王冬波
(中國礦業大學(北京),北京 100083)
綜放工作面松軟煤體條件下停采支護技術與實踐
王冬波
(中國礦業大學(北京),北京 100083)
同煤國電同忻煤礦石炭系3~5#煤體較松軟, 8106工作面停采支護方法主要是“鋼帶+錨桿”、“工字鋼梁+錨索”、組合錨索和頂板鋪金屬網,但由于煤體松軟、頂煤破碎、煤壁片幫深,支護工作難以正常進行。為了解決以上問題,采取了“煤體注固化劑+煤壁穿鋼針”、加打帶工字鋼角錨索和頂錨索、空頂處采用煤體充填材料充填等方法,使松散煤體粘結成為整體,控制住了頂板和片幫,實現了安全停采,保證了設備安全撤退。
綜放工作面停采 松軟煤體固化 煤壁穿鋼針
該工作面主采煤層為石炭二疊紀3~5#煤層,走向長度為1731.2~1738.4m,平均1734.8m,可采走向長度為1479m,工作面傾斜長度為200m。采高3.9m,平均放頂煤厚度11.08m,采放比1:2.9。
煤層結構為復雜結構,含4~10層夾石。
本面上覆為煤峪口礦侏羅系9、11、14號煤層采空區,與該層間距為125m~140m。
本工作面為一進兩回三巷布置,2106巷為進風運煤巷,5106巷為回風運料、運人巷,兩巷均沿煤層底板掘進;8106工藝巷為回風及抽放瓦斯巷工藝巷沿煤層頂板開掘。支護方式為“錨桿+鋼帶”和“錨索+工字鋼梁”與護網和噴漿。巷道規格為:
2106巷:寬×高=5.3m×3.9m
5106巷:寬×高=5.3m×3.6m
8106工藝巷:寬×高=×3.6m×2.7m
本工作面采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤開采的采煤方法,用Eickhoff SL-500AC型采煤機落煤、裝煤,42×1000×268AFC 2×1050KW TTT型前部刮板運輸和42×1250×268AFC 2×1050KW TTT型后部刮板運輸機運煤,ZF15000/27.5/42型低位放頂煤支架支護頂煤、頂板。

圖1a 注漿孔平面示意圖

圖1b 注漿孔剖面示意圖
采煤工藝:采煤機斜切進刀→割煤→移架→推前溜→放頂煤→拉后溜,此為一個正規循環,照此往復不斷割煤。采煤機采用雙向割煤法。采煤機進刀采用在工作面兩端頭斜切割三角煤進刀法。放煤采取一刀一放間隔多輪折返放煤方法,工作面正常時,兩端頭過渡支架處不放煤,即頭三尾四架不放煤,其它地點全部放煤,見矸關窗。
支架布置:全工作面共布置118架支架,頭1#為端頭支架,頭2#、3#、4#和尾115#、116#、117#、118#為過渡支架,其它為中間支架,相鄰支架中心距為1.75m。工作面最大控頂距為6455mm,最小控頂距5655mm,端面距340mm。
液壓支架技術參數:(如表1)

表1

表2
(1)距停采線前100多米,工作面煤體一直松軟破碎,周期來壓頻繁、壓力大、來壓持續時間長、影響寬度大(10#~100#支架),機道頂煤十分破碎,機道煤體片幫嚴重。為了尋找頂煤較完整、煤體較堅硬的位置進行停采,繼續向前推進超過原定停采線鋪網線12.8米,但機道頂煤仍較破碎、片幫煤還很嚴重,經過現場查看和分析,即使再向前推進也難以找到煤體完全轉好的情況,最后選擇頂煤多處相對較完整和煤壁多處相對片幫少的位置進行停采支護,決定了停采鋪網線。

