（矿业工程专业论文）神东矿区短壁机械化采煤成套技术的研究.pdf

太原理工大学工程硕士学位论文 摘要 在对国内外短壁开采技术现状分析的基础上，对神东矿区短壁开采技 术的实践进行了总结分析。确定了巷道的支护方式及参数：结合矿区实际 条件，确定煤房及联络巷顶板均采用锚杆支护，锚杆规格为中1 6 1 8 0 0 m m ， 间排距为1 0 0 0 1 2 0 0 r m n ，煤房每排4 根；联络巷每排2 根。工作面煤房 采用锚杆支护，煤柱回收区采用两台履带行走式支架支护顶板，支架距离 煤壁不大于o 5 m ，最大限度缩小空项面积。煤柱回收后的采空区采用全部 垮落法处理顶板。采用湿式旋流除尘设备解决了连续采煤机应用j 二巷道掘 进和短壁回采过程中工作面粉尘浓度较大( 全尘2 0 0 m g m 3 以上) ；巷 道断面大( 2 0 m 2z 右) ，扬尘污染范围广，煤机安装的除尘风机吸尘率不 高，影响降尘效果；多头作业( 双巷或i 巷) ，来往凋机频繁，难以加装 其它成型固定除尘设备，而降尘水幕距工作面较远，不能有效降低j ：作丽 粉尘；外i 喷雾同h t 使脂，不仅大火增加煤质水分，降尘效果也分不理 想等难题，使工作面的粉尘浓度大人降低。 通过几年来刈短壁姐械化开采技术的研究与在神东矿区的实践，逐步 掌握r 短壁机械化回采的适用性条件为：易于在埋藏深度较浅的煤层中 进行开采；利于在煤厚适中且较为稳定的媒层进行玎采：适宜寸二在近 水平煤层中进行开采；适宜于在大型井田的边角煤地段和不适宜布置综 采工作面的小型井阳范围内进行开采；适宜于在顶板中等稳定、底板不 软化的煤层中进行开采。实践表明，短壁机械化开采同样能实现矿井的高 产高效，而且在采掘衔接和边角煤及煤柱回收起着决定性的作用。 关键词：神东矿区，短壁开采，开采工艺，粉尘，履带行走式液压支架 太原理工大学工程硕士学位论文 1 1 国内外短壁开采现状 1 绪论 1 11 国外短壁开采的发展现状 短壁机械化开采技术始创于美国，它的主要设备有连续采煤机、锚杆 钻机、运煤车等。经过5 0 多年的不断研究与改进，已形成了自成体系的短 壁机械化采煤方法。在美国，采用短壁机械化采煤法的产量在井工采煤中 一直领先，近年来，由丁长壁综采的发展，连续采煤机开采的产量有所间 落。目前，除美国外还有澳大利亚、南非、印度及加拿大等国均广泛采用 短壁机械化采煤，取得了较好的经济效益，但是采空区煤柱网收没有得到 很好的解决，回采率一般为6 0 左右，有白移支护设备的回收率可达8 0 以l 。 1 1 2 国内短壁开采的发展现状 房式、柱式和房柱式等短壁采煤方法，2 0 世纪5 0 6 0 年代，在我国 使用比较普遍。7 0 年代初，随着长壁机械化采煤工艺在国内的兴起和推广， 短壁采煤方法除地方小煤窑采用外，幽有大型矿井基本上不再使用这种方 法。主要原凶是这种采煤工艺的煤炭回收率低，机械化程度低、通风条件 较差、工效低，无法保证安全生产。图11 是传统的房采工作面回采工艺 图。它的回采工艺是：在采区内开掘平巷，将煤体切割成方形煤柱，然后 在方形煤柱中开掘劈柱巷，并由劈柱巷向两侧再开煤房。开掘平巷和劈柱 巷时用锚杆管理，而在煤柱中掘煤房时不再打锚杆。这科r 同采工艺的最大 缺点是通风系统复杂，通风管理困难；回采率低，回采率仅为3 5 左右。 太原理工大学工程硕士学位论文 图1 1 传统房采工作面回采工艺图 但是，相对而言，这种采煤方法，它的投入较低，煤炭生产成本低廉， 因而小煤窑仍然采用这种采煤方法。从1 9 7 9 年开始，我国先后引进了多种 型号约连续栗煤机，并在条彳牛适合的矿区进行了试验。大劂矿务局火! 沟 煤矿使用j o y l 2 c m 型连续采煤机进行刀柱式开采，年产量达3 5 万t ，曾 、 创造了月进2 1 8 7 m 单巷掘进的全国纪录：山西雁北地区马口煤矿使用连续 采煤机在小窑破坏区网收煤柱，年产达7 万t ；j j ! 西大同市姜家湾矿使用连 续采煤机条带式采煤法开采，月产达2 5 万t ，发挥了连续采煤机采掘合一， 机动灵活的优点。但当时只是采用了房式采煤方法进行回收，仅解决了落、 装、运的机械化，并没有实现回收煤柱时的支护机械化问题。冈此，在回 收煤柱时只能采用部分回收法，在采空区留有大量残余煤柱。不仅煤炭回 采率低，给井下煤炭白燃造成了安全隐患，而且残留煤柱的支承压力在底 板传递易造成应力集中，给下层煤的开采带来不利因素。由于上述影响因 素未能得到很好地解决，目前国内大部分使用过连续采煤机的矿井已将连 采机退役。 1 团囫囫囫囫团囫囫囡园囫囫团囡园豳囫囫团囫囫囫囫团 巷囫囫巷团团巷囫囫巷囫豳巷 一囫囫：囫囫三团囫。囫囫。 团囫囫囫豳团囫囫 太原理工大学工程硕士学位论文 1 2 神东矿区短壁机械化开采采取的主要技术路线 由于不规则边角块段、部分小型井田及不适合于布置长壁工作面开采 的煤层和块段，其开采工艺和开采方法，长期以来直是国内没有妥善解 决的问题，而国内一股沿用传统的房式、柱式和房柱式简单开采方法，其 方法简单、工艺落后、安全性差、效率低、采空区内浮煤多。特别是回收 二年太低，使用人工炮采的回收率一般只有2 5 左右；使用简单机械开采的回 收率仅为5 0 左右。