2、降低局 部阻力的措施:⑴、在连接不同断面的巷道时,要把连接处做成斜 线或圆弧形。⑵、巷道拐弯处,转角越小越好,在拐弯的内侧做成 斜线或圆弧形,尽量避免出现直角拐弯。⑶、减少产生局部阻力巷 道的风速及巷道粗制度。 在风筒或通风机的进风口安装集风器, ⑷、 在出风口安装扩散器。⑸、及时清理巷道中的堆积物,并尽量不在 主要通风巷道内长时间停留成串矿车。 45、矿井常见的通风构筑物有那些?一般分为两大类 1、引导风流 的设施有风板、风硐和枫桥。2、隔断风流的设施主要有挡风墙、 风门和防爆门等。 46、矿井瓦斯?从广义上讲,凡是从煤层或岩层中放出或在生产中 产生涌入矿内的各种有害气体,统称为矿井瓦斯。因为甲烷在各种 气体中所占比重最大, 可达 80-90℅.所以, 我们一般情况下讲的瓦 斯就是指甲烷。 3 47、 绝对瓦斯涌出量?矿井在一定时间内所涌出的瓦斯量, /min。 m 48、矿尘?在矿井建设和生产过程中所产生的各种矿物质的细小微 粒,统称矿尘。 49、矿井井下透水征兆?透水前的征兆有:1、煤壁或巷道壁“挂 红”“挂汗” 、 ;2、巷道空气变冷;3、煤层发潮、发暗;4、巷道产 生雾气;5、顶板来压、淋水加大或底板鼓起有渗水;6、有“咝咝” 水流声;7、有时有臭鸡蛋味。 50、煤炭自然时人体直接感觉有哪些?在巷道内闻到煤油味、汽油 味和轻微芳香气味,表明自然已发展到自热阶段的后期;当人接近 火源附近时会有头痛、闷热、精神疲乏等不适之感;巷道内能看到 雾气及支架上出现水珠。 51、冒顶前的征兆?(1) 、响声。岩层下沉断裂、顶板压力急剧加 大时,木支架会发出劈裂声,紧接着出现折梁断柱现象;金属支柱 的活柱急速下缩,也发出很大响声。有时也能听到采空区顶板断裂 的闷雷声。 (2) 、掉渣。顶板严重破裂时,折梁断柱就要增加,随 着就会出现顶板掉渣现象。掉渣越多,说明顶板压力越大。 (3) 、 片帮。 冒顶前煤壁所受压力增加, 变的松软, 片帮煤比平时多。 、 (4) 裂隙。顶板裂隙,一种是地质构造产生的自然裂隙,一种是由于采 空区顶板下沉引起的采动裂隙。若裂隙加深加宽,说明顶板继续恶 化。 、脱层。顶板冒落前,往往出现脱层现象。 、漏顶。破 (5) (6) 碎的伪顶或直接顶,在大面积冒顶之前有时因为背顶不严或支架不 牢出现漏顶现象。漏顶如不及时处理,会使棚顶托空,支架松动, 顶板岩石继续冒落,就会造成没有响声的大冒顶。 52、井下发生事故时现场人员的行动原则? 认真分析判断灾情,仔细观察事故造成的各种异常变化和迹 象,尽可能了解事故发生的地点、性质和范围,并对灾害危害程度 作出判断,以最快的方式向矿调度室汇报,同事向事故可能波及的 区域发出报警。 积极安全地消除或抑制事故,现场人员要沉着冷静根据现场条 件和事故性质,在保证人员安全的前提下,尽一切可能控制和消除 事故,最大限度地减少事故造成的损失。 当事故发展迅速无法进行现场抢救,或灾区条件急剧恶化,可 能危及人员安全,以及接到上级撤退命令时,井下职工应立即有组 织地沿安全路线或安全条件最好、 距离最短的路线, 迅速撤离灾区。 第一章 采煤工艺技术概述 本章主要介绍: ( 1 )长壁工作面采煤工艺概述,包括:长壁采煤方法、长壁采煤工作面采煤工艺 方式、采煤工艺方式的特点; ( 2 )采煤工作面正规循环作业,包括:采煤工作面循环作业、循环方式、作业形 式、 工序安排、劳动组织、循环图表、综采工作面工艺设计实例; ( 3 )采煤作业规程与安全技术措施,包括:采煤工作面作业规程的编制、特殊条 件下安全技术措施的编制; 1 . 