6深部矿井综放开采工艺研究3(翻译).doc

6综放开采工艺研究6.1实验研究6.1.1实验方案设计实验目的主要是确定合理的放煤步距。合理放煤步距的确定是综放工艺参数优化、工作面设备选型设计、实现高产高效放煤的前提。本次实验将顶煤及直接顶铺设成松散体，用巴厘石模拟顶煤与直接顶。模拟几何相似比，煤层平均厚度为6.0m，设计采高3.0m，顶煤厚度3m。模拟铺设高度为120mm。直接顶高度为煤层全厚度的2.5倍，6.02.515m，模拟铺设直接顶碎块高度为600mm。图6-1 平面模拟实验台Fig.6-1 Experiment table of plane simulation1放煤机构；2支架尾梁；3顶煤4直接顶；5玻璃挡板采用平面实验模型：分别模拟沿工作面推进方向上，放煤步距0.8m、1.6m时的顶煤放出状况。6.1.2模拟实验台平面模型实验台如图6-1所示。主要由放煤机构、支架、松散顶煤和松散直接顶组成。放煤机构直接位于底板之下，由可来回抽动的木块组成，木块宽度按几何相似比与现场后部溜子内宽一致，当放煤时，将木块抽出，即打开放煤口，一旦顶煤放空或煤矸含矸量达到约1/31/2时将放煤口木块插回以关闭放煤口；采高部位由支架充填，将木块加工成支架掩护梁与放煤尾梁形状，直接堆砌在模型架底板上，支架高度即为采高，支架厚度即为放煤步距。6.1.3 实验结果分析合理的放煤步距应使冒落的顶煤具有高回收率和低含矸率。实验结果见表6-1表6-2，结果汇总见表6-3。表6-1 放煤步距0.8m时的实验结果Table6-1 Experiment results when coal caving step distance is 0.8m放煤口编号23456789101112131415161718合计动用煤量/kg2.921.322.891.370.311.391.742.562.062.221.882.042.291.621.8043.3441.60833.35放出煤量/kg2.401.102.361.180.261.131.402.101.691.861.541.71.961.341.472.831.3327.65放出矸石/kg0.1340.0740.1420.0770.0250.0900.1460.1340.1690.1800.1290.1130.1320.1010.1510.2370.1312.165顶煤放出率/%82.2983.4381.5685.9483.3781.1980.3482.0881.9683.7881.8383.3785.7482.5981.6384.0582.52含矸率/%5.296.325.696.18.97.399.456.019.18.817.716.226.337.029.347.748.96表6-2 放煤步距1.6m时的实验结果Table6-2 Experiment results when coal caving step distance is 1.6m放煤口编号2345678合计动用煤量/kg4.134.345.114.24.274.304.3630.71放出煤量/kg3.223.54.053.353.433.53.524.55放出矸石/kg0.1730.2010.260.1740.1910.1940.1991.392顶煤放出率/%78.0380.5679.2979.8480.2481.3280.28含矸率/%5.095.426.034.945.275.255.38从表6-3中可以看出，放煤步距为为0.8m时的含矸率比步距为1.6 m时高出1.89个百分点，但步距为0.8m时的回采率却高出步距为1.6m时2.97个百分点。虽然步距为0.8m时在提高回采率的同时，相应的含矸率有所增加，但是从资源回收及经济角度考虑，放煤步距取0.8m更加合理。表6-3 平面模拟实验结果Table6-3 Experiment results of plane simulation放煤步距/m总计放出煤量/kg平均放出煤量/kg总计出矸量/kg平均出矸量/kg回采率/%含矸率/%0.827.651.632.1650.12782.917.261.6253.571.4160.20279.945.376.2综放工艺实测研究根据项目研究计划，结合济三煤矿的生产技术状况，从05年4月2日至05年4月6日对济三煤矿63下03综放工作面进行了综放工艺的实测研究，统计了5天共8个生产班的观测数据，分析了63下03工作面现行的采放工艺与参数，重点研究了影响高产高效综放工艺的主要制约因素。