神东矿区井罔范围内存在大量不规则边角块段及部分 小型井田，其州。采储量约为5 3 2 1 9 万t ，占矿区总可采储量的1 7 2 4 ，难 以采用长壁工艺开采。矿区残留的不规则边角块段及小型井罔，如何高效、 安全、合理地进行丌采，是神东公司在技术上面临的课题之一。采用传统 的短壁刀：采工艺，不仅回收率低，而且会影响矿区总体效益和科技进步， 若要采用机械化丌采，其关键1 i 仅仅是生产设备，生产：丁艺和支护设备成 为主要的技术关键。只有解决了生j 。工艺和支护设备，矿区的不规则边角 媒爿可能实现高效回采和凹收。按照这一思路，经过两年多的研究，存我 田传统的房柱式短壁采煤工艺基础上，经过不断研究、摸索，独创了一套 “连续采煤机、履带行走式液压支架短壁机械化开采技术”，形成了一种新 型短壁机械化采煤方法，自主开发了我国笫台履带行走式液压支架( 自 移支架) ，适用于连续采煤机及后配套设备。这种采煤工艺具有出煤快、机 动性强、安全生产等优点，使不宜或无法布置长壁综采工作面的煤层块段 得到合理开采和回收，提高了资源回收率。 神东矿区在解决边角不规则块段与小型井田煤炭资源开采回收中采取 的主要技术路线是： 1 ) 神东矿区短壁开采矿压显现规律研究。 2 ) 短壁开采巷道的布置方式及巷道参数技术研究。 至璺罂三查兰三矍塑主兰些丝墨 3 ) 短壁开采工作面的布置方式和开采工艺技术研究。 4 ) 履带行走式液压支架研制开发。 5 ) 短壁开采设备总体配套技术研究。 6 ) 短壁机械化回采工作面粉尘防治技术研究。 通过以上六个方面的研究，解决了短壁开采的关键技术难题： 1 ) 自主研制了履带行走式液压支架，解决了连续采煤机短壁机械化开 采的关键技术装备。 2 ) 探索出了高回收率的开采工艺及采煤方法。 3 ) 摸清了短壁工作面矿压显现规律，完善了以锚杆支护为丰体的顺槽 顶板管理和采空区完全垮落法顶板管理技术对策。 4 ) 短壁机械化回采工作面粉尘治理取得突破性进展，粉尘浓度人人降 低。 神东矿区在传统房柱式采煤t 艺技术基础上研究成功的连续采煤机 履带行走式液腿支架短壁机械化开采技术，为不适合采用长壁综合机 械化开采工艺的煤矿探索种高效采煤成套技术。回采：瞽由房柱式炮采的 3 0 提高到7 5 ，最高达8 7 ，工效达3 0 5 0 t 工。各项技术指标可，长壁 开采工艺相媲美。， 1 3 神东矿区短壁机械化开采，实现高效回收的技术途径 神东矿区从1 9 9 5 年开始将连采配套设备应用于短壁开采，通过几年来 的研究、实践与探索，结合神东矿区煤层赋存条件，将连续采煤机短壁机 械化开采技术不断改进与完善，并逐步在全矿区范围内推广，使短壁机械 化开采在神东矿区得到广泛的普及和应用。 2 0 0 0 年，神东公司首先在f ：湾、大海则及康家滩煤矿推广“单翼短壁 太原理工大学工程硕十学位论文 机械化采煤法”，如图1 _ 2 所示。 坤。 l jl j | 一一n 一 。一趔三 图12 单翼短壁机械化采煤法 该采煤法的回采工艺是：回采支巷煤柱时采川单翼斜切进刀方式，进 刀宽度为3 。3 m ，角度为6 0 0 ，进列深度一般以割透支巷煤专t 为准，深度约 为1 1 m ，并在每列之间留有o 5 m o9 m 的小煤柱。这种采煤方法与房采工 艺相比，回聚率有所提高，回采率可达6 5 z ，：右。这种采煤法没有艘带行 走式液压支架，当顶板较为破碎时，回采中琐板容易离层冒落，两侧进j 安全上无保障，故只能采用单翼进刀。单翼进刀煤柱留设大，同采效率低、 j 吨掘进牢高。为进一步实现安全高效生产：，公 j 进一步加大了短壁机械 化丌采成套技术，特别是加强了配套设备的研制开发力度。 2 0 0 0 年神东煤炭公司自主开发研制了履带行走式液压支架，解决了双 翼开采存在的问题，同时解决了短壁机械化开采过程中巷道、工作面以及 煤柱回收支护工艺的关键技术难题。澍1 3 是短壁机械化双翼叫采布簧 图。 太原理工大学工程硕士学位论文 图13 短壁机械化双翼回采布置图 该采煤法与单翼短壁机械化采煤法的区别在于：存回收条带煤柱时采 用双翼l 刃割煤柱并采用履带行走式液压支架支护顶板，取消了o 9 m 宽的煤 皮，改留设33 m 3 3 m 的e 方形煤杜，使回采率山原水的6 5 提高到7 5 以上，加快_ r 掘进和网采速度；保证了上作面安全牛产。使用履带行走式 液压支架后，短壁开采采卒区残留煤柱如下，其回收率最高可达8 7 以卜。 比传统房柱式短赋回采：【j 作面同收牢平均提高了4 5 以上。， 图1 4 短壁开采采空区残留设煤柱示意图 太原理工大学工程硕士学位论文 2 短壁机械化开采技术 2 1 短壁开采巷道布置方式及巷道参数的确定 2 1 1 巷道组平巷数目( 或同采房数) 的优化设计 单一巷道通风与多条巷道并联通风( 进风或回风) 可作如下分析： 矿井通风常用的风压损失公式为： h = r q 2 ( 2 1 ) 风阻计算公式为 r = 雩!( 2 2 ) c 式中：e 一一风量，m 3 s e c ： n 阻力系数： l 一巷道民度1 1 1 ； p 一巷道周边长m ； s 一巷道净断面m ：。 