小煤窑破坏区（精选5篇）
小煤窑破坏区 篇1
厚煤层小煤矿开采严重破坏区域“综放复采”技术是近年来红会地区为克服小煤矿业已造成的煤层破坏而研究采用的一项实用性新技术, 该技术的主要特点是在20 世纪90 年代期间小煤矿掠夺性巷柱式回采造成的破坏煤层区域, 布置长壁工作面, 采用综采放顶煤技术对煤炭资源实现最大化的回收, 近年来的实践取得了较好效果, 延长了矿井的回采服务年限。综放工作面设备多, 体积大, 装备总质量一般在1 800 ~ 2 500 t, 收尾回撤十分费时费工, 因此, 实现安全、快速、高效地回撤, 是提高综放工作面效益的重要因素之一[1]。“综放复采”收尾回撤必须优先选择合理的终采线位置和形成可靠的支护空间, 使撤架空间处于稳定的顶板条件下[2]。
1 工作面概况
红会一矿1609 综放工作面开采区域已被小煤矿开采严重破坏, 属于“综放复采”区域。从2013年3 月25 日开始回采, 2014 年12 月20 日距终采线75 m工作面进入末尾回采阶段, 至2015 年3 月2日, 煤帮 ( 运输巷、回风巷) 距离终采线13 m时, 工作面进入收尾并做回撤通道阶段。工作面需回撤支架119 架, 其中端头支架1 架 ( 前后架) , 过渡支架6架, 中间支架112 架。采煤机1 台, 前后部刮板机各1 台。运输巷转载机1 台, 连续型破碎机各1 台 ( 转载机、破碎机总长度44 m) 。乳化液泵站1 套, 胶带输送机1 台。所有设备全部装车升井检修。
2 收尾回撤区域顶板条件
根据掘进揭露、长钻探测及与小煤矿交换资料分析, 1609 综放工作面回撤区域赋存大范围小煤矿空棚空巷, 且发育2 条断层。掘进系统形成期间, 空棚空巷区域灌浆充填量小, 垮落的顶板砂岩石块和细砂岩未胶结, 没有形成再生顶板条件, 收尾及回撤顶板支护难度大, 回撤空间的形成有较大安全风险。
3 收尾阶段顶板支护
收尾阶段主要任务是在工作面推进过程中, 在煤帮收尾起始点运输巷、回风巷两端, 支架前梁顶部挂通第1 道钢丝绳 ( 挂网用钢丝绳选用ф15. 5 mm的废旧钢丝绳制作) , 并在钢丝绳上全段挂8#铁丝菱形网片[3], 在煤帮推进过程中, 每推进1. 5 m挂1道钢丝绳并连续挂网 ( 挂钢丝绳一般为11 ~ 13道) , 支架前移钢丝绳和网片对架顶和架后垮落的松散煤岩体进行有效包裹并托挂, 形成10. 4 m的人工顶板, 为支架在回撤通道内转向回撤创造条件。
在支架顶梁与顶板之间挂绳网时, 每根钢丝绳位置每隔3 架支架 ( 每架支架宽1. 5 m, 净长6 m) 打注1 根锚杆增加绳网的护顶强度。1 ~ 3 道钢丝绳间距为1. 5 m, 之后每推进0. 8 m依次挂第4 ~ 11道钢丝绳。工作面采帮距终采线8. 8 m, 支架尾梁距终采线14. 8 m时, 采空区停止放煤, 前部刮板机随采煤机割煤出煤, 后部刮板机停止出煤 ( 图1) 。
4 回撤通道形成技术
4. 1 回撤通道支护宽度
工作面采帮距终采线2. 6 m时, 开始掘通道, 对宽度2. 6 m的非液压支架有效支护区域要重点采取措施进行可靠支护。顶板按0. 6 m的循环进度打注锚杆, 并打锚杆对煤帮进行支护。距终采线2. 3 m时, 支架停止前移, 脱开前部刮板输送机, 利用单体液压支柱配合推溜回采, 至终采线位置将采煤机停在上出口, 同时对回撤通道顶板加强支护, 形成可靠的回撤通道。工作面停采后, 支架前梁梁端至煤壁的净宽度为2. 3 m[3]。