1 长壁工作面采煤工艺概述 1 .长壁采煤方法 解放前,采用原始的穿硐式、残柱式、高落式等采煤方法; 解放后,采用长壁采煤方法。 2 .长壁采煤工作面采煤工艺方式 爆破采煤、普通机械化采煤、综合机械化采煤。 3 .采煤工艺方式的特点 ( 1 ) 炮采工艺特点: 工人劳动强度大、 支护工作不安全、 日产量及劳动生产率低、 材料消耗量大,适应性强; ( 2 )普采工艺特点:采煤工作实现了机械化,产量提高,设备投资少;支架的架 设和回撤工作仍为繁重的人工劳动,在顶板管理方面还显得比较薄弱。 ( 3 )综采的特点:高产、高效、安全、低耗。 ( 4 )选择采煤工艺的原则: 尽可能采用机械化程度较高的采煤工艺方式;工作 安全、劳动条件好;煤炭损失少、材料消耗少、成本低;生产事故少、管理方便。 1 . 2 采煤工作面正规循环作业 1 .采煤工作面循环作业 ( 1 )采煤工作面正规循环作业概念:根据采煤工作面的生产过程,配备一定的工 种及定员,在规定的时间内按质、按量、安全地完成既定任务,并保证周而复始地、 不间断地进行采煤的作业方法。 ( 2 )采煤工作面正规循环作业标准 ①有一个科学的切实可行的作业规程和循环图表,完成规定的正规循环率。 ②完成作业规程中规定的产量、进度、效率、煤质、主要材料消耗、工作面煤炭采 出率等指标。 ③工作面工程质量合格,机电设备完好率不低于 80% ,事故率不超过 2% 。 ④安全生产,消灭死亡和重大事故。 ( 3 )正规循环率 式中 月实际完成正规循环数——是按正规循环标准的要求, 逐日累计的统计数, 不 得用月末总进尺数反算。 月工作日数——指全月日历日数减去因工作面外部因素影响的日数(如节假日、矿 井检修、停电、重大运输和提升事故的影响等)。凡工作面本身事故影响造成的停 产日数,仍按工作日数计算。 要求:采煤工作面按煤层的地质条件、机械装备条件等,条件好时正规循环率为 80%~90% ,条件差时为 70%~80% 。 2 .循环方式 概念:循环方式就是循环进度和每昼夜循环数的总称。 ( 1 )循环进度:循环进度是采煤工作面完成一个循环后向前的推进距离。 L=n × b 式中 L ——循环进度; n ——每循环落煤次数; b ——落煤次数。 落煤进度的确定:顶板稳定性、工作面运输能力、 工作面支架排距、采煤机械的技 术特征。 每循环落煤次数的确定: 顶板冒落步距、 经济合理性。 ( 2 )昼夜循环数目 昼夜循环数目的多少决定于循环周期(时间)的长短,它直接决定着采煤工作面的 日产量、效率和其它技术经济指标。 3 .作业形式 概念: 采煤工作面作业形式就是一昼夜内采煤班和准备班的配合方式。 ( 1 )“两采一准” ( 2 )“两班半采煤、半班准备” ( 3 )“三班采煤、边采边准” ( 4 )“两采两准” ( 5 )“三采一准” ( 6 )“四班交叉” 4、工序安排 工序安排的方法: ( 1 ) 根据工序之间的关系和各自需要的时间, 找出起主导作用并且占用工时最多 的矛盾线,以及主要矛盾线上的主要工序。一般采煤工作为主要工序。 ( 2 )找出次要矛盾线:如支护线、回柱放顶线、作缺口线等。各次要矛盾线内部 各工序之间,一般也是顺序关系。而各矛盾线之间,则是平行关系。 ( 3 )根据工序之间的制约关系和各自需要的工作时间,确定各矛盾线之间、各工 序之间在时间和空间上的配合关系。 最后,用简单明了的符号绘成工艺流程图(箭头图),把一个循环的整个采煤工艺 过程明确地表示出来,见下图。 