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東灘煤礦3308 綜放工作面沿空巷道治理及支護技術研究

2024-01-23 01:46
煤礦現代化 2024年1期
關鍵詞:支設工字鋼單體

馮 冉

(兗礦能源集團股份有限公司東灘煤礦, 山東 鄒城 273500)

隨著礦井資源整合,為了不造成資源浪費,設計采煤工作面時順槽沿臨近采空區布置,且預留煤柱寬度較小。這樣在開采過程中時常遇到沿空順槽[1]圍巖變形,嚴重影響工作面正?;夭傻那闆r。東灘煤礦3308 綜放工作面回采過程中軌道順槽受超前支承應力影響,巷道變形嚴重,影響順槽支架拉移及人員安全,在大量現場調研及以往累計經驗的基礎上對工作面沿空巷道治理技術及安全措施進行了研究,將對保障采煤工作面正常推進及促進安全生產具有重要意義。

1 工程概況

33308 綜放工作面位于三采區北部,北鄰3309綜放工作面(未準備),南鄰3307 綜放工作面采空區(間隔煤柱4m),西鄰東灘煤礦與興隆莊煤礦井田邊界煤柱,東鄰三采區軌道巷?;夭啥B系山西組3煤層,煤層厚度6.70~8.80 m,平均8.09 m。3 煤層結構簡單,含2 層夾矸,巖性為泥巖或粉砂巖,由東向西逐漸變薄尖滅。煤層傾角0°~10°,平均5°,煤層波狀起伏,產狀變化較大,煤層普氏硬度f=2~3。

2 沿空巷道面臨問題及施工方案

2.1 軌道順槽超前支護段圍巖變形量大

受工作面超前動壓及沿空側向支承壓力影響,軌順側圍巖變形較大。同時,FQ16 斷層構造應力與工作面超前支承壓力疊加,斷層附近的應力集中,加劇順槽圍巖變形程度。3308 工作面FQ16 斷層平面示意圖如圖1 所示。

圖1 3308 工作面FQ16 斷層平面示意圖

2.2 工作面過FQ16 隱伏斷層

2.2.1 斷層基本情況

3308 工作面FQ16 正斷層,落差0~9 m,面內延伸長度約81m,影響工作面回采長度大于400 m。直接頂為粉、細砂巖互層,厚12.5 m,直接底粉砂巖,厚1.9~2.2 m。

2.2.2 FQ16 隱伏斷層揭露情況

工作面軌順側推進至876 m 時,在面內155 號架揭露FQ16 隱伏正斷層(H=0~9 m),落差1 m,為近走向斷層,走向延伸距離大于400 m,斷層沿工作面傾向延伸距離約81 m,斷層最大有20 m 的拉伸區域,拉伸區為全巖;軌順1 123 m 附近,斷層面距離軌順煤壁最小距離約5.5 m。

2.3 圍巖變形原因分析

2.3.1 構造影響因素

3308 軌順擴修工程集中在101~138 號收尺點間,該區域位于C10 向斜與C10-1 背斜之間,煤層波狀起伏,水平構造應力較高,易造成巷道頂板下沉、底板鼓起、兩幫位移現象。同時受FQ16 正斷層作用,軌順巷道位于斷層上盤下降區域,隨工作面回采,上覆巖層壓力不斷前移,斷層構造應力與工作面超前支承應力疊加,使斷層附近的支承應力增高。另外,工作面開采引起斷層活動,易誘發能量釋放,造成巷道圍巖變形增加。

2.3.2 煤層賦存因素

3308 工作面主采3 煤層,煤層結構復雜,含2層夾矸,內生裂隙發育,參差狀斷口,采用鉆孔窺鏡進行觀測,頂板上方煤體破碎、離層,裂隙整體發育程度高,直接頂巖石破碎、離層,裂隙整體發育程度良好。頂板破碎程度高,造成主動支護強度下降,是頂板下沉的重要原因之一。