4. 2 回撤通道锚网索支护技术
通道顶部共布置5 排锚杆, 距终采线2. 6 m处利用300 mm × 200 mm × 70 mm木托板+ 120 mm ×120 mm × 10 mm中心孔为ф33 mm铁托板+ 半球形垫、减磨垫片+ 螺母进行支护。通道形成后, 在回撤通道中心线位置以2 m的间距打注一排ф15. 24 mm× 7 000-2 400 mm树脂锚固剂锚索加强支护, 每根锚索使用4 卷Z2860 型树脂锚固剂, 锚索托板均为250 mm × 250 mm × 80 mm的木托板+ 200 mm × 200mm × 16 mm的铁托板配合使用[4] ( 图2) 。
4. 3 回撤通道特殊支护技术
因顶板处于小煤矿开采严重破坏区 ( 倾斜长度约占工作面总长度1 /2) , 支架停止前移, 回撤通道普通的锚网索支护难以有效控制大跨度通道顶板, 必须使用特殊的单体支柱配合板梁、花边钢梁架挑梁、架密集木抬棚等措施进行有效控制。
4. 3. 1 无法打注锚杆区域的支护
对回撤通道顶部大面积煤岩松散体采用厚度不小于15 cm, 长度分别为2. 2, 2. 8, 3. 2 m的木板梁架设挑梁 ( 随工作面的推采交替前移) 进行支护。回撤通道形成后每架液压支架顶梁上沿走向架设2 根3. 2 m长的花边钢梁加强支护, 其上部用板皮绞顶, 使其与顶板接触严密。花边钢梁一端架设在支架前梁上, 另一端靠煤帮侧采用DW31. 5-200 /100 型单体液压支柱支撑。停采后按1 000 mm × 1 000 mm间排距布置3 排 ф20 mm × 1 800-600 mm锚杆并挂网对煤帮进行支护。
4. 3. 2 后部刮板机机头机尾回撤支护
在支架停止前移, 支架脱开前部刮板机, 采煤机继续割煤形成通道期间, 利用该时间段, 将支架后部刮板机中部槽脱开并从回风巷上出口撤出机尾及上段中部槽。回风巷上端头沿工作面倾斜方向按1. 0m的间距架设5 根长3. 2 m的花边工字钢梁控顶, 回风巷上帮用单体液压支柱支撑, 另一端架设在119#支架上。在回撤后部刮板机机头部分时, 先撤出运输巷端头支架前架, 在该位置顶板沿工作面倾斜方向按1. 0 m的间距架设5 根长3. 2 m的花边工字钢梁控顶, 一端在运输巷下帮用单体液压支柱支撑, 另一端架设在2#过渡支架上支撑。
4. 3. 3 撤架过程中的通道支护
回撤通道采用垮落法控制顶板。回撤工艺为后退式下行回撤, 从工作面高处往低处撤出, 边撤出支架, 顶板自然垮落形成采空区。回风巷水平高于运输巷水平, 因而采用从机尾向机头回撤, 设备的主体回撤路线从运输巷撤出。
待端头后架拉到前架位置后, 先撤出119#、118#、117#过渡支架, 并在每架支架原位置各码设1个2. 0 m × 2. 0 m的“#”字形木垛, 然后依次回撤其余支架。回撤时先将116#支架抽出置于煤帮侧, 作为第1 架掩护支架, 再将115#支架抽出平行于116#支架作为第2 架掩护支架, 并在该架原位置码设1个2. 0 m × 2. 0 m的“#”字形木垛, 最后将114#支架抽出置于采空区位置作为第3 架掩护架, 并在其位置码设1 个2. 0 m × 2. 0 m的“#”字形木垛加强支护。