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文档简介
,综采放顶煤采场矿压控制,综采放顶煤采场矿压控制,目录5.1概述5.1.1按工作面布置方式分类5.1.2按支护方式分类5.2综放采场顶板结构及“支架围岩”关系5.2.1放顶煤采场需控岩层范围5.2.2放顶煤采场的顶板结构5.2.3放顶煤采场的“支架围岩”关系5.3综采放顶煤支架类型及选型5.3.1综采放顶煤支架类型及选型5.3.2综采放顶煤支架选型5.4综采放顶煤工作面顶板事故5.4.1三软煤层条件顶板事故5.4.2中硬以上煤层条件顶板事故5.4.3急倾斜煤层条件顶板事故,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,放顶煤采煤工艺的实质是,在开采煤层的底部(或沿底板,或在煤层中某一高度范围的底部)布置一个回采工作面,用正常的机械化方法进行回采,工作面上方的顶煤,利用矿山压力作用或辅以人工松动方法使其破碎成散体后由支架后方(或上方)放出,并由刮板输送机运出工作面,这种采煤工艺称为放顶煤采煤工艺。1957年苏联开始试验综合机械化放顶煤采煤方法,特别是在1964年法国首先试验成功以后,一些主要产煤国家相继引进了这一采煤技术。我国于1982年开始引进综采放顶煤技术,并于1984年在沈阳蒲河矿开始工业性试验,30年来,这一技术在我国得到了迅速发展,目前工作面年产已超过6Mt,总体技术水平达到世界领先水平,并已向国外输出综放开采的成套技术。因综放开采具有单产高、综合效率高、成本低、巷道掘进量小、减少了搬家倒面次数等优点,是开采5-20m厚煤层最好的工艺方法之一。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,5.1概述,综采放顶煤采场矿压控制,图5-1综采放顶煤工作面设备布置1采煤机;2前输送机;3放顶煤液压支架;4后输送机;5平巷胶带输送机;6配电设备;7安全绞车;8泵站;9放煤窗口;10转载破碎机,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,综合机械化放顶煤采煤工艺的主要生产过程是:在工作面中,采煤机割煤后,液压支架及时支护,并移到新的位置,推移工作面前部输送机至煤帮位置。此后,操作后部输送机专用千斤顶,将后部输送机相应前移。待采过13刀后,按规定的放煤工艺和放煤方式要求顺序打开支架后方的放煤窗口,放出已松碎成散体的顶煤,待放出的煤炭中的矸石含量超过一定限度后,及时关闭放煤窗口。将工作面全长的顶煤全部放出后,再进行端头支护和其它辅助工序。完成上述全部工序即为一个采煤工艺循环过程。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,5.1.1按工作面布置方式(位置)分类,(1)整层放顶煤采煤法,直接沿底板布置放顶煤工作面,当采煤工作面推进一定的距离后,就将上部顶煤放出,这样一次采出煤层的全部厚度。这种方法一般适用于厚度612m的缓斜厚煤层。是我国目前采用的主要放顶煤采煤方法。,图5-2整层放顶煤采煤法,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,根据煤层及围岩的赋存条件(厚度和物理力学性质等),正常回采工作面可有不同的布置位置,放顶煤采煤法可分为四种不同的类型。,综采放顶煤采场矿压控制,(2)预采顶分层放顶煤采煤法,首先沿煤层顶板在煤层中布置一个普通长壁采煤工作面(即顶分层开采),然后再沿底板布置放顶煤工作面进行回采,将底分层上部的顶煤放出。这种方法适用于厚度大于12m、直接顶坚硬或煤层瓦斯含量高,需预先排放瓦斯的缓斜煤层。,这种采煤法主要解决三个方面的问题:一是直接顶坚硬或厚度较薄,不能随采随冒,需要人工措施处理顶板;二是防止在底部放顶煤时发生混矸,在预采顶分层时铺设隔离网,形成网下放煤;三是当煤层中瓦斯含量较大或有突出危险时,预采顶分层可起到预先释放瓦斯,或进行瓦斯抽放工作。