弱化坚硬顶板（共7篇）
弱化坚硬顶板 篇1
新疆神华天电矿业有限公司宽沟煤矿 (以下简称“宽沟煤矿”) 位于呼图壁县城西南70 km, 北距大丰镇50 km, 东距乌鲁木齐市95 km。井田东西长9.7 km, 南北宽3.15 km, 井田面积约20.02 km2。宽沟煤矿建设规模1.20 Mt/a, 主要环节预留5.00Mt/a, 矿井服务年限为79 a。
矿井现阶段正在回采的I010201综放工作面, 基本顶岩层厚度大、致密坚硬, 砂岩顶板坚固性系数局部可达11.5, 强度大, 在开采过程中容易形成大面积悬顶, 特别是回采初期悬顶面积更大。在这种顶板条件下采用综放开采, 初采期间由于采空区顶板不能及时垮落, 工作面漏风严重。突然大面积垮落时, 又会对支架造成大的冲击性破坏, 严重造成压架事故, 同时将采空区内的有害气体瞬间挤出, 从而导致工作面瓦斯超限。因此, 为了保证工作面安全生产, 有必要对工作面顶板进行弱化处理, 并对弱化处理后工作面矿压规律进行分析, 防止或减弱这种顶板大面积来压隐患[1,2,3]。
1 工作面基本情况
I010201工作面倾斜长度152 m, 可采走向长度1 424 m, 采高3.2 m, 放顶煤厚度6.3 m, 可采面积216 448 m2, 工作面倾角平均14°。I010201工作面位于一采区西翼B2煤层中, 东至西翼运输上山保护煤柱, 西至二采区边界;工作面运输巷的水平标高为+1 260~+1 290 m, 回风巷标高为+1 294~1 324m, 方位角为292°;上部为已开采的I0104203、I010403、I010405工作面。工作面对应地面标高为+1 653~+1 756 m。
采区西翼已开采了W114 (2) 1、W114 (2) 3、W1141、W1143、W1145工作面, I010201首采工作面在B2煤层中, 上部为已开采的W114 (2) 3、W1143、W1145 (W1145开切巷位于I010201回风巷824 m处) 工作面。采区东翼已回采E114 (2) 2、E1142、E1146、E1148工作面。
2 第一工艺巷施工
宽沟煤矿I010201综放工作面回采的B2煤层是典型的双硬煤层, 煤层平均坚固性系数2, 顶板坚固性系数局部可达到11.5。天地科技公司对B2煤层煤、岩层冲击倾向性鉴定结果:B2煤层属于Ⅱ类, 为具有弱冲击倾向性的煤层;B2煤层顶板属于Ⅲ类, 为具有强冲击倾向性的岩层。
针对I010201工作面长152 m, 仅利用两巷超前预裂, 工作面中部存在预裂盲点, 工作面初次放顶不理想, 局部架后顶板未能完全垮落, 易造成工作面局部大面积悬顶, 导致冲击地压事故发生。经神华新疆能源有限责任公司及宽沟煤矿研究决定, 在工作面运输巷沿巷道走向每隔100 m施工一条工艺巷, 工艺巷长80~120 m, 在工艺巷中施工顶板爆破孔及煤层松动爆破孔, 从而降低工作面冲击危险性, 解决工作面顶板垮落问题。
2.1 施工参数
I010201工作面自2014年9月20日完成初次放顶后开始推进, 截至11月3日累计推进81.2 m。通过对初放期间矿压显现规律的综合分析:I010201工作面初次来压步距为62.2 m;围岩破坏的空间范围为工作面前方50~80 m, 煤层顶板上方30 m;微震事件发生的频率较小, 大能量事件发生较少, 顶板破断的程度不明显。为保证工作面安全推进, 在距开切巷88.7 m处施工第一条工艺巷, 并于11月26日完成爆破。
I010201综放工作面工艺巷长度75 m, 巷高2.5m, 宽2.5 m, 超前工作面7.5 m布置, 沿煤层顶板掘进, 工艺巷布置如图1所示。
2.2 顶板弱化爆破钻孔布置
I010201综放工作面工艺巷西帮顶板施工2排深孔, 沿煤层倾向布置, C1—C11钻孔仰角80°, C1—C4钻孔长度分别为34, 33, 32, 31 m;C5—C11钻孔长度为30 m;A1—A13、B1—B13钻孔仰角34°, 钻孔长度为54 m, 炮孔间距5 m, 其中, A1、A2、B1、B2孔为空孔;工艺巷掘进面施工3组顶板超前爆破孔, F1—F2钻孔、E1—E2钻孔与D1—D3钻孔夹角40°, F1、E1钻孔仰角81°, 钻孔长度34 m, F2、E2钻孔仰角为63°, 钻孔长度为52 m。爆破孔布置如图2所示。
3 坚硬顶板工艺巷爆破效果评价
3.1 支架压力监测评价
2014年11月26日15:20完成工艺巷爆破孔, 通过KJ21支架压力在线监测系统记录了顶板爆破过程的顶板压力变化 (图3) 。由图3可知, 10#支架、25#支架、35#支架、55#支架、65#支架、73#支架均表现为3个变化过程, 分别为过程Ⅰ、过程Ⅱ、过程Ⅲ, 即动载冲击—支架增阻—支架降阻。
综合KJ21支架压力在线监测结果, 工艺巷顶板爆破过程, 支架压力曲线变化基本有3个阶段:
(1) 过程Ⅰ:持续1~2 min, 短时间内爆破使支架压力急增阻。该阶段为顶板爆破产生动载, 动载系数为1.036, 在动载的作用下支架压力升高。
(2) 过程Ⅱ:持续若干小时, 顶板下沉过程支架压力增阻。该阶段为爆破后, 顶板弯曲下沉使支架压力升高, 表征顶板爆破增大了顶板弯曲下沉量。
(3) 过程Ⅲ:持续若干小时, 顶板压力重新平衡, 支架压力降租。该过程为顶板弯曲变形平衡后, 顶板的压力部分转移后, 表现为支架工作阻力降低。
3.2 爆破后顶板活动微震监测
爆破后引起了破裂, 从而产生微震事件, 但破裂发生在顶板岩层的局部区域, 沿倾向方向分布在中部, 沿高度方向主要分布煤层上方顶板30 m范围, 走向方向主要集中在工作面前方7.5 m范围。工艺巷顶板深孔预裂爆破诱发了岩层活动, 但岩层活动较小, 随工作面回采, 爆破区域岩层活动明显增多, 主要集中在工作面前方采动影响范围内, 受爆破作用影响, 岩层破裂、扩展过程会产生更多的微震事件。因此, 随工作面推进, 顶板活动将进一步加强, 可通过微震监测工作面回采过程的微震事件分布及能量频次变化, 对此次爆破效果进一步评价[4,5,6,7,8]。
爆破后, 工作面推进前, 工作面围岩产生的微震事件少;工作面推进后, 工作面围岩产生的微震事件明显增多。
(1) 2014年11月27日, 微震事件主要集中在2个区域。区域Ⅰ:走向方向, 工作面前方20 m范围;倾向方向, 运输巷向上50~130 m;垂直方向, 煤层、顶板30 m、底板10 m范围, 以爆破区域顶板活动为主。区域Ⅱ:走向方向, 工作面前方40~60 m范围;倾向方向, 运输巷向上0~90 m;垂直方向底板20 m范围, 以底板事件为主。
