2.5 m,平均放煤高度2.94 m,采放比1∶1.2～2。
(1)采煤工艺。采煤机下行割煤→前部刮板机出煤→采煤机空刀上行→自下而上移刮板机、支架→顶煤由后刮板机运出→自下而上拉后部刮板机。
(2)进刀方式。正常情况下,在工作面端部斜切进刀,下行割煤,上行空刀返回,往返一次进一刀;顶板破碎时,为了控制顶板垮落时严重下滑,增加支架的压力,提高支架的稳定性,进刀方式改为中部斜切进刀,分段下行割煤,上行返空刀(清理浮煤)。
(3)移架方式。由于在支架上方顶煤运移速度大,顶煤的变形量大,形成松动膨胀层,给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度,并且,支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎,促使顶煤向松散体发展,极易造成漏顶,所以在移架上采取带压擦顶移架,尽可能保持顶煤的完整性,减少顶煤的过度破碎。移架时,控制顶梁下降量小于200 mm,支架初撑力不得低于24 MPa。
(4)放煤工艺。采用一采一放双轮间隔等量放煤,两个放煤工相距5架,第一个人放奇数架,每次放出顶煤的1/2,另一个人放偶数架,每次放出顶煤的1/2,循环两次,放完顶煤。放顶煤时,不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要互相配合,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。当有大块煤卡在放煤口时,则反复动作尾梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将伸缩板伸出,防止矸石混入煤中,严格执行“见矸关窗”的原则。靠近端部的放顶煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。
3.2工作面设备配套
采煤机选用MG200/500-WD1型交流变频电牵引采煤机,功率500 kW,采高2.3 m～3.5 m,额定电压1140V,截深0.63m,牵引速度:0～7.1 m/min。
工作面基本支架采用ZF6000/18/28型放顶煤液压支架,为便于工作面上下端头的顶板管理和后部运输机头、尾有足够的空间,上下端头各安装3架端头支架,型号为ZFG6500/18/29H。
前、后部刮板运输机采用SGZ764/400型刮板运输机,转载机型号为SZZ764/200,破碎机型号为PCM110。
4回采过程中遇到的难题及解决办法
4.1漏顶、片帮处理措施
工作面由沿顶回采过渡到沿底回采的钻底过程中,前期出现了顶板大面积漏顶、片帮。针对漏顶问题,采取加打落叶松茬顶,随冒随茬,顶板茬实后,工作面再推进的方案;针对片帮问题,采取注马丽散局部加固,滞后一段时间后短臂注水,加强煤体板结,降低煤尘等。
4.2支架稳定性控制措施
拉架过程中,出现支架下滑、咬架间隙不均匀,支架支撑力不均匀,后部刮板输送机整体下滑、飘起,前部刮板输送机扎不下去等问题。针对设备下滑问题,采取端头架与下端头煤帮之间用不少于4根单体做戗柱防止支架下滑,戗柱初撑力要保证6 MPa～8MPa;端头架与上部支架之间用型号764链条连接牢固;利用支架安装的防倒、防滑装置或侧护板千斤顶、调底座等在移架过程中进行调整,防止支架下滑。处理咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况时,由班队长统一指挥,禁止架下来往行人,调架时,支柱或千斤顶必须生根合理牢固,供液及移架采取远方操作。支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧伸缩梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。
4.3超前支护方案
回采过程中,针对顺槽巷道围岩变形量大,超前加固、替换问题,上顺槽距离工作面10 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,10 m～30 m范围内变形量较小,采取2根体支柱+铰接顶梁超前支护方法;上顺槽替棚段,因其顶板在超前支护范围内,为保证上端头和安全出口的支护强度,回撤时,只回撤工字钢棚棚腿。下顺槽距离工作面20 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,下顺槽替棚段,U形棚回撤后,顶板加用圆木茬顶,茬顶牢靠后,进行超前支护。
4.4降尘措施
回采过程中,尤其是放煤时,工作面煤尘和岩尘浓度较大,除利用工作面支架自身配备的架间喷雾(每架1个)外,又在厂家购置了覆压扑尘器,每五架安设一组,同时保证班班煤层注水(孔深6 m间距4.5 m),注水时间一般为40 min,有效地降低了煤尘的浓度。 4.5防煤岩滚落伤人措施
为了防止煤壁机道大块煤岩滚入架角,造成伤人事故,在工作面均匀布置4道双层防护网。防护网用12 mm的高强度尼龙绳编织网,网孔100 mm×100 mm,网的上端吊挂在支架顶梁上,下端吊挂在输送机挡煤板上,将机道与架角人行道隔开,采煤机通过时提前摘上一页 [1] [2] [3] 下一页 |
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