当单一巷道时，9 1 t j j * t 阻r l 为： 置= 掣 ( 2 3 ) 当巷道数目增加倍，而每一巷道s 、p 、a 值均不变，则由于巷道数 增加，使周长及面积均增加一倍。 即当两条巷道时，则风阻r 2 尺，：_ _ z , z - ( 2 p ) ：生兰( 2 4 ) f 2 s ) 3 4 s 3 。 即两条巷道的风阻是相同的单巷道j x 邯f t 的l 4 设r l 表示并联的巷道数目，则此时风阻r 。 太原理工大学工程硕上学位论文 耻字= 砉 ( 2 5 ) 因此，风阻和巷道数的平方成反比。采用多巷道通风对减少风压损失 改进通风效果，优点非常明显。经分析，同采房数以2 - 3 较为合适。 2 1 2 煤房宽度的优化设计 目前，煤房的合理跨度，一般是按“梁”的理论进行设计的。在进行 设计之前，首先要确定顶板岩石梁所受的载荷。 1 ) 岩梁所受载荷的计算 顶板一般是由一层以上的岩层所组成，因此，在计算第一层岩层的极 限跨度时所选用的载荷大小，应根据顶板上方各岩层之问的互相影响柬确 定。第r l 层对第一层综合影响形成的载荷f 彬，) 可由下式计算： ( 彬，) = e h3 + e 2 h 2 3 + + e 。h 。3 ( 2 6 ) 式中：e 1 、e 2 、e n 一一顶板各岩层的弹性模量： 、 h 1 、h 2 、h 。 一顶板各岩层的厚度； yl 、y2 、y 。顶板各岩层的容重。 当计算到( 呢一，) ( ( 彬，) 。时，目以( ) 。作为施加于第一层岩层【二的载 荷，而第n + 1 层以上岩层的重量将不对第一层施加影响。此时即可利用上 式的结果作为岩梁所受载荷来计算煤房的极限跨度。 代入大柳塔矿各岩层的厚度、容重及弹性模量进行计算。从第一个顶 板分层开始计算顶板岩层载荷值： ( w t ) 1 = yl h t = o 7 1 k g c m 2( 2 7 ) 太原理工大学工程硕十学位论文 ( 嗡= 毪毪= 0 8 9 k 咖m 2 ( 2 8 ) c 啉= 等篙赘笋= 0 4 7 6 k 咖2 亿， 由于( w 3 ) i ( w 2 ) i ，所以第三层顶板将与其下部的顶板发生离 层，只有下部两个分层的重量加于第一分层上，成为第一分层的载荷，此 时岩梁上的载荷值可取为( w 2 ) l = o 8 9k g c m 2 ，即 w = o 8 9 k g c m 2 2 ) 确定煤房宽度 在煤层中开掘巷道或支巷后，顶板岩层被巷道或煤房两侧煤柱支撑， 形成类似于“梁”的结构。根据岩层物理力学性质，刚度较小的软岩层将 随其下部刚度较大的坚硬岩层一起变形，此时上部岩层可视为1 i 部岩层的 载荷。在上覆岩层中，若有刚度较大的坚硬岩层存在，则在岩梁弯曲变形 的过程中，将与下部的松软岩层发生离层。此时上覆岩层产生的压力将向 梁两端的煤柱上转移，使下部己离层的岩层处于卸压区的范围之内。 、 根据巷道两侧煤柱对顶板岩梁的约束条件，顶扳岩梁可按“简支梁” 或“固定梁”的情况进行分析。一般当煤层赋存深度较浅、丌掘巷道或煤 房后在两侧煤柱中产。生的支承压力不太大，或者煤柱两侧均被大面积采空 的情况f ，煤柱剥顶板的“夹持”作用较小，岩梁可按“简支梁”处理。 反之，若煤层埋藏较深，煤柱两侧被采空区包围，煤柱对顶扳岩梁的“夹 持”作用较大，则按“固定梁”处理较为合理。 ( 1 ) 顶板岩梁简化为简支梁 取单位宽度的简支梁进行分析，则梁内任意一点a 处的正应力和剪应 力分别为： 太原理工大学工程硕士学位论文 ，一1 2 m z y q2 产 铲学 ( 2 1 0 ) ( 2 1 1 ) 式中：m 。、v 。分别为a 点所在横截面上的弯矩和剪力；y 为a 点到 中性轴的距离；t 为梁的厚度。 虽火弯矩发生在梁的中央，即x = l 2 的截面上，且m 。= w l 2 8 所以最大拉、压正应力将发生在该载面的上、下外侧边缘处，即v = l 2 处： 口。：_ 3 w l 2( 2 1 2 )口2 了一l 式中w 一岩梁上的均布载荷。( 对大柳塔煤矿，w = o 8 9 k g c m 2 ) 最大剪力发生在梁的两端，即x = 0 ，l 的截面上，且 一掣 ( 2 1 3 ) m 脒 、 最人剪应力将出现在该截面的中性轴上： ：型釜 ( 2 1 4 ) 1 r 卜一7 设岩梁的许用f 应力和剪应力分别为o 。和t 。，抗拉强度和抗剪强度 分别为r 1 和r ，则 r ，r ， 吒2 7 c2 寸 式中：f 一安全系数，一般取2 - - 4 。 对大棚j 塔煤矿，r 1 = 2 0 2 k g c m 2 ，r ，= 3 4 8k g c m 2 ，取f = 3 ，则 吁鲁= 了2 0 2 = 6 7 3 舭m 2 铲鲁= 了3 4 8 = 1 1 6 姆耐 太原理工大学工程硕士学位论文 用o 。代替式中的o 。，可得到确保岩梁不因跨度中央的最大拉应力 超过其抗拉强度而破坏的极限跨距为： l _ ! 生 v3 w ( 2 1 5 ) 代入大柳塔煤矿数据，可得按不因跨度中央的最大拉应力超过其抗拉 强度破坏的煤房的极限跨度计算值 卜，v 匹3 w = 4 x 3 0 0 2 x ，6 7 3 岛s m 用t 。代替式中的- 。、。