2.3.3 被動CT 反演情況

根據3308 工作面被動反演報告,明確工作面波速高值及異常區域影響因素:回采擾動、斷層及覆巖活化運動等,工作面回采擾動及斷層活化是沖擊動載的主要力源。反演結果表明,軌順變形區域,受斷層影響應力集中程度相對較高,在回采擾動下,壓力不斷釋放,造成巷道圍巖變形增大。

2.4 施工方案

2.4.1 補強主動支護

1)109~140 號收尺點,頂板隔排橫向施工29U錨索梁。錨索梁施工位置沿走向敷設一片菱形網,菱形網與頂板原菱形網隔扣相連;按照1 根梁配3 根錨索的方式施工,錨索規格φ22 mm×10 000 mm。

2)采幫煤壁距離頂板鋼帶端頭大于500 mm 區域,距離采幫約300 mm 位置施工走向29U 錨索梁;按照1 根梁配3 根錨索的方式施工,錨索規格為φ22 mm×10 000 mm。

3)為避免出現新舊錨索梁出現壓接現象,現場已施工走向29U 錨索梁區域,在兩走向錨索梁之間橫向補打一組29U 錨索梁。

4)頂板不平整區域,為保證錨索梁支護效果,在頂板與錨索梁之間使用木料填充備實。

2.4.2 補強被動支護

1)軌順109~140 號收尺點巷道兩側靠幫各支設一排單體,單體上方使用長1.2 m 一字梁接頂(一梁兩柱),下方穿鞋,單體間使用硬連接防倒。單元支架安設區域,在單元支架架間補充單體支護。

2)超前支護段單元支架均勻布置,初撐力不低于12 MPa,確保支護效果。

3)順槽支架段采幫補支腰幫單體,上方使用長1.2 m 一字梁接頂(一梁兩柱,必要時加密支設),下方穿鞋,單體間使用硬連接防倒。任意兩棵單體與采幫間腰線位置上下分別橫向設置一塊大板,大板間距900 mm,大板里側(采幫側)敷設菱形網,并使用10 號鐵絲將菱形網可靠捆綁在大板上,大板與幫部間空隙使用背板備實。

4)順槽支架上每間隔1 m 上1 根工字鋼,并使用不小于10 號鐵絲吊掛在頂板金屬網上,工字鋼長度要確保伸入順槽支架兩側頂梁上方不小于0.8 m,同時確保工字鋼平面接觸支架頂梁;順槽支架拉移前,為減少頂板下沉,必須在工字鋼下支設臨時單體支柱輔助支撐頂板。隨工作面推進,工字鋼進入順槽支架后,使用單體或端頭支架支撐維護。3308 工作面軌道順槽腰幫示意圖如圖2 所示。

圖2 3308 工作面軌道順槽腰幫示意圖

2.4.3 礦壓觀測

1)順槽頂板離層儀觀測:工作面回采期間對工作面順槽內超前液壓支架向外的所有頂板離層儀進行定期監測和管理。超前工作面100 m 范圍內的頂板離層儀,每班進行測讀和記錄;超前工作面100 m范圍以外的頂板離層儀,每周一次進行測讀和記錄;按規定及時填寫頂板離層儀觀測牌板。

2)圍巖變形觀測:3308 軌順順槽采用十字布點法布置圍巖變形觀測測站,測站間距不大于50 m,可根據現場實際條件加密布設。圍巖變形測站工作面100 m 范圍內每天觀測一次,100 m 范圍之外每周觀測1 次,及時將觀測數據填寫在圍巖變形觀測管理牌板上。

3)動力現象觀測:工作面回采期間要加強動力現象觀測,對煤爆、頂板壓力顯現、采空區懸頂情況及動力顯現等現象進行觀測,如發現壓力突增或出現沖擊氣流等異常動力現象時必須及時停止作業并匯報礦調度及防沖監控室。

4)支架阻力監測:支架工作阻力通過支架壓力傳感器傳遞給支架控制器,通過連接線路連接至控制臺主機中并傳輸至環網中。工作面支架必須達到初撐力,正常支架和端頭支架初撐力≥24 MPa,順槽支架、單元支架保證初撐力≥12MPa。

