第四章采煤方法.docx
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第四章采煤方法
第四章采煤方法
采煤工作是煤矿井下生产活动的中心,随着科学技术的进步和煤炭生产机械化水平的提高,采煤方法也在发展变化。
采煤方法的种类繁多,影响采煤方法选择的因素很多,其选择和运用是否正确,将直接影响到整个矿井的生产安全和各项技术经济指标。
合理的采煤方法应能满足采煤工作的安全、高产、高效、煤质好、成本低和煤炭采出率高等基本要求。
第一节采煤方法概述
一、采煤方法的概念
采煤方法包括采煤工艺和采煤系统两项内容,为正确理解采煤方法的涵义及其生产过程,首先了解有关采煤方法的基本概念。
(1)回采工作——在采煤工作面内,为采取煤炭所进行的各项工作,称为回采工作。
回采工作可分为基本工序和辅助工序,基本工序包括破煤、装煤、运煤、支护和采空区处理。
此外,通常还需要进行移置运输、采煤设备等工序,除了基本工序以外的这些工序,统称为辅助工序。
(2)采煤工艺——由于煤层的自然条件和采用的机械不同,完成回采工作各工序的方法也就不同,并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。
这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合,称为采煤工艺。
(3)采煤系统——在采区(盘区)或条带等开采单元内,准备和采煤巷道的布置以及按其建立运输、通风等生产系统的总称,称为采煤系统。
(4)采煤方法——是采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配合。
两者相互影响和制约,根据不同的地质条件及开采技术条件,可有不同的采煤系统与采煤工艺相配合,从而构成多种多样的采煤方法。
二、采煤方法的分类
按煤炭开采方法的明显特征分,采煤方法可分为井工开采和露天开采两种方法。
目前我国煤炭的开采方法是以井工开采为主,关于采煤方法的概念及内容,皆指井工开采而言。
在井工开采中又可分为壁式体系及柱式体系两大类。
(一)壁式体系采煤法
一般以长工作面采煤为其主要特征,产量约占我国国有重点煤矿的95%以上。
根据煤层厚度及倾角的不同,开采技术和采煤方法也有较大区别。
对于薄及中厚煤层,一般是按煤层全厚一次采出,即整层开采;对于厚煤层可将其划分为若干中等厚度(2~3m)的分层进行开采,即分层开采,也可采用放顶煤整层开采。
无论整层开采或分层开采,依据煤层倾角、按采煤工作面推进方向不同,又可分为走向长壁开采和倾斜长壁开采两种类型。
图4--1长壁采煤法工作面布置示意图
(a)走向长壁;(b)倾斜长壁(仰斜);(c)倾斜长壁(俯斜)
1—区段运输平巷;2—区段回风平巷;3—采煤工作面;4—回风斜巷;5—进风斜巷
图4-1(a)所示为单一走向长壁采煤法的示意图。
首先将采(盘)区划分为区段,在区段的上下边界分别开掘区段回风平巷和区段运输平巷,在采(盘)区的边界沿倾斜开掘开切眼,形成采煤工作面。
采煤工作面呈倾斜布置,沿走向推进,上下回采巷道基本上是水平布置,且与采(盘)区上山相联。
对于倾斜长壁采煤法,首先是将井田或阶段划分为分带,在每个分带的两侧分别开掘运输斜巷和回风斜巷,在井田的边界或阶段边界沿走向开掘开切眼,形成采煤工作面。
