眾維煤業大傾角孤島工作麵頂板控製技術與管理

眾維煤業大傾角孤島工作麵頂板控製技術與 管理[楊金雨] [眾維煤業，842300] 【摘要】：眾維煤業12031工作麵為大傾角孤島開采，受采動和地質條件的影響以及頂板壓力的威脅，頂板 管理難度加大，通過對頂板合理的進行支護，以及製定有效的防頂板壓力 措施，確保工作麵 安全回采。 【關鍵詞】：大傾角；孤島開采；頂板支護 一、工作麵概況 眾維煤業井田東西長3.7公裏，南北長3.6公裏，麵積13.5平方公裏。煤層平均傾角29度；煤種主要為15焦煤，現已探明儲量7500多萬噸。12031工作麵平均走向長度為791m，傾向長度為166m，工作麵煤層平均厚度2.7m，平均傾角30°，該煤層偽頂不發育，直接頂為細粒石英砂岩，厚度平均為7.93m，基本頂為粗砂岩，厚度平均為24.32m，直接底為炭質粉砂岩和炭質泥岩，厚度平均為7.07m，基本底為中粗粒石英砂岩，厚度平均為6.7m。工作麵無斷層、褶曲等構造，切眼至260m段煤層厚度平均為5.5m，夾矸為0.3m；260m以外煤層中間夾矸平均為2.3m，煤層分為上下兩層，平均厚度分別為2.7m和1.4m。 12031工作麵屬二采區第三個綜采工作麵，工作麵北部為12051工作麵采空區，南部為12010工作麵采空區，西部為1108工作麵采空區，東部為二采區輸送機上山。工作麵回采期間受采空區影響，上下順及工作麵壓力顯現會較為明顯，工作麵回采至停采位置會造成二采區輸送機上山在工作麵對應位置及上下50m範圍內巷道壓力增大。 二、 對大傾角孤島工作麵的認識 談到大傾角孤島工作麵，我們首先想到的一個問題是工作麵在回采中會出現架子傾倒、下滑，前、後兩部溜子下滑、煤幫片幫嚴重、頂板壓力大等現象影響生產。這主要與采區的煤質、采場壓力、工作麵傾角等因素有關。 眾維煤業12010綜采工作麵和12051綜采工作麵均為大傾角工作麵，均采用綜放采煤法已獲圓滿成功。因此， 總結大傾角孤島工作麵的頂板 管理就是全麵細致的綜合 管理，主要表現在以下幾個方麵：包括頂底板管理 、礦壓觀測、采煤機的操作、移溜子、移液壓支架、放頂煤、工作麵上、下端頭超前支護的管理等。這些問題結合在一起管理好了，大傾角孤島工作麵將不再是影響生產和危害人身 安全的難題。 三、頂板支護 設計1、支護形式 工作麵頂板支護選用ZF3600/17/32型液壓支架。上下端頭頂板支護采用ZFG3800/18/32型過渡式液壓支架配合4.6mπ型梁對棚支護。根據巷道高度變化，上順超前采用DW25-250/100、DW28-250/100或DW31.5-250/100型單體支柱配合2.4mπ型梁支護，下順超前采用單體支柱配合DJB1200/300型鉸接梁支護，上下順擴幫段采用單體支柱配合鉸接梁支護。上端頭範圍內支架尾梁處布置一排密集柱，下端頭轉載機尾處布置一排密集柱，間距500mm，有效擋矸。 2、支護阻力驗算 2.1、根據容重計算公式： P=（q+1）×9.8×γ×S×h 式中：P——工作麵頂板支護需要支架的工作阻力，kN； q——動載係數1.5～2.0，根據12031工作麵頂板情況取1.7； γ——頂板岩石容重，取2.5×103kg/ m3； S——支架支護麵積，（支架寬度）1.5m×（支架最大支護長度）4.2m =6.3m2； H——工作麵頂煤厚度，0m（無頂煤）； h——采空區頂板垮落高度， h=[M-H（K1-1）]÷（K-1）+H=2.7m，其中M為采 高，K為岩石碎脹係數，取2.0；K1為原煤碎脹係數，取1.2。 