,图5-3预采顶分层放顶煤采煤法,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,(3)预采中间分层放顶煤采煤法,先在煤层中间布置一个普通长壁采煤工作面进行开采。然后,再沿底板布置放顶煤采煤工作面。中间分层工作面的位置应使底部放顶煤工作面上方有0.5m以上的护顶煤。,对厚度大于10m,硬度较大,难以直接放落的煤层或需预疏干的煤层,可采用这种采煤法使顶煤预先垮落松碎,然后再放顶煤回收。,但是,若煤层不稳定、底板起伏较大,则无法保证下部的分层厚度,给放顶煤工作面的开采造成困难。此外,因顶煤预先垮落松碎,还将增加自然发火的危险性和放煤时的煤尘量。,图5-4预采中间分层放顶煤采煤法,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,(4)水平分段放顶煤采煤法,对于厚度超过20m,甚至上百米的极厚煤层,可以把煤层厚度按10m20m分成若干个分段,使用放顶煤采煤法依次自上而下分段回采。这种方法叫做极厚煤层分段放顶煤采煤法。,在急倾斜特厚煤层中,水平分段放顶煤采煤法类似于水平分层采煤法,其差别是按高度划分为分段,在分段底部采用水平分层采煤法的落煤方式(机采或炮采),分段上部的煤炭由采场后方放出运走。这样,各段依次自上而下使用放顶煤采煤工艺进行回采。,图5-5极厚煤层分段放顶煤采煤法,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,5.1.2按支护方式(支架类型)的放顶煤技术分类,(1)综采放顶煤(综放),采用综采放顶煤液压支架进行放顶煤开采的称之为综采放顶煤,简称“综放”。,综采放顶煤液压支架,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,11,综采放顶煤采场矿压控制,(2)轻型综采放顶煤(轻放),轻型综采放顶煤与综采放顶煤类似,是在综采放顶煤的基础上,将综采放顶煤支架改造,使支架结构简单、骨架变小,使支架重量大幅度降低,成为轻型结构,自动放煤,简称为“轻放”。,轻型放顶煤液压支架,2020/5/27,12,综采放顶煤采场矿压控制,(3)悬移支架放顶煤(简放),悬移支架是一种无底座由顶梁与双作用(支、移)液压支柱等组成,是可提腿迈步前移的支架,支架靠两个相邻的顶梁交错向前移动来前移。由于支架一般没有放煤机构,主要靠人工方式放煤,简称为“简放”。,悬移支架,综采放顶煤采场矿压控制,5.2综放采场顶板结构及“支架围岩”关系,5.2.1需控岩层范围,放顶煤采场的需控岩层,主要指直接顶和顶煤,一般而言,由于顶煤的存在,基本顶的运动效应将被顶煤“弱化”,变为次要的控制对象(仅对回采工作面内部的顶板控制而言)。因此,我们重点讨论直接顶厚度与顶煤放出率、采高、煤岩破碎后碎胀状况的关系。,搞清放顶煤工作面的顶板结构形式及支架围岩关系,是科学进行回采工作面支护设计和提高放顶煤开采综合效益的前提。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,14,综采放顶煤采场矿压控制,表5-1我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测结果,(1)直接顶厚度,2020/5/27,15,综采放顶煤采场矿压控制,通过大量实践及模拟试验结果分析,可以对放顶煤采场的直接顶得出以下两点认识:(1)直接顶的厚度在不同的开采阶段有变化,老顶初次来压前直接顶厚度较小,正常推进阶段直接顶厚度增大到一个基本稳定值,约为2倍采出厚度;(2)稳定的直接顶厚度可按运动特性分为上位直接顶及下位直接顶两部分。下位直接顶(1.01.2倍左右采出厚度)由于断裂后回转空间大,垮落形态为不规则垮落带,而上位直接顶岩层断裂后回转空间小,垮落形态一般为规则垮落带。现场观测和模拟试验结果还表明,只有当采空区被煤和矸石充填满后,直接顶的不规则垮落才停止。