采煤工作面呈水平布置,沿倾斜推进,两侧的回采巷道是倾斜的,并通过联络巷直接与大巷相联。
采煤工作面向上推进称为仰斜长壁[图4-1(b)];向下推进称为俯斜长壁[图4-1(c)]。
由于开采技术等原因,倾斜长壁采煤法一般适用于倾角小于12°的煤层。
壁式体系采煤法的特点是:
采煤工作面长度较长,通常在80~250m左右;在采煤工作面两端至少各有一条回采巷道,用于通风和运输;采落的煤沿平行于采煤工作面煤壁的方向运出采场;随着采煤工作面的推进,要及时有计划地处理采空区;此外,壁式体系采煤法工作面的通风状况良好。
壁式体系采煤法在我国及俄罗斯、波兰、德国、英国、法国和日本等国广泛采用;美国、澳大利亚等近年来也在发展壁式体系采煤法。
(二)柱式体系采煤法
柱式体系采煤法以短工作面采煤为其主要标志,具有代表性的柱式采煤法有:
房式采煤法、房柱式采煤法和巷柱式采煤法等几种。
图4-2房式及房柱式采煤法示意图
(a)房式采煤法;(b)房柱式采煤法
1—采区运煤上山;2—采区回风上山;3—区段运输平巷;4—区段回风平巷;5—煤房;6—煤柱;7—联络巷
图4-2所示为房式及房柱式采煤法示意图。
房式及房柱式采煤法的实质,是在煤层内开掘一系列宽为5~7m左右的煤房,开煤房时用短工作面向前推进,煤房间用联络巷相通以构成生产系统,并形成近似矩形的煤柱,煤柱宽度由数米至二十余米不等。
煤柱可根据具体条件留下不采,或在煤房采完之后再将煤柱按要求尽可能采出,前者称为房式采煤法,后者称为房柱式采煤法。
图4-3所示为巷柱式采煤法示意图。
巷柱式采煤法是首先沿煤层的走向和倾斜方向开掘大量巷道,将煤层划分成边长为6~30m的正方形或长方形煤柱,然后有计划地回收这些煤柱。
回采煤柱时残留一角煤柱或留若干个小煤柱,用以支撑顶板。
采空区内的顶板任其自行垮落。
图4-3巷柱式采煤法示意图
1-采区运煤上山;2—采区回风上山;3—沿走向的巷道;4—沿倾斜的巷道
柱式体系采煤法的主要特点是:
采煤工作面长度较短,一般10~30m左右,但工作面数目多;需要开掘大量的巷道,掘进率高;采落的煤垂直于采煤工作面煤壁的方向运出采场;回采生产过程中一般没有采空区处理的工序;工作面内的通风条件较差,采出率较低。
柱式体系采煤法在美国、澳大利亚、加拿大、印度、南非等国有广泛应用,而且连续采煤机越来越得到广泛应用,煤炭采出率也较高。
我国传统的柱式体系采煤多用于中小煤矿,在大中型煤矿中,柱式采煤法多用在开采条件受限、回收煤柱或机械化水平较低的矿井等情况。
壁式采煤法较柱式采煤法煤炭损失少,回采连续性强、单产高,采煤系统简单,但采煤工艺及装备比较复杂。
目前,在我国的地质和开采技术条件下,主要适宜采用壁式体系采煤法。
综上所述,采煤方法的分类方法及种类很多,通常是按采煤工艺、矿压控制特点,将采煤方法分为壁式体系和柱式体系两大类,如图4-4所示。
图4-4采煤方法分类
三、采煤方法的选择
(一)选择采煤方法的基本要求
选择采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件,应做到技术先进、经济合理、生产安全。
1.技术先进
(1)采煤工作面机械化水平高、单产高。
发展高度的机械化是实现高产、高效、安全的决定因素。
(2)煤炭质量好。
选择先进的采煤工艺,改善顶板管理,防止矸石混入煤中,尽量减少煤的含矸率和灰分。
在可能的条件下,增加块煤率,降低煤的水分。
(3)煤炭采出率高。
