综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术现场应用报告.doc

鉴定资料之三 综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术现场应用研究 2006.03综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术课题鉴定资料之三综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术现场应用研究报告山西潞安环保能源开发股份有限公司（漳村煤矿）二00六年三月综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术现场应用研究报告1 概述岩溶陷落柱是埋藏在煤系地层下部的巨厚可溶岩体，在地下水溶蚀作用下，形成巨大的岩溶空洞。空洞顶部岩层，当其失去对上覆岩体支撑能力时，上覆岩体在重力作用下向下垮落，充填于溶洞空间中，因其剖面形态似一柱体，故称岩溶陷落柱。我国岩溶陷落柱多发育于北方石炭二叠系煤田，在山西、河北、河南、陕西、山东、江苏、安徽等20多个煤田中，已发现陷落柱45处，总数已接近3000个，特别是山西、河北较多，尤以汾西两岸、太行山两侧煤田为多，如西山矿区已发现陷落柱1300多个，密度可达70个km。岩溶陷落柱的这种特殊地质构造的存在，不仅破坏煤层，减少可采储量，影响巷道的掘进和煤层的开采，而且是特殊的导水通道，是很难防治的充水因素。我国开滦、焦作、皖北、徐州、刑台等矿区都发生过特大陷落柱突水淹井事故，造成了重大的经济损失和社会影响，其中开滦范各庄矿突水淹井事故是世界采矿史上最大的一次淹井事故。煤矿井下地质条件复杂，随着煤矿井下开采深度的增加，一些特殊地质构造如陷落柱等越来越多地被揭露。陷落柱比较发育的地区，含煤地层遭受严重的破坏，使可采煤层在一定范围内失去可采价值，减少了矿井煤炭储量。由于陷落柱破坏了煤层的连续性，给井巷工程布置和施工、采煤方法和采掘机械的选择增加了许多困难。同时陷落柱穿含水层时，可将地下水导入采掘工作面，极易成为沟通地下岩溶水和采掘工作面的通道，对矿井安全生产威胁很大。所以遇陷落柱开采技术成为煤炭行业急需解决的一项技术课题。2 矿井及工作面基本情况 漳村煤矿于1958年建井，20世纪70年代进行第一次改扩建，核定生产能力为60万t/a，1982年开始第二次改扩建，1985年12月31日完成，核定生产能力150万t/a，1992年建成煤炭行业第一个“四一型”矿井(即一个综采队、一个掘进队、一个开拓队、一个机运队)，1997年核定生产能力为240万t/a，2005年核定生产能力为350万t/a。漳村矿井田走向长3.8km，倾斜长7.5 km，面积约27.66 km。井田内有3号、9号、11号、15-1号、15-2号煤层可采，目前主要开采3号煤层。3号煤层厚5.33-7.29m，平均厚6.45m，赋存稳定。煤层倾角3-11，平均倾角5。煤质中硬（f12），顶底板为砂质泥岩、砂岩。矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为20.41%，火焰长度15cm。煤层无自然发火性。煤种为sm、psm、pm，含硫小于0.4%，煤质优良，是理想的工业用煤。矿井采用斜井开拓，用两个水平开拓全井田，一水平（810m）划分为四个采区，二水平（640m）划分为四个采区，目前一水平已采完，正在二水平开采。2201工作面位于二水平22采区，为22采区首采面，工作面东部为22采区大巷、西部为漳村矿与常村矿井田边界，南部为西下山大巷，北部为未采区。工件面地面标高900944m，底板标高514600m。煤层顶底板岩性如表1。