，可得到确保岩梁不因梁内最大剪应力超过其 抗剪强度而破坏的极限跨距为： 三：4 t z e ( 2 1 6 、 3 w 代入大柳塔煤矿数据，可得按不因跨度中央的最大剪应力超过其抗剪 强度而破坏的煤房的极限跨度计算值： 三：生一4x 3 0 0 x 1 7 9 7 15 6 2 6 m 、 3 w3 04 6 在实际设计煤房跨度时，应取式汁算结果中的较小值。则大柳塔矿短 壁工作面顶极岩梁简化支梁时煤房的极限跨度为 ( 2 ) 岩梁简化为固定粱 取单位宽度的固定梁进行分析，梁内的最大弯距和剪力均发生在梁端 煤壁处，其值为： = 等 矿：丝 则在该截面上的最大拉应力和最大剪应力分别为 太原理工大学工程硕士学位论文 w l 2w l 2 盯一2 可 m a x2 可 由此可得到确保岩梁不因最大拉应力超过其强度极限而破坏的极限跨 度距为： l 代入大柳塔煤矿数据，得 f 2 1 7 ) 卜j 莩= 2 x3 0 0 z x67 3 矗s m 确保岩梁不因最大剪应力超过其抗剪强度而破坏的极限跨度距为： 三：生 代入大柳塔煤矿数据，得 上：丝：! ! 型：! ! ! ：5 2 1 3 。 3 0 8 9 取计算结果中的夜小值，可得大柳塔煤矿短壁采区顶板岩梁简化为吲 定梁时煤房的极限距度为： l 。= 1 1 6 m 比较上述两种计算结果，可得短壁开采采区煤房项板的极限跨度为 9 5 3 米。可见采用5 5 6 0 米的煤房是可行的。 2 1 3 支巷长度的优化设计 支巷可按吨煤费用最低的准则求解。影响支巷的主要因素有： 平巷掘进费z 。：房柱采煤掘进与回采基本合一，但掘进效率一般要比 回收煤柱效率低，因为回收煤柱有时可不用再打锚杆支护。因此支巷长度 一】2 一 厚 查堕堡三查堂三里堡主堂垡堡苎 一 越长，平巷掘进费用相对越小，其函数式为z 【= f 0 ) = a l + 。 巷内运输费z 2 ：巷内运输费用主要与胶带机铺设长度有关，梭车运距 可视为常量，若巷内仅用梭车运输( 如条带法) ，则与梭车运距有关，且有 距离约束。因此巷道长度越长，巷内运输费越大，其函数式为： z 2 = f ( 1 ) = b l + ( 21 8 ) 巷道的维护费z ，：巷道加长，增加了维护的时间，使维护费用增大。 其函数式为： z 3 = f ( i ) = c l + a 则吨煤费用为： z = zl + z 2 + z 3 = “1 + ( b + c ) i + a ( 2 1 9 ) 按吨煤费用最低的要求：z = 0 ，“1 2 + ( b + c ) = 0 则1 ，2 j i a 万 舍去负根 代入有关数据并计算，支巷长为6 0 1 0 0 米较为合理。 2 1 4 煤柱尺寸的优他设计 利用短壁采煤法对煤层进行采掘后，破坏了煤层中的原始应力状态， 原来由煤房承担的上覆岩层的载荷，将向煤房两侧的煤体转移，使煤柱应 力升高。应力在采动影响范闱内将会重新分砸。而煤柱将承担煤柱和煤房 上方的全部或部分岩体的重量，使自身载荷- y t 高。 目前应用广泛的煤柱平均应力荷载计算公式，是仅考虑覆岩白重应力 场的辅助而积法( t r i b u t a 7 a r e a ”m e t h o d ) 。辅助面积法认为，当开采区域足 够大，煤柱尺寸比较规则，岩层近水平赋存时，煤房上方的覆岩重量将全 部转移到邻近的煤柱上。此时各煤柱将共同承担载荷。其载荷大小等于煤 柱及其周围1 2 煤房宽度范围内上方全部岩层的重量，计算公式为： 1 太原理工大学工程硕士学位论文 p ：丝! ! 丛皇望 ( 2 2 0 ) w l 式中：p 一煤柱载荷，m v a r _ 一上覆岩层平均容重，o 0 2 5 m p a m 3 h 一采深m w 一煤柱宽度m b 一煤房宽度m l 煤柱长度m 当煤柱布置方式均匀、尺寸相等、开采区域足够大和采深较小时，辅 助面积理论计算出的煤柱载荷较合理。并目山于辅助面积法简单易行，能 够满足工程要求，所以在国内外获得了广泛的应用。 结合煤柱尺寸设计的稳定性分析，神东再r 区的短壁采煤法的合理煤柱 尺寸为：宽2 0 m ，长6 0 1 0 0 m 。 2 2 短壁开采工作面布置方式和开采工艺技术 2 21 短壁开采工作面布置实例 1 ) 上湾煤矿短壁丌采工作面布置 盘区中巷及联巷断面尺寸为5 0 4 41 3 1 2 ，工作面胶运顺槽断面为6 0 4 4m 2 ，辅运顺槽及联巷断面为5 5 4 4m 2 。回采工作面联巷与胶运顺槽 的夹角为7 0 。，左翼支巷与胶运顺槽的夹角为6 0 。，右翼支巷与辅运顺槽垂 直布置。支巷端面尺寸为5 5 4 4m 2 ，左翼支巷长1 0 0 m ，右翼支巷长8 0 m ， 工作面长1 8 4 。该布置方式充分发挥了连续采煤机的快速掘进的优势，留 有多头施工场所。 太原理工大学工程硕士学位论文 图2 一l 上湾煤矿煤矿短壁开采x - 作面图 2 ) 大海则煤矿短壁，f 采工作面布置 短壁丌采二l 作面采用3 条顺槽如置方式，工作面长度依地质条件丽定， 工作面长度为11 2 5 m ，顺槽煤柱为1 5 m 。顺槽每隔2 0 m 用联络巷贯通。当 顺槽掘进到边界且奋删煤体采完时，开始顺着各联络巷位置向左侧煤体掘 支巷与支巷的联络巷，这样一来，就形成了右翼工作面前进式、左翼工作 面后退式开采的布局。 