6.2.1基本实测结果1）采高：2.8m-3.2m，平均2.9m，详见表6-4和表6-5。表6-4 63下03工作面观测期间煤厚探测表Table6-4 Thickness of coal detecting chart during observation at face 63下03架号(探点位置)顶煤厚度采高/m底煤厚度/m煤层厚度/m割顶割煤割底日期05年3月16日，中班总进尺1567.5m201.12.91.05.0401.72.94.6602.23.10.25.5802.93.10.36.31002.43.00.25.61201.93.10.55.51481.63.00.85.6日期05年4月15日总进尺1706 m表6-5 63下03工作面开采期间煤厚探测表Table6-5 Thickness of coal detecting chart during mining at face 63下03架号（探点位置）顶煤厚度采高/m底煤厚度/m煤层厚度/m割顶割煤割底102.82.90.605.1303.33.0006.3502.73.1005.8703.23.02.204.09003.000.53.51100.83.1003.91302.83.0005.81503.53.1006.6日期04年10月29日，中班总进尺 1256m100.62.90.03.5301.43.10.14.6501.23.00.04.2700.83.10.34.29003.20.63.810003.11.00.02.11202.73.00.30.05.41402.23.20.05.41552.93.00.05.9日期 04年11月27日，中班总进尺 1320m202.43.005.44001.41.50.52.0602.12.905.08002.50.83.31001.33.004.31201.83.104.91450.53.00.23.7日期 04年12月27日，中班总进尺 1360m202.33.00.05.34002.10.00.00.06002.80.02.8801.52.80.04.310003.01.04.01232.02.50.44.115001.21.70.62.3日期 05年1月14日，中班总进尺 1390m续表6-5 63下03工作面开采期间煤厚探测表架号（探点位置）顶煤厚度采高/m底煤厚度/m煤层厚度/m割顶割煤割底200.32.93.24002.82.86002.00.80.88002.82.810002.80.83.61202.62.90.25.71451.72.90.45.0日期05年元月22日总进尺 1401m2002.90.53.46000.52.402.4800.22.60.302.81000.42.903.31201.22.90.34.41400.62.90.43.9日期05年2月17日总进尺1465m200.52.93.4400.42.80.73.9601.22.84.0801.73.10.45.210003.21.24.41201.43.04.41450.33.00.53.82）初撑力：平均19.35MPa，最大30MPa，最小06MPa，详见表6-6。表6-6 63下03工作面支架初撑力统计表Table6-6 Support setting load statistic chart of face 63下03日期班初撑力/MPa平均最大最小4.2早18.5240晚20.7927154.3早22.13298晚19.1728134.4晚16.883054.5早15.52012晚19.332564.6早20.832993）采煤机割煤速度 辅顺端至胶顺端：总平均4.93m/min，最大5.46m/min，最小4.39m/min； 胶顺端至辅顺端：总平均4.34m/min，最大4.84m/min，最小3.93m/min。详见表6-7。表6-7 63下03工作面采煤机运行特性Table6-7 Shearer running character of face 63下03日期班班平均割煤速度/m/min胶顺端回头时间/min辅顺端回头时间/min辅顺端至胶顺端胶顺端至辅顺端4.2早4.754.6012.320.9晚5.244.1115.718.74.3早4.393.9717.316.2晚5.104.2517.2523.14.4早晚4.693.9310.2514.64.5早4.824.411513.3晚5.464.61913.54.6早4.974.8414.219.24）采煤机回头时间（详见表6-7）胶顺端：平均13.88min；辅顺端：平均17.44min。