采煤工艺流程图 5 .劳动组织 ( 1 )采煤工作面的人员配备 采煤工作面中的人员,根据工作情况的不同,有“人数可变工种”的工人和“人数 固定工种”的工人。 人数可变工种:指那些与工作面长度和日循环数(或产量)的变化有直接关系的工 种,如装煤、清理顶底煤、挂梁、支柱、移溜、铺网、回柱放顶工等。 计算公式: 劳动定额可在《矿井生产统一劳动定额手册》或《标准手册》中查得。 作业定额:把标准定额与具体工作条件相结合而制定的劳动定额叫做作业定额。 作业定额分为单项作业定额和综合作业定额两种。单项作业定额是指包括一道工序 的作业定额;综合作业定额是指包括若干道工序的作业定额。 作业定额按其包括的人员数目,又可分为个人作业定额和工作队(组)作业定额两 种。个人作业定额是指一个工人在一个工作日内所应完成的工作量。 在实际工作中,作业定额一般是按照以下方式进行计算制定的。 个人单项作业定额: 式中 ——个人单项 作业定额; ——标准定额; ——定额修正系数。 工作队(组)单项作业定额: 式中 ——工作队(组)单项作业定额; ——工作队(组)内人数。 个人综合 作业定额: 式中 ——个人综合劳动定额; ——综合工作量; ——所需总工数。 工作队(组)综合定额: 式中 ——工作队(组)综合作业定额; ——工作队(组)人数。 固定工种:指那些与一个循环中工作量变化无关的人,如采煤机司机、看管输送机 工、机电工、看管液压泵工等。 ( 2 )劳动组织形式确定 长壁工作面中的劳动组织形式:分段作业、追机作业、分段接力追机作业。 6 .循环图表 采煤工作面循环图表,由循环作业图、工人出勤表和技术经济指标表三部分组成。 ( 1 )循环作业图 概念:表示工作面内各工序在时间上与空间上的相互关系。 绘制循环作业图的步骤: ①按采煤方向和时间顺序,画出主要矛盾线上的工序。 ②画出与主要工序循序进行的次要矛盾线,其中超前主要工序的,画在其左侧,滞 后者画在其右侧。超前或滞后的时间,等于两线间的水平距离。 ③画出不按主要工序顺序进行的其它工序,如开缺口等。 ( 2 )工人出勤表 对应于循环作业图,工作面人员的配备,用工人出勤表来表示。在工人出勤表里, 应该表明各工种每班应出勤人数,每个工种工人工作时间及每循环的总人数。 ( 3 )技术经济指标表 主要内容: ①采煤工作面的地质条件:煤厚(总厚度及可采厚度)、倾角、密度等。 ②采煤工作面的技术条件:工作面长度、采高、循环进度、支架布置方式、移架方 式、采空区处理方法等。 ③采煤工作面装备条件:支架型号、采煤机型号等。 ④循环工作组织:循环方式、昼夜出勤人数等。 ⑤生产与经济成果:每循环产量;每昼夜出勤量;工作面月产量;采煤工效率;坑 木、金属支柱、炸药、雷管等材料的消耗;采煤工作面吨煤成本等。 7 .实例 ( 1 )循环作业图 ( 2 )工作面出勤表 工种 班次 采煤机司机 电 工 泵 站 工 转载机司机 输送机司机 支 架 工 巷道维修工 胶带机司机 装 车 工 运 料 工 管理人员 材 料 员 油质管理员 质量验收员 办 事 员 送 饭 工 其 他 合 计 早 班 3 1 1 1 1 8 5 1 2 2 中 班 3 1 1 1 1 8 5 1 2 2 夜 班 3 1 1 1 1 8 5 1 2 2 检 修 班 4 6 2 3 3 4 6 6 6 2 1 1 1 1 1 1 48 合 计 13 9 5 6 6 28 21 9 6 6 8 1 4 1 4 4 132 1 1 1 