表1 2201工作面顶底板岩性煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度/m岩性特征老顶砂岩5.8细到中粒，灰白色厚层状，以石英为主，分选性差直接顶泥岩2.9灰黑色，块状性脆，含云母，断口不平坦伪顶碳质泥岩00.5黑色不稳定底板细粒砂岩6.4灰黑色，以石英为主，夹泥岩条带，硬度中等2201工作面东西倾斜布置，自西向东推进，风运巷沿底板分别布置在南侧和北侧，风巷距西下山材料巷130m，瓦斯巷距风巷15m（中中）沿顶板掘进。工作面走向长度（中中）230m，倾斜长度2318m（主切眼中至22皮带巷中）。采用倾斜长壁低位放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法，顶板管理为全部垮落法，工作面煤层平均厚度6.18m，其中采煤机割煤3.0.01m，放煤厚度3.18m。采煤机滚筒截深0.8m，采用一采一放工艺，循环进度0.8m。工作面使用zfs6000-17/33型液压支架145组、zt650019.534型排头（尾）架共6组，其主要性能参数如表2、3。表2 zt650019.534型排头（尾）架技术性能表额定工作阻力6500kn额定供液压力31.5mpa额定初撑力6184kn支架最高最低高度34001950mm支架中心距1.6m支架支护宽度15201690mm支护面积13.6m2对底板比压1.88mpa推溜力、拉架力519/802kn操纵方式本架推溜步距800支架平均支护强度0.72mpa适应煤层倾角15表3 zfs60001733型液压支架技术性能表额定工作阻力6000kn额定供液压力31.5mpa额定初撑力3958kn支架最高最低高度33001750mm支架中心距1.5m支架支护宽度14201580mm支护面积7.02m2对底板比压1.98mpa推溜力、拉架力306/485kn操纵方式本架推溜步距800支架平均支护强度0.65mpa尾梁与掩护梁间摆角558前梁摆角1526.5根据22采区三维地震勘探报告提供资料，在2201工作面东部发育一陷落柱，为准确圈定陷落柱的具体位置，确定陷落柱的形状和面积，必须对陷落柱进行探测工作。3 陷落柱的探测通常，陷落柱的探测有钻探、物探和巷探三种方法，其中钻探的使用范围较广，在地表，可用钻孔验证异常区是否有陷落柱存在；在井下，可用钻孔探测掘进巷道的前方或由巷道圈定的回采工作面内有无陷落柱存在。为进一步确定该陷落柱发育程度、大小形态、具体位置边界及导水性能，对陷落柱进行了打钻探测。探测工作采用txu150型液压钻机施工，共施工钻孔12个，钻进总进尺1078.3米，施工分两个阶段进行。第一阶段在西下山材料巷施工，共打钻孔10个，钻进总进尺922.3米。钻孔施工具体情况如下（按施工顺序编号）：1号孔开口位置在c13测点东4.5米处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进孔深97米终孔为煤，无异常情况。2号孔开口位置在c13测点东64.5米处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进44米遇岩（陷落柱）停钻，返水浑浊，停钻后孔内没水。3号孔开口位置在c13测点东84.5米处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进38米遇岩（陷落柱）停钻，返水浑浊，停钻后孔内没水。4号孔开口位置在c13测点东99.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进42米遇岩（陷落柱）停钻，停钻后孔内没水。5号孔开口位置在c13测点东114.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角2.5,钻进137.6米（134米为煤，3.6米为岩石），终孔岩石（底板），停钻后孔内没水。6号孔开口位置在c13测点东109.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角2,钻进孔深101米（99米为煤，2米为岩石），终孔为岩石（底板），停钻后孔内没水。7号孔开口位置在c13测点东44.