(2) 2014年11月28日, 微震事件主要集中在工作面前方70 m范围, 倾向方向, 运输巷向上10~150 m;垂直方向, 工作面上部煤层、顶板30 m、底板20 m范围;工作面中下部以底板活动为主, 工作面上部以煤体活动为主。
(3) 2014年11月29日, 微震事件主要集中在工作面前方70 m范围, 倾向方向, 运输巷向上0~90 m和120~150 m区域;垂直方向, 工作面上部煤层、顶板30 m、底板20 m范围;工作面中下部以底板活动为主, 工作面上部以煤体活动为主。
(4) 2014年11月30日, 微震事件主要集中在工作面前方100 m范围, 倾向方向, 运输巷向上0~150 m区域;垂直方向, 工作面上部煤层、顶板30 m、底板20 m范围;工作面中下部以顶板活动、煤体活动为主, 工作面下部以煤体活动为主[9,10,11,12,13,14,15]。
3.3 爆破前后电磁辐射监测
2014年11月26日爆破前, 进行了一次电磁辐射;2014年11月27日爆破后, 再次进行了电磁辐射监测。测点分别布置在5#支架位置、15#支架位置、25#支架位置、35#支架位置、45#支架位置工作面煤壁。电磁辐射监测结果如图4所示。
由图4可知, 爆破前, 电磁辐射强度高, 爆破后, 电磁辐射强度明显降低, 表明该区域顶板爆破后压力降低, 使该处煤体应力降低, 从而电磁辐射强度降低, 与支架压力监测一致。
由图4可知, 该区域电磁辐射强度变化不明显, 该区域爆破前后煤体应力变化不明显。
4 工艺巷爆破后矿压显现情况
自第一条工艺巷11月26日爆破后, 至2014年12月15日夜班, 工作面累计推进55.7 m, 过1号工艺巷48.2 m, 距2号工艺巷西帮炮孔终段距3.2 m。目前已经完成2号工艺巷西帮的超前预裂爆破孔, 阻断因回采产生的超前支撑应力的传递, 为后期2号工艺巷东帮及顶板爆破孔施工提供保障。
4.1 支架压力监测分析
由支架压力监测曲线可知, 工艺巷自爆破 (11月26日) 后顶板压力出现下降, 但随着工作面推进长度增加, 顶板逐渐发生弯曲下沉, 顶板压力升高, 顶板压力大于25 MPa, 最大值达40 MPa。
(1) 5#—15#支架在爆破后出现压力下降, 但均在12月1—2日出现来压现象 (10#支架来压不明显) 。后期在12月7日、13日出现周期来压现象。
(2) 25#—45#支架在爆破后压力出现下降, 在12月2日、12日前后出现2次周期来压的现象 (45#支架2日没有周期来压) 。
(3) 55#支架在爆破后出现上升的趋势, 并在11月27日达到周期来压, 并在后期2日、8日、11日出现周期来压的现象。
(4) 73#支架在爆破后出现上升的趋势, 并在11月29日达到周期来压, 并在后期9日、13日出现周期来压的现象。
综合分析可知, 工艺巷爆破后, 工作面大体上支架压力均出现下降。但随着工作面推进长度增加, 工作面整体出现了3次周期来压, 平均周期来压步距为19.5 m;12日前后工作面整体发生周期来压, 从压力值、来压动载系数可知, 此次来压与上一次来压相比各方面有所上升, 但上升的数值不大, 没有强烈的变化;工作面倾向方向, 顶板压力变化具有区域性, 中上部压力增加幅度较工作面下部大, 且工作面中上部的压力值明显大于下部区域。
4.2 微震监测顶板活动分析
为分析工作面顶板破断及活动情况, 选取2014年11月26至12月15日微震监测事件, 共监测331个围岩自发事件。
(1) 由微震事件分布平面图可知, 微震事件主要分布在工作面前方, 随着工作面的推进, 顶板的压力在煤壁前方形成应力集中, 使煤壁前方的岩层发生破裂, 岩层发生破裂的区域主要集中在工作面上部, 工作面下部微震事件较少, 表明工作面中上部来压时期将要比下部区域早, 主要与工作面岩层的空间结构有关, 工作面中下部上方为W1143采空区, 中上部工作面上方为实体, 工作面上方岩层的压力在工作面倾向方向上部高于下部。
(2) 由各个微震事件的剖面分布可知, 工作面中部区域上部直接顶、基本顶岩层活动频繁, 表明工作面中部首先发生破裂, 随着岩层破裂发展, 工作面下部区域顶板逐步发生断裂, 上部区域主要集中发生在煤层中, 说明工作面上部压力较下部大。
(3) 通过对每天微震事件发生的个数及能量的分析可知, 工艺巷坚硬顶板爆破处理后, 顶板事件增多, 主要集中发生在装药区域 (距1号工艺巷20~45 m) , 表明炮孔覆盖区域, 在爆破后顶板发生了裂隙。随着工作面推进, 在矿山压力的作用下, 顶板发生断裂并发生移动及滑落的现象。
4.3 工作面中上部实体区域顶板窥视
为了观察I010201综放工作面顶板破碎情况, 现在回风巷距工作面2 m处的瓦斯抽放硐室内进行顶板窥视, 2#窥视孔使用ZDY-1000钻机进行施工, 孔径75 mm, 孔深42 m, 仰角62°, 水平转角30°, 具体施工参数如图5所示。
通过窥视孔平剖面可知, 窥视孔1~23 m范围为工作面上部煤岩层裂隙发育情况, 其中窥视孔1~7 m范围为工作面上部煤层, 8~23 m为工作上部顶板裂隙发育情况。窥视孔窥至24 m后为工作面距尾巷6 m范围顶板裂隙发育情况。窥视结果如图6所示。
通过图6窥视截图可看出, 1~7 m范围工作面上部煤层有明显裂隙出现, 8~12 m范围工作面上部顶板局部裂隙发育, 窥视至13~23 m范围工作面上部顶板裂隙发育明显, 24~30 m范围工作面尾巷内顶板较为破碎, 窥视30 m后处孔内变形严重, 窥视至35 m无法进行窥视。由此可知, 工作面前方及上部煤层有裂隙发育, 工作面上部顶板11~20 m区域顶板裂隙发育明显, 工作面距尾巷6 m范围上部顶板20~31 m区域顶板较为破碎。
5 结论
(1) 通过微震事件监测得到以下结论:①围岩破坏的空间范围为工作面前方20~50 m, 煤层顶板上方30 m;②微震事件集中区域在煤壁前方30 m, 岩层层位为煤层上方20 m;③微震事件发生区域在倾向方向工作面中上部55 m范围。
(2) 第一措施巷在施工前, 支架压力不断增大, 表明顶板即将来压或局部来压;停采过程, 支架压力升高到额定支护工作阻力, 表明顶板弯曲下沉, 顶板即将发生破断;继续推进, 微震监测及支架压力监测综合表明, 顶板出现破断。