图2 2 大海则煤矿短壁开采工作面图 奎堕型三叁兰王堡堡主兰垡竺兰一 3 ) 康家潍煤矿短壁开采工作面布置 当工作面瓦斯涌出量较高时，短壁开采工作面采用双顺槽平巷类似于 长壁工作面布置方式，当工作面顺槽掘进到位后，开始沿工作面推进方向， 依次掘出煤房，每两条煤房间距为1 0 m 。煤房形成后即可单翼进刀回采。 图2 3 康幂滩煤矿短壁开采工作面布置 222 同采l 一艺技术 1 ) 连续采煤机的短壁回采工艺包括煤房掘进和煤柱回收 ( 1 ) 煤房掘进：l h 连续采煤机和锚杆钻机交替进行掘进与支护作业。 ( 2 ) 煤柱回收：当煤房掘进到位后即可进行煤柱网收。煤柱叫收一般 分为双翼进刀回收和革翼进刀回收两种方式。双翼进刀如图2 - 3 所示，连 续采煤机与履带行走式液压支架配合，采用进刀不留煤皮双翼后退式回收 方法。左有交替进刀，4 5 。斜切进刀，回收煤房左右两侧煤柱，斜切进刀 深度为9 5 0 m ，连采机每进一刀，行走支架及时前移。 图2 3 双翼煤柱回收方式 一16 太原理工大学工程硕上学位论文 图2 4 单翼煤柱回收方式 两台履带行走式液压支架在煤房内迈步式向前移动，及时支护连续采 煤机后方的悬空项板。每条煤房的回采宽度约2 5 m ( 含煤房宽度) 。单翼进 刀如图2 4 所示，连续采煤机从采空区靠煤壁一侧依次4 5 。斜切进刀回 收煤柱，并与采空区割透。两台履带行走式液压支架在煤房中及时跟进， 支护顶板。每条煤房的网采宽度约1 5 m ( 含煤房宽度) 。 2 3 短壁开采顶板管理技术 煤房掘进时一股采用锚杆支护，而在回收煤柱时则在采空区边缘布设 履带行走式液压支架煤柱回收后采用仝部垮落法管理顶板。 2 3 1 短壁回采工作面采场矿压显现特点 神东矿区通过对短壁工作面现场观测和理论分析，初步总结出了短壁 工作面矿压显现特点和顶板垮落规律。短壁煤柱回收后，煤层顶板像长壁 工作面样同样要经历直接顶初次垮落和老顶初次来压及周期性来压的过 程，但由于短壁开采在回收煤柱时在采空区中留有小煤柱临刚支撑顶板， 使得赢接顶垮落受到一定影响。概括起米将神东矿区短壁机械化开采工作 面矿压显现具有以下特征： 1 ) 直接顶的初次垮落步距较长壁开采条件下要大，视直接顶岩层情况， 奎星堡三查兰三矍堡主兰垡笙兰 一般为6 0 m 以上。 2 ) 老项的周期来压步距较长壁开采条件下要大，直接顶在采空区出现 悬顶并呈周期性垮落，一般步距为3 5 m 以上。 3 ) 采场顶板来压时，履带行走支架位于两翼回收煤柱的三角区，顶板 压力主要由煤柱来承担，对履带行走支架的冲击载荷并不像长壁1 作面液 压支架那样大。 短壁开采的采场压力分布如图2 5 所示。 图25 短壁开采采场压力分布图 2 3 2 短壁工作面顺槽铝杆支护 1 ) 锚杆支护机理 传统的锚杆支护理论有：悬吊理论、组合梁理论和压缩拱理论。 神东矿区通过对短壁开采巷道的矿压观测分析研究，提出了巷道锚杆 支护同岩强度理论。该理论揭示了锚杆的作用原理和加固巷道围岩的实质， 并为合理确定锚杆支护参数提供了理论依据。该理论的要点是： ( i ) 巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚 固体，形成统一的承载结构： ( 2 ) 巷道锚杆支护可以提高锚圆体的力学参数，包括锚固体破坏前和 破坏后的力学参数( e 、c ) ，改善被锚固岩体的力学性能； 查堕兰三查兰三堡塑主兰些鲨兰 ( 3 ) 巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区，锚杆锚固区域内岩体的 峰值强度或峰后强度、残余强度均能得到强化； ( 4 ) 巷道锚杆支护可改变围岩的应力状态、增加围压，从而提高围岩 的承载能力、改善巷道的支护状况； ( 5 ) 巷道闭岩强度提高以后，司减小巷道周围破碎区、塑性区的范围 和巷道的表面位移量，控制围岩破醉区、塑性区的发展，从而有利于保持 巷道围岩的稳定。 2 ) 锚柯支护设计方法 工程类比法就是选择条件类似的已有巷道作为样本工程，通过分析目 标工程相似性和相异性，在样本工程支护方案的基础【二做不同程度的修改 ( 完全相同的工程极少，相异性总是存在的) 作为目标工程的支护设计。 工程类比法具有很强的针对性，应用情况表明，若能选取合适的样本 工程类比分析恰当，则能够获得较芟的设汁结果。然而工程实践中，山于 地质条件复杂多变，现场设计人员受个人工作环境和性质及其它客观条件 的限制，其类比范围有限，往往难以获取合适的样本 _ 程；同时，由于类 比分析主要是定性分析，分析结果取决于设计人员的知识、工程经验和对 口标工程的认识程度。因而主观因素影鞠颇犬。这些都对工程类比法产生 补利影响。在这种情况下，以围岩分类为基础的工程类比法应运而生。这 种方法首先要确定出若干项主要影响因素，按一定的方法建立起酮岩分类 方案，然后在大工业量的工程经验和调研数据的基础上，提出每一类巷道 的支护形式与参数( 或参数选择范围) ，实际应用时，只要分类方案确定了 目标工程的类别，便可找出对应的支护方案。