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进孔深147米（31.5米为煤，115.5米为岩石），钻进113.1米时孔内出水增大，停钻观测出水量约30m/h，终孔为岩石。8号孔开口位置在c13测点东24.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进孔深130米终孔为煤，无异常情况。9号孔开口位置在c13测点东34.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进孔深127.7米终孔为煤，无异常情况。10号孔开口位置在c13测点东39.5处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角1,钻进孔深58米终孔为煤，无异常情况。第二阶段在2201工作面中部小切眼施工，共施工钻孔2个，钻进总进尺156米，钻孔施工具体情况如下：11号孔开口位置在切4测点南4米处，孔口高1米，钻进方位为270,倾角4.5,钻进孔深36米（30米为煤，6米为岩石）终孔为岩石（底板），无异常情况。12号孔开口位置在切4测点南5米处，孔口高1米，钻进方位为0,倾角0.5,钻进孔深120米，90米100米为岩石，终孔为煤，无异常情况。根据钻孔探测情况分析总结，该陷落柱东、南、西边界基本探明，北边界考虑到探孔出水影响生产，只是控制了范围，没有确定边界。陷落柱发育基本形态为一椭圆，长轴为南北向，长约135m，短轴为东西向，长约80m，陷落柱东距原切眼561.2m，南距西下山材料巷40m，根据7号钻孔出水情况判定该陷落柱属富含水陷落柱。陷落柱钻孔施工情况如图1，陷落柱具体位置如图2。图1 陷落柱钻孔施工情况10综放面快速高效通过富含水高承压陷落柱新技术图2 陷落柱具体位置图4 2201工作面地质概况及巷道布置2201工作面开采煤层属于下二叠统山西组下部的3号煤层，煤层赋存稳定，煤层结构简单，顶部及底部两层夹矸全区稳定发育，中间夹矸发育不很稳定，有时尖灭。煤层平均厚度6.18m，煤层倾角316,可采指数为1,变异系数3.6%，普氏硬度系数f=0.71。2201工作面东高西低，东西高差86m，工作面东部煤层呈一向斜盆地，向斜盆地中心东距22材料巷600m，向斜盆地西面发育一背斜构造，背斜轴部距22皮带巷925m，倾伏方向为正南，工作面东部煤层呈一单斜展布，产状为250280,316,工作面西北角发育一向斜构造，向斜向西倾伏，运巷正处于向斜轴部，北部发育一向斜构造，向西倾伏，运巷正好位于向斜轴部。根据三维地震勘探结果及井下钻探情况分析，工作面西部发育一陷落柱，东距原切眼561.2m，南距西下山材料巷约40m，陷落柱长轴为南北向，长约135m，短轴为东西向，长约80m。工作面东南部距切眼约460m处发育一正断层，断层产状为298, 70,落差h0.61.8m。2201工作面为22采区首采面，顶部含水层未受到破坏和疏放，含水层富水性强，回采期间会形成冒落裂隙带，导通顶部含水层水，预计工作面最大涌水量150m3/h，正常涌水量80 m3/h。另外，工作面初采250m范围内，由于运巷位于向斜轴部，底板有起伏现象，工作面涌水不能经常规设计的放水巷自行排放。针对2201工作面陷落柱现场地质条件，为提高资源回收率，缩短搬家倒面停产时间，漳村矿工程技术人员通过方案设计比较，对工作面巷道布置进行了优化。4.1 防水煤柱尺寸的确定首先，针对工作面陷落柱富含水、高承压的特性，需确定防水煤柱留设尺寸。防水煤柱尺寸的确定是非常复杂的问题，应考虑含水层的水压、顶板塌陷情况、煤层的强度、围岩性质等因素，以取得既安全又经济合理的数据。根据留设防（隔）水煤柱的有关规定：煤层与充水断层或充水陷落柱相接触，防水煤柱一般为3040m。