.8m，其中拱高2.2m，墻高0.6m，巷道在掘進(jìn)過程中局部破底板，嚴(yán)禁巷道超寬。 開切巷垂直于頂、底板巷道布置，根據(jù)綜采工作面所安裝設(shè)備要求，并考濾安裝時的操作空間，設(shè)計決定綜采工作面開切巷斷面為矩形斷面，開切巷掘進(jìn)長度為12.5m，巷道凈寬為7.5m，凈高為2.8m。 +582mB1中巷布置在B1煤層中部，巷道設(shè)計長度為183m，圓弧拱斷面， 圖3.1.2東一采區(qū)＋564mB1綜采放頂煤工作面回采巷道布置圖 巷道凈寬為3m，凈高為2.8m其中拱高2.2m，墻高0.6m。 東一采區(qū)+564mB1綜采工作面的石門保護(hù)煤柱設(shè)計為30m，+582mB1工作面的石門保護(hù)煤柱設(shè)計為45m（+564m石門與+582m石門相措15m）。 3.2巷道變形的觀測 3. 2. 1 +564B1巷道變形量的觀測 1、對+564m B1頂板巷布置監(jiān)測點進(jìn)行位移變形觀測，繪制+564mB1頂板巷寬及巷高變形與巷道設(shè)計斷面尺寸對比后的變形曲線如圖示。 ①圓弧拱斷面變形量觀測（巷道凈寬3m，凈高2.8m，墻高2.2m，拱高0.6m）。 由圖可知巷幫在回采前變形量平均在0.01~0.06m，巷高變形主要表現(xiàn)為頂部下沉，巷道頂部下沉量在0.02~0.06m，巷道寬度變形主要以兩幫相對移近量為主。 2、對+564m B1底板巷布置監(jiān)測點進(jìn)行位移變形觀測，繪制+564mB1底板巷寬及巷高變形與巷道設(shè)計斷面尺寸對比后的變形曲線如圖示。 ①圓弧拱斷面變形量觀測（巷道凈寬3m，凈高2.8m，墻高2.2m，拱高0.6m）。 由上圖可知底板巷變形量大于頂板巷，巷幫回采前變形量在0.03~0.07m，巷道頂部下 沉量在0.03~0.07m，巷道兩幫相對移近量在0.03~0.06m，部分段巷道北幫幫角出現(xiàn)垮塌。變形量以兩幫相對移近量和頂部下沉量為主。 3.2.2生產(chǎn)時期的巷道變形量的觀測 1) ＋564mB1頂板巷道變形量觀測 巷道回采時期變形量實測統(tǒng)計繪制頂板巷煤壁前方回采超前壓力影響巷道變形曲線如圖示。 觀測結(jié)果顯示巷道受采動影響特征如下： （1）巷道各測點呈現(xiàn)持續(xù)近似線形增長的變形，變形比較明顯的區(qū)域為距離工作面前方80m以內(nèi)； （2）巷道在工作面前方80m開始有比較明顯的變形，兩幫變形量為40～85cm；在工作面前方20m處開始加速變形，至工作面出口變形量高達(dá)110cm，部分錨桿托盤脫落，鋼帶被擠壓變形； （3）巷道高度在工作面前方60m開始變形加劇，頂下沉量為0.25~0.9cm；在工作面前方65m處開始加速變形，至工作面15m處變形量高達(dá)90cm；巷道幫鼓明顯，一側(cè)幫鼓量達(dá)50㎝； （4）巷道底角在工作面前方60m開始有比較明顯的垮塌，在工作面前方20m處開始加速變形，至工作面出口變形量高達(dá)35cm，巷道南幫底角最為嚴(yán)重； （5）因此段為矩形巷道，且巷道沿煤層頂板掘進(jìn)，在工作面前方20m，受采動影響，巷道頂部沿煤巖層交接面成不對稱下沉，煤壁側(cè)底角垮塌嚴(yán)重，體現(xiàn)了急傾斜煤層回采巷道變形特點。 