资源描述:
煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 我国有大量的不稳定煤层赋存, 以河南新密地区 为例, 煤层厚度、 坡度变化大, 厚度 0~10m, 属于典型 的 “鸡窝煤” , 不稳定煤层巷道大多沿煤层底板掘进, 利于回采, 顺槽高度约 3.5~4m, 上方留设顶煤, 由于 顶煤厚度变化大, 锚杆索支护难以设计, 且煤质异常 酥软, 后期有较大的冒顶风险, 因此多采用架棚支护。 顺槽掘进面临的最大问题是迎头帮部煤体掘出后, 临 时支护前, 顶煤存在的冒落风险, 造成极大的安全隐 患和后续处理问题,在遇到地质构造时问题更为严 重。 本文以大磨岭煤矿 12051 工作面进风顺槽掘进为 试验对象, 进行不稳定松软煤层沿底留顶煤顺槽安全 掘进技术研究。 1工程背景 大磨岭煤矿 12051 工作面为 12 盘区首采工作 面, 开采二叠系山西组二 1 煤层, 埋深 428m~494m, 布置 12051 皮带顺槽和 12051 进风两条顺槽,如图 1。顶底板岩性见表 1 所示。 12051 进风顺槽满足回采时的进风、行人等要 求, 总长 556m。沿着二 1 煤层底板掘进, 采用钻爆法 手镐落煤掘进施工方法。 图 112051 顺槽与工作面位置关系 表 1顶底板岩性表 临时支护方式 用前探梁紧跟工作面迎头, 前探 梁沿巷道走向布置两根,前探梁与顶煤之间挂网、 用 半圆木及木楔子背实, 最大空顶距不大于 300mm。 永久支护方式 巷道断面为斜墙三心拱, 掘进断 面 为 中 高 中 宽 下 底 角 宽 3750 4900 5472mm, 掘进断面积为 17.13m2。巷道采用 29U三心 松软煤层沿底留顶煤顺槽安全掘进技术研究 张 炎 朝 (霍州煤电集团霍宝干河煤矿 ,山西 霍州 031400 ) 摘要 大磨岭煤矿煤层松软, 顺槽沿底留顶煤掘进, 极容易发生顶煤冒落, 掘进效率低下, 安全隐患 突出。 分析了顶煤冒落原因和解决思路, 认为顶煤加固的重点应是提高顶煤自身完整性和与上部稳定 层位煤岩体的粘接能力, 使其不发生冒落, 提出 “超前管棚 超前预注” 加固方案。结果表明 日掘进 进尺比原来提高 80, 未发生顶煤冒落情况, 显著提高了掘进速度和安全性。 关键词 沿底留顶煤 ; 顶煤冒落 ; 超前管棚 ; 超前预注 ; 掘进进尺 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 02- 0021- 03 Research on Safe Excavation Technology of Soft Coal Seam along Bottom Coal Retaining Top ZHANGYanchao (Huozhou Coal and ElectricityGroup Huobaoganhe Coal Mine , Shanxi Huozhou031400 ) Abstract The coal seam of Damoling Coal Mine is soft, and it is excavated along the bottom. It is very prone to the collapse of the top coal, the tunneling efficiency is low, and the safety hazard is outstanding. The causes and solutions of the top coal caving are analyzed. It is believed that the focus of the top coal reinforcement should be toimprove the integrity of the top coal and the bonding ability with the upper stable layer coal rock mass sothat it does not fall off. We proposed the “advanced pipe shed advanced pre- injection“ reinforcement program. The results showthat the