参照矿井水文地质规程关于含水或导水断层防隔水煤柱的留设经验计算公式进行计算陷落柱周围留设煤柱的最小尺寸：l=0.5km 20m 式中：l为煤柱留设宽度（m）k为安全系数（一般取25）m为煤层厚度或采高（m）p为水头压力（kgf/cm2）kp为煤的抗张强度（kgf/cm2）参数确定：煤层厚度为6.45m，奥灰水平均水位为650m，陷落柱发育附近底板标高为540m，计算奥灰水水头高度为110m，计算水头压力为（11010.3）1.033611.04（kgf/cm2）,安全系数取最大值5,煤层抗张强度为8.3kgf/cm2l0.556.45 32.28（m）根据以上计算结果，最后确定2201工作面陷落柱防隔水煤柱为35m。在此基础上2201工作面风巷布置为东、中、西三段，瓦斯巷布置为东、西两段，切眼布置为主、辅两个切眼，工作面自西向东推进，西段推进长度500m，中段推进长度193m，东段推进长度1625m。4.2 工作面放水系统设计针对2201工作面初采250米范围内，运巷位于向斜轴部，底板有起伏现象，工作面涌水不能经放水巷自行排放的现场实际，漳村矿工程技术人员自行设计了旁路放水系统，即：在2201运巷北侧（未采区）距运巷间距10平行运巷布置旁路放水巷，与22下部排水进风巷贯通，并在运巷与放水巷间选择合理位置垂直布置4条入水联络巷相互连通。巷道施工长度250。放水巷整体按0.5度坡度下山施工，由于旁路放水巷与运巷高差在0.51.5之间，可保证初采顶板的大面积来水全部通过入水联络巷流入旁路放水巷，由旁路放水巷自流入22下部排水巷，形成完善的放水系统。由于旁路放水巷距运巷间距为10m（中中），两巷净煤柱仅6.5m，因此在回采期间，巷道将受到严重的动压影响，如采用工字钢刚性支护形式，根据以往的经验将会出现严重的变形，可能导致在回采期间放水巷道出现跨塌，造成排水困难，影响工作面的正常推进。而且由于放水巷大部分为半煤岩巷，工字钢支护在施工时将容易受到爆破岩石的冲击而需要反复修复。经方案比较，最终确定采用全锚网支护，来解决上述的两个问题。锚杆采用高强螺纹钢锚杆、金属网、钢带联合支护，巷道断面充分考虑巷道的收缩变形量和施工方便，确定为2.62.5m。2201工作面从2005年4月20日初采，至5月15日累计推进40m时，工作面老顶来水，期间最大涌水量为140-150m3/h，至6月底，运巷推进250m时来水量为80-90 m3/h，全部经旁路放水巷排水，未发生因排水不畅而导致停产事故。旁路排水系统是漳村煤矿首次进行系统分析和采用的放水方式，该方式有效解决了特殊地质条件下工作面的初采放水问题。4.3 工作面通风系统优化考虑到2201工作面分为东、中、西三段，在工作面东部切眼推进至与中部风巷贯通时，要进行后半段收尾和设备回撤，为满足贯通及回撤期间通风要求，在工作面中段设计布置了两条配风巷，有效解决了工作面通风问题。巷道布置如图2。2201切眼与中风巷贯通前后通风系统如图3、4所示。各巷道规格及支护特征如表4。图3 2201切眼与中风巷贯通前通风系统图图4 2201切眼与中风巷贯通后通风系统图表4 工作面巷道规格及支护特征表巷道名称规 格支护方式巷道净断面积（m2）支护棚距（m）备注运 巷4.23.2锚网13.441.0进风、皮带巷风 巷3.63.3锚网11.881.0回风瓦斯巷3.22.8锚网8.961.0排放瓦斯5 综采工作面快速高效通过富含水高承压陷落柱开采配套工艺与技术5.1 2201工作面切眼回缩收尾范围的确定2201工作面东西段风运巷距离为230m(中中)，中部风巷至运巷距离112.1m(中中)，排头架支护宽度按1.65m，中间架支护宽度按1.55m进行计算：230112.1(1.653)1.55=72.8根据以上计算结果可知：工作面回缩及收尾范围应该为72（或73架）至机尾段。在此基础上，根据工作面大切眼与中风巷贯通位置以及工作面支架位置现场实际对应关系，进行了进一步精确测量，最终确定工作面回缩及收尾范围为72架至机尾段，其收尾回撤工艺与综放面正常收尾回撤工艺相同，而71架至机头仍正常组织回采（不考虑增加排尾架，直接使用69#、70、71支架代替排尾架）。5.2 收尾工艺及撤架通道尺寸2201工作面中间架zfs60001733型，前梁长1.55m，顶梁长2.92m，掩护梁长1.655m，后尾梁长1.2m，插板长0.6m，支架总长7.925m。