代入數據得：P=（1.7+1）×9.8×6.3×2500×2.7≈1125（kN） ZF3600/17/32型液壓支架工作阻力為3600kN>1125kN，ZFG3800/18/32型過渡式液壓支架工作阻力為3800kN>1125kN，因此ZF3600/17/32型及ZFG3800/18/32型液壓支架能夠滿足本工作麵工作阻力的要求。 3、支護強度驗算： 根據8倍采高計算得： P=8rhg =8×2.5×2.7×9.8 ≈0.5MPa 式中 P——支護強度 g——重力加速度9.8N/kg r——頂板岩石容重取2.5t/m3 h——煤層采高，取2.7m 即工作麵合理支護強度為0.5MPa，ZF3600/17/32型支架平均支護強度為0.55MPa，ZF3600/17/32型及ZFG3800/18/32型液壓支架均滿足要求。 4、12031工作麵礦壓觀測 03manbetx 12031工作麵礦壓觀測 03manbetx ： 圖1：12031工作麵支架平均工作阻力趨勢圖 根據“12031工作麵支架平均工作阻力趨勢圖”顯示 03manbetx ，支架平均工作阻力在2014年10月5日出現第一次高峰值，在2014年10月17日出現第二次高峰值。根據現場拉距計算，10月1日至10月5日之間平均推進21.6m ,10月6日至10月17日之間平均推進43.2m，綜合 03manbetx 周期來壓步距為21.6m-43.2m，平均來壓步距為32.4m。 5、礦壓觀測分析結論 根據工作麵2014年10月1日至2014年10月31日工作阻力顯現規律及壓力顯現最大值來看，工作麵周期來壓步距在21.6m-43.2m，平均來壓步距為32.4m。 通過以上分析數據顯示，工作麵周期來壓期間，平均最大壓力顯現值為29MPa，本工作麵選用的支架最大所能承受工作阻力為35.4 MPa，所以本工作麵選用ZF3600/17/32型液壓支架支護強度能夠滿足工作麵的支護要求。 6、乳化液泵站 6.1、泵站及管路選型、數量：乳化液泵2台，選用型號為BRW250/31.5型，裝備兩泵一箱（乳化液泵箱的型號為:X10RX型）。噴霧泵兩台，選用型號：BPW250/6.3型，裝備兩泵一箱。供液管路選用Φ50及Φ25型高壓膠管，耐壓45MPa以上。 6.2、泵站設置位置：乳化液泵站放置在12031上順槽，同設備列車放置在一起，距工作麵的距離不小於30m。 6.3、泵站使用規定：保證泵站壓力大於30MPa，乳化液濃度3%-5%，加強支架與係統的維護，杜絕係統的竄漏夜。 四、頂板管理 1、工作麵頂板管理 12031工作麵采用全部垮落法管理頂板，采空區頂板隨支架前移自行垮落。最大控頂距4.2m，最小控頂距為3.6m，采用及時移架支護方式，移架在采煤機上行清煤後滾筒滯後3～5架追機進行，超過此距離或發生冒頂時，必須停止割煤。 1.1正常工作時期頂板支護方式 1.1.1移架方式： 采用單架依次順序式，本架操作，由機頭至機尾順序移架。操作時人員站在待移支架底座上，其餘人員躲至待移支架上方至少5m處。 1.1.2支護質量 標準： （1）工作麵支架中心距保持1500±100mm。 （2）支架立柱必須成排，允許偏差±50mm。 （3）支架頂梁與頂板平行，最大仰、俯角小於7°。 （4）支架與運輸機垂直偏斜小於±5°，支架歪斜小於±5°。 （5）支架頂梁不能有明顯錯差（不超過頂梁側護板的2/3）。 （6）支架初撐力不小於額定初撐力的80%（即柱壓不小於24MPa）。 （7）保持支架接頂嚴密，支架立柱活柱伸出長度不得低於300mm。 