28 1 1 1 28 1 1 1 28 ( 3 )工作面主要技术经济指标表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项 目 采 高 推 进 长 度 煤 层 倾 角 工作面长度 煤 的 容 重 工 业 储 量 采 出 率 截 深 日 产 量 装 机 容 量 作 业 制 度 日 循 环 数 回 采 工 数 单 位 m m (°) m kg/m 3 万 t % m t kW 个 t/ 工 数 量 3.28~3.36 1232 2~6 152~144.5 1350 90.9630 95 0.8 6138 2972.5 “四、六”制 12 46.5 备 注 1 . 3 采煤作业规程与安全技术措施 1 .采煤工作面作业规程的编制 ( 1 )编制采煤工作面作业规程的依据 ①采区设计、 ②采、掘工程图; ③采煤工作面地质说明书; ④本煤层及邻近采区的矿压观测资料; ⑤本煤层类似采煤工作面的开采经验, 存在的问题, 以及解决问题的途径和方法等; ⑥矿、采区对本工作面的开采要求,包括产量、效率、材料消耗、煤质、直接成本 等。 ( 2 )作业规程的内容:概况、地质情况、采区巷道布置示意图、采煤工艺、顶板 管理方法、工作面机电设备、正规循环作业图及劳动组织表、主要技术经济指标表、 安全技术措施。 ( 3 )作业规程的编制与审批 ①明确任务; ②召开工人、干部、技术人员三结合会,研究生产技术和安全问题; ③具体编制作业规程,一般复写 3~4 份上报; ④审批; ⑤贯彻执行; ⑥作业规程在执行中如条件发生变化时,应及时进行修改,或编制补充措施。 2 .特殊条件下安全技术措施的编制 ( 1 )安全技术措施的内容 ①对特殊情况的说明,通常附有示意图; ②对问题的处理方法(措施)要具体; ③处理问题时的组织分工,责任要明确。 ( 2 )安全技术措施的编制步骤和方法 ①调查研究,把需要处理的特殊情况搞清,有时需要地质、测量、矿压等有关人员 帮助搞清; ②召开工人、干部、技术员三结合研讨会,确定问题的解决办法; ③由采煤技术员按研究确定的处理方法编制安全技术措施; ④上报矿里经总工程师批准; ⑤向参与处理问题的有关人员贯彻,要求严格遵照执行; ⑥特殊情况处理后,要向有关领导汇报,经同意后,才使采煤工作面转入正常生产。 第二章 本章主要介绍: 炮采工作面采煤工艺技术 ( 1 )概述,包括:工作面概况、地质及水文情况、采区巷道布置图及生产系统; ( 2 )炮采工作面破、装、运煤,包括:落煤、装煤和运煤; ( 3 ) 炮采工作面顶板管理, 包括: 炮采工作面支护设计、 支架的架设与回柱放顶、 坚硬顶板的强制放顶。 ( 4 )倾斜分层下行垮落采煤法采煤工艺特点,包括:再生顶板及假顶、假顶的铺 设、假顶下采煤工作的特点; ( 5 )炮采工作面循环组织,包括:循环方式和作业形式、工序安排和劳动组织形 式、人员配备与工人出勤表、技术经济指标; ( 6 )炮采工作面安全技术措施,包括:工作面正常生产时的安全技术措施、特殊 条件下的开采措施; ( 7 ) 炮采工作面冒顶的防治, 包括: 局部冒顶事故的防治、 大型冒顶事故的防治、 冒顶处理。 2 . 1 概述 1 .工作面概况:工作面位置、工作面四周开采情况、工作面要素; 2 .地质及水文情况:煤层特征、顶底板特征、储量、地质构造情况、水文情况。 3 .采区巷道布置图及生产系统 采区巷道布置图包括平面图、倾斜剖面图和走向剖面图,图上还要用箭头标出采煤 工作面的生产系统。 