依次回撤113#至5#液压支架, 回撤至5#架时, 接着交替回撤116#、4#, 115#、3#, 114#、2#液压支架, 并在其相对位置各码设1 个2. 0 m × 2. 0 m的“#”字形木垛, 最后回撤端头后架。为了加强工作面上出口的支护, 后部刮板机回撤之后, 在119#架和回风巷上帮之间的控顶区码设1 ~ 2 个2. 0 m × 2. 0 m的“#”字形木垛来替换抬棚支护, 确保安全。及时对回撤通道的收敛变形及顶板压力显现进行观测, 发现异常及时补强支护, 补强支护以码设“#”字形木垛为主 ( 图3) 。
5 收尾回撤顶板控制需注意问题
( 1) 在顶板控制方面, 需要对窄小煤柱的留设进一步研究和调整[5]。
( 2) 收尾回撤要防止技术方案研判不严谨、决策失误。
( 3) 要防止收尾回撤期间劳动组织不力、员工积极性不高, 造成支护措施现场落实不到位。
( 4) 要做好设备及支架的提前检修工作, 防止出现支架大柱、结构件变形严重损坏, 造成抽架和支架解体困难, 同时要做好支架倾斜、倒架调整工作。
6 前景和展望
小煤矿破坏区条件下综放工作面回撤, 耗时长且容易出现采空区发火, 如果在收尾回撤顶板支护和管理环节出现问题, 势必拖延整个回撤工期, 加大回撤安全风险。美国、澳大利亚、南非等国家采用先进回撤工艺和“面对面”快速搬迁, 搬家时间由4 ~ 6周缩短到1 周以内[6]。煤层条件较好的陕北、山西等矿井采用“多通道回撤”技术, 回撤时间和效率显著提高[7]。所以, 在实践中逐渐改进综放工作面回撤技术, 对红会矿区生产矿井的可持续发展有重大意义。
7 结论
该技术在红会一矿1609 综放工作面的应用取得了较好的经济效益和社会效益。工作面从3 月2日收尾到5 月2 日运输巷实施永久性封闭, 用时62d ( 同规模和条件的1703 综放工作面在2014 年4 月回撤, 用时达到74 d) , 没有超过煤层3 ~ 6 个月自然发火期规定。从4 月2 日停采到5 月2 日封闭, 用时31d, 停采封闭期限没有超过《煤矿安全规程》规定的“采煤工作面回采结束后, 必须在45 d内进行永久性封闭”的规定[8]。
摘要：“综放复采”收尾及回撤阶段, 尤其是回撤通道的形成, 其主要难点在于顶板条件的特殊性, 处于小煤矿开采大范围空棚空巷和断层带区域形成大跨度回撤空间, 必须优先考虑顶板的可靠支护和控制。红会一矿在1609综放工作面收尾回撤中, 采用常规支护和特殊支护结合的技术, 有效控制了空棚空巷区域的顶板压力, 形成了较为安全的回撤作业空间。
关键词：小煤矿严重破坏区,收尾回撤,特殊支护,顶板
参考文献
[1]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]徐永圻.煤矿开采学 (第3版) [M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
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[7]郭浩森, 李化敏, 李东印, 等.重型综放工作面快速回撤与末采期顶板控制技术[J].煤炭科学技术, 2012, 40 (10) :34-40.
[8]《〈煤矿安全规程〉专家解读》编委会.《煤矿安全规程》专家解读[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2011.
