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114 价值工程 综放工作面深部开采两犄角顶板控制技术研究 Research on Roof Control Technology of Two Horns in Deep Mining of Fully Mechanized Caving Faces 秦 沛 Q I N P e i;严 学 Y A N X u e 枣庄矿业集团田陈煤矿， 滕州277523 Zaozhuang M ining Group Tianchen Coal M ine, Tengzhou 277523, China 摘要 田陈煤矿北七采区煤层埋藏较深， 煤层较厚， 采区范围内断层较为发育， 深部开采地压显现较为明显， 且工作面掘进期间 为托顶煤掘进， 在工作面回采过程中顶板控制存在一定的难度,尤其是使用综放工艺开采时， 工作面两端头犄角处的顶板在超前压力 的作用下已破碎， 给顶板管理带来了更大的难度。通过合理选择支护工艺， 使深部开采综放工作面的顶板得到了较好的控制， 确保了 综放工作面的安全高效生产。 A b s tra c t The coal seam in the No.7 m ining area of Tianchen coal mine is buried deep, the coal seam is thick, the fault is more developed in the m ining area, the ground pressure in the deep m ining is obvious, and the working face is the top coal caving, so the roof control has a certain degree of difficulty in face m ining process, especially when using fu lly mechanized caving process, the roof in the horns of the two ends of m ining face has been broken under the action of the pressure, and it has brought greater difficulty to the roof management. Through the reasonable selection of support technology, the roof in the deep m ining of fully mechanized caving face has been well controlled to ensure the safe and efficient production of fu lly mechanized caving face. 关键词 综放;深部开采;顶板控制 K ey w ord s fu lly mechanized caving； deep m ining； roof control 中图分类号TD82 文献标识码A 文章编号 1006-4311201727-0114-02 1 地质概况 3 下 7108工作面埋深在-708至-763m，煤 厚 3.17- 9.3/8.0m。中间F7-24断层将工作面一分为二，里段煤厚 6.6-9.9/8.0m，外段煤厚3.62-4.9/4.0m。煤层结构复杂，含 0-1层泥岩夹矸， 厚 0-1.1/0.4m。 3 下煤直接顶主要为砂泥岩，厚 0-4.75/3.0m;3煤顶 板至诛罗系底界厚39.0-102.95/78.0m，以中细砂岩为主； 直接底粉砂质泥岩，厚 3.03-3.7/3.3m ，老底细砂岩，厚 18- 30/24m。诛罗系厚 612.42-644.4/628.41m，砾岩厚 64.25- 82.1/76.94m。 该工作面位于F7-15和邢寨支断层之间， 右侧为邢寨 支断层（H100m， 左侧为 F7-15H0-15m，F7-24 断层 把工作面分为里外两个块段，3 下 7106向斜横穿工作面， 7108工作面（ 里 ） 以断裂和褶皱构造为主， 煤层平均倾角 12。，工作面在走向及倾斜方向上略有起伏。 作者简介秦沛（ 1989-， 男， 山东滕州人， 助理工程师， 工学学士， 毕业于山东科技大学采矿工程专业，现从事煤矿采掘 生产管理工作。 故障状态， 结合数据库的相关内容， 指导使用人员进行训 练， 故障排查。同时可作为实车故障维修的意见参考。 训练考评系统是对使用人员的操作技能和维修技能 进行考核的评分系统。 根据使用人员对观瞄系统故障排除 以及部件操作的情况进行考评。 为了更加准确分析使用人员的操作情况， 在模拟系统 中的炮塔上安装摄像机和云台， 实时传输信号至大屏幕演 示系统， 作为训练评估、 操作示范或其他人参考学习的辅 助材料。 3结论 本文阐述了观瞄系统维修模拟训练平台研究的必要 2 顶板受力分析 引起工作面大面积冒顶的最主要原因是工作面支架 对顶板的总支撑力不能够与维持稳定下沉的要求相适应。 发生局部冒顶主要取决于顶板岩性以及每一支架对顶板 的支撑力， 不同岩性的顶板要采取不同的支护形式。 顶板的压力和支架的支撑力是一对作用力和反作用 力。 在一定条件下， 支撑力大的支架或提高支柱密度， 能够 承受较大的顶板压力， 有效控制顶板的下沉量， 减小顶板 的下沉量可以使工作面的顶板保持较完整， 从而避免或减 少工作面及两端头发生顶板事故。尤其是大采深、 托顶煤 掘进的工作面， 根据顶板压力的大小合理地选择支护形式 和密度， 保证支架的初撑力和顶板压力相平衡是防止工作 面及端头冒顶的基本方法。 回采工作面端头附近区域，矿山压力作用较大而集 中， 压力显现较为明显， 这个区域的顶板至少要经过两次 采动影响， 一次为巷道掘进时期影响， 一次为工作面回采 期间引起。 