提高采出率,减少煤炭损失,充分利用煤炭资源,是国家对煤炭企业的一项重要技术政策。
同时,也有利于防止残留煤炭自燃,保持和延长工作面、采区和矿井的服务年限。
2.经济合理
经济合理是评价采煤方法好坏的一个重要依据。
一般应符合以下几方面的要求:
(1)劳动效率高。
主要措施是改善采煤工艺和劳动组织,采用先进的技术和装备,努力实现机械化和自动化。
(2)材料消耗少。
减少采煤工作面的各种材料消耗,加强管理,改进设计,注意回收复用。
(3)成本低。
生产成本是经济技术效果的综合反映。
降低成本的主要措施是加强生产管理,合理使用劳力,认真组织工作面正规循环作业,实行按项目分类的成本控制,从各方面减少煤炭生产费用。
3.生产安全
保证生产安全是煤矿企业一项经常而又重要的任务,应当不断提高科学管理水平,应用先进技术和先进装备,认真贯彻《煤矿安全规程》,不断改善劳动条件,保证安全生产。
一般应做到以下几个方面:
(1)合理布置巷道,保证巷道维护状况良好,确保矿井和采区的运输、通风、行人(包括安全避灾路线)系统畅通。
建立完善的防火、防尘、防水、防瓦斯积聚和处理各种灾害事故的系统和设施。
(2)认真编制采煤工作面作业规程,切实加强采掘工艺过程中各工序的监督和控制,有效防止冒顶、片帮、支架倾倒、机械事故以及其它可能危及人身安全和正常生产的各类事故发生。
(3)制定完善、合理的安全技术措施,建立全矿井的安全制度保证体系,采用高新技术,加强全方位的生产监测与监控。
上述三方面的要求是密切联系、互相制约的,应当综合考虑,力求得到充分满足。
(二)选择采煤方法的影响因素
为了满足上述基本原则,在选择和设计采煤方法时,必须充分考虑地质因素和技术经济因素。
直接影响采煤方法选择的地质因素主要有:
煤层倾角和厚度、煤层及围岩特征、煤层的地质构造、煤层的含水性、瓦斯涌出量及煤的自燃性等。
技术发展及装备水平也会影响到采煤方法的选择,其中主要是生产中采掘设备供应条件和生产单位的购买能力,以及设备的适用条件。
而装备的发展和创新,又可能为采煤方法的发展带来巨大影响。
技术管理水平和职工素质对选择采煤方法产生一定影响。
因而提高职工素质,特别是采掘一线工人的素质对掌握先进技术、提高安全程度、实现高产高效矿井占有十分重要地位。
第二节采煤工作面矿山压力
一、矿山压力的概念
岩体在未受采动前,岩体内的应力处于平衡状态,岩体上所受的原始应力为rH(即单位面积所受上部岩体的重量。
r为岩层的平均密度,H为开采深度)。
开掘巷道或受采动后,平衡的原岩应力被破坏,引起应力重新分布,并达到新的平衡。
如图4-5所示,岩体中开掘巷道后,巷道顶板岩层失去了支撑,巷道上方岩体的重量Q,通过巷道两帮岩层来支撑与传递,因此在两帮岩体中产生了应力集中现象,这种集中应力称为支承压力。
一般支承压力为原始应力的2.5~5.0倍。
当集中应力超过巷道围岩的极限强度时,将导致周围岩体的变形、破坏和垮落。
这就是巷道及采煤工作面通常需要支护的基本原因。
图4-5煤体中开掘巷道后应力重新分布示意图
采煤工作从开切眼开始后,随着工作面的推进,在工作面前方煤体和后方采空区,同样产生支承压力带。
工作面前方支承压力影响的范围由工作面前方1~3m起直到30~40m,甚至可深入煤体达100m以上。
支承压力的高峰值,距工作面煤壁约为5~15m。
如图4-6所示。
根据应力分布特点,可将工作面前后方应力分为三个区,即应力升高区、应力降低区和原始应力区,采煤工作面处于应力降低区。