圖2a 注漿前機道煤體松軟破碎、片幫大

圖2b 注漿后煤體固化成整體、煤壁平整

圖3a 煤壁鋼針平面布置示意圖

圖3b 煤壁鋼針剖面布置示意圖
(2)本面外部為同忻礦第二瓦斯抽放峒室,峒室處在5106巷和2106巷煤體之間。為了保證與瓦斯抽放峒室留有安全的保護煤柱,確定原停采線距峒室相距260米,故即使工作面煤體松軟、頂煤破碎、片幫煤大,也不能繼續向前過多地推進,只能采取注入煤體固化劑和充填劑、煤體中穿鋼針、補強支護、調整采煤工藝等方法進行強行停采。
(1)煤體本身的結構是關鍵因素。煤層賦存成波浪狀,粘結性差,無穩定的層面。
(2)周期來壓頻繁、壓力大,持續時間長,使煤體受力破碎更加松散。由于煤體受壓,使得煤體中存在裂隙較多,煤體較軟,煤體中節理裂隙發育,破壞其整體性,降低了內聚力,易引起煤體沿節理裂隙面破壞,導致片幫。
(3)片幫大,機道空頂面積大,煤壁支承壓力前移,機道頂煤和煤壁破碎帶前移。片幫誘發機道冒頂,機道冒頂支架接頂不良,煤壁承受壓力增大,從而加劇了片幫,形成惡性循環。
(4)要想控制機道頂板,必須控制煤壁片幫。這就是以下所采取措施的著眼點。即從固化機道煤體入手,來控制煤壁片幫,進而控制頂板的完整性。
(1)頂煤破碎、片幫大,優化采煤工藝,強化頂板管理。從采煤工藝上,割煤時采用“單向割煤”法,移架采用“超前二次移架”法,放慢割煤速度、縮小支架追機距離,及時支護機道頂板,最大限度地減少機道漏煤。
由原來的雙向割煤,變為從尾向頭割實煤、從頭向尾返空刀的單向割煤。支架超前二次移架,及時護住機道頂煤和煤幫。
合理地選擇支架后擺梁擺起高度并將后插板伸出到最大位置,使支架后部放煤口減到最小,控制支架后方頂煤不流入后部運輸機,可緩減頂板壓力,有利于頂板管理。
(2)初次上網方法,使用“壓鋼管掛網”法,完成了頂煤破碎區初始掛網。開始鋪網時,由于工作面中部頂煤破碎,無法按設計要求進行打固網鋼帶和錨桿,使用了6米長2寸鋼管“壓管掛網法”,保證了初步上網的成功。
(3)在原定停采支護方案的基礎上,機道煤壁穿鋼針,控制機道頂板,效果明顯。在工作面機道頂煤破碎處,沿頂板垂直煤壁穿入φ 42-4×1.5m的高強度螺旋鉆桿鋼針,每個支架穿4~5根鋼針,并配合注入煤體加固劑,有效地固化了煤體,控制住了機道頂板。注入了“永固S”煤體加固劑,保證了頂煤的相對完整性、減輕了機道煤體片幫程度,為停采打鋼帶錨桿和工字鋼錨索創造良好的條件,是工作面停采支護所采取的關鍵措施之一。
(4)機道頂煤破碎處和片幫地點,補打了角錨索和頂錨索,增加了支護密度、強度和深度,有效地控制了破碎頂板。在機道補打了角錨索,在頂板補打了補強錨索,補強錨索使用φ21.8×8.3m錨索帶0.6m長11#工字鋼,取得了明顯的效果。
(5)局部空頂處,注入充填劑。在空頂處注入了羅克休煤體充填劑,保證了支護接頂,控制住了漏煤。
(1)固化劑材料:永固S漿料,此產品為山東固安特工程材料有限公司生產,“永固S”屬加固型材料,主要針對井下破碎煤、巖體加固,有效防止片幫、冒頂、工作面垮落等危險的發生和治理。此產品分A、B 料按1:1配制注入。
(2)注漿孔布置:從工作面距停采線12米時開始注入。第一輪注漿,沿煤壁每10米布置一個孔,孔徑¢42mm,距底板3.5米,與水平面呈10~15度角度傾斜向上垂直煤壁方向打孔,孔深7米,用專用封孔器封孔,每孔注漿1.5噸;第二輪注漿,推進兩個循環(1.6米)后,與第一輪注漿孔間隔打孔。之后每推進兩個循環注一次漿,共注入漿5輪。
(3)注漿前后效果比較:
注漿前:頂煤破碎,無法鋪網和打支護孔;煤體松散片幫深1.5米左右;機道頂煤易垮落形成漏頂空洞,支架不能接頂,錨桿和錨索支護不能接頂。作業時安全系數低。
注漿后:破碎煤體相互粘結成整體,頂板相對完整,片幫減小,便于鋪網和打支護,錨桿和錨索支護及支架接頂情況大大改善,提高了作業時的安全性。
只注入煤體固化劑,頂板仍難以固化成整體頂板層面。故沿機道煤壁距底板3.8米高,每架支架前方穿入4~5根鋼針,鋼針規格為φ42-4×1.5m的高強度螺旋鉆桿鋼針,鋼針間距為0.4米,鋼針穿入煤壁深度為5.5米,外露0.5米,鋼針與煤壁垂直布置。
穿鋼針之后,及時注入煤體固化劑,煤體固化劑滲透在鋼針周圍與煤體形成一個完整的層面,這樣就形成了一個人工固化頂板穩定層面,保證了支護和支架接頂。
(1)通過注煤體固化劑和穿鋼針后,局部地點仍不能控制破碎頂板和片幫時,先將金屬網鋪好,在機道煤壁頂角處,距底板3.9米高傾斜向上打帶0.6米工字鋼錨索,錨索規格為φ21.8×8.3m錨索,控制機道局部頂煤和片幫煤漏下。
(2)對于頂板局部漏頂高冒點,及時補打帶0.6米長工字鋼的頂錨索,錨索規格為φ21.8×8.3m或φ21.8×10.3m。
(1)要頂煤破碎、煤體松軟、片幫嚴重的情況下,施工錨桿孔和錨索孔時,打眼夾桿,錨桿或錨索難以插入孔內,錨固失敗,錨固力達不到要求等,支護工作難以進行。
(2)通過采取煤體固化、穿鋼針、補強角錨索和頂錨索等綜合措施,并通過優化采煤工藝及時護幫、護頂,使松軟煤體趨于完整,提高了打支護的速度,提高了支護質量,最終完成停采支護工作,保證了設備安全撤退。
(3)按計劃時間完成了停采支護工作,為工作面停采后撤設備和采空區的正常封閉贏得了時間,避免了采空區煤炭自燃發火。
松軟煤層放頂煤工作面,在停采時一定會遇到頂煤破碎、煤體片幫大的情況,停采支護工作難以進行。通過同忻礦8106工作面在松軟煤體情況下停采過程中取得的成功經驗,采取“一優三強”的松軟煤層控制方法,即“優化采煤工藝”、“強支護”、“強控制”、“強固化”的方法,有很好的借鑒價值。
王冬波,男,1971年7月,高級工程師,同煤國電同忻煤礦副總工程師。