(3) 爆破过程支架压力监测结果表明, 爆破改变了顶板压力分布, 通过3个变化过程, 降低了工作面支架压力;电磁辐射监测爆破降低了煤体应力。
(4) 通过顶板破断过程的监测, 微震监测表明爆破促使顶板活动及破断, 支架压力监测表明爆破降低了工作面整体的支架压力水平。工作面初次来压后整体出现了3次周期来压, 周期来压步距在17.2~24.1 m, 平均19.5 m。
(5) 工作面倾向方向, 顶板压力变化具有区域性、不同步性, 工作面中上部早于下部, 工作面中上部压力变化明显, 工作面中上部的压力明显大于下部区域。工作面中部区域上部直接顶、基本顶岩层活动频繁, 表明工作面中上部首先发生破裂, 下部顶板随后, 上部煤层事件发生较多, 说明上部压力较集中。
(6) 通过顶板窥视可知, 工作面前方及上部煤层有裂隙发育, 工作面上部顶板11~20 m区域顶板裂隙发育明显, 工作面距尾巷6 m范围上部顶板20~31 m区域顶板较为破碎。
弱化坚硬顶板 篇2
在煤矿开采过程中,工作面的顶板往往会是整体性好、不易因自重出现垮落的坚硬顶板。所谓坚硬顶板就是指厚度较大、裂隙不发育且自身稳定性强的岩层。当工作面推进后,工作面后方顶板出现大面积的悬露[1,2,3],特别是工作面后方端头三角悬板问题难以解决[4,5]。如工作面推进后,若不对端头坚硬顶板进行及时处理,顶板就会出现突然垮落,极易损坏工作面设备,甚至造成人员伤亡。为了有效地解决上述问题,提高工作面回采效率,在巷道内对顶板预打切顶眼以起到弱化坚硬顶板的目的。以新桥矿2605综采工作面的生产实践为例,分析巷道顶板预打切顶眼技术对综采工作面端头三角悬板的影响。
1 工作面概况
2605综采工作面采用倾向长壁一次采全厚采煤法,全部垮落法管理采空区。采用“一进一回”的通风方式,进风巷为2605轨道运输巷,回风巷为2605胶带运输巷。工作面布置如图1所示。
2605工作面倾斜长153 m,所采二2煤层平均煤厚1.73 m,煤层平均倾角15°,较为稳定;工作面煤层直接顶为中细砂岩,平均厚度10.6 m,顶板完整性好,极为坚硬;直接底为泥岩,平均厚度为0.52 m;老底为细砂岩,平均厚度为11.17 m。
2 工作面端头“三角悬板”弱化机理
坚硬顶板难以垮落,特别是工作面端头顶板,由于受到工作面支架与区段煤柱的支撑作用,会形成“弧三角悬板”结构,如图2所示。可假定工作面液压支架及区段煤柱作为“三角悬板”两临边固支边[6],采空区内的2个临边视为自由边。
假设端头顶板的a与b相等,即为正方形,可以得出顶板三角悬板的最大弯矩为[7]:
式中:Mmax为顶板三角悬顶的最大弯矩;q为顶板岩层的自身重量及上覆岩层的载荷;b为固支边的长度。
顶板三角悬顶的最大弯矩Mmax与顶板岩层的自身重量及上覆岩层的载荷q成正比,与固支边的长度b的二次方成正比。
a边的长度基本不会发生变化,因此端头“三角悬板”结构的大小主要受到b边的影响,b边的长度主要受顶板极限弯矩的限制。如果将最大拉应力作为顶板的强度条件[8],则顶板的极限弯矩为:
式中:Mmax为顶板的极限弯矩;σ为顶板三角悬板的最大抗拉强度;h为三角悬板的厚度。
顶板三角悬顶的最大弯矩Mmax与顶板三角悬板的最大抗拉强度σ成正比,与三角悬板的厚度h的二次方成正比。
由式(1)、(2)可得:
式中:b为固支边的长度;h为顶板厚度;σ为顶板的抗拉强度;q为顶板岩层的自身重量及上覆岩层的载荷。
由式(3)可以看出,固支边b的长度与顶板厚度h、顶板的抗拉强度σ成正比,与顶板岩层的自身重量及上覆岩层的载荷q成反比。而顶板厚度h是固定值,q也为固定值,为了降低b值,只有降低顶板的抗拉强度。
对顶板进行弱化可以达到降低其抗拉强度的目的,坚硬顶板弱化通常采用顶板打眼爆破的方式。顶板打眼爆破施工难度大,安全系数要求较高,且工作面端头的三角悬板的面积一般较小,因此,采用打眼爆破的方式进行弱化顶板浪费资源。
为了节省资源,在巷道内采用对顶板预打密集切顶眼的方法破坏坚硬顶板的整体性,降低顶板的抗拉强度。当回采通过切顶眼后,利用顶板自身的重量及上覆岩层的载荷,使顶板及时垮落,以达到降低三角悬板面积的目的。
3 坚硬顶板弱化技术及现场施工
根据前期理论分析,在2605综采工作面轨道运输巷及胶带运输巷超前打切顶眼进行顶板弱化。
每条巷道内施工4列切顶眼,第1列距离煤柱200 mm,列间距为300 mm,排间距为800 mm,孔深为8 m,采用ø28 mm的钻头,切顶眼垂直于顶板。巷道切顶眼布置图如图3所示。
现场施工中,工作人员按照施工方案进行施工,切顶眼深度至少8 m,随着工作面的推进应及时施工。根据顶板的具体情况,可以适当调整个别钻孔的位置,但要坚持钻孔列间距与排间距只能减少、不能放大的原则。
采用巷道内预打切顶眼对顶板进行弱化处理后,端头三角悬板的面积在20 m2左右,较之前的悬板面积明显减少,防止了顶板突然垮落带来的安全隐患。在不采取强制放顶放炮措施的前提下,解决了工作面顶板垮落不及时的问题,取得了良好的效果。
4 效益分析
4.1 社会效益
巷道切顶眼弱化坚硬顶板技术在2605工作面实践过程中的应用效果好。该技术通过采取在超前工作面巷道内预打切顶眼弱化顶板,在不采取强制放顶放炮措施的前提下,解决了工作面端头悬顶面积过大的问题。
顶板采用预裂爆破技术会导致顶板的破碎,加大了巷道及工作面的支护力度,增加了成本。破碎的顶板还易出现片帮、冒顶等安全隐患,影响工作面的正常回采。
巷道顶板预打切顶眼技术解决了工作面端头顶板难以垮落的难题,工作面端头的压力明显降低,有效地防止了工作面端头悬顶突然垮落带来的安全隐患。
4.2 经济效益
(1)顶板预打切顶眼的投入。本次顶板预打切顶眼试验,共计投入10.8万元,主要是人工费用。每班次需3人负责施工两巷超前切顶眼,每天三班,人工费按200元/工计算,2605工作面改造后回采时间为2个月,2个月的人工费用为10.8万元。
(2)创造的安全隐患效益。按照集团公司规定,工作面端头三角悬顶面积超过50 m2不垮落,即视为重大安全生产隐患事故。根据集团公司规定,重大安全生产隐患事故考核指标为29万元/条,施工切顶眼预裂顶板促使采空区顶板垮落而减少生产重大隐患事故条数按3条计算,则创造安全隐患效益87万元。
(3)总收益。总收益为创造的安全隐患效益与顶板预打切顶眼的投入之差。经计算,总收益为76.2万元。
5 结论