这种方法的优点是间接地扩 大了设计者的类比范围，并有助于弥补设计者工程经验的不足，在工程实 践中得到了不同程度的应用。 按上述理论，结合矿区实际条件，确定煤房及联络巷顶板均采用锚杆 1 0 奎堕堡三茎兰三堡婴主兰堡堡三| 三 支护，锚杆规格为m1 6 1 8 0 0 m m ，间排距为1 0 0 0 1 2 0 0 m m ，煤房每排4 根；联络巷每排2 根。 2 3 3 履带行走式液压支架支护阻力的确定 掘前所述，履带行走式液压支架以支护直接顶为主，老项岩层断裂后 形成的附加载荷对支架影响并不大，因此，在计算履带行走支架的工作阻 力前，应首先确定直接顶的冒落高度。 1 ) 直接顶冒落高度的确定 假设直接顶岩层为不可压缩而又不能自身取得平衡的岩体。因此，履 带行走式液压支架应承受其全部重量。直接顶冒落高度以直接顶冒落后是 否充填满采空区为准。即： h + h = k n h ，则 一= 告 z ， 式中：h 一直接顶冒落高度m h 一采高盘 k o 直接顶碎胀系数，一般k o = 1 3 1 5 因此，h 一( 2 3 3 ) h ，也就是该直接顶的载荷i 叮以取相当于采高 的2 3 3 倍岩柱的重量来估算。 2 ) 履带行走式液压支架支护面积的确定 按照辅助面积理论可以确定履带行走式液压支架支护的面积，即煤柱 和履带行走式液压支架各支撑一半的控顶宽度，如下圈所示： 太原理工大学工程硕士学位论文 图2 6 履带行走支架的支护面积 每一台履带行走式液压支架的支护面积为： s = 吉( 岷+ - bs i n 0 0 ( 三+ 志) 一( - b s i n o r 产辔a ( 22 2 ) 式q j ：w o 一煤房宽度m w d _ 一切割煤柱宽度i l l b 一滚筒宽度m l 支架顶梁氏度m 。一连续采煤机进刀角度，( 。) 。 3 1 履带行走式液压支架工作阻力确定 履带行走式液压支架承担的直接顶载荷为： n = s h y ( 2 2 3 ) 式中：v 一直接顶平均容重，取v = 2 3 2 5 k n m 3 。 对于老顶的载荷，常以测定的动载系数来估算。由于短壁丌采工作面 履带行走式液压支架处于采场主压力拱免压圈内，动载系数小于同类条件 下长壁工作面动载系数，所以，履带行走式液压支架工作阻力为： p = n h ( 2 2 4 ) 太原理工大学工程硕士学位论文 式中n 一动载系数，采场来压不明显的i 类顶板，n - - 1 ，0 5 ； 采场来压明显的i i 类顶板，n = 1 0 5 1 1 5 ； 采场来压强烈的i i i 类顶板，n = 1 l 5 1 1 3 0 。 将式( 2 2 1 ) 、( 2 2 2 ) 和( 2 2 3 ) 代入式( 2 2 4 ) 得： 期 圭( + 彤墙i ( 三+ 志) 一；( - b s i n 口) 2 删嵩y ( 2 2 5 ) 由式( 2 2 5 ) 可知，履带行走式液压支架工作阻力与采高h 、切割煤 柱宽w p 、煤房宽w 。、顶梁长度l 、进刀角度n 等因素有关。 2 34 短壁开采的顶板管理 ：l 作面煤房采用锚杆支护，煤柱回收区采用两台履带行走式支架支护 项板，支架距离煤壁不大于0 5 m ，最大限度缩小空顶面积。煤桩同收后的 采窄区采用全部垮落法处理顶板。 大柳塔煤矿2 0 4 0 3 一作面初采的第1 区段位于1 。2 煤房采一区之下，区 段宽度8 3 m ，内送3 杂煤房，每条煤房两侧煤柱回收后各留设排33 m 3 3 m 的正方形煤柱，两煤柱之间回采空间达2 5 m 。直接顶冒落高度为3 4 m ，冒落岩石能充填部分采空区。 对于较坚硬项板，履带行走式液压支架可以强行切顶，造成项板破坏， 自行冒落，确保顶板充分冒落。 2 , 4 设备优化配置 连续采煤机“短壁机械化开采方法”是在房柱式开采技术基础上发展 起来的一种高效短壁柱采煤方法。与长壁式采煤法的区别是，采区的区段 一2 2 太原理工人学工程硕士学位论文 划分和区段内煤体切割及回收的方法不同。在区段划分上，短壁机械化开 采一般要形成一个l o o x 2 5 m 的短壁回采区域，煤柱回收后，顶板类似长 壁工作面一样充分冒落，使煤房、煤柱的回采避开支承压力高峰区。 短壁机械化采煤法按运煤方式分，其工艺一般分为两种：一种是连续 采煤机一运煤车( 梭车) 转载破碎机带式输送机工艺系统，另 一种是连续采煤机连续运输系统带式输送机工艺系统。目前，这 两种工艺方式在神东矿区均有使用。 连续采煤机短壁机械化工作面主要设备配置情况见表2 1 至圈2 7 。 表2 1 矿区短壁工作面设备配备表 序设备名称型号数量使用地点 1连续采煤机1 2 c m 一1 2 0 d v g1：l 作面 2锚杆钻机h d d r a c1工作面 3 履带行走式支 x z 7 0 0 0 2 4 4 52工作面 4 连续运煤系统2 0 0 0 1 工作而、顺槽 5胶带输送机d s p 一1 0 4 0 8 0 01运输顺槽 6铲车l a 4 8 81工作面、顺槽 备注：当使用运煤车运煤系统时，取消后配套中的连续运煤系统，增 加运煤车( 梭车) 、给料破碎机 太原理工大学工程硕士学位论文 图2 7 短壁开采设备配套图( 连续运输系统) 在选择运煤系统日，应首先考虑矿井的具体条件，根据矿井的具体条 件来选择相应的配套设备，以充分发挥设备的能力，实现高产i 每效。