小煤窑破坏区 篇2
如何看待“小煤窑”到“大煤矿”的转变
发言：下面就对这个问题我谈谈自己的看法，首先我们来理解一下这句话的字面意思，从“小煤窑”到“大煤矿”从理论上讲是一个资源的整合煤矿兼并重组过程，实质是一个煤炭工业结构调整、发展方式转变的问题。从现实的意义来看既是一个经济问题，又是一个社会问题，也是一个政治问题。作为煤炭大省山西已经彻底告别了小煤窑时代，进入了现代化大矿时期。据统计，从煤炭工业本身来讲，2011年全省煤炭产量达到8.7亿吨、外运量达到5.8亿吨，均创历史新高，不仅保证了山西煤炭工业的健康可持续发展，而且进一步发挥了山西在全国的能源基地作用。从转型跨越发展全局来讲，山西的煤炭资源整合煤矿兼并重组至少解决了五个方面问题：第一，它保护了煤炭资源。山西煤炭几乎是中国煤炭行业的代名词。新中国成立60年来，山西共生产煤炭约106.3亿吨，占全国生产总量的1／4以上；外调量约70多亿吨，占全国省际煤炭净外调量的70％以上。但是，长期以来“多、小、散、乱”的粗放发展格局和模式，却成为山西省煤炭工业持续发展的桎梏。“顶峰”时期的山西煤炭行业，全省发展到7000多个大小煤矿，而其中大部分是产量极低的小矿。过去小煤窑的回收率只有15%左右，好好的资源都丢掉了，丢不起啊，我们老祖宗留下来的宝贵资源在我们手里面都毁坏掉了，这确实不行。第二，它保护了人的生命。2003年，山西省共发生死亡10人以上的特大事故8起,全部为煤矿事故所致。2007年，仅临汾一个市就发生死亡10人以上的煤矿安全事故3起„„据调查，乡镇小煤矿百万吨死亡率比国有重点煤矿的高11.3倍，小煤矿产 1吨煤要付出10倍于大矿的生命代价。“山西不要带血的GDP。”山西省省长、时任代省长的王君初到山西就发出这样的呼声，话锋直指山西煤炭业的种种隐患。通过近几年资源整合，山西这两年安全事故少，3年少死1800多人，没有发生一次性死亡30人以上的大事故，从前年的3.28事故以后，山西就没有发生特别重大事故。我们天天讲以人为本，少死人才是最大的关怀民生。第三，它保护了干部。据统计，临汾这个市3年换过3届市长、3届市委书记，都是因为事故换的，每一起事故查来来以后，都垮掉一批干部，党培养一个干部是不容易的，为事故而处理了一大批干部，所以说煤炭资源整合保护了干部。第四保护了生态环境。山西本来就生态环境脆弱，加上小煤窑的滥采滥挖，千疮百孔，生态环境很差，比如，山西省煤炭主产区的大同十里河和口泉河、怀仁小峪河、朔州七里河、阳泉桃河、孝义兑镇河、左权清漳河、晋城长河已经断流，而素有山西母亲河之称的汾河也失去了往日的风韵。2006年监测断面数据显示，汾河有66%已经成为劣五类水质，自太原以下的水体完全失去了生态功能。20多年大规模煤炭开采，造成山西部分矿区土地塌陷、崩塌、泥石流等严重地质灾害。以2002年为基年进行测算，近年来，山西煤炭开采每年造成的资源浪费、环境污染、生态破坏及地表塌陷等损失折合人民币300余亿元，即每生产一吨煤需要付出70多元的隐性代价。因为煤炭所造成的煤烟型污染，山西成为全国大气污染最严重的省份。一度，在国家环境监测总站公布的全国30个污染最严重的城市里，山西独占13名，而且包揽前五名。通过对煤炭资源环境兼并重组，生态环境有了很大的改善，大家也是有目共睹的。
铁路路基小煤窑采空处理方法初探 篇3