工作面前后方支承压力带是随工作面的推进而移动,因此,工作面前后方的支承压力带又称为移动支承压力。
图4-6采煤工作面前后方应力分布示意图
a—应力降低区;b—应力升高区(支承压力区);c—原始应力区
在支承压力的作用下,煤层顶板未暴露之前,就开始变形下沉。
顶板下沉将产生平行于工作面的裂隙,并使原生裂隙扩张,从而造成支护困难,局部冒顶的危险性增加;顶板产生早期离层,将增加工作面支架的载荷和上、下区段平巷的变形与破坏;煤壁受支承压力的作用,容易被压酥而发生片帮,特别是煤层厚、倾角大、煤质松软时更为突出。
但煤壁压酥有利于落煤,可提高爆破或截割效率。
支承压力的大小和范围与采煤工作面顶板悬梁垮度、开采深度、煤层及顶底板的岩性等因素有关。
通常把由于采掘而引起的巷道及采煤工作面周围岩体内的力及其作用过程,称为矿山压力,简称矿压。
在矿山压力的作用下,造成围岩变形、移动、破坏等一系列力学现象,称为矿山压力显现,简称矿压显现。
例如,顶板下沉和垮落、底板鼓起、煤壁片帮、支架下缩、支柱钻底、煤的压出等。
矿压显现会给地下开采工作造成危害,因此必须对巷道及采煤工作空间进行支护,对软岩或破碎的煤岩进行加固,人为地使采空区顶板按要求冒落以减轻采煤工作面的顶板压力,或利用矿压作用松散煤体以利于采煤工作等。
所有这些人为地调节、改变和利用矿压作用的各种措施叫做矿压控制。
二、采煤工作面顶板的分类
顶板是长壁工作面围岩的重要组成部分,有伪顶、直接顶和基本顶之分。
由于伪顶往往是局部的,且随采随冒,因此,对生产有直接影响的是直接顶和基本顶。
它们的稳定性及其厚度,对矿山压力显现及支护形式的选择有着显著影响,分类指导顶板管理是实现安全控制的基本方式。
直接顶是采煤工作空间直接维护的对象,其稳定性将直接影响工作面安全及生产能力的发挥,而且直接影响支护形式和液压支架架型的选择。
根据直接顶自身的稳定性,我国将直接顶分为四类:
一类为不稳定顶板,回采时若不及时支护,很容易发生局部冒顶,如裂隙发育的炭质页岩、泥岩、泥页岩等;二类为中等稳定顶板,虽然其受到裂隙的切割,但局部尚完整,其岩层的强度较大,如裂隙不发育的致密泥岩、粉砂岩、砂质页岩等;三类为稳定顶板,它允许暴露的面积大,稳定性好,不易发生局部冒顶,如裂隙较少的砂岩、石灰岩等;四类为非常稳定顶板,即煤层上方直接赋存着坚硬难冒的基本顶,如厚层致密的砂岩、石灰岩、整体性强的砾岩等。
各类直接顶的强度指数范围见表4-1。
表4-1 直接顶分类
类别
1
2
3
4
1a
1b
2a
2b
基本
指标
l0
l0≤4
4<l0≤8
8<l0≤12
12<l0≤18
18<l0≤28
28<l0≤50
D
≤30
31~70
71~100
>100
注:
l0—直接顶初次垮落步距,m;
D—直接顶强度指标,D=10RCC1C2;
RC—直接顶岩石轴向抗压强度,MPa;
C1—节理裂隙影响系数,0.3~0.55;
C2—分层厚度影响系数,0.24~1.41;
1a—极不稳定顶板;
1b—不稳定顶板;
2a—较中等稳定顶板;
2b—中等稳定顶板。
基本顶是影响工作面顶板来压的主要因素,是确定支架支撑能力、可缩性能以及选择采空区处理方法的主要依据。
根据我国煤矿多年来的实践和研究,将基本顶按来压显现的强烈程度分为四级,Ⅰ级为来压不明显的顶板,Ⅱ级为来压明显的顶板,Ⅲ级为来压强烈的顶板,Ⅳ级为来压非常强烈的顶板。