(1)通过对工作面端头“三角悬板”弱化机理进行分析,提出在工作面巷道进行预打切顶眼,以达到破坏坚硬顶板整体结构、弱化坚硬顶板,利用顶板自身的重量及上覆岩层的载荷,使顶板及时垮落,实现降低三角悬板面积的目的。
(2)设计了巷道预打切顶眼施工方案,并在综采工作面进行了现场施工,工作面端头三角悬顶面积大量减少,取得了良好的效果。
(3)巷道切顶眼弱化坚硬顶板技术在综采工作面解决端头悬顶面积过大的问题中取得了明显的社会、经济效益,为解决类似问题提供了成功的技术经验。
参考文献
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弱化坚硬顶板 篇3
铜川焦坪矿区的4-2#煤层是该矿区的优质煤炭资源和主要开采煤层,煤质优良。该煤层煤体强度高,坚固性系数f达到2~3以上,结构较为复杂,属于坚硬煤层。由于顶煤不能及时垮落和充分破碎,严重地制约了综放工作面回采率的提高,直接影响了矿井生产效益,有效解决顶煤垮落破碎问题成为焦坪矿区综放开采中的重大技术难题。笔者在探讨爆破工艺参数的基础上,利用数值模拟技术分析不同炮孔间距对坚硬顶煤预裂爆破的影响并得出合理的炮孔布置间距,为顶煤预裂爆破弱化方案的设计提供了理论依据。
1 坚硬顶煤的人工辅助破坏方法比较
综采放顶煤开采中,顶煤充分破碎是实现放顶煤开采的必要条件[2]。坚硬难冒顶煤依靠矿山压力的作用不能及时垮落和充分破碎,必须对其采取一定的人工辅助破坏措施,其基本方法有2大类:一类是在采场支承压力的作用之后,通过人工辅助破坏顶煤措施直接使顶煤及时垮落并破碎到放煤所要求的块度,主要是工作面内向顶煤钻眼爆破法、煤壁注水法等;另一类是在采场支承压力的作用之前,通过人工辅助破坏顶煤措施改变顶煤的整体力学特征和结构,使其经过支承压力和支架反复支撑破坏作用后能及时垮落,并破碎到放煤所要求的块度,主要是预先爆破弱化法、超前注水软化方法等。
分析比较可以看出,煤层注水有软化煤体作用,然而坚硬煤体一般湿润性和渗透性较差,注水比较困难,单纯注水软化坚硬顶煤的作用明显不够;爆破直接破碎顶煤方法,从施工工艺和安全角度都不能满足坚硬特厚顶煤综采工作的破碎要求。因此,焦坪矿区坚硬特厚顶煤应该采用预裂爆破弱化的人工辅助破坏措施。
2 预裂爆破主要工艺参数
2.1 炸药
在进行爆破时,为充分利用炸药能量,防止瓦斯和煤尘爆炸,应使炸药波阻抗与煤体的波阻抗相匹配。在保证威力的前提下,选用 “高爆力、低猛度”的炸药。
2.2 线装药密度
合理的线装药密度,要综合考虑爆炸能量的有效利用率、炮孔速度以及对顶煤破碎块度的要求。
2.3 炮孔深度
随着炮孔深度的增加,炮孔的装药难度也迅速增加。根据目前的爆破技术经验,顶煤弱化爆破的炮孔深度一般应在50 m以内。
2.4 封孔长度及方式
合理封孔长度与炮孔直径、煤体强度、炸药爆炸威力以及装药长度等多种因素有关。根据大量经验,顶煤预裂弱化爆破时,选用较潮湿的黄土封堵炮孔比较合理和方便。
2.5 起爆方式
为防止拒爆、殉爆,提高爆破效果,采用电雷管引爆导爆索,导爆索再引爆炸药的引爆方式,临爆前接好雷管并推入孔内,再用黄土封堵后起爆。
3 预裂爆破弱化数值模拟分析
在确定主要爆破工艺参数的基础上,为保证安全,提高爆破效果和质量,需要合理地布置炮孔。
3.1 炮孔排距
炮孔排距b可参考下式计算:
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式中:σc为煤体抗压强度,MPa;q(x)为工作面前方支承压力分布函数,其峰值q(x)=kγH,其中k为应力集中系数,γ为上覆岩层平均容重,H为煤层埋深;km为顶煤破碎修正因子,km≤1.0。
实际炮孔排距参考上式计算结果和有关经验确定:
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3.2 炮孔间距
3.2.1 软件原理
FLAC( Fast Lagrangian Analysis of Continua)是美国Itasca Consulting Group Inc.开发的基于拉格朗日差分法的一种研究动力学较好的数值分析方法,其原理是在确定研究区域的几何形状后,首先将该区域进行离散化处理,将之划分为若干个网格单元,各网格单元之间通过节点连接,当某个节点受到荷载作用后,由节点的应力和外力变化以及时间步长Δt用虚功原理求得节点的不平衡力,然后将不平衡力重新分配作用在节点上,进行下一步迭代过程,直到失衡力足够小或节点位移趋于平衡为止,其求解过程如图1所示。
3.2.2 FLAC模拟不同炮孔间距的预裂爆破效果
铜川矿区玉华煤矿1415工作面所采煤层为中下侏罗纪延安组地层4-2#煤层,煤质脆、易碎,节理裂隙不够发育。该工作面开采煤层厚度10~11 m,工作面上的运输巷、回风巷、高位巷均沿煤层走向平行布置;高位巷与回风巷内错10 m布置,沿煤层顶板掘进,留1.1~1.3 m厚顶煤;运输巷、回风巷均沿煤层底板掘进。以1415工作面前期区段回风平巷为例,相关预裂爆破工艺参数如表1所示。
采用正交各向异性弹性本构模型,对炮孔间距为1.5 m的预裂弱化爆破进行数值模拟,其最大主应力云图、最小主应力云图、水平方向位移云图、水平方向应力云图、塑性区示意图、剪应力云图分别如图2—7所示。
4 预裂弱化爆破效果分析
通过数值模拟分析方法,对1415综放工作面上1.5~3.0 m不同孔间距的预裂爆破参数分别进行数值计算和正交筛选,对比分析不同炮孔间距下的应力场、位移场和塑性范围,可以获得1.8~2.4 m爆破弱化作用分布比较均匀,对工作面正常生产,特别是两道内的正常工作影响很小,能取得较好的预期效果。由于弱化爆破受炮孔深度的限制,为保证工程质量,便于施工,在1415工作面B-B剖面前方60 m的位置需布置1条倾向顶煤弱化爆破工艺巷,走向顶煤弱化爆破的炮孔深度均为50 m。1415工作面顶煤预先爆破炮孔布置平面示意图如图8所示。
5 结语
现场试验表明,理论设计的玉华煤矿特厚煤层采用预裂爆破参数合理,符合实际工程情况。利用
数值模拟技术确定坚硬顶煤预裂爆破参数是一种科学可行的数值分析方法,实践表明,确定的主要工艺参数比较合理,顶煤破碎达到了预期效果,为一些原认为不能、或不宜采用综放开采的矿井开始坚硬特厚煤层综采放顶煤开采提供了科学的理论参考和宝贵的施工经验,具有一定的理论意义和现实意义。
参考文献
[1]李祥.特厚坚硬煤层综放开采技术及其应用研究[J].煤炭科学技术,2006,34(2):32-35.