现有 的两种运煤系统的适应条件如下： 连续运煤系统适用于中等稳定顶板，刘顶板的完整性要求较高；底板 要求平整、无积水，坡度小于1 2 。，剥底板比压o 15 7 m p a ；煤层巷道宽度 要求5 5 6 米。 运煤车运煤系统适用于中等稳定顼板；底板要求稳固、平整、无积水， 坡度小于6 度，对底板比压o 7 3 1 m p a 。煤层为近水平煤层，巷道宽度要求 大于4 6 米。 神东矿区部分矿井各煤层短壁机械化工作而设备优化结果见下表： 2 4 太原理工大学工程硕士学位论文 表2 2 上湾煤矿短壁机械化回采工作面设备配置一览表 序 设备名称设备犁号 数 盟 号 邑 主要技术特征 目位 生产能力 连续采煤 15 2 7 t n i n ， 采 11 2 c m l 5 一1 0 d126 5 7 46 m ，总功率 机 5 5 3 k w , 1 i z 乐1 1 4 0v ，倾 角5 5 。 a r o 一2 0 一r e i 。m b c w t ( 改 功率2 x 4 5 kw ，采 2 锚杆机 1 高2 3 46 m ，最大支撑 装1 力2 0 0 k n 。 蓄电池1 2 8 、州转 3铲卞ij n 4 8 8l 内径3 5 3 11 1 r l l ，牵引述 度88 5 k m h ，载重4 c 。 连续运煤 总功率6 7 48 9 k w , d 2 0 0 0 型 1 套电j 1 11 1 4 0 v , 运输能力 系统 2 0 0 0 t m 、总长9 0 7 2 7 m 。 运输能力8 0 0 t h ， 5 胶带机 d s p l 0 8 0 1 0 0 01 部 功率1 6 0 k w , 带速 2 5 n 2 s ，带宽1 0 0 0 m m 。 支撑高度 24 45 m ，工作阻力 履带行走 7 0 0 0 k n ，初撑力 6x z 7 0 0 0 1 2 4 4 52 式液压支架5 6 6 5 k n ，支护强度 o8 2 0 9 6 m p a ，支护 面积8 5 1 l n 2 。 太原理工火学工程硕士学位论文 袁2 3 大海则煤矿短壁机械化回采工作面设备配置一览表 序 设备名数 监 1 1 设备型号 日 主要技术特征 可 秉敏 *伉 连续采 外形尺寸1 0 4 x 31 5 x 13 5 m ；采 11 2 c m l 5 1 0 bl高1 4 _ 34 m ，功率6 6 4 k w , 电压 煤机 1 1 4 0 v , 自重4 4 t 。 外形尺寸 1 0 5 1 6 x 3 0 9 9 x 1 7 6 5 m m ，1 2 8 v 蓄电池， 2运煤车8 4 82 载蘑1 6 3 9 t ，功率1 2 0 0 a h 。速度 8 0 4 k m h ，充电运转时间8 一1 0 h 。 外形尺寸9 1 4 4 x 3 6 3 2 x 8 6 4 m m 给料破功率1 3 l k w ，电压6 6 0 v , 给料容重 3 1 0 3 0 l 碎机6 5 m 3 ，自重1 63 t ，转载速度3 4 0 m 3 m 。 外形尺寸7 6 0 7 x 2 8 6 7 x 9 91 1 1 1 1 1 1 ， 白重1 42 4 吨，i ? 作高度16 - - 4 1 n ， 4 锚杆机 t d 2 4 7l f u 压6 6 0 v , 功率5 22 k w 钻进 1 2 7 m m i n 。 、 外形尺寸8 3 5 6 x 2 7 9 4 x 9 2 7 m m ， 5铲车 4 8 8 1 1 2 8 v 蓄1 乜池，速度88 5 k n g h ，白重 1 5 1 5 t ，载重4 c 。 能力6 3 0 t h ，运距1 0 0 0 m ，宽 6 胶带机 s s j 1 0 0 0 1 2 5l 部1 0 0 0 m m ，带速1 8 8m s 电压 6 6 0 11 4 0v 整机重量9 5 t 。 履带行 支撑高度2 4 4 5 m ，j 一作阻力 7 走式液x z 7 0 0 0 1 2 4 4 5 2 7 0 0 0 k n ，初撑力5 6 6 5 k n ，支护强度 压支架 o 8 2o 9 6 m p a ，支护面积8 5 1m 2 。 太原理工大学工程硕士学位论文 袁2 4 康家滩煤矿短壁机械化回采x - 作面设备配置一览表 序设备数 堕 号名称 设备型号 目 主要技术特征 目位 生产能力8 2 3 “m i n 连续采高1 5 6 3 6 8 m ，总装机功 11 2 c m l8 1 0 b1 采煤机 率4 5 9 k w , 白重5 5 5 t 。( j o y 公司1 外形尺寸 给判9 7 5 4 x 3 7 8 5 x 1 2 1 9 m m 电压 21 0 3 01 破碎机6 6 0 v , 自重1 6 3 6 t ，转载能力 4 5 0 t h 。 外形尺寸 锚杆 6 5 0 0 x 3 2 0 0 x1 5 0 0 n n n ，采高 3 a r o 一4 0 一r e l m b a w t 1 机1 6 3 ，2 m ，电压1 1 4 0 v , 功 率2 x 4 5 k w 。 