daily excavation footage is 80 higher than the original, and there is no roof coal caving, which significantly improves the tun- nelingspeed and safety. Key word alongthe bottomretainingtop ; top coal falling; advanced pipe shed ; advanced pre- injection ; dailyexcavation footage 顶底板名称岩石类别厚度/m 顶板 基本顶中粒砂岩5.89~13.2m 直接顶中、 细粒砂岩2.86~5.7m 伪顶炭质泥岩、 泥岩0.1~1.0m 煤层0.1~12.0m 底板 直接底炭质泥岩0.6~1.0m 老底菱铁质泥岩2.8m~6.7m 21 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 拱钢棚 阻燃塑编网 半圆木或木穿杆背帮背顶的 支护方式, 棚距 600mm。 2存在的主要问题及原因分析 存在的主要问题 目前 12051 工作面进风顺槽掘 进头由于顶部煤岩体酥软, 爆破落煤后对顶部产生震 动影响, 容易使顶煤发生冒落, 带来严重的安全隐患, 前期多次发生顶煤冒落情况,冒顶高度 6m~10m, 给 后续处理带来极大的工作量, 日掘进进尺不足 2m, 急 需采取措施进行预防处理, 保障安全快速掘进。 原因分析 经现场调研发现, 煤层条件变化大, 煤 体 f 值仅 0.21~0.28, 属于极软煤层, 顶煤中有薄层夹 矸。煤体泥化严重, 潮湿, 易风化, 粘接性和抗拉强度 极低,受压表现为浅层明显鼓出而深层变化较小, 顶 煤受扰动容易发生离层冒落, 裂隙不发育, 可注性差。 由此可见, 煤体本身性质是顶煤冒落的内因, 爆破扰 动是顶煤冒落的外因。 3超前管棚 超前预注加固方案 3.1方案设计理论依据 迎头帮部爆破落煤后,顶部缺少支护形成空顶, 在极短的时间内可能发生冒落,甚至来不及临时支 护。 顶煤加固的重点应是提高顶煤自身完整性和与上 部稳定层位煤岩体的粘接能力,使其不发生冒落, 给 临时支护提供作业时间。因此,“超前管棚支护 超 前浅孔预注” 是目前较为可行的方法, 通过管棚的使 用, 增加顶煤自身的结构完整性, 通过预注浆, 使管棚 在钻孔内形成全长锚固, 强化管棚对于顶煤离层的敏 感性, 从而控制顶煤离层冒落。 3.2超前管棚支护方式 掘进每个爆破循环进尺 0.6m,每一个循环进行 一次超前支护、 临时支护和永久架棚支护。爆破打钻 前, 在掘进迎头顶角下方 0.2m, 施工直径 Ф50mm 钻 孔, 孔深 3m, 仰角 20, 钻孔间距 600mm, 每个断面 布置 7 个钻孔, 编号 1~7, 如图 2 所示。 (a )平面图(b)剖面图 图 2迎头断面钻孔布置示意图 使用直径 Ф45mm, 长 2500mm, 壁厚 5mm 的无 缝钢管插入孔底, 形成管棚。 3.2超前预注 3.2.1封孔 超前管棚安装完毕后,利用该钻孔进行注浆, 不 再另外打注浆孔。 采取全部封孔、 间隔注浆方式。 即 仅注 1、 3、 5、 74 个钻孔, 2、 4、 6 只封孔不注 浆,依靠注浆钻孔浆液扩散对不注浆钻孔进行填充, 减少注浆时间, 提高施工效率。 不注浆钻孔封孔方式 在孔口内进行填塞棉纱处 理, 填塞深度不小于 300mm, 防止漏浆, 如图 3a。 注浆钻孔封孔方式 采用 1214 铝塑管注浆, 铝塑 管长度 2500m,孔口外漏 200~300mm便于连接注浆 管, 孔口内 500mm采用棉纱填塞封孔, 如图 3b。 (a ) 不注浆钻孔封孔方式(b)注浆钻孔封孔方式 图 3封孔结构示意图 3.2.2注浆 注浆材料 注浆目的是增加顶煤粘接性, 应选用 粘接性能优良的高分子注浆材料玛丽散, 玛丽散分为 A型和 B型两种组份, A组分为无色半透明液体, 蓝 色塑料桶包装, 规格为 32kg/ 桶, B组分为改性树脂, 黑色塑料桶包装, 规格为 24kg/ 桶。现场使用按照一 桶 A配合一桶 B, 即体积比为 11。混合固化后具有 强度高、 绝对阻燃、 反应温度低 (低于 100℃ ) 、 适用性 强等特点。主要性能见表 2。 