坚硬顶板薄煤层不稳定技术研究 篇4
1 现行的开采状况
据相关的调查显示, 韩梁矿区有46对矿井的井内是有一组薄煤层的, 据估算, 它的资源的储藏量在4500万t、它的厚度在0.3m~0.7m, 约占整个矿区的70%, 储藏量差不多在3150万左右。到现在为止, 已经有9对矿井进入了厚度不到0.7m的薄煤层进行开采工作, 现在的开采方式是以掘代采, 这个方法的缺点就是:
1) 以掘代采的方法, 它的开采的范围比较小, 开采煤的产量比较低, 资源的丢失量比较大;
2) 以掘代采的方法, 它没有完整的通风系统, 只能依靠局部的通风机进行通风, 这种通风方式属于不正常的通风, 不能很好的实现全负压的通风, 这就造成了大量的粉尘、瓦斯在矿下积聚;
3) 在薄煤层采用的以掘代采的方法增加了开采的成本, 由于开采的范围小, 也使得工人的工作效率比较低, 劳动的强度比较大。
2 薄煤层的条件特点
2.1 薄煤层的赋存条件
在平顶山的韩梁矿区的石炭统太原矿区的一组薄煤层中, 煤层的深度在130m~220m。矿区内的薄煤层比较平缓, 它的倾角在1°~14°, 平均的倾角在7°左右。揭露的厚度在0.3m~0.7m, 平均的厚度在0.5m, 属于不稳定的煤层, 这样的煤层结构是比较简单的, 局部的厚度在0.05m~0.10m。
2.2 薄煤层顶底的板岩性
在石炭系的太原组的地层主要是灰、深灰色的灰岩、泥岩等组成的, 根据它的板岩性分成下部灰岩段、中部灰岩段和上部灰岩段。
薄煤层的直接顶板主要是深灰色的灰岩, 它的厚度比较大, 分布比较稳定, 刚性比较强, 属于稳定的岩层。薄煤层的顶板凹凸不平、底板主要是泥岩, 分布稳定, 属于中等稳定岩层。
3 采用的开采方法
我们根据实际存在的问题, 提出了两种开采方法:一是盘区布置倾斜长壁无人工作面开采方式;二是上下山布置走向长壁无人工作面开采方式。
3.1 巷道布置
盘区布置:我们是沿着薄煤层的走向布置运输和回风大巷, 然后沿着薄煤层的倾向布置回采的巷道。工作面主要是俯仰斜的布置。
上下山布置的特点:我们主要是沿着薄煤层的倾向的布置上下山, 然后沿着薄煤层的走向布置回采的巷道, 工作面主要是走向布置。
3.2 采用的回采方法
根据工作面内的最后一个回采单元然后依次向外推进, 每一次的回采都是一个单元。回采单元的推进方向是从工作面回风巷侧向进风巷推进的, 第一个中巷作为第一个回采单元, 然后以此类推, 这样就可以做到所有的中巷都必须沿着空留巷。
3.3 如何落煤以及出煤
采用的是煤电钻打眼、使用炸药爆破的方式落煤的。在矿区的工作人员都必须在回采单元的进、回风巷道内, 采用平行的方式回采推进的方向, 做到每次打3个炮眼, 每个炮眼的距离在0.5m左右, 在每一次的爆破后都要采用哪个螺杆配合弧形的挡板进行落煤, 这样就防止了大面积的垮落。
3.4 如何的通风良好
矿下的工作面在完成前面的工序后, 工作面就会形成极大的负压通风, 这样就可以保证在矿下开采时能够有效的稀释和排出大量的粉尘和瓦斯。这就需要:
1) 采空的区域的煤壁的最大的距离在4m, 最小的距离要在3m左右;
2) 在回采单元内的进风巷采空区的侧面设置2道移动的风门, 在回采单元内工作的运输巷设置调节的风门, 这样就可以做到很好的几条街矿下的进风量;
3) 在采高0.3m~0.7m, 落煤的宽度在3m~4m, 风速在0.25m/s~4.00m/s时, 计算采场的最大的进风量就是216m3min;
只要通风的构筑物和供风量达到了上面说的要求, 在矿下的工作通风量就会有保障, 这样就可以排出在工作中产生的大量粉尘和有害的气体, 做到采掘现场的工作安全的进行。
4 安全培训
要定期组织全体工作人员认真学习关于薄煤层的岩层的性质和开采时应该注意哪些问题, 让工人严格遵守矿区的规章制度, 按照规定的方法进行开采薄煤层的煤矿, 这样就会节约不少的人力, 然后定期的进行考试, 对于不合格的工人, 定期进行学习, 再通过考试后在进行上岗工作, 这样就大大保障了工人在矿下工作的安全。
5 结论
在平顶山的韩梁矿区的薄煤层的开采的技术的研究和设备的工艺上, 都做到了安全可靠, 在使用上面谈及的开采方法之后, 不仅减少了工人的数量, 同时也降低了工人劳动的强度, 大幅度的提高了工作效率, 在保证通风设备的设置安全合理下, 使得工人的安全得到了保障, 这也大大减少了瓦斯爆炸事件的发生, 这些对于平顶山韩梁矿区的发展有着深远的影响。
摘要：研究坚硬顶板薄煤层不稳定技术, 将平顶山韩梁矿区作为研究对象。在这里有一片煤层的厚度仅仅不到0.7m厚, 它的赋存十分的不稳定, 坚硬顶板的致密极其坚硬且凹凸不平。在平顶山的这片矿区所采用的开采方法对资源的浪费很严重, 造成了资源过度的损失、生产效率很低, 使得开采的成本很高。还有在开采的矿下, 不能很好的通风, 这样就造成了大量的粉尘、瓦斯积聚在一起, 顶板的控制很困难, 抗水害能力极差。在这样的情况下, 我们想出了一套解决方案。我们采取了单元分割采煤法、分段的跳采、采用螺杆出煤、还有无人工作面的开采技术, 这些都已经取得了不小的成果。
关键词：坚硬顶板,薄煤层,开采技术
参考文献
[1]周学斌, 贺学.螺旋钻采煤技术在极薄煤层开采中的应用[J].煤炭工程, 2010 (3) .
[2]杨俊海.薄煤层开采应用综合机械化探讨与实践[J].科技风, 2010 (11) .
[3]张国恩.薄煤层开采技术中矿压显现规律[J].中国矿山工程, 2009 (2) .