1.1.3傘簷長度超過1m時，其最大突出部分不超過200mm；傘簷長度在1m以下時，其最大突出部分不超過250mm。 1.1.4泵站壓力要求及保證初撐力 措施。 （1）泵站壓力不能小於30MPa。 （2）液壓管路、控製閥件不能有漏液、竄液現象，對損壞的密封件和配件等要及時更換。 （3）泵站司機要保證乳化液泵始終在完好狀態下運行。 （4）支架頂梁接頂嚴密，受力狀況良好。 （5）移架前要將架前浮煤浮矸清理幹淨，頂梁上有大量浮煤浮矸時，要及時降架人工處理。 （6）升架時，在支架頂梁接頂後，要至少停留3～5s，再把升架手把打至中位。 1.1.5、最大、最小控頂距，端麵距最大尺寸及端麵距超寬的處理方法：支架最小控頂距為3.6m，最大控頂距為4.2m。端麵距最大尺寸不超過340mm。端麵距超寬的處理方法：視煤壁片幫尺寸及移架情況而定，端麵距超限時，伸出支架伸縮梁護頂；如果伸縮梁伸出後還超寬時，要及時超前拉架護頂。如果采取以上方法，端麵距仍不能滿足要求，則必須架臨時棚護頂；架棚時，每架支架架設兩棚，所用梁為Φ180mm以上的圓木，一頭搭在支架頂梁上,搭接長度不小於500mm，另一頭在煤壁側打貼幫柱，且保證貼幫柱至前溜擋煤板間距不小於2.5m，以便采煤機能順利通過；在兩根梁上用半圓木背實接頂。 1.2過斷層及頂板破碎時的頂板管理 1.2.1過斷層時破頂不破底跟頂回采，護頂先護幫，支架有勁不超高，嚴禁托頂煤回采，斷層在端頭時跟巷道回采。 1.2.2過斷層時，必須根據12031下順槽實際送巷揭露岩煤及巷道坡度情況挑頂，既要有利於端頭支護，又要確保過斷層後能及時跟上煤層底板又不致挑頂破岩過多。 1.2.3采煤機滾筒通過斷層破碎帶後立即伸出前梁，移架距采煤機後滾筒4～6架，煤壁區片幫、端麵距超過規定時必須帶壓移超前架。若移架速度跟不上采煤機運行時，要控製采煤機速度，必要時停機移架，采煤機停機時移架及時跟上。 1.2.4采煤機司機嚴格控製采高，確保采高在支架的支護範圍內，嚴禁出現采高超過或出現支架壓死、采煤機無法通過現象。 1.2.5斷層影響範圍內頂板破碎必須超前移支架，頂板落差頂空處必須用木料接實，支架頂梁升平，升足勁。 1.2.6必須加強支架的日常維護，嚴禁支架自降，移架時合理操作，盡量少降支架帶壓移架，必要時用千斤頂或單體支柱輔助移架。 1.2.7過斷層時，如岩石堅硬，嚴禁采煤機強行破岩，應製定專項 技術 措施。 1.2.8煤層變薄時，采取跟底破頂回采，如頂板岩石堅硬，應製定專項 技術 措施。 1.2.9局部掉頂必須及時停運輸機，接實頂板後再進行割煤。 1.2.10嚴格遵守回采過程中破頂不破底的原則，當支架在最大允許采高時，采取預留底板破頂煤回采。 1.2.11當工作麵局部遇褶曲時，必須跟隨褶曲的堅硬頂煤回采，同時降底采高，及時伸出前梁及護幫板。 1.2.12當工作麵局部遇層理、節理頂煤較發育時，必須提高整體支撐強度，減少頂底板移近量，同時降底采高，及時伸出前梁及護幫板。 2、巷道及端頭頂板管理 2.1工作麵正常生產期間兩端頭支護形式 正常情況下本工作麵上端頭采用3架、下端頭采用3架ZFG3800/18/32型過渡支架配合4.6mπ型梁對棚支護頂板。上端頭範圍內支架尾梁處布置一排密集柱，下端頭轉載機尾處布置一排密集柱，間距500mm，有效擋矸。工作麵生產期間，采煤機割完機頭、機尾三角煤後，及時將過渡架前移，然後將端頭π型梁支護前移。 2.2支護質量要求 2.2.1對棚為一梁四柱，隨工作麵推進邁步前移，步距600mm。對棚梁間距不大於150mm。