表 2玛丽散主要性能参数表 注浆设备 采用双组份气动注浆泵, 须提供稳定 的矿井风压 0.4~0.8MPa,压风流量不低于 5m3/min, 注浆泵输出压力 0~25MPa,注浆流量 0~19L/min, 可 通过调节进气阀控制输出压力和流量; 注浆压力 注浆压力原则上越大越好, 注浆压力 越大, 扩散半径越大, 注浆效果越好, 但过大的注浆 压力容易导致松软煤体整体鼓出,因此注浆压力应 控制在 2MPa~10MPa,当煤体出现异常鼓出时立即 停止注浆。 3.3循环方式 掘进头每向前掘进 3 个循环, 进尺 1.8m, 架 3 架 棚, 进行一次 “超前管棚 超前预注” 加固方式, 保证 产品名称 闪点 /℃ 发泡 倍数 抗压强度 /MPa 抗拉强度 /MPa 抗剪强度 /MPa 粘接强度 /MPa 玛丽散>2001~1.2>50>20>20>3 22 ChaoXing (上接第 20 页) 图 411101 轨道巷围岩位移规律 5结论 为保证正帮煤业 11101 轨道巷沿空留巷期间围 岩的稳定, 通过理论分析、 数值计算对柔模泵送混 凝土巷旁充填体具体的参数进行设计, 充填体的宽 度确定为 1.2m, 单个柔模长度为 2.4m, 加固锚栓间 排距为 800mm, 数值模拟研究结果表明该方案的合 理性和可行性, 工程应用期间进行围岩位移现场监 测, 顶板相对移近量最大达 283mm, 两帮移近量最 大达 305mm, 11101 轨道巷留巷期间围岩位移处于 合理范围内, 取得了良好的支护效果, 最终成功的 应用了沿空留巷技术。 参考文献 [1] 张绪力. 沿空留巷支护技术在煤矿综放面开采作业中的 应用研究[J].石化技术,2019,26 (04) 92- 93. [2] 佟庆大.倾斜薄煤层机采工作面沿空留巷技术研讨[J].黑 龙江科学,2019,10 (08) 160- 161164. [3] 钱志良.变厚煤层沿空留巷变形破坏原因及规律[J].煤矿 安全,2019,50 (04) 181- 185190. [4] 董东. 综放沿空留巷围岩变形特征及支护技术实践研究 [J].山西煤炭,2019,39 (02) 61- 6367. 作者简介 任贵成 (1973.11.2-) , 男, 山西孝义市人, 毕业于阳泉煤 炭专科学校, 中级工程师, 现从事研究采煤。 (收稿日期 2019- 12- 13) 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 管棚压茬长度不小于 0.4m, 如图 4 所示。 图 4循环加固方式示意图 3.4工程量及效果考察 工程量 采用 “超前管棚 超前预注” 加固方案试 验掘进长度 150m, 单孔注浆量约 0.2t, 每个断面注浆 量约 0.6t, 消耗钢管 7 根, 共计 “超前管棚 超前预 注” 循环 84 个, 累计消耗注浆材料 50.5t, 消耗钢管 588 根。 效果考察 试验掘进长度 150m, 用时约 41d, 平 均进尺 3.6m/d,掘进工作面未发生顶煤冒落情况, 与 注浆加固前的 2m/d 相比, 提高了 80, 显著提高了 掘进速度和安全性。 4结论 1 ) 不稳定松软煤层沿底掘进, 放炮震动易引起顶 煤冒落, 造成严重安全隐患和巨大的巷修工作量; 2 ) 分析认为煤体本身性质是顶煤冒落的内因, 爆 破扰动是顶煤冒落的外因, 顶煤加固的重点应是提高 顶煤自身完整性和与上部稳定层位煤岩体的粘接能 力, 使其不发生冒落, 给临时支护提供时间; 3 ) “超前管棚支护 超前浅孔预注”循环加固方 案试验长度 150m, 消耗注浆材料 50.5 吨, 消耗钢管 588 根, 效果考察表明, 日掘进进尺 3.63.6m/d, 比注浆 前提高 80, 未发生顶煤冒落情况。 参考文献 [1] 郑伟.多构造软岩工作面冒顶治理工程实践 [J].煤矿安 全, 2018, 49 (8) 1- 4. [2] 牛福龙.塔山矿松软煤层中特大硐室掘进与支护技术[J]. 煤炭科学技术, 2008, 36 (11) 30- 32. 作者简介 张炎朝 (1990-) , 男, 山西霍州人,2015 年毕业于安徽理 工大学, 工学学士, 目前在霍州煤电霍宝干河煤矿掘进五队 工作, 从事采掘和安全管理方面的工作。 (收稿日期 2019- 2- 22) 23 ChaoXing
展开阅读全文