2) ＋564mB1底板巷道變形量觀測 巷道回采時期變形量實測統(tǒng)計繪制底板巷煤壁前方回采超前壓力影響巷道變形曲線如圖示。 觀測結(jié)果顯示巷道受采動影響特征如下： （1）巷道各測點呈現(xiàn)持續(xù)近似線形增長的變形，變形比較明顯的區(qū)域為距離工作面前方80m以內(nèi)； （2）巷道在工作面前方70m變形開始加大，兩幫變形量為38～110cm；巷道北幫受工作面采動影響大，變形量在50～80㎝，部分錨桿托盤脫落，鋼帶被擠壓變形；巷道在此范圍內(nèi)變形量趨于穩(wěn)定； （3）巷道高度在工作面前方65m開始加劇，頂下沉量為40～90cm；巷道頂部成“鍋底”狀下沉； （4）巷道底角在工作面前方60m開始有比較明顯的垮塌，在工作面前方20m處開始加速變形，至工作面出口變形量高達(dá)50cm，巷道北幫底角最為嚴(yán)重，南幫底角因偽底遇水澎脹底鼓量達(dá)50㎝； （5）因此段為矩形巷道，且巷道沿煤層頂板掘進(jìn)，在工作面前方20m，受采動影響，巷道頂部沿兩幫整體下沉，巷道底板側(cè)巖石遇水澎脹。 3. 2. 3支護(hù)參數(shù)的分析 1)理論分析 經(jīng)巷道變形量的觀測可知，掘進(jìn)初期的局部巷幫在回采前變形量較大，巷高變形主要表現(xiàn)為頂部下沉；而巷道煤壁側(cè)部分區(qū)段底角出現(xiàn)垮塌。變形以兩幫相對移近量變形和煤壁側(cè)底鼓為主。 矩形巷道斷面，巷道采用?16*1800mm的錨桿支護(hù)，間距為600mm，排距為800mm；工作面在回采過程中巷道變形量大，巷幫移近量達(dá)最高達(dá)0.7m，巷道頂部下沉量最高達(dá)0.9m，主要影響范圍距工作面煤壁30m范圍內(nèi)，端頭穩(wěn)定性不好維護(hù)困難。 拱形巷道斷面，巷道采用?16*2000mm的錨桿支護(hù)，間距為600mm，排距為800mm；工作面在回采過程中巷道變形量主要表現(xiàn)在巷幫的移近量，而巷道高度變形主要表現(xiàn)在頂部沿煤巖交接面下挫，且拱形巷道頂部下沉量小于矩形巷道；此段因＋582mB1中巷的超前預(yù)爆破，＋564mB1巷道主要影響范圍距工作面煤壁為50m，巷幫的變形量為35～50㎝，且趨于移定，巷道高度呈現(xiàn)持續(xù)近似線形增長的變形，變形比較明顯的區(qū)域為距離工作面前方30m以內(nèi)。 根據(jù)巷道變形量的觀測從巷道支護(hù)設(shè)計進(jìn)行分析： 1、圍巖松動圈理論。因我礦在東一采區(qū)＋564mB1巷道掘進(jìn)前未做過圍巖松動圈的測定，所以在錨桿長度設(shè)計時，圈巖松動圈是依據(jù)烏魯木齊礦區(qū)各礦錨桿支護(hù)巷道取得的經(jīng)驗取1200mm。工作面實際圍巖松動圈要達(dá)到經(jīng)驗值。 2、懸吊理論。利用懸吊作用進(jìn)行巷道支護(hù)時，錨桿長度不夠，就不能將松軟的巖層懸吊到上覆堅硬巖層上。 3、錨桿支護(hù)采用端錨。巷道頂部沿兩幫下銼，由于端錨錨桿在未錨固段內(nèi)不于巖壁接觸，僅靠錨桿端部將其負(fù)荷傳遞給周圍巖層。錨桿采用端錨，如果錨桿錨固范圍的巖層得不到擠壓，或不受初錨力的作用，巖層層理面或松動巖塊接觸面上將很難產(chǎn)生摩擦力。