5）移架时间与速度平均移架时间37.53s/架，平均移架速度3.86m/min/2人，见表6-8。6）放煤时间与速度：平均36.95s/架，平均放煤速度4.30m/min。详见表6-9。6.2.2 观测结果分析1）采高采高是综放开采较为重要的工艺参数，对放煤、通风防尘、顶板管理以及工序之间的合理匹配等都有一定的影响，因而对采高的确定必须综合考虑。工作面计划采高2.8m，实际采高一般在2.8m3.2m范围内，平均2.9m。在实际采高3.03.2m的条件下，煤壁片帮较普遍，端面顶煤局部冒落现象较多。为提高综放工作面安全状况，减少片帮及由此引起的端面距增大和冒顶现象，采高应控制在3.0m以下。表6-8 63下03工作面支架移架速度统计Table6-8 Support movement speed of face 63下03日期班移架人数/人移架架数/架移架时间/s单架移架时间/s/架平均移架速度m/min/2人4.2早23087329.14.6晚233137441.63.484.3早232109634.34.06晚230138846.273.24.4早晚230127242.43.444.5早230105635.23.98晚230112837.63.784.6早22887231.144.38 注：正常移架人数为2人，需超前移架时另有1人负责拉超前架。故计算移架速度时以2人计。计算一架速度时，换位时间按10s计算。表6-9 放煤情况统计Table6-9 Statistic of coal caving日期班放煤架数合计放煤时间/s单架平均放煤时间/s班平均放煤速度/m/min/2人4.2早35164647.033.46晚30118839.64.044.3早33145844.183.66晚28588216.924.4早晚30145848.63.364.5早4584018.677.60晚30165455.132.994.6早2873826.365.74注：由于煤层薄厚不均，可放煤量大小不一，从而使得班平均放煤时间及速度有较大的波动。在放煤实测过程中，放煤时间不含换位时间，计算放煤速度时，取平均换位时间为5s。2）采煤与放煤工序的时间安排通过现场观察，正常割煤时，辅顺端至胶顺端采煤机割煤速度为4.93m/min，放煤速度为4.30m/min，割煤快于放煤；胶顺端至辅顺端采煤机割煤速度为4.34m/min，采放速度基本持平。但就整个采放循环来说，考虑采煤机进刀段比较费时，在现有放煤速度下，满足采放平行作业所需要的正常割煤速度为5.78m/min（见6.3.2.3），因而，建议采取以下措施：（1）提高正常割煤段采煤机割煤速度，实现整个割煤循环内的采放平行作业。（2）由于工作面顶煤厚度不均匀，后部运输机开机率过低，放煤过程中容易导致后部运输机局部过载，影响工作面正常生产。建议提高后部运输机的开机率，促进放煤和割煤的协调。3）移架速度单架移架时间，包括降架、拉架、升架在内的时间总和，平均单架移架时间为37.53s/架。本面回采过程中不留底煤，加之对底板浮煤的及时清理，基本不存在支架钻底现象，支架前移比较顺利，不存在移架不及时而影响对顶煤及煤壁的控制。4）采煤机进刀方式采煤机进刀方式不仅要有利于割煤，更主要的是要有利于采煤、移架、放煤三种主要工序之间的空间匹配，有利于采放平行作业，有利于端面顶煤维护及架后顶煤破碎放出，即进刀方式应与放煤方式相协调。由于中部进刀方式不能及时移架，工作面中部空顶时间长，对端面顶煤控制不利。所以采用端部斜切进刀方式。端部斜切进刀循环割煤时间短，可及时移架，利于端面顶煤维护和架后顶煤破碎放出，可实现采放平行作业。5）开机率从开机率统计结果看（见表6-10），前、后部运输机开机率相差较大，实际观测中发现后部运输机开机率明显低于前部运输机，影响了放煤时间。因而如何提高后部运输机的开机率也是非常关键的。表6-10 63下03工作面设备运行情况Table6-10 Device work condition of face 63下03日期破碎机转载机前溜后溜05.4.2早班45%74%71%46%05.4.2晚班无记录48%41%45%05.4.3早班53%59%57%28%05.4.5晚班63%65%64%38%6.2.3综放回采工艺试验效果的实测分析从放煤效果实测结果看，回采率均在85%以上，见表6-11。回采率、灰份及含矸率与放煤方式的选择有很大的关系。