煤矿坚硬顶板水力致裂技术研究 篇5
1 工程地质概括
龙顶山煤业开采的15#煤层平均厚度4.29 m, 直接顶为K2石灰岩, 厚度7.42~8.5 m, 平均8.00 m, 致密坚硬, 节理裂隙较发育, 在井田内该岩层特别稳定, 单向抗压强度平均127.57 MPa, 单向抗拉强度平均7.56 MPa;抗剪强度平均16.11 MPa, 属坚硬顶板。由于直接顶岩层厚度大, 致密坚硬, 回采过程中不易垮落, 易形成大面积悬顶。因此, 为了安全开采, 需要对直接顶进行弱化处理。
2 坚硬顶板弱化机理
坚硬顶板弱化的主要目的是减小顶板初步垮落的极限步距, 其主要原理是减小顶板悬顶面积, 释放顶板聚积的能量[1]。其具体措施如下。
(1) 改变坚硬顶板在工作面发生切顶的应力条件, 一般采取强制放顶来实现, 手段为爆破法弱化坚硬顶板。
(2) 改变坚硬顶板岩层的物理化学性质, 一般通过顶板预注水弱化顶板来实现, 手段分为高压水和静压水。
爆破弱化的方法是利用炸药爆炸形成的人工破碎区和裂隙区将坚硬顶板大面积破坏, 从而大大降低顶板岩体的强度, 提高顶板节理和裂隙的发育程度, 进而极大降低顶板抗剪切破坏的能力, 使其容易破碎冒落。同时, 爆破弱化还对顶板岩石剪应力分布进行再次调整和弹性能量的释放, 避免在工作面支架处发生切顶断裂及台阶下沉, 从而避免顶板大范围垮落形成飓风灾害。
注水弱化是利用钻头在坚硬顶板中形成钻孔, 注入高压水或静压水实现破坏顶板整体性、降低强度的方法。高压水在钻孔端部形成水楔, 产生巨大应力作用使顶板微小原生裂隙得到大幅扩展, 从而破坏其整体性以减轻顶板来压强度。静压水能溶解顶板岩石层理间的胶结物和部分矿物, 减小层理间粘结力, 同时岩石的软化性增强、强度显著降低, 从而达到弱化坚硬顶板的目的。
3 坚硬顶板水力致裂控制方案
3.1 坚硬顶板需控岩层确定
按照垮落带直接顶和老顶分层碎胀后能填满采空区空间的原则, 得出理论的垮落带高度计算公式h, :
碎胀系数KZ取1.3, 设计采高3.3 m, 则需要控制的最大顶板厚度为11 m。由此初步确定工作面顶板岩层处理范围为沿工作面顶板至上方11 m的垂直高度, 11 m岩层中下部为平均厚度8 m石灰岩直接顶, 8 m以上3 m老顶分层的为中细粒砂岩。
3.2 水力致裂参数的确定
(1) 注水压力的确定
式中:Pf——破裂水压力;
σz——垂直应力;
λ——侧压力系数;
σth——直接顶岩体抗拉强度;
ps——瓦斯压力。
作用在单元体上的竖向应力来自上覆岩层的岩石重量, 一般为:
式中:σz——竖向主压力, MPa;
H——直接顶埋深, m, 取130 m;
g——重力加速度, 9.8 m/s2;
ρs——上覆岩层密度, 平均取2.6 t/m3;
竖向应力取3.31 MPa, 直接顶岩石抗拉强度7.56 MPa, 瓦斯压力取0 MPa, 计算得不同侧压力系数下的破裂水压力见表1。
考虑到管路损失, 注水泵的额定压力应在20 MPa以上。具体水力致裂破裂水压力可通过井下现场调压试验确定。
(2) 注水流量与注水时间的确定
注水流量 (也称注水速度) 是指单位时间内的注水量。为了便于各钻孔注水流量的比较, 通常以单位时间内每米钻孔的注水量表示。由于岩体的节理裂隙相对较为发育, 在水力致裂过程中水的滤失较为严重, 滤失一方面减低裂尖扩张的净水压力, 同时会导致煤岩体大量吸水, 在一定的岩层条件下, 钻孔的注水流量随钻孔长度、孔径和注水压力的不同而增减, 钻孔50 m深, 矿上现用200 L/min的泵来满足注水要求。
根据矿上现有泵站情况以及钻孔情况, 初步确定单孔最长压裂时间约为25分钟, 为保障安全, 水力致裂时间不宜超过30分钟。
3.3 钻孔布置
在综采工作面两条顺槽中每隔30 m布置一个钻场, 利用现有钻场, 每隔30 m向顶板打一个钻孔。其中钻孔与巷道中线夹角53°, 与水平面夹角20°, 钻孔深度为50 m。为保证顶板充分致裂, 在钻孔中利用水力割缝每预置多条裂缝, 实际裂缝数根据现场实际情况定[2]。
同时为保证顶板能充分致裂, 根据前期水压致裂效果和现场实际情况, 可在两顺槽超前支护段垂直顶板向上打补充钻孔, 保证两顺槽三角区顶板充分致裂, 靠近工作面煤壁每隔8 m打一个, 钻孔深度9 m, 钻孔深度较浅, 可用锚索钻机φ32钻头施工, 具体见图1。
3.4 封孔
(1) 封孔方式
封孔器具有使用方便, 操作简单, 以及可以重复使用等优点, 并且考虑到钻孔深度较大, 顶板坚硬致裂所需水压力较大, 所以初次放顶期间用于弱化顶板的钻孔采用高压膨胀胶管封孔器封孔。钻孔封孔段的孔径要圆, 孔壁要平, 弯度要小, 孔壁直径比封孔器胶筒直径大5~10 mm为宜。封孔器封孔法操作方便, 简化封孔工艺, 且封孔器可以重复利用, 材料消耗少, 封孔成本较低。按注水压力选择与其适应的封孔器型号, 按钻孔大小选择合理的封孔器直径[3]。
(2) 封孔深度
封孔深度取决于注水压力、顶板岩层的裂隙发育程度、岩层的渗水性及钻孔方向等。一般对于注水压力高、顶板岩层裂隙发育及渗水性能强的上向钻孔, 其封孔深度要大;而顶板岩层裂隙发育少时, 则可以适当减少封孔深度。本次水力致裂用于弱化顶板, 为确保顶板致裂效果, 钻孔深度50 m, 预置水力割缝, 所以确定封孔深度不小于2 m, 封孔时应尽量先深封孔, 在注水过程中监测到水压力有明显下降后可将封孔器向外拔出一段再继续水力致裂, 使裂缝充分扩展。封孔段有效长度应不小于1 m。
4 现场效果
综采工作面按设计的水压致裂参数进行了工业性试验, 通过对工作面垮落步距实测数据的分析, 工作面水压致裂取得了如下效果:顶板的垮落步距明显减小, 矿压显现缓和。经过工作面水压致裂处理后, 直接顶初次垮落步距为5 m, 基本顶初次来压步距为31 m, 周期来压步距为8 m。
5 结论
(1) 坚硬顶板工作面在回采过程中, 悬顶面积过大, 在来压或顶板垮落时容易引起冲击地压等地质灾害, 利用水力致裂法可有效坚硬顶板整体性和致密性, 有助于提高坚硬顶板工作面回采作业的安全水平[4]。
(2) 工业性试验表明, 该方案能有效缓和顶板矿压显现, 防止顶板突然垮落时引起地质灾害, 从而证明对于龙顶山煤业15#煤层综采工作面坚硬顶板弱化是合理的[5]。
参考文献
[1]靳钟铭, 徐林生.煤矿坚硬顶板控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1994.