各类基本顶的初次来压当量值范围见表4-2。
表4-2基本顶分类
级别
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
Ⅳa
Ⅳb
分级指标
Pe≤895
895<Pe≤975
975<Pe≤1075
1075<Pe≤1145
Pe>1145
注:
Pe—基本顶初次来压当量,kN/m2,Pe=241.3lnL0—15.5N+52.6M;
L0—基本顶初次来压步距,m;
N—直接顶充填系数,
;
∑h—直接顶厚度,m;
M—煤层采高,m;
Ⅳa、Ⅳb—是极少数整体性很强,易形成大面积强烈来压的顶板。
三、回采工作面顶板岩层移动的一般规律
煤层被开采后,顶板岩层失去了原有的支撑,将会产生下沉、变形、破坏、与移动。
长壁工作面在整个回采过程中其顶板岩层的移动及矿压显现是不同的,重点可分为三个时期,即直接顶初次垮落、基本顶初次垮落和基本顶周期来压。
分析各时期的来压显现特点,掌握顶板岩层移动的基本规律,是顶板控制技术的基础。
(一)直接顶初次垮落
长壁工作面自开切眼开始向前推进一定距离后,直接顶岩层在自重和上覆岩层的作用下,将产生变形、破坏与垮落。
为保证安全生产,减轻顶板岩层对采煤工作面的压力,维护一个安全合理的采煤工作空间,当直接顶岩层悬露达到一定跨度时,要对工作空间以外的支架进行第一次的回柱,称为初次回柱放顶。
初次回柱放顶矿压显现特点是:
顶板悬露较完整,变形较小,因此支架载荷小,支架支设不牢,稳定性较差;仅少部分直接顶冒落,大部分顶板悬空不冒,随工作面继续推进,一旦顶板大块垮落,转矩较大,易推倒不太牢固的工作面支架,因此,初次放顶时特别要加强支护系统的稳定性,适当加大控顶距。
初次放顶后,工作面继续推进,直接顶悬露面积增大,逐渐与基本顶离层,当达到其极限垮距时开始垮落,直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。
直接顶初次垮落前工作面顶板状态可近似看作两端固定的双支点岩梁,如图4-7所示。
初次垮落距的大小决定于直接顶的岩层强度、分层厚度及直接顶内节理裂隙的发育程度等,一般为6~12m。
图4-7直接顶初次垮落前顶板状态示意图
(二)基本顶初次垮落
直接顶初次垮落后,随着工作面的继续推进及直接顶不断垮落,基本顶悬露面积逐渐增大,由于基本顶岩层比较坚硬,在一定范围内基本顶呈悬空状态,如图4-8所示,当达到其极限垮距时,基本顶将出现破断失稳,进而发生垮落,造成工作面突然来压的显现。
通常把工作面基本顶在采空区的第一次垮落,称为基本顶的初次垮落。
基本顶在采空区第一次破断失稳的压力显现,称为初次来压。
基本顶初次垮落前的状态也可看作两端固定的双支点岩梁。
初次来压时,工作面至开切眼煤壁的距离叫初次来压步距,初次来压步距的大小决定于基本顶岩层的性质、厚度、地质构造等因素,据实测资料统计,我国长壁工作面的初次来压步距一般为10~55m,特殊的砾岩、砂砾岩顶板可达100~160m。
图4-8初次来压前顶板状态示意图
初次来压时工作面的矿压显现特征是:
顶板剧烈下沉、支架载荷突增、煤壁片帮严重、采空区有顶板断裂的闷雷声等来压显现。
由于基本顶初次来压比较剧烈,而来压前工作面顶板压力较小,因而往往容易疏忽大意而发生事故。
因此,在生产中应加强顶板来压的预测预报,提高支护质量,在单体支架工作面要利用特种支架提高支护系统的稳定性,预防台阶下沉和局部冒顶。