根据收尾要求老塘压网保证2m以上，故确定距停采线16m时初次上网。主要工序如图5。根据zfs60001733型支架尺寸参数，确定撤架通道高度为3.00.1m，宽度为2.00.1m（即支架梁端距）。撤架通道采用金属网、钢丝绳、大板梁、锚杆联合支护。1m上2.4m大板1.8m停止拉架8.8m开始铺设钢丝绳13.6m开始铺设双层网16m初次上网 正常回采图5 工作面收尾主要工序图5.3 收尾期间中部风巷、瓦斯巷及端尾管理中部风巷在贯通前20米按超前维护管理架设十字铰接梁棚，并在中部风巷正头间隔2米架设三个木垛。提前在瓦斯巷距停采线10米和停采线位置各打设一木垛，确保停采时瓦斯巷畅通。收尾期间，风巷超前支护由十字梁改为大板棚支护。在距停采线7.2m时，在三组排尾架及正规145架每割一刀煤上一横3.0m大板，以保证回收排尾架时的顶板管理。5.4 对接期间巷道加固及范围确定为预防2201中风巷及小切眼受采动影响，巷道变形，影响切眼回缩与对接过程中设备存储、运输和安装，需对受采动影响大的局部地段进行注浆加固。目前，注浆加固是用于大范围破碎煤岩体最有效的加固技术，分为无机浆材和有机浆材注浆加固，各注浆材料的特点和适用范围如表5。结合我矿在1309工作面、2101工作面注浆加固的实践经验，决定在2201工作面采用化学注浆加固方式。表5 有机浆材和无机浆材的特点及适用范围材料类型优 点缺 点适用范围无机加固材料（水泥类）凝结后强度高，耐久性好，无毒，材料价格低。颗粒型浆液，对微裂隙渗透能力低，易析水沉积，加固效果差，凝结时间长，不易控制，固化收缩，易龟裂。用于裂隙宽度大的岩土加固工程。有机加固材料（化学类）浆液无颗粒，对微裂隙渗透能力强，凝结时间可调。材料价格高，工程费用大，部分材料有毒性。用于各类岩土加固工程。加固范围为：2201中风巷东20m范围内巷道两帮及顶部；2201中风巷与小切眼交叉点往西20m巷道两帮及顶部以及交叉点巷帮及顶部。加固方式采用山东浩珂伟博公司马丽散进行加固。注浆孔布设参数(1) 2201中风巷注浆孔布设参数帮：注浆孔排距3m，孔距顶板0.7m，仰角5o10o，孔深4.5m，孔径42mm。顶：注浆孔呈五花眼布置，排距3m，垂直顶板打设，孔深3m，两侧孔位距帮800mm，中部孔沿巷道中线布置，孔径42mm。(2) 2201小切眼注浆孔布设参数l 2201小切眼帮注浆孔布设参数同2201中风巷帮注浆孔。l 2201小切眼顶部注浆孔垂直顶部打设，孔深3m，孔径42mm。注浆孔布置如图6。5.5 西部切眼后半部回收工艺根据2201西部切眼与中部风巷贯通实际情况，确定西部段切眼回收范围为72架至机尾段。具体工艺为：图6 注浆孔布置图前后溜解体与回收安装前后溜简易机尾72至145架顺序回收回收三组排尾架回收风巷超前维护前后溜解体回收顺序为：刮板大链机尾电机、减速箱机尾架过渡槽中间槽排尾架回收顺序为：抽2排尾架摆出3排尾架抽出1排尾架排尾架回收时顶板管理： 2排尾架回收后，用木垛配合密集点柱支护2排尾架管理的顶板； 3排尾架回收后，用木垛配合密集点柱支护3排尾架管理的顶板； 1排尾架回收前，用木垛配合点柱维护好支护外帮顶板后再开始回撤支架，1排尾架抽至风巷后，在端尾三角区打一木垛维护顶板。5.6 中部小切眼设备安装工艺前后溜安装中间架安装排尾架安装。前溜第一节中间槽距中部风巷中线1.8m，后溜第一节中间槽距中部风巷中线2.55m，前溜机尾在支架对接完毕后安装。第一组中间架距中部风巷中线1.8m。5.7 切眼对接工艺优化综放工作面对接其实质就是支架、前后溜等设备的对接，即主切眼设备在回采过程中，以辅助切眼设备为相对参考目标，按一定的空间位置关系与辅助切眼设备动态实施对接。其关键点在于确定设备对接间隙，间隙太小，设备无法正常对接；间隙太大，则造成工作面设备调整困难。根据2201工作面现场实际情况和具体工艺要求，提出两种对接方案：方案一：中部小风巷与小切眼交叉点位置掘一存架硐室，深1.0m、宽2.3m（如附图7所示）。