1.1 小煤窑采空区分类
古老小煤窑采空区开采年代久远,人力开采,开采规模小,乱采乱挖无规律,坑洞坍塌,巷道和采空区无法探清的小煤窑。
近、现代小煤窑采空区:近代小煤窑为人工开采,开采规模小;现代小煤窑采用人工配合小型机械开采,开采规模较大。通过调查及访问,借助勘探手段可以了解开采情况,主巷道和支巷道明确的小煤窑。
1.2 小煤窑采空区地表变形原因分析
采空区地表变形原因很多也很复杂,主要因素有:地层岩性组成及采空区上覆岩体力学性质、煤系地层倾角的影响、采煤方式及顶板管理方法、开采厚度、宽度及采空区尺寸大小、重复开采的影响、水文地质条件、断层及地势的影响、列车动力作用的影响。
1.3 小煤窑采空区的变形特点
小煤窑采空区由于采空范围狭窄,地表不会产生移动盆地;由于采深小,地表变形剧烈且不连续,大多产生较大的裂缝和塌陷坑;变形发生的时间无规律可循,与其顶板岩性、采深、采空面积和后期支撑有关,有的可以长时间很小变形。
不稳定的小煤窑采空区由于变形剧烈,且常常突然发生,严重时会造成列车颠覆,而一旦发生,又难以维修养护,往往中断行车。
2 小煤窑采空区稳定性的分区评价标准
近20年来,我院在山西、陕西、山东、河北参与修筑了多条经过小煤窑采空区的铁路,根据该地区煤层主要位于石炭、二叠系泥岩夹砂岩的地层特点及当时煤窑开采情况,经塌陷情况调查,典型解剖,综合检算、分析、评定后提出小煤窑采空区稳定性的分区评价标准是(适用于速度目标值小于120 km/h的铁路)。
2.1 顶板为基岩时
Ⅰ——可能塌陷区,顶板厚度小于30 m,所有工程均需处理。
Ⅱ——可能变形区,顶板厚度30 m～60 m,重点工程应处理。
Ⅲ——基本稳定区,顶板厚度大于60 m,一般工程不处理,重点工程结合工程的重要性综合考虑。
2.2 顶板为第四系土层时,按3∶1换算为基岩厚度
路基工程对各分区的处理原则是:可能塌陷区内所有路基工程均需处理;可能变形区内一般路基工程不处理,重大路基挡护工程需处理;基本稳定区内所有路基工程均不考虑处理。高等级铁路要结合路基工后沉降及稳定性要求的不同作出必要的调整。
路基工程采空处理范围:横向路堤坡脚外3 m,路堑为路堑坡脚处,土层按45°(与水平夹角),基岩按60°(与水平夹角)为扩散角,交于采空区底板为处理范围。
3 小煤窑采空区处理方法
1)采空区埋深浅,采用明挖回填处理;2)有条件进入的采空区,作好通风、照明、支护等安全措施,人工配合小型机械进行支顶(浆砌片石)或回填;路基通过还在使用的主巷道时,只对影响范围的主巷道进行加固;3)埋深较大采空区分布不清楚时,采用探灌结合的方法进行钻孔灌注处理。无水时采用钻孔灌注黄土水泥浆处理,有水时采用钻孔灌注水泥砂浆处理;4)埋深较大采空区分布较清楚时,先在处理边界作帷幕封闭,再施作中间注浆孔。帷幕孔间距一般2 m～4 m,注浆孔间距一般5 m～8 m。
4 不同处理方法的工程实例
4.1 回填加固
前提是查清坑道分布,人能进入施工,无危险性,多适用于正在使用或废弃(停采)不久的煤矿。
神延铁路DK36+100～DK36+500段沙沟峁煤矿采空区,由于对采煤边界没有进行有效控制,造成铁路保安煤柱范围内的煤层被开采及回采,采空高度1.6 m～2.0 m,采空率83%,采空顶板厚度15 m～25 m(土层按3 m折合1 m),属可能塌陷区。
