特殊条件综放开采技术--修改.ppt

护巷煤柱损失。其中包括区段煤柱、上（下）山煤柱和采区隔离煤柱等。如采用无煤柱开采，该部分煤炭损失将明显减少。 开采参数的影响。如工作面长度、工作面推进距离（采区走向长度）等，增大工作面长度可使顺槽煤柱损失的比率减少，而加大工作面推进度则可降低首、末采煤炭损失的比率。 首末采损失。为了确保回采空间及支架撤除时的安全，工作面首末采时都人为地留有部分顶煤不放，从而造成煤炭的损失。 6 提高顶煤回收率措施 端头损失。为了保护工作面两端的出口，综放工作面两端通常各留2架～3架不放顶煤，这部分损失率随工作面长度的增加而减小。使用端头支架进行端头放煤可增加顶煤的回收率。 优化放煤工艺，即放煤步距和放煤方式。 提高管理者水平 提高人员素质 6 提高顶煤回收率措施 * 放煤方式 单轮间隔多口放煤 单轮顺序放煤 多轮间隔顺序多口放煤 顶煤放出率(%) 78.2 73.4 80.6 不同放煤方式顶煤回收率 数值模拟研究可得：为提高顶煤回收率，在塔山煤矿条件下，应采用多轮顺序多口放煤。 4.5 坚硬顶板条件载荷确定 （1） 按岩石容重法公式 =2×7.5/0.35×25＝1071.4 KN/m2 式中：qz—支架的动载支护强度，KN/m2; Kd—动载系数，一般取1.5-2.0(Ⅱ级以上老顶条件)； M—一次采厚(平均10m，按75％回收率计算)取7.5m Kp—冒落矸石碎胀系数，取1.35； γ—顶板岩石平均容重，取25KN/m3 P=qz(LK+LD)B＝1071.4×（0.368＋5.395）×1.75＝10805KN 式中：P—支架工作阻力，KN; LK—梁端距，取0.368m； LD—顶梁长度，取5.395m； B—支架宽度，取1.75m。 放顶煤支架的工作阻力按照综采计算结果的80％考虑。 （2）根据断裂角确定放顶煤支架支护强度 qz=k(γ1h1+γ2H ) =2×（ 14×9.77+25×10.57）=802 KN/m2 式中 H-对支架有直接影响的岩层厚度(m) H=(L+ h1/tanα)tanθ＝（5.763＋9.77/ tan88°）×tan60°=10.57ｍ； L-有效控顶距(m)5.763ｍ； h1-顶煤厚度(m)9.77ｍ；α-顶煤断裂角(°)；一般为70°～120°θ-顶板断裂角(°)；一般为60°～65°γ1-顶煤的容重，取14kN/m3; γ2-顶板岩石的容重，取25kN/m3; qz-支架的动载支护强度；k-动载备用系数，Ⅱ级以上老顶，一般取1.5-2.0; P=qz(Lk+LD)B/ηs＝802×（0.368＋5.395）×1.75/0.75＝10785KN 式中 P-支架的工作阻力(KN)；Lk-梁端距0.368m；LD-顶梁长度5.395m；B-支架中心距1.75m；ηs-支架的支护效率75％。 通过以上计算8104工作面使用ZFl3000／25／38型支撑掩护式低位放顶煤液压支架能满足顶板控制的需要。 支架中心距1.75米，最大控顶距6.563米，最小控顶距5.763米，端面距不大于0.368米。 4.6 采煤方法 1 开采工艺 割煤----移架----推前运输机-----放顶煤----拉后运输机 （1）割煤：正常情况下，采煤机双向割煤，采煤机前滚筒(前进方向的滚筒)割顶煤，后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自动装煤，剩余的煤由铲煤板在推溜时装入运输机。割煤时严格控制采高、顶煤、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割平、割直。采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响转载机和皮带运输。 （2）移支架：移支架的操作顺序为：降前探梁(收伸缩梁)--降主顶梁(200mm以内)--移支架--升主顶梁--升前探梁 (升伸缩梁)。该工作面布置113架中间支架和7架过渡支架（头3尾4过渡支架），还在头布置1组端头支架。移架滞后采煤机后滚筒3～5架，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤，同时将支架的护壁板伸出。如机道顶煤破碎，应尽量使用支架超前采煤机后滚筒进行移架。 （2）移支架：移支架的操作顺序为：降前探梁(收伸缩梁)--降主顶梁(200mm以内)--移支架--升主顶梁--升前探梁 (升伸缩梁)。该工作面布置113架中间支架和7架过渡支架（头3尾4过渡支架），还在头布置1组端头支架。移架滞后采煤机后滚筒3～5架，移架时，降架以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止架间漏煤，同时将支架的护壁板伸出。如机道顶煤破碎，应尽量使用支架超前采煤机后滚筒进行移架。 （3）推前