2201大切眼与小风巷贯通后支架位置可能出现两种情况：图7 对接方案示意图 贯通时支架外帮正对小风巷中线，或者是距小风巷中线距离小于500mm。安装时小切眼第一组支架（a）放于小切眼正头，其余支架以距小风巷中线1.8m为基准依次进行安装（留300mm间距作调整），其中第二组支架（b）安装时向西移1.0m，放入宽帮处，满足单轨吊拐弯运输要求。 贯通时支架中心线与小风巷中线正好重合，或者是支架中心线距小风巷中线距离小于250mm。安装时一组支架（a）放于小切眼正头。其余支架以距小风巷中线2.5m为基准依次进行安装（留200mm间距作调整），其中第二组支架（b）向西移1.0m，放入宽帮处。满足单轨吊拐弯运输要求。对接工艺：当工作面回采至距小切眼西帮煤墙30m处，拆除小切眼及小风巷内的单轨吊梁，进行支架的后续安装：将支架b拉出，支架a与支架b放齐，并在小切眼后煤墙附近备三节溜槽，以供对接时使用。当工作面的后溜推过小切眼后煤墙后，拆除前后溜机尾，连接溜槽进行对接。方案二：在小切眼东帮距小切眼正头5.8m处掘一宽3.3m、深6m的一个硐室(如附图所示)。在安装时，一组支架（a）放于小切眼正头，一组支架（b）放在3.3m宽的硐室内，支架北侧距小切眼正头4.7m。其余支架以小风巷中线为基准进行安装，距离为3.3m。当工作面回采至小切眼西帮煤墙30m处，拆除小切眼及小风巷内的单轨吊梁，进行支架的后续安装。将支架b和支架a拖出，紧靠已安装的支架c顺序安装。当工作面的后溜推过小切眼西帮煤墙后，拆除后溜机尾，连接溜槽进行对接。经分析比较，认为方案一较可行。理由为掘进工程量比方案二少17.5m3；工艺比方案二简单，操作性较强；方案一对小切眼前煤墙不破坏，工作面不存在过空巷的问题。在方案一的基础上，结合现场情况，对工艺又进一步优化：将存架硐室尺寸改为深6.0m,宽1.5m，将支架a直接存放在支架b后，对接时，将支架b摆到位后，直接将支架a拖出到位，使对接工艺进一步得到简化。2201工作面主辅切眼对接方案如图7，对接具体工艺见图8。图8 对接工艺示意图5.8 切眼对接前期准备工作提前对中风巷正头及中风巷与小切眼交叉点位置帮顶进行注浆加固。中部风巷推进至距小切眼12m时，开始在65至71架上网，为设备对接创造安全空间。中部风巷推进期间，调整好工艺，保证71架外帮至中部风巷中线距离在500600mm之间。提前在中部风巷和小切眼交叉点存架硐室位置顺中部风巷紧靠73架打设个木垛管理顶板。小切眼第一组中间架安装要顺切眼在支架顶梁至前梁上，等距离铺设四根大板（规格为200mm5400mm），大板间距为1米，铺设的大板第一组中间架北侧处露2米，南侧架在第三组中间架上不少于400 mm，以便于小切眼摆架时顶板管理。5.9 2201工作面设备配套及优化设计改造技术难点：（1）需对综采面大功率刮板输送机机尾进行研制。（2）需创新综采设备配套、对接新技术。（3）需研究综采工作面穿越陷落柱设备对接新工艺。5.9.1 前后刮板输送机机尾研制工作面采用zfs6000-17/33型低位放顶煤支架145组、ztfs650019.5/34型排头尾架各三组，前后溜均采用sgz830/800型可弯曲刮板输送机。研究人员针对井下工作面的实际情况，以及理论研究，通过反复论证，确定在工作面大切眼与中部风巷贯通前，必须对前后溜机尾进行改造，前后溜机尾改用简易机尾，前后刮板输送机采用单电机驱动。工作面72架至机尾段收尾并回收设备，故69至71架作为排尾架管理顶板，执行原排尾架支护工艺。通过精确计算，前后刮板输送机运输长度110米，机头单传动需用功率318kw（经西北奔牛集团公司技术人员核定功率为312kw），而漳村矿单电机功率为400kw，完全满足生产要求。为减少液压支架回收影响时间，研究人员对zfs6000/17/33型液压支架尾梁距底板距离尺寸核定（1.05米），并请西北奔牛集团公司技术人员到矿进行技术协商，决定研究制后部刮板输送机简易单传动机尾，机尾外形尺寸最大高度为0.8米，满足中间支架的尾梁最低高度，其余尺寸满足与zfs6000/17/33型中间架配套，并保证刮板输送机运行正常。