2.4.4 順槽支架前擴修

1)順槽支架前擴刷采幫全斷面及不采幫突出部位,擴刷后,巷道寬度不小于4.5m;順槽支架前全斷面臥底,確保高度不低于3.4m。

2)采幫進一步補強支護。采幫用T 型幫部鋼帶(2 100 mm×140 mm×5 mm, 3 組孔,孔距900 mm;1 200 mm×140 mm×5 mm,2 組孔,孔距900 mm)及150 mm×150 mm×10 mm 托盤配合φ20 mm×2 200 mm 左旋全螺紋樹脂錨桿進行支護。鋼帶排距1 000 mm,其中最上部1 根使用φ22 mm×3 000 mm錨索配合300 mm×300 mm×16 mm 托盤代替;中間1 根錨桿使用φ22 mm× 5 000 mm 錨索配合300 mm×300 mm×16 mm 托盤代替。擴刷錨網支護后幫部每排使用2 100 mm×140 mm×12 mm 鋼帶,φ21.8 mm×8 000 mm 錨索配合300 mm×300 mm×16 mm 托盤進行加固。

3)不采幫重新敷網施工150 mm×150 mm×10 mm 托盤配合φ20 mm×2 200 mm 左旋全螺紋樹脂錨桿進行支護。擴修后,及時向幫部改支單體,確保單體距離幫部間距不大于100 mm。

4)單元支架支設位置臥底時,保留單元支架底座周邊不小于0.5 m 范圍,待周邊區域完成臥底后,將單元支架挪移至已臥底位置支設,隨后對原底座區域完成臥底,并及時改支單體。

2.4.5 順槽支架內及其后方擴修

1)擴刷順槽支架段采幫,保證擴刷后頂底板分別與順槽支架頂底面平齊,同時確保巷道寬度不小于3.5 m,擴刷后,第一時間緊固幫部錨索、錨桿支護,確保托盤緊貼煤壁,并跟進擴刷施工改支腰幫單體。順槽支架全斷面臥底,保證巷高不低于3.4 m。

2)跟進擴刷、臥底施工超前拉移順槽支架,支架拉移前,在拉移支架范圍內頂板工字鋼下支設不少于4 棵單體輔助支撐頂板,減少頂板下沉;使用單體將支架采幫側向采幫靠,確保安全出口寬度不小于1 m。順槽支架超前拉移后,5 號順槽支架后端兩幫位置按照上述方式及時支設腰幫單體。兩排單體間距大于2 m 時,在巷中位置按照排距1 m 在頂板工字鋼下支設一排單體。軌順拖后小支架超前拉移后,在205 號架側靠不采幫按照排距1 m 支設一排單體,若205 號架側寬度大于2 m 時,在205 號架側中部位置按照相同方式支設一排單體。

2.4.6 其他措施

1)不采幫擴刷完畢后,當班對不采幫裸露煤壁噴涂封堵材料,隔絕向采空區漏風。

2)現場使用ZQ4000/22/48DB 型單元支架與原ZQ2000/22/48A 型單元支架聯合雙排布置在順槽支架前巷道兩側,保證單元支架中心距5 m,±1 m。替換現場支架安裝位置支設的單體支柱。3308 工作面軌道順槽擴修及支護示意圖如圖3 所示。

圖3 3308 工作面軌道順槽擴修及支護示意圖

3 工作面過FQ16 斷層方案

3.1 過FQ16 斷層施工方法

1)工作面揭露FQ16 斷層過程中,加強斷層位置前后頂板管理,面內揭露寬度超過5 m 的破碎帶時,對煤壁及頂板進行局部加注煤巖體加固材料。加注高度不低于支架1 m,深度不小于煤壁向前3 m,孔距3~5 m,并及時上鋼、上網加強支護。

FQ16 斷層上盤斷層面延伸至198 號架(斷層面距軌順煤壁約12.5 m)時,超前工作面煤壁5 m,在軌順采幫加注煤巖體加固材料。每次加注2 孔,孔距3~5 m,每孔加注約3 t,加注高度不低于巷道頂板1 m,深度不小于煤壁向里3 m;隨工作面推進,根據軌順三角區頂板狀況按照上述方式進行超前加注。