处理措施:采用回填处理,顶板以下0.5 m采用编织袋装土回填,其下部填石上部填土,巷道有水地段全部填石。处理宽度自路肩以60°(与水平方向夹角)扩散角交至采空底板确定处理宽度。其中对DK36+483处主巷道进行加固处理,边墙采用75号水泥砂浆砌片石;拱部采用150号混凝土,加固厚度0.5 m。本工点自2000年建成以来使用良好。
4.2 灌黄土水泥浆
适用于年代久远,巷道坍塌严重无法进入,地下水不发育的古窑采空处理。其设计意图是:压浆充填了采空区和岩土中的空隙,提高强度,减少地下水作用而造成的地面塌陷;同时可以使松散堆积物胶结,提高强度,共同承担上部荷载。
神延铁路DK35+860～DK36+100段为清朝末年至解放前的古煤窑采空区,井下顶板部分有塌落,采空巷道已封死,地表DK35+930处地面上的矿工宿舍院墙出现开裂。该矿属巷道开采,考虑到古煤窑年代久远且巷道内有部分坍塌,综合考虑采空率采用40%,采空顶板厚度15 m～25 m(土层按3 m折合1 m),属可能塌陷区。
处理措施:采用钻孔灌黄土水泥浆处理,处理宽度:自路肩以60°(与水平方向夹角)扩散角交至采空底板的水平投影距离。钻孔按梅花形布孔,排距7 m,孔距5 m,钻孔深度以穿至煤层采空段为准。黄土水泥浆的水泥含量为10%(黄土重量的10%)。浆液采用当地黄土,经筛选过滤后加水泥制成,浆液比重12.5 kN/m3～14 kN/m3为宜,灌浆压力的控制原则由小到大,最后达到设计压力300 kPa。采空处理采用探灌结合法施工,即先施工采空处理边界的帷幕孔,孔间距适当加密,必要时添加粗骨料以防跑浆,然后沿中线向两侧隔孔施工,钻孔中发现采空时周边孔按设计孔距施工。为确保灌注质量,必须打5%的检查孔,检查孔应打在路肩上及吃浆量较大的地方。本工点自2000年建成以来使用良好。
4.3 灌注混凝土
适用于年代久远,巷道坍塌严重无法进入,地下水发育的古窑采空处理。其设计意图是:在采空区钻孔灌注混凝土在顶板与底板间形成一个个圆锥体,承托起顶板,避免地下水位下降引起的采空区变形及地面塌陷。
黄陵矿区铁路专用线DK7+367～DK7+750段位于煤窑10和煤窑11采空范围内,经物探和部分钻孔查明为大面积采空、充水,局部留有煤柱,采空后部分回填,有一定的沉陷,煤层厚约2.0 m～2.5 m,埋深20 m～30 m(土层按3 m折合1 m),炮采、木支护、辐射状开采,煤窑采空率按55%计算。
处理措施:煤窑采空区采用钻孔灌注水泥砂浆处理。DK7+367.5～DK7+588段钻孔采用排距7 m,孔距5 m;DK7+588～DK7+650段钻孔采用排距7 m,孔距7 m,均为梅花形布孔,孔径120 mm,钻孔应钻至采空区底板标高为准。处理范围:自设计的路堤坡脚外3 m(安全距离)、路堑侧沟平台外缘起,土层以45°,基岩以70°(与水平向夹角)向下交至采空底板的水平投影距离。灌注时应先施工两侧及两端边界钻孔,形成帷幕防止浆液外流。水泥砂浆配合比(水泥∶砂子∶石子)为1∶4∶5(重量比)。水灰比为1∶1。速凝剂(水玻璃)掺入量为水泥重量的3%。施工灌浆孔时,由周边向中心灌注。所用石子应冲洗干净,石子粒径以10 mm～20 mm为宜,级配良好。灌注时采用承压式全孔灌注法,应先稀后稠,灌满为止。泵量及压力控制由小到大,逐渐提高,最后达到设计的300 kPa。为确保灌注质量,必须打5%的检查孔,检查孔应打在路肩上及吃浆量较大的地方。采空处理和路堤填筑完成后,对本段路堤进行了堆载预压并进行了沉降观测,沉降观测结果显示采空处理后再无明显变形。本工点自2003年建成以来使用良好。