,综采放顶煤采场矿压控制,在放顶煤回采工作面,煤从开始垮落到放完是一个动态过程,此过程中直接顶的厚度也是变化的,亦即基本顶的厚度与位态也是变化的。,直接顶厚度:,图5-6直接顶厚度计算图,(5-1),RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,17,综采放顶煤采场矿压控制,根据有关研究,SA=(0.150.25)h,在放顶煤回采工作面,h=h+T(为顶煤放出率);在一般顶板的回采工作面,SA=0.2h。由式(5-1)可估算放顶煤回采工作面的直接顶厚度。例如,郑州矿务局顶煤的碎胀系数为1.2,SA=0.2h,则直接顶厚度为,由式(5-2)可知,KA在一定的顶板条件下是常数,直接顶厚度由采高、顶煤厚度和放出率控制。例如,芦沟矿某工作面采高2.0m,KA=1.3,直接顶厚度为,显然,在顶煤厚度一定时,直接顶厚度与顶煤放出率成正比。,=5.3+3.3T(-0.2),(5-2),(5-3),综采放顶煤采场矿压控制,(2)基本顶作用,由于放顶煤开采的特殊性,基本顶活动的矿压显现是通过直接顶及顶煤介质传递到工作面煤壁及支架上,多数采场的基本顶运动在工作面的矿压显现并不是十分明显。,5.2.2放顶煤采场的顶板结构,(1)“煤煤”结构,在顶煤较厚、煤层结构复杂的情况下,很可能出现支架上方未冒顶煤与采空区已冒顶煤之间的拱式平衡结构,且这个结构人为不易破坏。简称其为“煤-煤”结构。,图5-7“煤煤”结构示意图,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,出现“煤-煤”结构的条件:,顶煤中存在较厚、较硬的夹矸,大块夹矸形成“煤煤”结构的基底岩层;上部顶煤坚硬,呈大块状垮落,或煤中含有粘土成分,呈团块状垮落。,在这种结构下,由于下位顶煤已在采空区内放出,采空区内形成空洞,空洞上方是“煤煤”结构,尽管在采空区能内用矿灯照见这种结构,但又很难破坏它,因此,在这类采场,除特殊情况外,最好不采用放顶煤开采。若采用放顶煤开采,应在开采前采用松动爆破或者采用注水软化的方法对顶煤进行预处理。例如,郑州矿业集团王庄煤矿47001工作面一度出现这种结构,工作面支架上方压力很小(只承受下位顶煤的作用力),放出煤量很少,在老塘侧能看到团块状顶煤挤压成的半拱结构,但又不易破坏它,只能“望煤兴叹”。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,20,综采放顶煤采场矿压控制,(2)“岩矸”结构,为了说明这种结构的形成及变化过程,假定在上一放煤循环中垮落的顶煤已全部放出,且空穴被矸石全部充满,此时采空区内煤岩的状态,如图所示,下位直接顶岩层呈不规则垮落,上位直接顶岩层呈大块状较规则地垮落。,“岩矸”结构是指未垮落岩层与已垮落大块矸石挤压而形成的半拱结构。这种结构形式是放顶煤采场最为常见的结构形式。,图5-8“岩矸”结构示意图,2020/5/27,21,综采放顶煤采场矿压控制,进入当前循环后,随移架,顶煤和直接顶垮落,充满采空区。随着放煤的进行,散矸面逐渐下降,上位大块矸石下落、再破碎,导致拱结构上移,图5-9示出了当放出率为时的顶板结构状态。图5-8是图5-9的极限状态,即图5-8所示的是可能的最高拱结构位置。,图5-9岩-矸结构放出率为时的岩层状态,由于拱结构位置变化,必然引起采场支架载荷的变化,在现场,当支架处于“给定载荷”工作状态时,可以根据支架实测载荷的变化规律,反推拱结构的大致位置。,综采放顶煤采场矿压控制,(3)岩梁结构,当煤层上方存在大厚度坚硬岩层且直接顶厚度较小、顶煤较薄时,可能存在如图所示的岩梁结构,且岩梁的断裂长度为周期来压步距。,该结构能否存在的近似判别条件:,M:坚硬岩层厚度(一次同时运动的厚度,有时不是岩层的总厚度);C:残煤厚度。可见,反应回采率的参数C对老顶和直接顶的相互转化起控制作用,即顶煤放出率不同,采场支架的载荷也不同。