外形尺寸 8 3 5 6 x 2 7 9 4 x 9 2 7 n m l 最大载 4铲车4 8 81 重4 t ，充电运转达81 0 h 次。 最大负荷1 2 3 i 。总功率 j o y l o s c 3 2 9 3 kw 外型尺u + 5梭车2 4 8 b 一5 a c d c 8 9 9 0 x 3 0 5 0 x 1 3 1 0 m m ，自重 2 0 t 。 履带行 支撑高度2 4 4 5 m t 一作阻力7 0 0 0 k n 初撑力 疋j l 6 x z 7 0 0 0 1 2 4 4 525 6 6 5 k n ，支护强度 液压 支架 0 8 2 o 9 6 m p a ，支护面积 8 5 1 1 1 1 2 。 太原理工大学工程硕士学位论文 3 短壁机械化回采工作面粉尘防治技术研究 连续采煤机应用于巷道掘进和短壁回采，在粉尘治理上存在以下难点： 国外引进设备功率大、推进速度快，相应工作面粉尘浓度较大( 全 尘2 0 0 m g m 3 以上) ： 巷道断面大( 2 0 m 2 左右) ，扬尘污染范围广，煤机安装的除尘风 机吸尘率不高， 影响降尘效果。 多头作业( 双巷或三巷) ，来往调机频繁，难以加装其它成型固定除 尘没备，而降尘水幕距工作而较远，不能有效降低工作面粉尘； 外喷雾同时使用，不仅大大增加煤质水分，降尘效果也十分不理想。 3 。1 短壁机械化回采工作面湿式旋流除尘器配合涡流控尘技术 为有效解决连采面粉尘，公司组织技术攻关，成功地将波兰9 0 年代末 、 先进的湿式旋流除尘器配合涡流控尘技术应用j ：近采工作面，取得了显著 效果。 ( 1 ) 高效控尘技术研究 除尘器虽然能达到很高的除尘效率，但更重要的是必须将粉尘收入除 尘器中，否则再高的除尘效率也不能达到很好的收尘效果，掘进面粉尘浓 度仍然不能得到有效地降低。因此，提高工作面收尘效率是降低工作面粉 尘浓度的技术关键。 选择合理的通风除尘系统：国内外实践表明，连采面采用长压短抽 的通风除尘系统是降低机掘面粉尘浓度的有效措施。新鲜风流经压入式导 风筒送入工作面，清洗工作面后，污风经吸尘罩抽入除尘器净化处理，干 一2 8 太原理工大学工程硕士学位论文 净的风流再排至巷道中。系统最佳工艺参数及布置( 见图3 1 ) 。 图3 1 连采面长压短抽的通风除尘系统 压入式导风筒供风方式的巷道风流分布状况 图3 2 压八式导风筒风流出流的速度分布 、 图3 2 曲线表明：射( 气) 流轴向速度最大，在各射流横截而上随糟 远离该轴线，轴向速度下降很快，即在剁流横截面上的轴向速度分布很不 均匀，从而造成整个巷道断面l 风流分布很不均匀的不利情况。 采用涡流控尘装置时巷道风流分布状况 该装置将传统的轴向供风方式变为向迎头螺旋前进的旋转供风方式， 利用风流附壁效应，极大地降低巷道轴向风速，增大巷道边沿区域的风流 速度，从而使巷道断而上的风流分布趋于均匀，达到有效控制粉尘向连采 面后方扩散的目的。 一，q 一 太原理丁大学工程硕士学位论文 图3 - - - 3 巷道旋转式出风的涡流风筒 涡流控尘装置结构 涡流控尘装胃由涡流风机和涡流风筒组成( 如幽3 一_ 4 所示) 。考虑掘 进3 5 m 移r , ) j - - 次，设计成雪橇支撑由连采机牵引；涡流风机j 峙轮直径与 内置式的电机的, j 筒相同，故当其停止运转时，不会影响压入风流通过： 涡流风简直径蒸本与供风导风筒直径相刚，长度可根据现场需要取6 1 2 m 。 图3 4 涡流控尘装置结构示意图 涡流控尘装置闭启风流流速对比 图3 5 为涡流控尘装置闭启风流流速对比图。当涡流风机关闭时，从 涡流风筒径向缝隙出h 排出风流平均风速为3 5 m s 友右，风筒轴向出口风 速为1 0 ；7 m s ，风流大部分沿轴向直吹迎头；当涡流风机启动时，涡流风筒 一3 0 威 查垦型三查兰三堡堡圭兰堡丝苎 径向缝隙出口排出风流风速最高达2 5 m s ，平均2 0 m s ，风筒轴向出口风速 仅】，2 m s 左右，不会对迎头形成直吹状态，而形成了由高速旋转风流形成 的气幕，对控制粉尘扩散都十分有利。将吸尘罩布置在连采机的操作平台 上，吸尘罩靠近尘源，除尘器跨在皮带上，实现了吸尘罩、除尘器与连采机的 同步移动。 3 0 2 5 童2 0 01 5 型1 0 5 0 测点( m ) 涡流风机开启，距径向出风口5 0m m 处各测点风速 ! 一 涡流风机关闭，距径向出风口5 0 m 处各测点风速 口涡流风机开启，距轴向出风口1 m 处风速 涡流风机关闭，距轴向出风口1 m 处风速 图3 5 涡流控尘装置开闲风流流速对比图 3 2 湿式旋流除尘设各 该设备由水膜净化部分、脱水除尘部分和自动水箱三部分组成( 见图 3 6 ) 。 太原理工大学工程硕十学位论文 图3 6 旋流除尘设备结构图 1 旋流器；2 - 导向装置；3 - 脱水器；4 - 水箱；5 - 水泵；6 - 浮子阀；7 - 风机 技术原理：含尘空气通过水膜时被高效净化，再通过旋流器，使轴向 流动变为旋转流动，在强大离心力作用下，空气中水分和尘粒被同时压向 器壁，促使