2)斷層與工作面近似垂直,在面內位置延伸速度較慢,過斷層期間,斷層面向機頭方向按照不大于5°提刀,機尾方向順平沿3 煤底板截割,工作面內底板杜絕出現傾向方向大于8°坡。

當斷層落差小于3.5 m 時,斷層面向機頭方向最大割矸量不超過1.8 m,斷層面向機尾方向順平底板截割。

當斷層落差3.5~5 m 時,斷層面向機頭方向最大割矸量不超過2.5 m,斷層面向機尾方向順平底板截割。

當斷層落差大于5 m 時,斷層面機頭方向15 組向機頭沿3 煤底板截割,斷層面至機頭方向15 組支架范圍內按照運輸機傾向不大于8°推進,斷層面向機尾方向順平底板截割。隨工作面推進,斷層面延伸至195 號架時,175~185 號按照6°提刀推進,機頭方向順平并沿3 煤底板截割,機尾方向順應巷道截割,確保工作面內傾向方向不出現大于8°坡。

3)沿工作面走向,斷層后期向面內發育,不確定性增加,生產過程中,及時根據斷層落差情況,調整截割層位。

3.2 技術要求

1)為有效控制斷層面前、后頂板,斷層面前、后10 組支架采高控制在3.4m,±0.1 m,頂板完好時支架要升實并達到初撐力,因頂板破碎無法達到初撐力的支架,必須與相鄰支架襯平,相鄰支架不出現錯茬(不超過頂梁側護板高的2/3)。

2)工作面頂、底板割平,不出現傘檐、臺階,兩端頭頂(底)板與順槽頂(底)板順平,嚴禁出現大于200 mm 的臺階。

3)嚴格控制支架支撐狀態,頂梁接頂嚴實,支架前梁(伸縮梁)梁端至煤壁頂板垮落高度不大于300 mm,后柱不能高于前柱。

4)正常頂板條件下,支架頂梁前端(前梁)要有效接頂,支架頂梁與頂板最大仰俯角不大于7°;支架垂直頂底板,歪斜角不大于5°。

5)架前浮煤必須及時清理。支架底座箱下不得有浮煤,不得出現底座箱無故上翹現象。底座箱前不得有超過0.5 m 的大塊煤矸。

6)順槽支架有效接頂,保持頂梁基本平整,嚴禁出現單個支架立柱全部一邊倒、支架不接頂現象。

7)頂板破碎、片幫區域及時拉移超前支架支護頂、幫,防止出現頂板事故;當頂板破碎難以控制時,在頂板破碎區域上網、工字鋼、板梁輔助維護頂板。

8)煤機在斷層區域截割時,安排專人緊跟煤機伸前探梁、打護幫板或拉移超前支架。

9)在生產過程中,應保證工作面斷層區域的工程質量,支架中心距偏差不超過100 mm,側護板全部伸出打開,側護板間隙不超過100 mm,保持支架不歪、不咬、不擠。一旦出現上述情況,必須及時調整移架順序,使用支架調底千斤頂及支架側護板進行調架。支架調整不好,嚴禁工作面強行推進。

10)隨時觀察好斷層附近支架的頂板狀況,當出現漏頂、片幫量增大現象時,應及時上工字鋼及金屬網維護好頂板,防止誘發頂板事故。

11)在斷層區段截割時,煤機割矸過多會對煤機產生較大的沖擊負荷,因此煤機在割矸區域截割時要根據實際情況控制好牽引速度,速度不得大于2 m/min。煤機截割矸石較硬區段,必須及時檢查煤機各部位螺栓緊固、機刀損壞、油位等情況。

4 總 結

3308 工作面沿空巷道治理以來,累計臥底、刷幫3 095 m3,刷幫后支設腰幫單體累計328 棵,順槽支架區域頂板敷網2 183 m2、上工字鋼271 根,采幫加固鋼帶462 根,打注錨索924 根,頂板加固29U 型鋼梁98 根,打注錨索292 根,不采幫施工注漿錨桿202 根,使用注漿料6 t。由于提前對巷道進行加固,生產過程中未發生較大事故,證明了巷道擴修、支護的有效性,保障了工作面生產安全。

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