放煤方式的选择与顶煤厚度密切相关，当顶煤厚度较小时宜采用单轮顺序放煤，辅顺端煤厚较小，因而为降低灰份和含矸率，建议在辅顺端采用单轮顺序放煤；胶顺端煤层较厚，宜采用双轮顺序放煤，可对顶煤形成二次挤压，提高顶煤的冒放性，使顶煤顺利放出，从而提高回收率。总之，应在保证回采率的基础上，降低灰份和含矸率，以达到高产、高效、经济、安全的目的。表6-11 63下03工作面一采一放双轮顺序放煤效果实测结果Table6-11 Coal caving effect actual measurement results of one cutting 日 期名 称05年1月05年2月05年3月动用储量/万t7.9210.7319.29含矸率/%3.144.134.54灰份/%27.1225.8225.03水份/%8.609.08.5煤厚/m平均4.0平均4.3平均4.2回采率/%86.8585.0187.47and one caving double round caving at face 63下036.3放煤口数目与割煤速度评价及优选设计 系统运输能力是限制放煤口数目与割煤速度的一个瓶颈，因而回采工艺应能满足运输机的能力。同时，能否达到采放平行作业的要求是进行回采工艺评价的一个重要指标，也是进行回采工艺设计时要考虑的一个重要因素。只有采放平行，才能使得各工序平衡协调，才能在生产中发挥更高的生产效率。而放煤口数目与割煤速度是回采工艺两个重要参数，为此我们对放煤口数目与割煤速度进行了评价及优选设计。6.3.1 综放配套设备运能要求和设计基础资料1）63下03工作面现有设备的运能情况现有设备运能见表6-12。表6-12 现有综放设备运能表Table6-12 Carrying capacity of present fully mechanized caving machines名称综放配套能力/t/h前、后刮板输送机2000转载机3200破碎机3000工作面运顺带式输送机25002）设计基础资料通过63下03工作面现场实测，得到如下基础资料（见表6-13）。表6-13 济三煤矿63下03工作面基础资料汇总Table6-13 Basic information of face 63下03 at Jisan coal mine序号名称参数1煤层平均厚度4.75m2采高2.8m3顶煤厚度1.95m4煤容重1.36t/m35采煤机2500t/h，截深0.8m，割煤速度029m/min6工作面长度240m7采煤机端头三角进刀距离30m8采煤机端头三角煤处理时间20min9采煤机直线段割煤速度4.64m/min10采煤机直线段割煤距离210m11采煤回采率97%12顶煤回收率78%13综放工作面回采率85%14设备开机率70%15支架中心距1500mm6.3.2 放煤口数目与割煤速度的评价及优选设计6.3.2.1按后部运输机能力确定同时放煤口数目的最大值1）每个放煤口的平均放煤量Pf工作面回采率为85%，采煤机割煤回收率为97%，得到顶煤回收率为78%。式中，B放煤步距，0.8m； Z支架中心距，1.5m； H顶煤高度，1.95m； 煤容重，1.36t/m3； S顶煤回收率，78%。2）每个放煤口的平均放煤速度经实测知，单口纯放煤时间t为0.484min，故可得单口平均放煤速度为 Vf，即：Vf = Pf / t = 4.0 t/min.3）同时放煤口数目的最大值实际放煤过程中，单个放煤口的顶煤放出速度是不均衡的，计算时按不均衡系数1.15考虑。同时放煤口数目应能满足后部运输机运输能力（2000t/h）的要求。Nf=个式中，Yh-后部运输机能力，t/h Vf-平均放煤速度，t/min口由此可见，仅从满足后部运输机能力来看，同时放煤口数目最多可为7个。但就目前国内放煤工作面而言，同时放煤口数目一般不超过4个，因而在这里只考虑同时放煤口个数为2、3和4的情况。6.3.2.2 按运输系统能力确定采煤机的割煤速度Vc在运能一定条件下，采煤机切割速度过大，势必影响后部运输机的运煤量。合理的切割速度是保证后部放煤，实现采放平行的关键。顺槽转载机能力为3200t/h、破碎机能力为3000t/h，胶带运输机能力为2500t/h，则运输系统允许运输能力为P=2500t/h。当同时放煤口数目为2、3、4时，所得放煤速度如下。