沒有足夠的摩擦，就不可能使錨固范圍內(nèi)的頂板巖層形成組合梁或使錨固范圍內(nèi)的松動圍巖形成組合拱。 4、金屬網(wǎng)與錨桿固定不牢，金屬網(wǎng)不能密貼巷壁，使得金屬網(wǎng)有很大的活動余地，延緩了金屬網(wǎng)的承載。 5、所施工的錨桿不能很好的將鋼帶固定平直、密帖巷壁，當(dāng)鋼帶有撓度時，不能使圍巖表面受到壓縮，更不能使錨桿托錨力合理地分布于圍巖。 6、托盤是產(chǎn)生托錨力的主要構(gòu)件，同時對剪錨力也產(chǎn)生影響。對于端錨錨桿，主要時依靠托盤與巖體接觸，壓緊巖石，使圍巖處于三向受力狀態(tài)，阻止圍巖表面破裂和變形。 在施工過程中，托盤安裝不良，降底圍巖的穩(wěn)定性，加大巷道的變形量。 7、巷道有錨桿受力斷裂現(xiàn)象，說明錨桿的強度不夠。 8、東一采區(qū)＋564mB1煤層為中等移定煤層，綜采水平厚度為11m，分段高度為32m，護(hù)巷煤柱寬度過小，致使巷道受到支承壓力疊加影響，使巷道變形量增大。受采動影響范圍內(nèi)的巷道變形量更為明顯。 9、工作面錨桿施工后，錨桿的初錨力達(dá)不到要求，致使巷道在掘進(jìn)過程中變形量大。 10、拱形巷道的頂部承壓能力大于矩形巷道頂部承壓能力。 2) 圍巖松動圈的確定 1、監(jiān)測的目的與意義 采用松動圈檢測儀對頂煤在自然應(yīng)力作用下和開采擾動下頂煤破碎范圍及破碎程度進(jìn)行探測，為巷道的合理支護(hù)提供有效可靠的數(shù)據(jù)參數(shù)。通過對巷道松動圈范圍的測量可以確定合理可靠的支護(hù)方式，并為支護(hù)參數(shù)的選擇提供合理可靠的依據(jù)。 2、技術(shù)方案 巷道松動圈測量主要是為巷道的合理支護(hù)提供有效可靠的數(shù)據(jù)參數(shù)。通過對 巷道松動圈范圍的測量可以確定合理可靠的支護(hù)方式，為支護(hù)參數(shù)的選擇提供合理可靠的依據(jù)。 此次采用M-SY5智能松動圈檢測儀檢測頂煤的破碎范圍，同時配合使用鉆孔窺視儀進(jìn)行直接觀測裂隙發(fā)育程度。圍巖松動圈測點布置在東一+564mB1中巷距離東一+564m石門中心線143m。 測點松動圈檢測鉆孔深度8m，鉆孔直徑50mm。 3、項目采用主要儀器及設(shè)備 ⑴松動圈測試儀簡介 針對工作面頂煤和相關(guān)回采巷道特點，我們選用武漢巖石力學(xué)研究所研制的RSM-SY5智能松動圈檢測儀進(jìn)行煤體和巖石強度及缺陷檢測。 工作原理：利用專用一發(fā)雙收換能器在鉆孔中測量巖土孔壁滑行波的波速來判斷空周圍巖石的破碎程度。由于聲波在不同介質(zhì)中傳播速度的差異性，只需檢測出鉆孔中出現(xiàn)異常波速的位置即可確定巖石的破碎范圍。 圍巖松動圈超聲波測試原理： 根據(jù)彈塑性介質(zhì)中波動理論，應(yīng)力波波速： 式中：為介質(zhì)的動態(tài)彈性模量；為密度；為泊松比。 彈性模量與介質(zhì)的強度之間存在相關(guān)性。超聲波在巖土介質(zhì)和結(jié)構(gòu)物中的傳播參數(shù)(聲時值、聲速、波幅、衰減系數(shù)等)與巖土介質(zhì)和結(jié)構(gòu)物的物理力學(xué)指標(biāo)(動態(tài)彈性模量、密度、強度等)之間的相關(guān)關(guān)系就是超聲波檢測的理論依據(jù)。