對棚距支架超過500mm或對棚距巷幫超過500mm時，必須增加π型梁支護，兩對棚間距不大於800mm。 2.2.2π型梁要接頂嚴密，頂板凹凸處用木料填實。每根單體支柱必須係防倒繩。 2.2.3上、下 安全出口高度不得低於1.8m，行人寬度不小於0.8m，保證 安全出口暢通。單體支柱活柱行程不得小於200mm，不得大於700mm。 2.2.4如遇到底板鬆軟時應穿柱鞋。單體支柱鑽底量不得大於100mm。 2.2.5根據煤層厚度的變化情況及時更換與之相適應的單體支柱。 2.2.6兩端頭單體支柱柱壓不得小於11.5MPa。循環注液，每班不少於3次。 2.2.7工作麵下端頭過渡架與π型梁搭接處頂板必須加強支護，必要時可采用增加π型梁的方法支護，防止大塊煤矸掉落砸壞機頭並傷及工作人員。 2.3上、下順槽頂板管理 2.3.1回采期間，工作麵進風順槽不準留尾巷，回風順槽尾巷長度不超過0.8m。為確保工作麵推進時采空區頂板及時充分垮落，采取對上、下隅角煤層頂板進行超前鬆動爆破，縮短回采期間頂板懸頂麵積，減小回采期間的頂板來壓對工作麵的衝擊和影響。 2.3.2 12031上、下順槽強製放頂眼布置方式：使用岩石鑽機在上順槽距煤牆2m處開始按照間距2.4m布置鬆動炮眼，每組至少打兩個鑽孔，鑽孔直徑75mm，1#鑽孔距上幫0.6m，與巷道頂板的夾角為60°，鑽孔深度4m，終孔位置伸入岩石頂板垂直距離3.46m；2#鑽孔布置在巷道中間位置，距1#鑽孔1.5m，與巷道頂板的夾角為60°，鑽孔深度4m，終孔位置伸入岩石頂板垂直距離3.46m。使用岩石鑽機在下順槽距煤牆3.06m處開始按照間距2.4m布置鬆動炮眼，每組打一個鑽孔，鑽孔距下幫0.6m，與巷道頂板的夾角為40°，鑽孔深度4m，終孔位置伸入岩石頂板垂直距離2.57m。 2.3.3 12031上、下順槽強製放頂鑽孔裝藥及起爆規定：上、下順槽鑽孔深度4m，伸入岩石頂板4m，裝藥長度1m，采用礦用乳化炸藥，每卷長200mm，直徑32mm，重量0.2㎏，按3個一捆裝入，共裝5捆15卷，重量3㎏，炮眼封泥至眼口，采用1發瞬發電雷管起爆。上、下順槽強製放頂期間嚴禁在采空區爆破。爆破後出現頂板破碎情況時，使用直徑不小於160mm、長度不小於3m的圓木背頂支護，圓木間距不得大於500mm,防止頂板破碎出現網兜。 圖2：12031上、下順槽強製放頂鑽孔布置平、剖麵示意圖 五、防治地鼓管理 1、頂板壓力危險趨勢分析及危險區劃定 1.1工作麵頂板壓力危險 評價12031工作麵為大傾角孤島開采，工作麵傾斜長度為166m，工作麵進行綜采采煤後，由於頂板壓力大，工作麵處於頂板壓力範圍內，且工作麵支護強度高，因此工作麵內部壓力危險較弱。由於綜采工作麵支撐有壓力範圍大，出現壓力疊加的可能性較大，上下巷壓力危險相對較強。 1.2 壓力危險區域劃分 上下巷超前100m範圍內；工作麵切眼及頂板來壓影響時期內。 2、頂板壓力解危措施 當工作麵出現頂板壓力危險後，應立即對上下隅角頂板實施爆破強製放頂，以減輕頂板壓力。 六、結論 截至2015年3月22日工作麵平均回采506.8m，由於對頂板進行了合理的支護，根據實際情況製定了上下巷擴幫落底等有效措施，同時嚴格按照製定好的措施進行作業，杜絕了“三違”，整個回采過程中，沒有發生大的影響安全生產的頂板 02manbetx.com ，頂板支護管理工作呈現出穩定、良好局麵。時間證明，盡管孤島開采工作麵頂板管理難度大時刻麵臨頂板壓力的危險，但隻要具體情況具體分析，製定切實可行的措施，在頂板支護管理工作中定會取得預期的效果。