,图5-10岩梁结构示意图,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,5.2.3放顶煤采场的“支架围岩”关系,(1)“煤煤”结构下的支架围岩关系,根据实测,该结构下不来压时,支架仅支住下位顶煤的作用力即可保证回采工作面安全。来压时,需同时支住上位顶煤的作用力。支护设计时,应考虑到最危险的状态,并有一定的安全系数。因此,对照图5-7,支架应能同时承担下位和上位顶煤的作用力,并同时考虑基本顶的作用,此种结构下支架围岩关系式为:,式中,图5-7“煤煤”结构示意图,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,(2)“岩矸”结构下的支架围岩关系,与图5-10对应的支架围岩关系为,图5-10“岩-矸”结构顶煤放出率为时的岩层状态,在现场实测中,如测得来压后的最小支架载荷,可根据上式,令,近似地反推下位直接顶的厚度,以此确定“岩矸”结构的位置。,式中下位直接顶厚度,m,该厚度随着顶煤放出率而变化。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,25,综采放顶煤采场矿压控制,(3)岩梁结构下的支架围岩关系,岩梁结构放顶煤采场,与图5-9对应的支架围岩关系为:,图5-9岩梁结构示意图,式中直接顶厚度,m。,2020/5/27,26,综采放顶煤采场矿压控制,上述三种结构下的均为基本顶与直接顶间的接触应力。大量的现场实测表明,基本顶的运动对工作面矿压显现的差异较大,其动载系数一般在1.051.8之间,由于岩梁结构运动时压力显现明显,因此选择基本顶来压时的动载系数时应比其他两种结构下的大,以避免基本顶来压时对支架产生明显的动压冲击。由于各矿煤层及顶底板情况差异较大,因此选择基本顶来压时合理的动载系数,应通过矿压实测结果来具体确定。,2020/5/27,27,综采放顶煤采场矿压控制,综采放顶煤支架(简称综放支架)是在综采液压支架的基础上增设了放煤机构。综放支架按照放煤位置的不同一般分为高位放顶煤支架、中位放顶煤支架和低位放顶煤支架;按输送机数目可分为单输送机放顶煤支架和双输送机放顶煤支架。按支架重量及其生产能力分为普通放顶煤支架和轻型放顶煤支架。,5.3综采放顶煤支架类型及选择,5.3.1综采放顶煤液压支架类型及特性,2020/5/27,28,综采放顶煤采场矿压控制,、单输送机高位放顶煤支架,优点:单输送机系统简单,维护工作量小;短顶梁加伸缩梁,对支架端面顶板维护及时,插腿式底座,支架稳定性较好。缺点:放煤点位置高,放煤时煤尘大,支架通风断面小,放煤时工作面行人受阻;顶煤破碎不充分,顶煤下降距离小,大块煤可能堵住放煤窗口,放煤口距底板距离大,放煤损失大,顶煤采出率低;单输送机能力限制,采煤和放煤不能同时作业;插腿式底座使输送机运转不便,装煤困难。,单输送机高位放顶煤支架,适用于急倾斜特厚煤层和缓倾斜软煤层。,2020/5/27,29,综采放顶煤采场矿压控制,、双输送机中位放顶煤支架,优点:支架顶梁较长,可配有伸缩梁或铰接前探梁,能够及时支护,有利于顶煤破碎;该类支架由于掩护梁与底座饺连,支架受力较好,稳定性高,抗扭能力强。缺点:该类液压支架后部空间小,输送机配套困难;后部输送机放在机架底座上,浮煤不易清理;放煤粉尘和顶煤损失仍然较大。该类支架是当前应用较多、分布较广的一种放顶煤支架,是我国综放高产架型之一。,双输送机中位放顶煤支架,2020/5/27,30,综采放顶煤采场矿压控制,、双输送机低位放顶煤支架,优点:该类支架顶梁一般有铰接前梁与手套式伸缩梁两种类型。因顶梁较长,支架会有反复卸载,有利于顶煤预先破裂,放煤效果好,顶煤放出率高,放煤粉尘也最小;支架后部空间大,便于维修,输送机放在底板上,浮煤易于清理。缺点:该类液压支架稳定性差,单向四连杆机构抗扭及承受侧向力能力差。该类支架适用于急倾斜特厚煤层和倾斜中硬煤层开采。,双输送机低位放顶煤支架,2020/5/27,31,综采放顶煤采场矿压控制,、轻型放顶煤支架,轻型放顶煤支架根据结构形式分为单摆杆式和单铰接式,如下图,支架采用低位放煤方式,支架尾部设有可以摆动和伸缩的放煤机构。