2 . 2 炮采工作面破、装、运煤 1 .落煤 生产过程:包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。 ( 1 ) 钻眼器具及爆破材料:钻眼:使用手提式煤电钻和风煤钻、麻花钎子;爆破: 必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管; ( 2 )对钻眼爆破工作要求 煤炭破碎均匀,不出现需要二次破碎的大块;不抛撒过散,便于装煤。 煤壁平直整齐,不留顶底煤;不破坏顶、底板岩层,便于支护及推移输送机等工序 的操作。 不崩倒支架、不崩翻或压住输送机,保证安全。 节省炸药、雷管等爆破材料。 ( 3 )炮眼布置与爆破参数 炮眼布置方式: 单排眼:用于薄煤层、煤质较软及节理发育的煤层中; 双排眼:包括对眼、三花眼。一般用于采高较小的中厚煤层及煤质中硬的工作面中; 三排眼:即五花眼。用于煤层坚硬和采高较小的中厚煤层工作面中。 详见炮眼布置图。 炮眼布置图 炮眼角度: 炮眼与煤壁的水平夹角一般为 50 ° ~80 °,软煤取大值,硬煤取小值; 顶眼在垂直面上向顶板方向仰起 5 ° ~10 °,眼底距顶板 0.1~ 0.5m ; 底眼在垂直面上向底板方向保持 10 ° ~20 °的俯角。 炮眼间距:炮眼的间距可根据煤的硬度确定,一般为 1~ 2m 。 炮眼深度: 浅进度: 每次开帮进度为 1.0~ 1.2m ; 深进度每次开帮进度 1.6~ 1.8m 。 炮眼装药量:依据煤的硬度、炮眼深度、炮眼间距和采高等确定。 计算方法: 根据吨煤炸药消耗定额计算: 当吨煤炸药消耗定额已知时,计算每开一遍帮的炸药消耗量: (kg) 式中 ——采高( m ); ——工作面长度( m ); ——煤的容重( t/m 3 ); ——吨煤炸药消耗定额( kg/t ); ——开帮进度( m )。 每个炮眼的平均装药量: ( kg ) 式中 ——开每次帮的炮眼数目; 式中 ——工作面长度( m ); ——炮眼间距( m ); ——炮眼排数。 根据装药系数计算: ( kg/ 孔) 式中 ——每个药卷的重量( kg); ——炮眼深度(小于 1.0m 时)或长度(大于 1.0m 时); ——每个药卷的长度( m ); ——炮眼装药系数,即每米炮眼的平均装药长度,炮眼深为 0.6~ 1.0m 时, =.05 ;炮眼长度大于 1.0m 时,可用下式计算: 炮眼平均装药量确定以后,还要根据各类炮眼作用、顶板情况等,对炮眼装药量进 行调整。不管煤层软硬,一般腰眼和顶眼的装药量要比底眼装药量酌情减少;采用 双排炮眼时,底、顶眼的装药量可按 1 : 0.5~0.7 的比例分配;采用三排眼时, 底、腰、顶眼的装药量,可按 1 : 0.75 : 0.5 的比例分配。 最后,还应根据每个炮眼的规定装药量,反算预计的吨煤炸药消耗量和吨煤雷管消 耗量,检查其是否超过定额,计算方法如下: 开一遍帮的产量为: ( t ) 式中 ——开帮进度,( m ); ——工作面长度,( m ); ——采高,( m ); ——煤的密度,( t/m 3 ); ——工作面采出率(厚煤层 0.93 ,中厚煤层 .095 ,薄煤层 0.97 )。 开一遍帮的计划炸药量(按三排眼): ( kg ) 式中 ——炮眼数目; Q 1 ——实际规定的炮眼平均装药量 q 1 、 q 2 、 q 3 为实际规定的底、腰、顶眼的装药量。 开一遍帮所用的雷管量等于炮眼数目 N 。 