[2]朱德仁, 钱鸣高, 徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨[J].煤炭学报, 1991, 16 (2) :11-18.
[3]宋永津.大同煤矿采场坚硬顶板控制方法与工程效果[J].煤炭科学技术, 1991 (12) :18-22.
[4]闫少宏, 宁宇, 康立军, 等.用水力压裂处理坚硬顶板的机理及实验研究[J].煤炭学报, 2000, 25 (1) :32-36.
弱化坚硬顶板 篇6
1 工作面概况
某矿的12091工作面情况如下:埋深230m左右, 走向长430m, 倾向长115m。该工作面内煤层赋存稳定, 煤层顶、底部各有一层酥煤, 煤层平均厚度5.84m。煤层直接顶为泥岩, 厚度0.93m左右;底板为灰黑色粉砂岩, 含植物化石碎片。工作面绝对瓦斯涌出量为3.9m3/min, 有煤与瓦斯突出危险。
2 工作面支架优选配套选型的原则
1) 《煤矿安全规程》规定突出煤层不能采用放顶煤开采, 而使用单体液压支柱的炮采工作面不能满足安全高效开采的要求。2) 工作面瓦斯涌出量大, 要求支架需有足够的通风断面;3) 工作面顶板坚硬, 老顶来压势必给工作面造成强冲击, 要求支架具备较高的强度, 以及较大的初撑力和工作阻力。4) 适应采煤工作面地质条件的变化。5) 满足设计生产能力要求。6) 设备性能参数匹配。刮板输送机的生产能力应大于采煤机的生产能力;乳化液泵站的输出压力和流量应满足支架额定初撑力及支架移架的初撑注液速度的要求;放炮落煤步距应与支架推移步距相适应;刮板输送机各中部槽推移连接装置与支架推移千斤顶连接装置的结构和间距应匹配。
3 工作面支架装备优选配套分析
3.1 分体顶梁组合悬移液压支架
支架简介:1) 分体结构顶梁, 需要铺顶网;2) 预留双前伸梁位置, 标准配置右、单前伸梁;3) 具有组合支架的特点:稳定性好、操作简单、性价比高;4) 支架高度根据用户地质情况确定, 最高支架2500mm。适用范围:1) 炮采、炮采放顶煤;2) 除地质条件较好的工作面以外, 适应软煤、破碎顶板、软底、层理节理发育好的煤层;3) 压力较小的工作面;该系列支架通过拖梁连在一起, 两个顶梁以拖梁为支撑移动, 在工作面拖梁全部前移后一次移动到位, 克服了悬移支架稳定性较差的弊端。但是适应性较差, 当工作面应力较大时, 支架的稳定性也成了问题。
3.2 整体顶梁组合悬移液压支架
3.2.1 支架特点
1) 支架稳定性好。由于工作面支架通过托梁系统联为一个整体, 使得支架稳定性明显增强, 安全性极大提高。如果某架上方出现顶空或未支撑好, 相邻支架通过前后托梁托起该支架整体支护顶板, 使其不歪扭、不倾倒、不下落, 有效避免了工作面歪架、倒架。2) 护顶面积大。标准顶梁规格为宽0.96米、长2.6米的整体箱式结构, 护顶面积可达95%以上 (与综采支架相同) , 由于对顶板实现了全封闭管理, 所以在破碎顶板工作面不会出现漏顶现象, 支护效果良好。3) 移架速度快。由于该支架液压系统采用集中控制, 而使前移动作简单, 移架速度快, 极大地提高了工效。4) 可用于松软底板工作面。支架在坚硬底板工作面使用时可不用底盘;在松软底板工作面使用时, 可加装两柱共用的底盘。5) 采高增大, 支护力调节范围宽。良好的稳定结构及可加长、加强的顶梁, 当配以大直径或加长支柱时, 采高可达3米。
3.2.2 适用条件
1) 炮采或炮采放顶煤;2) 除地质条件较好的工作面以外, 适应软煤、破碎顶板、松软底板, 层理、节理发育紊乱的煤层, 煤层厚度变化较大的工作面;3) 工作面倾角≤18°;4) 适应煤层厚度:2米以上;
4 整体顶梁组合悬移液压支架选型计算
1) 支护强度计算。该矿工作面直接顶为泥岩, 厚度0.93m, 比重2.6 t/m3;老顶为大占砂岩, 厚度24.1m, 比重2.7 t/m3;煤层厚度5.84m, 分二层开采, 单层采高2.9m。根据常规顶板来压强度计算公式, 即按4~8倍采高计算顶板最大来压强度, 取8倍采高则:
ZH2000/15/35Z型支架配备4根支柱时支护强度为0.690MPa, 大于工作面顶板最大来压强度, 能满足支护要求。
2) 工作阻力。ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架的宽960mm, 长2900mm。支架支护面积为2.784m2, 所受顶板的压力为:P=625.47×2.784=1741.3KN
可见所选支架额定工作阻力2000KN, 是满足要求的。
3) 部分经济技术指标对比。采用单柱+π梁和ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护, 均采用三班生产, 部分经济技术指标对比如表1所示。
5 结论
综上分析, 可以得出如下结论:
1) 从支护工艺看, 采用ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护减少了很多工序, 如单柱反复支、撤, 顶梁反复拆移以及戗柱、对柱的支设等。2) 从安全方面看, 采用ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护本质上更安全, 且对“人”的素质要求不高, 降低了人员操作的安全风险。3) 从劳动组织方面看, ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护用人少, 劳动强度低。4) 从经济技术指标方面看, ZH2000/15/35Z型比单柱+π梁支护更优。分二层开采减少了一套巷道系统, 特别是采用整体顶梁组合悬移液压支架能极大的提高月产量, 使月产量达到3.708万吨。
综上所述, 采用ZH2000/15/35Z型整体顶梁组合悬移液压支架开采现有煤层技术上可行, 安全上可靠, 经济上合理且效益明显。
摘要：根据某煤矿工作面地质构造、矿压、瓦斯赋存及经济效益的情况, 结合突出煤层坚硬顶板条件支架选型的原则, 对不同种类支架优缺点进行比较分析, 最后通过计算对工作面支架进行了选型。保证了工作面生产安全, 提高了矿井经济效益。
关键词：突出煤层,坚硬顶板,选型,支架
参考文献
弱化坚硬顶板 篇7
1 事故的征兆与主要机理
煤壁压酥及片帮 (有时可达0.5~1m以上) , 顶板下沉速度急剧增加, 一般顶板下沉速度在0.1~0.5mm/h, 顶板来压时可达到7~10m m/h, 瞬时速度1.5~2.0m m/m in。顶板出现台阶下沉, 金属液压支柱出现明显下缩并发出响声;支架安全阀开启, 支柱的载荷急剧增大, 有时能听到顶板深处断裂声, 煤壁侧顶板掉碴、断裂, 摩擦支柱“放炮”, 信号柱折断发生劈裂声等。