（1）放煤口数目Nf=2时放煤速度：t/min（2）放煤口数目Nf=3放煤速度：t/min（3）放煤口数目Nf=4放煤速度：t/min前后部运输机运输量与系统运输能力相等时的割煤速度为：Nf=2时，Vc=(2500/60-9.2)/(0.82.81.360.97)=10.99m/sNf=3时，Vc=(2500/60-13.8)/(0.82.81.360.97)=9.43m/sNf=4时，Vc=(2500/60-18.4)/(0.82.81.360.97)=7.87m/s6.3.2.3 按采放平行要求确定采煤机的割煤速度Vc采放平行即为一个采煤循环，割煤所用时间与放煤所用时间相等。63下03工作面进刀距离为30m，进刀及三角煤处理时间为20min。单口纯放煤时间为0.62min，取平均换位时间为5s，则多口连续放煤时间为0.7min。Nf=2时，（240 -30）/ Vc +20=161/20.7Vc=5.78m/minNf=3时，（240-30）/ Vc +20=161/30.7Vc=11.96m/minNf=4时，（240-30）/ Vc +20=161/40.7Vc=25.7m/min6.3.2.4 同时放煤口数为2时的现场实测评价现场实测过程中，同时放煤口数目为2个，辅顺端至胶顺端采煤机的割煤速度为4.93m/min，胶顺端至辅顺端采煤机的割煤速度为4.34m/min，两者均小于采放平行时所要求的正常割煤速度5.78m/min，说明正常割煤速度较慢。现场所测割煤机的速度更是小于按系统运输能力所要求的速度，说明系统运输能力远远超过了实际所承载的能力。为提高生产能力和效率，应将采没机的割煤速度提高至按采放平行所要求的速度5.78m/min。当同时放煤口数为2，割煤速度为5.78m/min时的生产能力计算如下：每刀割煤时间=210.125/5.78+20=56.35min=0.94h每刀放煤时间=161/20.7=56.35min=0.94h故每刀的生产时间为0.94h，当开机率为70%时，则：每日的采煤循环数=1870%/0.94=13.4刀，取13刀。日产量=（2.80.80.97+1.950.80.78）13240.1251.36 =14390t月产量=1439029=417310t月进度=130.829=301.6m年产量=41731012=5007720t故若在现有运能和设备情况下，将采煤机速度提高至5.78m/min，可实现工作面年产500万t的目标。6.3.2.5 同时放煤口数为3、4时的生产能力计算当同时放煤口数为3、4时，按采放平行所求得采煤机的割煤速度均大于按系统运输能力所求得割煤速度，因而应提高现有设备运能，才能够实现设计的最优化。（1）同时放煤口数为3时的生产能力当同时放煤口数为3时，建议将系统运输能力提高至4000t/h，按此运能要求计算的采煤机割煤速度：Vc=（4000/60-13.8）/（0.82.81.360.97） =17.89m/min改变运能后的割煤速度15.50m/min大于按采放平行所求得的割煤速度11.96m/min。当放煤口数为3，采煤机割煤速度为11.96m/min时，生产能力计算如下：每刀的割煤时间=（240.125-30）/11.96+20=37.57min=0.63h每刀的放煤时间=161/30.7=37.57min=0.63h故每刀的生产时间为0.63h。日采煤循环数=1870%/0.63=20刀日产量=（2.80.80.97+1.950.80.78）240.1251.3620=22138.8t月产量=22138.829=642025.2t月进度=200.829=464m年产量=642025.212=7704302t（2）同时放煤口数为4时的生产能力当放煤口数为4时，现有采煤机的速度为029m/min， 而按采放平行所求得的采煤机的割煤速度为25.7m/min， 十分接近采煤机的速度上限。因而无论从设备还是从采煤面的生产地质条件来看都是不允许的。故在此不做讨论。6.3.2.6 63下03工作面优选方案依据充分发挥设备性能及尽可能实现采放平行作业的要求，经过上述计算和分析，得出以下两个优选方案，优化工艺及参数见表6-14、表6-15。（1）原有设备不变情况下的方案同时放煤口数为2时，为实现采放平行协调作业的要求，采煤机速度需由原来的4.34m/min4.93m/min提高至5.78m/min，从而在现有设备不变的情况下，提高生产能力，实现高产高效的目的。表6-14 同时放煤口数为2时的优化回采工艺参数Table6-14 Optimization coal mining technology parameters with 2 coal windows at the same time