聲波隨介質(zhì)裂隙發(fā)育、密度降低、聲阻抗增大而降低，隨應(yīng)力增大、密度增大而增高。因此，可根據(jù)松動圈理論，測出各段煤巖體中聲波的大小，聲波波速減小的區(qū)域為松動圈所在的范圍。測量出離孔口不同深度(L)處的縱波波速(VP)，繪制VP-L曲線圖，再結(jié)合圍巖具體情況便可知道圍巖松動圈的厚度與分布情況。 4、監(jiān)測結(jié)果分析 1）現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)采樣如下 在實際操作過程中，我們結(jié)合礦井的實際情況設(shè)計鉆孔直徑Ф=50mm，深度h=8000mm，共設(shè)計6組孔，每組4個孔，頂兩個兩幫各一個。在測量過程中換能器的推出距離是8000mm，從孔底逐漸測量到孔口。 2)第一組觀測點(+564B1南巷) 第一組測點處于東一采區(qū)＋564mB1頂板巷174m處，測點的斷面位置如圖3-2-1所示。 圖3-2-1第一組測點斷面 經(jīng)過多次反復(fù)測試，監(jiān)測數(shù)據(jù)由超聲波采集機(jī)收集并繪制聲波曲線圖，圖3-2-2所示為第一組測點一號孔超聲波采集機(jī)采集數(shù)據(jù)時的時間波形圖。由于篇幅限制，我們每組孔都只選擇比較有代表性的一個頂孔進(jìn)行分析過程的演示，其余孔直接顯示分析結(jié)果。 圖3-2-3顯示的是一號測點波時圖為1、2通道采集波時綜列圖，其中1通道增益為20，2通道增益為100，采用內(nèi)觸發(fā)模式。換能器兩個聲波接收傳感器的距離是200mm，通過兩個超聲波接收傳感器接收到超聲波的時間差計算出超聲波的傳播速度。一號測點各點雙收縱波聲速圖如圖3-2-4所示 圖3-2-2 1、2通道波時圖 圖3-2-3 雙收中點縱波聲時圖 圖3-2-4雙收中點縱波波速圖 圖3-2-5 L—Vp曲 圖3-2-6 1.7m處聲時圖 由各點縱波波速圖和L—Vp曲線（圖3-2-5）可以很明顯的看出在0m～2.2m范圍內(nèi)出現(xiàn)了較明顯的波速降低。調(diào)出該處的聲時圖（圖3-2-6），重新定位起始波，可以看到波形基本完整平滑，沒有較大的起伏，因此可以確認(rèn)此數(shù)據(jù)不屬于誤判，確實是真實地反映了此孔的情況。并且2.0m范圍內(nèi)聲波波速不穩(wěn)定，可以初步判斷松動圈范圍達(dá)到2m。 3. 2. 4小結(jié) 本文在現(xiàn)場監(jiān)測、數(shù)值模擬試驗、理論分析和工程實踐的基礎(chǔ)上，針對堿溝煤礦B1煤層綜采放頂煤工作面回采巷道變形量關(guān)鍵技術(shù)開展了系統(tǒng)研究，取得主要結(jié)論如下： （1）回采巷道在掘進(jìn)時支護(hù)參數(shù)選擇及支護(hù)質(zhì)量對控制巷道變形量起關(guān)健作用。 （2）矩形巷道在生產(chǎn)過程中，巷道頂部自然冒落成平衡拱，拱高約600mm，我礦回采巷道不適合矩形斷面。 （3）B1煤層回采巷道沿頂?shù)装迤叫胁贾?，底板巷道部分破板巖布置，底板巷道的變形量大于頂板巷，在煤巖層交接的弱處采用全錨或加密錨桿支護(hù)可控制頂部沿巷幫下量。 （4）綜采工作面在生產(chǎn)過程中，巷道高度受回采動壓影響大，需加強支護(hù)。 （5）回采期間頂?shù)缀蛢蓭鸵平冃味急容^明顯，體現(xiàn)了四周來壓收縮特性。 （6）實踐證明開切巷支護(hù)數(shù)值模擬及支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后，在現(xiàn)場中的應(yīng)用成功的。 （7）經(jīng)圍巖松動測定，初步確定東一采區(qū)＋564mB1煤層松動圈范圍在2m左右，建議在采用聯(lián)合支護(hù)中，加強頂板管理，在回采期間，尤其加強回采工作面超前支護(hù)，變形嚴(yán)重巷道，加強錨索支護(hù)的密度。 3.3堿溝煤礦采煤工藝中技術(shù)的研究 3. 3. 1 頂煤放出方式 頂煤放出方式 選擇何種放煤方式即是選擇順序還是間隔，單輪還是多輪的問題。對急傾斜多口情況下放煤時，影響放煤方式的參數(shù)有相鄰放煤口間距s與頂煤高度h。對于順序放煤來說，存在以下三種情形。 (a) (c) (b) 圖3.3.1 順序放煤 圖3.3.2是順序放煤時，放煤口間距與放煤高度的關(guān)系曲線。 由圖3.3.2可看出隨著放煤口間距的增大，相應(yīng)地放出體高度也增大。但在生產(chǎn)實踐中，相鄰放煤口間距的值是有限的，其可放出的煤體高度也受到相應(yīng)限制，故而對于分段高度 圖3.3.2 放煤口間距與放出體高度關(guān)系曲線 超過單口可放出煤體的最大高度后，對頂煤放出應(yīng)進(jìn)行多輪放煤。 另外，對于隔架進(jìn)行放煤時，其放煤間距即為2s，通過圖3.3.2中曲線也可求得其對應(yīng)的放出體高度計算，從而進(jìn)一步確定是單輪放煤還是多輪放煤。 于順序放煤來說，放煤間距為s，其放出體高度為：H1= （3.3.1） 當(dāng)頂煤分頂高度H大于（3.3.1）時，應(yīng)進(jìn)行順序多輪放煤，具體需要的輪數(shù)為： N1=H/ （3.3.2） 對于間隔放煤來說，放煤間距為2s，其放出體高度為： （3.3.3） 當(dāng)頂煤分頂高度H大于（3.3.3）時，應(yīng)進(jìn)行順序多輪放煤，具體需要的輪數(shù)為： N2=H/ （3.3.4） 根據(jù)上述理論分析，對于順序放煤來說，放煤間距為s=1.5，其放出體高度按（3.3.1）計算為:1.51131.739m 放頂煤高度29.5米應(yīng)進(jìn)行順序多輪放煤，放煤輪數(shù)按式(3.3.2)計算N1為29.5/1.51131.739次。對于間隔放煤來說，放煤間距為3m，其放出體高度按（3.3.3）計算為6.86 m 放頂煤高度29.5米應(yīng)進(jìn)行順序多輪放煤，放煤輪數(shù)按式3.3.4計算N1為4-5次。 在生產(chǎn)過程中，以兩種方式進(jìn)行試驗。在試驗期間，排炮的布眼參數(shù)不變，單孔眼深固定，放煤步距固定，計量采用核子秤計量，每循環(huán)對工作面回采率、含矸率、煤質(zhì)煤樣情況進(jìn)行統(tǒng)計分析。 在相同實踐表明，在放煤口相等的情況下，采用間隔放煤方式是合理的。順序放煤受鄰架的影響嚴(yán)重，放煤量不規(guī)則，且實際回收率明顯低于間隔放煤。 