压垮型冒顶事故的主要机理:在工作面初次来压和周期来压时, 由于老顶断裂, 顶板急剧下沉;特别是顶板出现台阶下沉时, 如果工作面支架的强度不足, 就会发生压垮型冒顶事故。
2 原因分析
2.1 在初次来压和周期来压期间支柱载荷过大
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的直接原因。在初次来压和周期来压期间, 当工作面推进到老顶断裂线附近时, 如果工作面支护系统的支撑力, 不足以支撑老顶的附加载荷与直接顶的重量时, 支柱就超载被折损, 从而压垮工作面, 造成冒顶事故的发生;其中多数发生在木支架工作面或支护强度达不到要求的工作面。
2.2 支柱初撑力不足或有较大悬顶
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的主要原因。增阻式支柱由于受压缩后工作阻力才能增加, 因此, 当支柱初撑力不足或初撑力未能充分发挥作用时, 顶板就会沿煤壁断裂呈台阶下沉;如支架工作阻力不足、支护强度低, 就会引起压垮型冒顶事故;或当台阶下沉又有较大悬顶时不及时处理悬顶而照常回柱, 也会造成压垮型冒顶事故的发生。
2.3 直接顶冒落后不能充满采空区或离层后与上覆坚硬岩层冒落不同步
这是坚硬顶板工作面易发生压垮型冒顶事故的重要原因。当直接顶冒落后不能充满采空区, 随着工作面推进, 老顶岩梁跨度越来越大, 以致逐渐弯曲下沉, 最后当断裂不能形成铰接时, 垮落岩块突然向下运动, 对采场形成冲击, 强迫直接顶从煤壁处下切, 使靠近煤壁处的支柱折断, 造成冒顶事故。或当直接顶离层后, 上覆坚硬岩层与直接顶冒落不同步, 以致坚硬岩层冒落时冲砸直接顶从煤壁处下切, 造成型冒顶事故。
3 防治对策
3.1 支护质量与顶板动态监测是防止压垮型冒顶事故的前提
坚持支护质量与顶板动态监测, 及时监测支柱工作阻力、顶板下沉量及下沉速度、支柱下缩量及其变化情况等, 掌握老顶活动规律、初次来压和周期来压步距, 适当加大工作面支护强度。
初压期间加强工作面初压预报。每班安排一名顶板观测员用动态仪进行现场观测, 并对支柱初撑力和末排工作阻力进行监测, 填写初压预报通知单, 下达区队、安监处、调度室及有关领导。现场有技术、安监、调度专业人员分三班盯现场, 负责初压措施的落实, 在顶板下沉速度大于15mm/min时, 及时发出撤人预报。
3.2 合理支护参数与支护强度是防止压垮型冒顶事故的关键
要根据初次来压及周期来压大小, 加大工作面支护强度及密度, 沿煤壁增设贴帮柱, 沿放顶线支设丛柱或密集支柱, 或配合木垛强化支护, 以提高采场总支撑能力;要减小每次放顶步距, 以一排支柱的步距为宜, 最多不超过两排支柱;适当加大控顶距 (一般最大控顶到6~7排) , 以提高采场总支撑能力及有效支护空间。在条件适应的工作面, 尽可能采用切顶墩柱;综采工作面以采用垛式液压支架为宜。
某煤矿已回采工作面, 顶板为厚度16.6m的坚硬中砂岩, 属典型的坚硬顶板工作面, 在进行工作面支护设计时, 先由“单体支柱工作面顶板支护设计决策支持系统”进行工作面顶板控制设计。该工作面咨询资料提供的支护密度为1.19棵/m2, 排距1m, 柱距0.72m, 结合开采的实际情况, 为增大安全系数, 保证支护强度, 维护好顶板, 确定支柱柱距为0.65m, 排距1.0m, 基本支柱的实际支护密度为1.41棵/m2, 其支护强度大于咨询结果, 通过回采, 工作面没有因支护强度而出现压垮型冒顶的迹象, 实践证明所选的支护参数是安全可靠的。加强采煤工作面两个质量 (支柱维修质量和支架支设质量) 、三个环节 (泵站压力达到18MPa.;新支设的支柱必须进行二次注液, 达到初撑力;支柱必须穿铁鞋) 的管理;支柱必须穿φ300mm的铁鞋, 穿鞋后仍钻底时, 穿φ400mm的大铁鞋, 以确保工作面支柱的初撑力不低于90K1V, 同时要抓好泵站压力和管路系统的完好, 保证泵压不低于18MPa, 为支柱初撑力提供重要保证。同时靠放顶线排支柱支设一排趄柱, 每5m支设一组“丛柱”, 从而保证工作面有足够的支护强度。
3.3 人工强制放顶、高压注水软化顶板技术是防止压垮型冒顶事故的保障
及时采用人工强制放顶, 积极推广高压注水软化顶板技术, 缩小初次垮落和周期垮落步距, 降低来压强度。加强面后悬顶管理, 及时进行人工强制放顶, 放顶采用岩石电钻打眼, 眼深3m, 眼距2.0m, 与顶板夹角55~70°。每孔装药量为1.5kg, 第一次放顶平行工作面打眼, 以后垂直工作面打眼。放顶步距为5m, 先在切眼放一次, 目的是首先切断采空区顶板与原顶板的联系, 充分利用顶板下沉产生的张力, 提高放顶效果, 同时由于放顶, 利用岩石的膨胀, 减小顶板的运动空间, 降低来压强度, 减少来压冲击。高压注水软化顶板就是通过向顶板注压力水, 一方面起软化作用, 促使坚硬顶板改变力学性质, 另一方面对顶板有压裂作用, 能使坚硬顶板变为易垮落顶板。
3.4 控顶区顶板控制是防止压垮型冒顶事故的补充
严格执行《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》关于顶板管理的规定, 要求控顶范围内顶底板移近量按采高≤100mm/m控制, 不出现台阶下沉。如出现台阶下沉无论有无悬顶, 均应适当加大控顶距, 待煤壁侧至少有两排支柱安全空间后才能回柱放顶;如出现较大悬顶, 又呈现台阶下沉时, 必须进行人工强制放顶或采取加强支护措施, 如套支3.2m长钢梁、加密丛柱等措施;及时对控顶区的顶板进行超前控制, 对变形支柱及时整改, 确保迎山力和初撑力时时合格。
4 结论
坚硬顶板工作面回采管理难度大, 要实现安全生产, 必须充分考虑坚硬顶板的特点, 从支护质量与顶板动态正常科学监测、支护参数和支护强度的合理选取、人工强制放顶、控顶区顶板控制等几方面采取针对性的措施, 才能有效防止压垮型冒顶事故的发生。
摘要：压垮型冒顶事故的主要原因是:在初次来压和周期来压期间支柱载荷过大, 支柱初撑力不足或有较大悬顶, 直接顶冒落后不能充满采空区或离层后与上覆坚硬岩层冒落不同步。支护质量与顶板动态监测是防止压垮型冒顶事故的前提, 合理支护参数与支护强度是防止压垮型冒顶事故的关键, 人工强制放顶、高压注水软化顶板技术是防止压垮型冒顶的保障, 控顶区顶板控制是防止压垮型冒顶事故的补充。