(三)基本顶周期来压
初次来压后,采煤工作面的压力显著减轻。
但是,随着工作面的继续推进,工作面上方的基本顶悬露面积又逐渐增大,当悬露垮度达到其极限垮距时,基本顶在自重及上覆岩层重量的作用下,又将发生折断和垮落,由于这种垮落是随着工作面的推进而重复出现,故称为周期性垮落。
对工作面产生周期性的来压显现,称为周期来压。
两次周期来压(垮落)的间隔时间称为来压周期。
两次周期来压(垮落)时工作面之间距离,称为周期来压(垮落)步距。
基本顶周期垮落前的状态呈单支点的悬梁状态,如图4-9所示,上复岩层的重量将由基本顶的悬顶直接传递给煤壁,部分上覆岩层及已破断的基本顶重量,将直接加在已垮落的矸石上,此时采煤工作面处于基本顶的保护之下。
周期来压步距的大小及来压强度也与基本顶岩石的性质、厚度及地质构造的破坏等因素有关,一般在10~15m。
在同一工作面内,周期来压步距变化不大,且约为初次垮落步距的
~
。
图4-9周期来压顶板状态示意图
周期来压的矿山压力显现特征与初次来压基本相似,通常顶板下沉速度急剧增加、顶底板移近量变大、支架所受载荷普遍增加、煤壁片帮严重、支柱折损、顶板台阶下沉等。
因此,必须加强工作面矿压观测工作,掌握来压预兆、来压步距和强度,及时准确地进行矿压预报,强化工作面支护等。
第三节薄及中厚煤层长壁采煤法的采煤工艺
长壁工作面的采煤生产过程,主要包括破(落)煤、装煤、运煤、支护及采空区处理等工序,其中前三项是为了把煤从采煤工作面采出,简称为采煤;后两项是为了控制顶板,为采煤创造安全的工作条件,通常叫做顶板管理。
采煤工作面进行各工序所用的方法、设备及其相互配合,称为采煤工艺。
目前,我国长壁采煤工作面的工艺方式主要有炮采、普采和综采三种方式。
爆破采煤工艺,简称“炮采”,其技术特征是爆破落煤、人工装煤、机械化运煤,用单体支架支护工作面空间顶板。
普通机械化采煤工艺,简称“普采”,其主要技术特征是用采煤机械同时完成落煤和装煤工作,而运煤、顶板支护和采空区处理与炮采工艺基本相同。
综合机械化采煤工艺,简称“综采”,即破、装、运、支、处等主要生产工序全部实现机械化连续作业的采煤工艺方式,是目前最先进的采煤工艺方式。
由于我国煤矿地质条件差异很大,各地区经济发展也不平衡,多种采煤工艺方式将长期并存。
一、采煤工作面的采煤工作
(一)炮采工艺
炮采工艺是指在长壁工作面用爆破方法落煤、爆破及人工装煤、输送机运煤、单体支架支护的工艺系统。
爆破落煤的工艺过程包括:
打眼、装药、填炮泥、联炮线及放炮等工序。
1.爆破落煤
炮采工作面的落煤,是按照爆破要求,首先在工作面煤壁上用煤电钻打出炮眼。
爆破参数主要包括:
①炮眼深度,主要根据煤层及顶板状况、工作面循环进度来确定,一般采用小进度,每荐炮进0.8~1.2m。
②炮眼布置,依据煤层厚度、煤质软硬、节理方位及发育程度而定,对于中硬煤层,当其厚度小于1m时,可用单排眼;当煤层厚度为2.5m以下时,采用两排眼;大于2.5m时,可采用三排眼,如图4-10所示。
③炮眼的间距,炮眼沿工作面长度方向的间距,视煤层的硬度决定,一般为1~2m。
④炮眼与煤壁的夹角,视煤层硬度而定,一般在50°~80°之间,煤软取大值,煤硬取小值;炮眼在垂直面上与顶、底板之间的夹角和距离,视煤质软硬、粘顶情况及顶板稳定程度而定,以不破坏顶板为原则。