鑒于工作面只有6付支架，機(jī)頭的1號支架放煤受后部運輸機(jī)限制不能放煤所以放煤方法采用多輪間隔式順序放煤，即先放3、5號支架順序放煤,再按2、4、6號支架放煤,放煤輪數(shù)按式為4-5次。 表3.3.1不同放煤方式生產(chǎn)統(tǒng)計表 放煤方式 試驗時間/天 灰份 產(chǎn)量/t 回采率% 多輪順序 1 14.6 854 67.77 2 16.2 768 60.95 3 12.9 921 73.1 4 17.1 656 52.1 5 16.5 930 73.8 6 19 826 65.6 多輪間隔 7 13.7 897 71.2 8 14.6 1167 92.6 9 15.3 979 77.7 10 12.0 1056 83.8 11 15.6 1174 93.17 12 12.9 1012 80.3 3. 3. 2 放煤步距的確定 放煤步距是影響頂煤回收率很重要的因素。若放煤步距太大，采空區(qū)側(cè)頂煤不能放出，造成煤炭損失。若放煤步距太小，頂部煤炭不能及時放出。只有當(dāng)放出體同時與頂部及采空區(qū)側(cè)煤巖分界面相切，即頂部和采空區(qū)側(cè)矸石同時到達(dá)放煤口時，煤炭損失才最少，此時的放煤步距才是最佳放煤步距。 堿溝煤礦B1煤層頂煤垮落角α為750，放煤口到頂煤垮落面的水平長度d為1m，放出體軸偏角為00，則由式（6.10）可計算得最佳放煤步距為1.42，由于采煤機(jī)截深為0.5m，故選擇合理放煤步距為1.5m，即三刀一放。 在生產(chǎn)過程中進(jìn)行現(xiàn)場放煤工藝試驗。綜放工作面根據(jù)不同的放煤步距,共試驗了兩刀一放、三刀一放、五刀一放三種放煤步距形式，其中放煤方式均采用多輪間隔放煤以具有可比性。在現(xiàn)場實測工作面原煤產(chǎn)量、原煤灰分和原煤含矸率的基礎(chǔ)上,每種放煤步距試驗一周，進(jìn)行了工作面回采率計算。對以上參數(shù)取平均值進(jìn)行比較,如表3.3.2所示: 表3.3.2不同放煤方式下各參數(shù)值比較 放煤方式 試驗時間 推進(jìn)度 灰份% 平均日產(chǎn) 回采率% 五刀一放 第一周 14.5 13.4 750 59.5 兩刀一放 第二周 15.2 16.2 865 68.7 三刀一放 第三周 15.6 13.6 976 77.46 試驗結(jié)果表明采用三刀一放的回采率最高，達(dá)到75%以上；五刀一放最低，低于60%；兩刀一放的回采率在65%左右。相應(yīng)的三刀一放的產(chǎn)量最高，而二刀一放與五刀一放的產(chǎn)量相差不大。 試驗結(jié)果表明三刀一放的放煤步距最佳，頂煤回收率最高，較最低的“五刀一放”2.5m放煤步距頂煤回收率提高17.96%，較 “兩刀一放”1.0 m放煤步距頂煤回收率提高8.76%。另外，采用“三刀一放”后的灰份也是符合要求的。由此可見,采用“三刀一放”放煤步距是合理的。 3. 3. 3頂煤的松動爆破 煤層作為一種復(fù)雜的地質(zhì)構(gòu)造體，在漫長的地質(zhì)歷史發(fā)展過程中，因受成巖作用和不同時期不同構(gòu)造運動的影響，在煤巖體中必然存在著復(fù)雜的構(gòu)造遺跡。因此煤體中將存在層理和其它節(jié)理裂隙面，統(tǒng)稱為原生裂隙[40]。放頂煤開采過程中，頂煤體受采動影響后又可能增加采動裂隙。