在巷道掘进过程中，打破了岩体内力的原始平衡状 态， 巷道上方岩层重量转嫁于两侧。 应力重新分布后， 围岩 性， 从设计目标出发， 分析了平台的基本组成和设计方案， 为进一步的功能实现提供了明确思路。 参考文献 「 11柳辉， 郝建平.基于虚拟维修仿真的维修性分析系统设计 与实现「J1.系统仿真学报， 2006,182378-384. 「 21吕川， 徐宏强， 马麟， 等/混合控制” 驱动虚拟人实现维修 仿真[J1 . 北京航空航天大学学报,2005,315 544-547. 「 3]苏群星， 刘鹏远.大型复杂装备虚拟维修训练系统设计[J1 . 兵工学报， 2006,27179-83. 「41韩东， 董博， 马立元， 等.复杂电路虚拟维修的建模与仿真 技术「J1 . 计算机工程与设计,2010,31 7 1595-1598. Value Engineering 115 遭到破坏， 表现为巷道两侧煤柱受上覆岩层的压应力而发 生松散变形， 巷道进行支护后上方形成自然平衡拱， 围岩 变形暂时趋于稳定， 压力转移到巷道两侧的煤体上。 在回采过程中，如果把回采工作面看成是一个大跨 度的巷道，那么沿倾斜断面在工作面端头煤体也出现支 撑应力作用。 同时， 沿走向断面在煤壁前方由于已采区上 方岩层重量的转移也会引起支撑应力，并且随工作面推 进而前移。 上述两种性质的支撑应力的合力， 在工作面两巷的两 侧就形成了随工作面不断向前推采时的动压， 动压在巷道 中的显现及支架受载的变化可以用如图1 所示的曲线来 表现。 顶 峰 压 力 另外综放工作面机头机尾处电机、减速箱等设备多， 体积大， 需要的空间大， 因而造成顶板压力加大， 同时在移 动这些设备时， 需要反复支撤支柱， 会使顶板内应力时大 时小， 造成顶板更加破碎。因此工作面两端头的地方往往 是矿压显现较为集中较为剧烈的地方。 3支护设计与选型 3.1经验计算支护强度 P,8x9.81x h x r8x9.81x3.2x2.5672.84k N/m2 式中 P「 工作面合理的支护强度，k N/m2； h-工作面采高，m； 1-顶板岩石容重，t/m3， 一般可取2.5。 参考同煤层矿压观测资料， 本工作面最大平均支护强 度P c500k/ /b2，因P,P c，故工作面支护强度应取672.84 k N/m2。 表1 工作面条件与液压支架适应条件对照表 工 作 面条件ZF7000支架适应条件 米 高3.2m2.3耀 4.7m 倾 角6 毅臆 15毅 煤 厚平均7.0m 煤硬度2 底板 比 压13.6MPa0.35-2.1MPa 支护 强 度0.75 MPa0.90-0.92 MPa 3.2工作面支护 工作面安装Z F7000-23/47型支撑掩护式液压支架对 顶板进行支护， 采用全部垮落法处理采空区顶板。最小控 顶距4.551 m， 最大控顶距5.351 m。 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。 在采煤机 割煤后，先移液压支架，再移刮板运输机，即割煤寅移液压 支架寅推移刮板运输机。正常移架滞后采煤机后滚筒4耀 6 架， 不得超过6 架。顶板破碎、 片帮超过规定时， 要采用带 压擦顶移架或停机移架， 工艺为移液压支架寅割煤寅推移 刮板运输机。 推前部刮板运输机滞后采煤机后滚筒不少于 12m，并确保弯曲段长度不小于15m。 3.3两巷超前支护 轨道巷距面前煤壁60m范围内采用D W型悬浮单体 液压支柱配合11工字钢支护， 一梁三柱， 支护距离不少 于 30m。60m范围外采用单体液压支柱配合铰接顶梁进行 支护，棚 距 1.0m，工字钢棚梁（ 或方木） 与顶板之间铺菱形 金属网，巷道超高处用木料进行装顶支护。柱 距 1.0m，排 距 1.1m、1.3m，偏差不得超过0.1m。 运输巷超前支护采用D W型悬浮单体液压支柱配合 H D JB-1000型铰接顶梁支护，支护距离三排不少于60m。 柱距1.0m，排 距 1.1m、2.3m，偏差不得超过0.1m。 3.4两端头维护 受深部开采和综放工艺的影响，端头顶板较为破碎， 整体性较差， 难于控制。为控制好工作面两端头犄角处的 顶板， 采取在支架上方上双层金属网并在金属网上捆扎平 行于工作面的木板梁确保移架时的喝网质量） 的方式， 增 强破碎顶板的整体性和可控制性。 机头段在端头卸载支架及1-3端头过渡支架上方采 取上双层金属网， 金属网长出端头卸载支架的长度不低于 1.0m，并将金属网生根固定到正巷顶部的钢筋网。在金属 网上用铁丝捆扎长度为3.0-3.4m平行于工作面的木板 梁，板梁间距不大于0.8m，并确保木板梁两头分别在端头 卸载支架和2 号架的上方， 形成对顶板的有效支护。 机尾段在机尾犄角至129架（ 共 4 架 ） 上方采取上双 层金属网，金属网长出机尾侧煤帮的长度不低于1.0m，并 将金属网生根固定到正巷靠面侧的铰接顶梁上，在金属网 上用铁丝捆扎长度为3.0-3.4m平行于工作面的木板梁， 板梁间距不大于0.8m，金属网上所捆扎的木板梁与正巷 装顶最下方木板梁形成交叉。 4结束语 3 下 7108综放工作面目前回采已进入尾声，从整个 回采过程来看，由于支架和支护形式的选择科学合理， 对 工作面两端头犄角顶板破碎处的处理方式较为科学、 合 理、 有效。较好地解决了工作面周期来压期间工作面的顶 板管理问题， 缓解了工作面两巷超前动压区的顶板下沉和 对顶板整体性的破坏， 探索出了一条解决端头犄角掉顶的 途径。 参考文献 [1] 黄炳香， 邓广哲， 刘长友.煤岩体水力致裂弱化技术及其进 展[J].中国工程科学， 2007 04 . [2] 曹富荣.特厚煤层综放工作面顶煤弱化处理方法[J] . 煤矿开 采， 200601. [3] 魏光荣.综采工作面深孔爆破强制放顶的应用[J] . 煤炭工 程,2005 07.