通过与西北奔牛集团公司的技术交流，漳村矿决定对前后刮板输送机机尾部件进行技术改造，并由矿技术人员自行研制机尾压溜装置。具体项目为：（1）部刮板输送机新制作3节1.5米偏转槽，1节3米过渡槽及1件机尾。（2）后部刮板输送机新制作1节1.5米过渡槽，1件简易机尾。上述部件与漳村矿2201布置的两部刮板输送机配套，链轮轴组与漳村矿现使用的通用。新研制开发的前后刮板输送机机尾段部件及压溜装置在2201工作面配套安装后，运行正常，并且安全可靠。5.9.2 中间架代替排尾架配套技术前后部刮板输送机采用机头单传动布置，后部刮板机机尾个形尺寸满足zfs6000/17/33型中间架尾梁高度； zfs6000/17/33型中间架推移力为633kn， zt6500/19/34型排尾架推移力为802kn，通过技术人员对前部刮板机机尾所需推力反复计算，得出结论： zfs6000/17/33型中间架推移千斤顶的推力可以满足前部刮板输送机单传动布置推移力的要求；通过对2201工作面支架工作阻力矿压数据进行连续几个月跟踪监测，数据表明，2201工作面中间架与排头（尾）架的工作阻力最大值为5782kn，小于zfs6000/17/33型支架的额定工作阻力6000kn,故zfs6000/17/33型液压支架工作阻力满足排尾架工作阻力要求。2201工作面57月份工作面支架工作阻力观测结果如表6、表7、表8，支架压力曲线图如图9、图10、图11。表6 2201工作面5支架工作阻力观测结果观测日期推进距离/m支架工作阻力前柱后柱整架平均整架最大5.88.5753460242626285.1330.861170136230965.1539745338226428625.1851808160193429585.2064.21039454298446145.2583.31089545328046045.30103.6868118195244186.6144.8858109314049446.10166889201218034566.13183.4929637302047106.18227912282246633286.24236.6936262239844967.12641174273289432627.6306.5986432256035427.13335940580305637177.18364418427169030477.22386806298220843407.25402.31109505322856067.27408115695442105430表7 2201工作面71支架工作阻力观测结果观测日期推进距离/m支架工作阻力前柱后柱整架平均整架最大5.88.510774156815765.1330.88551091389257825.15391036414289845545.1851934634313455285.2064.285268184027265.2583.3710691280241705.30103.6872228182837186.6144.810101082418454306.10166908619269454126.13183.47561030357256066.182277491067533433286.24236.69021054391256467.1264961232238638907.6306.5757442245232687.13335667632263233587.183641065723357648827.22386877105196428047.25402.387811177628047.274084301118843018表8 