计划吨煤炸药消耗量 q 和吨煤雷管消耗量 p : ( g ) (个) 计算结果应比定额稍低。如高时还要调整,尽量能满足各方面的要求。 联线方式:当使用瞬发电雷管时,每次联炮一般为 1~2 个;当顶板比较好,并使用 毫秒电雷管爆破时,每次联炮可为 3~5 个。同时起爆的炮眼间用串联方式联线。 放炮段长度:在开帮进度比较小,顶板比较稳定时,应尽量采用全工作面一次放炮 或一次多放炮的方式; 当顶板稳定性较差时, 可减少顶眼或加大顶眼距顶板的距离, 以及采用留煤垛间隔放炮的方式;当开帮进度比较大,或顶板比较破碎时,为了保 证安全,防止放炮引起冒顶,一般多采用分次放炮的方式。 放炮注意事项:详见教材。 2 .装煤和运煤 运煤方式:在缓倾斜煤层工作面,多采用刮板输送机运煤;在倾斜煤层工作面,可 采用铁溜槽或搪瓷溜槽作自溜运输,搪瓷溜槽自溜运输坡度可比铁溜槽小 5~6 °。 运煤设备:轻型可弯曲刮板输送机,中厚煤层一般采用 SGW-40 (或 44 )型刮板 输送机; 当采煤工作面的长度和产量较大时, 可采用 SGW-80T 型可弯曲刮板输送机; 在薄煤层工作面,可采用 SGD-420/22 型和 SGD-420/30 型可弯曲刮板输送机。 装煤:爆破装煤、人工装煤和机械装煤。 可弯曲刮板输送机的移置:采用液压移溜器。 2 . 3 炮采工作面顶板管理 1 .炮采工作面支护设计 炮采工作面支护设计,重点是工作面支架设计,此外还包括上、下出口的支护设计 和放顶时的特种支架架设等。 ( 1 )工作面支架形式及布置方式 ①带帽点柱:由一根立柱和一个柱帽组成,见图示; 带帽点柱的架设方式有矩形排列和三角形排列两种, 见图示。 柱帽一般应斜向煤壁, 与煤壁垂直线成 15 ° ~30 °的夹角。 带帽点柱的支护形式比较简单,架设容易,但柱帽与顶板接触面积小,只能用于直 接顶比较完整稳定的工作面。 带帽点柱 带帽点柱的排列方式 a ——三角形排列; b ——矩形排列 d ——排距; i ——柱距; s ——炮道 ②悬臂支架:由单体液压支柱与铰接顶梁组成,见图示。 悬臂支架分为正悬臂和倒悬臂两种。 ③棚子支护:由支柱与顶梁组合而成的一梁二柱或一梁三柱的支架。 按照直接顶的裂隙方向不同,棚子支护分为走向棚子和倾斜棚子两种。 走向棚子:根据顶板情况不同,分为连锁棚子和对接棚子两种。 连锁式走向棚子:根据两排棚子沿倾斜方向上下位置不同,分为上行式、下行式和 混合式(也称套棚)三种,见下图所示。 对接走向棚子:每行棚梁对接成一条直线,垂直于工作面,棚梁两端之间留有空隙。 ( 2 )放顶步距和控顶距 采煤工作面的控顶距分为最大、最小控顶距。 最小控顶距:采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度称为最小控顶距。 放顶步距:即每次放顶的宽度。 最大控顶距:是工作面临放顶前的宽度,它等于最小控顶距与放顶步距之和。 连锁走向棚子 a ——上行式; b ——下行式; c ——混合式 最小控顶距 a ——悬臂支护; b ——棚子支护 1 ——溜子道; 2 ——人行道; 3 ——材料道; 4 ——炮道 ( 3 )支柱规格的选择 坑木规格的选择:常用的坑木有红松、白松、落叶松、柞木、椴木、桦木和扬木等。 其长度一般为 1.6 、 1.8 、 2.0 、 2.2 、 2 .4m 等几种; 直径一般为 100 、 120 、 140 、 160 、 180 、 200mm 等几种。 ( 2 )单体液压支柱规格的选择 单体液压支柱分为内注式和外注式两种,与单体液压支柱配合支护的是金属铰接顶 梁。 单体支柱的最大、最小高度计算: L 大 ≥ M 大 - h - h 1 L 小 ≤ M 小 - s - h - h 2 式中: L 大 、 L 小 ——支柱的最大、最小高度( mm ); M 大 、 M 小 ——工作面最大、最小采高( mm ); h ——顶梁厚度( mm ); s ——顶板在最大控顶处的平均最大下沉量( mm ); h 1 ——支柱阻力从零增到额定工作阻力时支柱的压缩量,一般可取 10mm ; h 2 ——活柱最小安全回柱行程,一般取 50mm 。 例: 已知某采煤工作面采高最大为 2.3m ,最小为 2.0m ,最大控顶距为 4m , 顶板中等稳定,支柱无插入底板现象,使用 HDJA 型金属铰接顶梁及单体液压支柱 支护顶板。 第一步,确定顶板下沉量 因无实测数据,故采用估算法。 已知: M = 2.3m , R = 4m , η = 0.04~0.05 ,取 0.04 , 则 S = η MR = 0.04 × 2.3 × 4 = 0.368m 第二步,确定支柱规格 已知: M 大 = 2.3m , h = 138mm , s = 0.368m , h 2 取 50mm ,则 L 大 = M 大 - h - h 1 = 2300 - 138 - 10 = 2158mm L 小 = M 小 - s - h - h 2 = 2000 - 368 - 138 - 50 = 1444mm 第三步,查表。选用 DZ14-30/100 型支柱,其最大高度为 2240mm ,最小高度为 1440mm 。 ( 4 )工作面支架的支护密度 确定支护密度就是确定工作面支柱的排距和柱距,采煤工作面支架的支护密度主要 决定于顶板压力的大小和支柱的最大阻力。 顶板压力的大小, 通常用支护强度来表示, 所谓支护强度, 就是指顶板单位面积 m ( 2 )所需的支撑力。目前确定支护强度的办法有以下三种。 一是有本煤层临近工作面的矿压观测资料, 据此来确定工作面支架的支护强度。 二 是已确定本煤层的顶板分类,即已经确定本煤层的直接顶属于那一类,基本顶属于 那一级。在此情况下,可通过查表即可求得工作面的支护强度。这种方法对缓倾斜 煤层是比较可靠的。 三是估算法。当没有上述两种数据时,也可以采用估算法求得工作面的支护强度。 其计算公式如下: p =( 4~8 ) M r ( t/m 2 ) 式中: M ——采高( m ); r ——顶板岩石的密度( t/m 3 ); ( 4~8 )——为求算岩柱高度的倍数。应根据基本顶来压的强度确定,周期来压不 明显时,可取小值,周期来压强烈时应取大值。 当支护强度已知时,即可采用下式确定工作面支柱的柱距。 ( m ) 式中: I ——工作面支架的柱距( m ); p ——工作面支护强度( KN/m 2 ); R 1 、 R 2 ——最大、最小控顶距( m ); P ——支柱的最大工作阻力( KN ); n 1 、 n 2 ——最大、最小控顶距时支柱的排数; ( 2~3 )——支柱的安全系数。 在计算支柱的柱距时, 应分别按最大和最小控顶距计算, 其结果应采用数小的那个。 例: 某炮采工作面的采高为 2.3m ,采用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护。支 柱型号为 DZ14-30/100 型,顶梁型号为 HDJA-1000 型。