轻型放顶煤支架体积小,重量轻(每架重约68t),运输方便、操作简单,每套支架较普通放顶煤支架低45%60%。轻放支架主要适用于煤层普氏系数小于2.5、来压强度不大、煤层厚度,38M、倾角小于25的工作面,也可使用于工作面尺寸较小、断层较多、地质条件较复杂的工作面,同时也可使用于边角煤、厚度不稳定及较薄厚煤层。,轻型放顶煤支架示意图,2020/5/27,32,综采放顶煤采场矿压控制,5、“三软”煤层的放顶煤支架,目前解决“三软”煤层放顶煤的支架架型主要应提高支架对围岩的封闭能力,并适当增加顶梁长度,以免梁上顶煤放空,一般采用四柱长梁支撑掩护式放顶煤支架。,图5.21ZFS3600-16/28三软煤层放顶煤支架,2020/5/27,33,综采放顶煤采场矿压控制,影响综放支架选型的因素很多,但最主要的是煤体强度和煤层倾角。、根据煤层强度选择支架煤体强度是影响放顶煤开采效果的最主要因素。实践证明,放顶煤开采比较适宜的煤体强度为1,这种强度下,顶煤一般不需要采取人为松动或软化措施,在矿山压力作用下即能自行垮落,且块度适中,即使有个别大块煤产生,依靠支架本身的二次破碎,也能实现顶煤的顺利放出。若煤体强度1,煤壁易片帮,顶煤在支架的反复作用下超前垮落,不但机道上方难维护,支架受力也不合理;若煤体强度3,支架移架后,顶煤形成一定长度的悬顶,不能自行垮落,易形成“煤煤”结构,同时在垮落过程中块度过大,靠支架本身的二次破碎能力也难以破碎,顶煤难以放出,因此在放煤时必须采取人为放煤措施,使放顶煤工序复杂化。,5.3.2综采放顶煤工作面支架选型,2020/5/27,34,综采放顶煤采场矿压控制,根据煤体强度选择支架的大体原则:对于较软煤层,应选用短顶梁支架,减少对顶煤的反复支撑次数,增加前方的支护能力,以维护机道上方顶煤不垮落,宜选用掩护式放顶煤支架。对于强度相对较大的煤层,宜选用长顶梁支架,增加支架对顶煤的反复支撑次数,宜选用支撑掩护式支架。支架顶梁长度大于3m,顶梁经过56次反复作用后,顶煤基本都能在支架顶梁与掩护梁铰接点前后顺利垮落,同时,放煤口到顶梁的距离较大,顶煤在放煤前有较大的运动距离,易于充分破碎而又不产生大块煤。、根据煤层倾角选择支架急倾斜放顶煤工作面均采用水平分段布置,支架受力以静力为主,侧压较小;倾斜煤层工作面不但受到顶板来压造成的垂直方向的动压冲击,还要受到较大的侧向力作用,因此急倾斜煤层尽量选用掩护梁插板式放顶煤支架,倾斜煤层宜选用底座与掩护梁连接式(单铰接或四连杆式)支架。,综采放顶煤采场矿压控制,5.4综采放顶煤工作面顶板事故,5.4.1三软煤层条件顶板事故,三软煤层系是指煤层软(f1)、顶、底板岩层软、起伏大、破碎不稳定的煤层,在该类条件下,放顶煤顶板控制出现的问题主要是片帮、冒顶、支架工作状态不理想等。,(1)主要问题放煤口放煤过度,顶煤及架前放空冒顶;推进速度慢引发片帮冒顶,如采煤机在某一位置停留时间过长,底板起伏有鼓包,处理费时等,机头架冒顶埋机头,端头架低头;支架性能不好或操作失误引发片帮冒顶:如降架时冒顶,伸缩梁伸不出或顶不紧煤壁,相邻架有空隙漏顶,支架放煤空间狭小放煤困难,支架钻底等;地质构造:断层处、基底鼓包处顶煤特别破碎。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,改变采煤工艺过程,采用全面超前移架(及时移架),防止煤壁片帮和冒顶;在工作面生产管理上采取以下措施:(a)必须严格按照作业规程进行采放工艺;(b)周期来压时加快推进速度,采煤机尽量不长时间停留在同一位置;(c)提高拉架速度;减少落煤量;(d)架前部伸缩梁改造成全封闭。对放顶煤支架改造,使其具有全封闭、及时控顶的性能。,(2)事故处理(控制)措施,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,5.4.2中硬以上煤层条件顶板事故,(1)初次放顶后大面积空顶来压产生严重动压冲击事故,山西某矿某综放面,选用FD-165/2.6型放顶煤液压支架。