2201工作面135支架工作阻力观测结果观测日期推进距离/m支架工作阻力前柱后柱整架平均整架最大5.88.58301017369437385.1330.81193381317854905.1539829952356255865.18511220112266449845.2064.28891065390856265.2583.31064792371256265.30103.61025886382254706.6144.8815756299854306.10166889201218034566.13183.4983694315247156.18227853657313255086.24236.6627745274445547.1264594779274645367.6306.5662748280640887.13335940580305637177.18364542629234438437.22386689310199832327.25402.3241832214639907.27408402103028644282图9 工作面5#支架工作阻力曲线图图10 工作面71#支架工作阻力曲线图图11 工作面135#支架工作阻力曲线图通过对zfs600017/33型中间架与zt650019/34型排尾架基本参数进行对比，支护宽度分别为1.43-1.6米、1.521.689米，支护高度分别为1.7-3.3米、1.953.4米，而 2201工作面中风巷实际高度3.2米。综合上述，使用zfs6000/17/33型中间架代替zt6500/19/34型排尾架与前后刮板输送机配套技术是可行的。3组zfs6000/17/33型中间架与前后刮板输送机机尾配套在2201工作面使用，满足顶板管理及设备配套要求。5.9.3 设备对接工艺根据漳村矿设备多年配套经验及借鉴先进技术，技术人员从地质条件、生产组织、工艺流程、技术质量方面进行细致研究，做了大量工作，制定出一套科学合理的对接方案。当工作面回采至小切眼（长度110米）时，只需对后130米采用综放工作面回收工艺。(1) 设备一次对接由于工作面提前布置中风巷，就可以只拆除少量设备，将前后刮板输送机新制作机尾部件安装到位，与zfs6000/17/33型中间架配套联接后，工作面即可正常回采。具体安装如下： 将前部刮板机按配套尺寸拆除中部槽。 抽出1组zfs6000/17/33型中间架。 将后部刮板机按配套尺寸拆除中部槽。 安装前后刮板机新制作机尾及过渡槽。 设备联合试运行，恢复正常生产。实际操作中，对接工期仅为2天。(2) 剩余设备的回收与安装剩余设备的回收与安装必须在小切眼推进190米前安装到位。 第一节前后刮板输送机中部槽及第一组支架安装位置的确定。首先，确定中风巷与风巷中线间的实际距离。我矿由生产科测量技术人员与机电科技术人员现场共同测量，取得实际数据，两侧煤墙均以中风巷中线为基准，每15米做明显标记，保证设备安装尺寸，中风巷与风巷的中线必须保存到设备对接完毕后。其次，根据实际数据与配套数据进行理论计算，得出安装数据。最后，由机电科及设备安装施工队组技术人员共同到现场确定安装位置。 施工队组必须严格按照确定设备安装位置进行安装，并保证安装质量。机电科技术人员不定期对安装尺寸进行复核。 安装量，切眼峒室内必须存放一组中间架，保证后部刮板机回收通道畅通。(3) 设备二次对接前期准备工作 将对接所需的前后刮板中部槽提前运输到安装最近地点。 铺设前后刮板机运输轨道，并试运行。zfs6000/17/33型中间架前梁千斤顶支撑力为633kn，将道轨吊挂在前梁上，经计算可满足单轨吊运输要求。 回采要求：综采队必须按生产科给定最后一组支架距中风巷中线距离进行回采，误差控制在100毫米。当小切眼推进至大切眼时，对中风巷机头方向15米范围上网进行顶板管理。(4) 二次设备对接 将前后刮输送机机尾部件拆除，中部槽进行补充安装。 将大切眼内安装的第一组中间架与小切眼最后一组支架联接，峒室内支架抽出，安装到位。 前后刮板输送机合口对接。调节支架与前后刮板输送机联接尺寸，并联接。设备对接工期仅为2天。2201工作面在穿越陷落柱的过程中，两次设备对接仅用4天时间，设备运行正常，取得了非常好的经济效益和社会效益。6 工作面瓦斯综合治理由于2201中部段未掘专用瓦排巷，故通过留设瓦排巷、安设局部抽排风机等方式对瓦斯进行综合治理。(1) 2201工作面推进至距中部风巷贯处10米做好通风系统准备贯通前： 在2201下风绕(瓦斯巷口外)构筑一道调节风门，另一道利用原风巷外侧风门安设调节门，准备调节风量。