這些分布在頂煤體中成因各異、種類不同的弱面將頂煤體分割成具有不同幾何形狀和不同尺度的空間鑲嵌塊體。頂煤塊體在末暴露之前，受底部煤體的支撐處于靜力平衡狀態(tài)。隨著開采過程中下方煤體的采出及支架的前移，總有一部分塊體暴露在采空區(qū)空間的臨空面上。受自重作用、支承壓力作用以及支架的反復(fù)支撐，邊界面上的塊體將首先沿某一結(jié)構(gòu)面滑動從而失去原有的靜力平衡狀態(tài)，其失穩(wěn)又會引起周圍塊體的連鎖反應(yīng)后造成頂煤體的不斷破碎垮落。 從總體上講，放頂煤開采過程中頂煤運移可分為兩個基本過程，第一是頂煤松動、破壞及垮落的過程。在下方煤體采出后，上方頂煤處于頂?shù)装宓膴A持作用下，頂煤在礦山壓力及自重作用下破壞并垮落。第二是頂煤放出過程，當(dāng)支架放煤口打開后，已破碎的頂煤靠自重作用流入放煤口，其運動形式呈現(xiàn)出散體介質(zhì)特征。 堿溝煤礦+564B1煤層賦存條件無法利用煤層頂板來壓破煤，即便是在煤質(zhì)較軟地段頂煤也難以全部自然垮落，采用架前布深孔實施松動爆破后,不但提高了頂煤的可放性和采出率，而且減小了頂板來壓的劇烈程度，使工作面在正?；夭蛇^程中周期來壓時間短、壓力小，有利于工作面生產(chǎn)安全管理。在頂煤爆破過程中，布孔的間、排距、布孔高度、布孔角度、裝藥結(jié)構(gòu)、起爆位置都直接影響頂煤的破碎效果。布孔間排距過大，超過了炸藥的最小抵抗線就會使頂煤無法充分爆破，必然會增大頂煤的塊度，煤體的可放性差，但若布孔的間排距過小，會使噸煤的炸藥消耗量增大，因此選擇合適的間排距也是致關(guān)重要的。布孔高度不足，上部護(hù)頂煤過厚時雖然緩解了上分層矸石的下滑，但是過厚的護(hù)頂煤得不到爆破，造成頂煤大量的損失。在急傾斜煤層中，頂煤并不是垂直在工作面的上方，而是有個傾角，在工作面方向孔的傾角和煤層的傾角要一致，否則就會造成底板三角煤的大量損失。在工作面走向上為了利用煤體自重提高爆破效果，一般向采空區(qū)傾斜一定的角度。在工作面布孔起爆過于超前，易造成架前頂板破碎，容易發(fā)生冒頂事故，使工作面移架困難；起爆位置過后，松散的煤體落于支架的后方過遠(yuǎn)，無法順利放出，另外頂煤爆破后在煤體中的裂隙更加發(fā)育（特別是在支架上方4米左右范圍內(nèi)的煤體），但可放性還是很差，必須經(jīng)過支架的反復(fù)支撐才能得到充分的破碎，爆破位置過后，頂煤得不到支架的反復(fù)支撐，頂煤的可放性差。 3.3.3.1排距對頂煤回收的影響 綜采二區(qū)+564B1工作面在32米分層高度下對爆破孔的排距進(jìn)行了試驗研究，試驗進(jìn)行11天，排距分別為2.5m、3m、3.5m，試驗數(shù)據(jù)如表所示。 對表中的數(shù)據(jù)進(jìn)行分析，得出炮孔排距與回采率的關(guān)系?？煽闯?，當(dāng)炮孔排距為3m時，頂煤回采率最高，達(dá)到78.26%，較炮孔排距2.5m的頂煤回收率62%提高了16%，較炮孔排距3.5m的頂煤回收率提高了19%。 鑒于試驗結(jié)果，工作面采用爆破排距為3.0米 表3.3.3.1綜放面爆破試驗記錄 日期 排距 產(chǎn)量 回采率 1 2.5 749 68.6 2 2.5 692 65.3 3 2.5 579 52.3 4 3 695 63.3