顶煤厚3.65m,采高2.4m,直接顶、基本顶为石灰岩,厚12m以上,初采4m后开始放煤,至基本顶初次垮落时,顶板最大悬顶面积达500m2,垮落时对支架产生了强大冲击。致使立柱安全阀和前梁安全阀全部开启,部分管路崩裂,60#架推移千斤顶盖被掀起,回风顺槽风速达37m/s,由于支架设计强度较合理,支架并未遭到严重破坏。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,矿压显现:在顶板初次来压前,煤体变形剧烈,支架托不住顶煤,片帮严重,架前冒顶,在局部煤层松软处尤甚。采取的控制措施有:对巷道变形加剧,断面收缩率大的情形,一般可采用可缩性拱型支架来协调巷道的大变形量(巷修)。初次放煤后大面积空顶来压产生严重动压冲击。初次放煤步距后坚持正常放煤,在矿压观测基础上预测预报基本顶的来压步距与强度,在来压前适当停止几个放煤循环,从而将顶煤作为垫层,减小基本顶回转下沉空间,缓解顶板动压冲击强度。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,(2)工作面正常推进阶段顶板“异常”矿压事故(山东某矿6301综放工作面),当工作面推进到1426m,工作面轨道巷压力较大,顶板下沉、底鼓严重,最大底鼓达0.8m,工作面液压支架平均阻力为3375kN,并发现12080号支架压力比较大。部分支架阻力剧增,支架下缩非常明显,支架基本被压死,立柱卡环崩坏较多。工作面不时听到顶板的断裂声,支架平均阻力达到5240kN,中部最大值为7211kN,安全阀普遍开启,部分安全阀成雾状喷射,顶板处于剧烈活动阶段。异常来压期间有67个液压支架被压死,压坏立柱102根,支架前连杆压坏33个,致使工作面停产20余天。,工作面来压后,顶板出现淋水,随着顶板的不断下沉,采空区涌水量增大,工作面涌水量达到200m3/h以上,并逐渐增加,直到工作面压力已基本趋于稳定后,涌水量已达到527.13m3/h。工作面局部积水,水深2m。此后又出现了两次突水,造成停产。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,综采放顶煤采场矿压控制,事故原因,顶板岩层较厚且整体性较好,这就使得基本顶易产生大面积悬顶,长时间不垮落;顶板砂岩含水丰富,赋水面积大。当采动引起的导水裂隙带达到含水层富水区段时,顶板水便由采动裂隙下泄至回采工作面。赋水区的水压增大了基本顶来压的强度;构造影响。来压时工作面位于断层处,岩层弱面及裂隙异常发育状态诱导工作面突然来压,而且导通了上覆岩层的赋水区,导致顶板来压后多次突水;开采厚度的影响。顶煤垮落后直接顶不能充满采空区,基本顶垮落时形成冲击压力;深部开采。地压大,来压强烈,压力显现剧烈。,RoofControlofFullyMechanizedTopCoalCavingFace,2020/5/27,41,综采放顶煤采场矿压控制,应采取措施,加强矿压观测,进行异常来压的预测预报工作,制定有效的来压期间的防范措施;对工作面液压支架的立柱、千斤顶和阀门等液压构件加强维修管理;加强新采区首采工作面安全开采的技术研究工作;摸清地质情况,针对各种不利因素,超前采取防止措施。对于工作面遇到异常来压现象,及时分析原因,及时采取应对措施,防止事故扩大;防范工作面突水,对富水量大、受水威胁的回采工作面,必须进行水文探查,在生产过程中坚持有疑必探。当工作面出现异常矿压显现时,要创造有利条件,采取有效措施,加快工作面推进速度,尽快摆脱压力集中区。,综采放顶煤采场矿压控制,(3)坚硬顶板放顶煤事故,坚硬顶板条件下(如大同矿区放顶煤条件),坚硬顶板未明显运动时,无法对已垮顶煤及时压迫推移至放煤口作用,导致顶煤放出率低;大块顶煤垮落时,易于堵塞放煤口。另外,当放煤口控制不当,将大块矸石放到后部刮板运输机或堵住放煤口时,尚没有有效的处置方法。当采用严
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