支架布置为正悬臂齐梁直 线式布置。可弯曲刮板输送机靠帮铺设,溜子道宽 1m ,支柱排距 1m 。工作面最 大控顶距 4m ,最小控顶距为 3m 。直接顶为中等稳定,基本顶周期来压不太明显。 试确定工作面支架的柱距。 第一步,确定工作面支柱的支护强度。由于该工作面所在煤层附近工作面没有矿压 观测资料,该煤层也没有进行顶板分类,故采用估算法确定支护强度。由于该工作 面周期来压不明显,拟按 5 倍的采高估算支护强度, r 取 2.5t/m 3 ,则 P = 5 m r = 5 × 2.3 × 2.5 = 28.75 t/m 2 = 281.75 KN/m 2 第二步,按最大和最小控顶距分别计算支柱柱距。查表得支柱的最大工作阻力为 300KN ,安全系数取 2 ,则 (最大控顶距时) (最小控顶距时) 取柱距为 0.5m 。 ( 5 )工作面上、下出口支架 当工作面采用可弯曲刮板输送机运煤时, 为便于整体移置输送机的机头和机尾, 上、 下出口处多采用走向抬棚,棚梁长 3m 左右,梁头交错 1.0~ 1.5m ,棚梁上用木板 插严背实,如图所示。 上下出口支架 a ——下出口; b ——上出口 ( 6 )放顶线处的特种支架:密集支柱、丛柱、抬棚、戗柱和木垛等。 ( 7 )支柱用量 工作面支架使用量=(工作面长度-上下出口抬棚长) ×最大控顶距时的排距 ÷柱距 ( 8 )工作面布置图:包括平面图和两个走向剖面图。 3 .支架的架设与回柱放顶 ( 1 )支架的架设 ①对支架架设的一般要求: 支架的形式、规格、质量等必须符合规程的规定;支架架设时,不能架在浮煤上, 要挖柱窝;支架要有迎山劲;随时观察顶板,认真敲帮问顶。 ②单体液压支柱在使用中的要求 支柱必须站立存放,卸载手把处于“关闭”位置;加强液压油质管理;不允许在工 作面拆卸单体液压支柱;要保证达到额定初撑力;防止支柱柱体被崩坏。 ( 2 )回柱放顶:近距离卸载与远距离卸载。 4 .单体液压支柱的技术管理 ( 1 )建立管理制度:按工作面建立单体液压支柱台帐、建立单体液压支柱专职支 护管理负责制、实行班检制、定期检查补充工作液; ( 2 )井下使用检查及定期检修 ( 3 )泵站液压系统检查 ( 4 )支柱的备用量:备用支柱应保持占工作面使用支柱总量的 10 %左右。 5 .坚硬顶板的强制放顶 坚硬顶板管理的途径:采用高阻力支架、爆破法人工强制放顶和高压预注水弱化顶 板。 ( 1 )高压预注水软化顶板 在采煤前向顶板打钻孔注入高压水。 注水孔的布置:单侧和双侧。 孔距:根据工作面长度和钻机能力而定。一般情况下,孔距可选择浸润半径的 3/4~2/3 ; 封孔:橡胶封孔器、砂浆封孔; 钻孔的水平投影与巷道的水平夹角:一般为 65 ° ~75 °; 注水压力:一般为 8~20MPa 。 ( 2 )爆破法人工强制放顶 ①浅孔爆破强制放顶,见下图所示。 例: 某炮采工作面,煤层厚度 2.0m ,倾角 5 °,直接顶为 3m 厚的砂岩,采用 走向长壁采煤法,工作面长 100m ,全部垮落法处理采空区,工作面支架为带帽点 柱,其型号为 DZ22 型单体液压支柱,木柱帽,可弯曲刮板输送机运煤,靠煤帮铺 设,开帮进度为 1.2m ,支柱排距等于开帮进度,柱距 0.6m ,放顶步距 2.4m , 最大控顶距 6.0m 。由于直接顶比较坚硬,放顶困难,除采用单排密集支柱切顶外, 再采用浅孔爆破强制放顶,即在采煤工作面向采空区顶板上打钻孔爆破强制放顶, 眼深 1.8m ,间距 2.0m ,与顶板成 75 °角。