当顶板稳定时,顶眼的仰角为5°~10°,顶眼底部距顶板的距离为0.2~0.5m,底眼的俯角一般为10°~20°,眼底距底板一般为0.1m,以防止丢底煤且便于装煤。
⑤炮眼的装药量,根据煤质软硬而定,底眼的装药量一般为150~600g,顶眼的装药量一般为200g。
⑥长壁工作面应采用分段放炮,一次放炮长度应根据顶板情况、刮板输送机的运输能力以及安全情况来确定。
图4-10炮采工作面炮眼布置示意图
(a)单排眼;(b)对眼;(c)三花眼;(d)三角眼;(e)五花眼
近年来为提高爆破效果,提高出块率,缩短爆破占用的循环时间,在炮采工作面推广使用毫秒爆破技术。
即采用毫秒延期电雷管,一次通电,按照先底眼、再腰眼、最后顶眼的起爆延期顺序,将需要一次爆破工作面长度段内的炮眼全部起爆的爆破技术。
这种爆破方法既可保证工作面内的爆破安全,又可提高爆破效果,还可减小对顶板的震动,有利于顶板的稳定和维护。
同时,有利于提高爆破装煤率,提高炮采工作面的单产和效率。
爆破落煤技术简单,容易掌握,对地质变化的适应性较强,主要用于小型矿井和不宜采用机械化采煤的工作面中。
2.炮采工作面装煤
炮采工作面破落下来的煤,除一部分由爆破作用装入输送机外,大部分由人工攉入输送机。
人工装煤的劳动强度大,工效低且不安全。
因此,应采取措施提高爆破装煤率。
(二)普采工艺
普采工艺是用机械方法破煤和装煤、输送机运煤、单体支柱和金属顶梁支护的采煤工艺系统。
如图4-11所示为普采工作面布置示意图。
图4-11普采工作面布置示意图
1—采煤机;2—可变曲刮板输送机;3—单体支柱;4—铰接顶梁;5—推移输送机千斤顶;6—平巷输送机
普采工作面落煤,可采用滚筒式采煤机或刨煤机,目前应用最广泛的是滚筒式采煤机。
1.滚筒式采煤机落煤和装煤
1)滚筒式采煤机的组成
滚筒式采煤机的种类较多,但就其工作机构来说,可分为单滚筒采煤机和双滚筒采煤机两种。
滚筒式采煤机主要由截割部、牵引部、动力(电动机)部和辅助装置等组成。
图4-12所示为双滚筒采煤机结构示意图。
图4-12 MG150W1型无链牵引采煤机结构示意图
1—电动机;2—牵引部;3、4—截割部齿轮箱;5—弯摇臂;6—滚筒;7、8—行走箱;9—销轨;10—底托架
单滚筒采煤机的功率小,生产能力低,适用于采高不大的中厚煤层。
单滚筒采煤机由于受滚筒在机身一端的影响和工作面两端张紧装置的制约,不能自开切口进刀,在使用单滚筒采煤机或上下平巷较窄的普采工作面,要用爆破法预先开出长3~5m,宽2~3m的下切口和长8~10m宽2~3m的上切口。
双滚筒采煤机的功率较大、生产能力大、牵引速度高,适用于采高较大的中厚煤层,一般作为综采工作面的主要采煤机械。
双滚筒采煤机可实现自开切口进刀,从而取消了人工开切口的工序。
采煤机的牵引方式有多种,按牵引部的传动形式来分,滚筒式采煤机可分为机械牵引、液压牵引和电牵引三种。
按牵引部与外部行走机构配套方式来分,可分为钢丝绳牵引、链牵引和无链牵引,其中钢丝绳牵引是最早的一种方式,因其可靠性差,目前已被淘汰。
2)滚筒采煤机的割煤方式
采煤机割煤方式是指割煤与其它工序的配合方式。
普采工作面常用的割煤方式有以下几种:
(1)单向割煤、往返进一刀(图4-13)
在单滚筒采煤机滚筒直径小于采高时,多采用往返一次进一刀的工艺方式。
即采煤机自工作面下(上)切口向上(下)沿顶
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- 第四 采煤 方法