4.4 灌碎石水泥砂浆
适用于年代久远,巷道坍塌严重无法进入,有流动地下水的古窑采空处理。其设计意图是:路肩范围采空区内用碎石及水泥砂浆压满,路肩以外各钻孔在采空区内形成碎石砂浆圆台式承托起顶板,并留出地下水通道避免地下水位上升引起的采空区变形及地面塌陷。
神延铁路K142+084.23～K142+314.23段位于四卜树古煤窑采空区,四卜树煤窑清代就开始无序随窑开采,采煤年代久远,地下采煤巷道及范围较难落实。1992年又复采,因产量小、煤层薄,目前煤窑已废弃。煤层厚0.6 m～2.0 m,采空率约50%,埋深20 m(土层按3 m折合1 m),为可能塌陷区。本段路基工程2000年已竣工后发现病害,需进行病害整治。
本段路基工程竣工后经过两个雨季发现路基面沉陷,后经物探、钻探等手段进一步核实,原采空处理区(原设计采用钻孔灌黄土水泥浆处理)大部分钻孔钻出空洞,少部分钻孔中有压浆填充物,填充物厚度0.1 m～0.4 m不等,空洞深度0.6 m～2.0 m。
在线路左侧180 m处有一出水口,出水口高程比采空区底板低0.54 m～1.94 m。敞开出水口实测钻孔底水深0.1 m～0.4 m,封住出水口14 h后发现孔底水位发生较大变化,钻孔内最大水深(采空区底板以上)6.70 m。由此可见原采空处理工程失败的原因是地下水流动带走黄土水泥浆充填物,导致顶板悬空引起地表下陷。处理措施不当与该地区在勘测设计及施工期间久旱少雨,地下水位下降的客观因素有直接关系。
病害整治处理措施:采用钻孔灌碎石水泥砂浆处理,钻孔布置由路肩向两侧布置,每侧各3排孔,路肩处的2排孔其排距6.0 m,孔距5.0 m,其余4排钻孔排距5 m,孔距5.0 m,呈梅花形布置。处理宽度每侧15.5 m,水泥砂浆碎石配合比(水泥∶砂子∶石子)为1∶4∶8(重量比)。水灰比为0.7∶1～1∶1。水玻璃掺入量为水泥重量的3%。路肩宽度范围采空区用碎石及水泥砂浆压满,路肩以外各钻孔在采空区内形成碎石砂浆圆台。为防止煤窑采空区形成地下水库,四卜树沟的出水口放开,常年流水,沿线路方向每隔50 m设横向排水通道一处(路肩两侧钻孔仅灌注碎石及砂),碎石粒径以10 mm～20 mm为宜,级配良好,以确保路基的安全。钻孔完成后碎石由孔口缓慢注入孔内,同时启动砂浆泵,向孔内注入水泥砂浆,注入量按空洞大小进行计算。先灌两侧的两排孔,形成圆台式帷幕,再灌中间两排孔,为使路肩范围内的空洞压满,采用间歇式注浆,先将碎石放入孔内,然后注水泥砂浆,间隔12 h后再注一次水泥砂浆,砂浆的厚度将越来越厚,直至
灌满,同时水泥砂浆由稀变稠。为确保灌注质量,必须打10%的检查孔,检查孔应打在路肩上及吃浆量较大的地方。本工点自2003年建成以来使用良好。
5结语
小煤窑采空处理属于隐蔽工程,处理工程的成功与否与路基稳定、行车安全紧密相关,而且小煤窑采空处理没有完善成熟的经验可借鉴。每一个成功的处理工程都是一份宝贵的经验,只有不断地总结经验和教训,才能设计出经济合理的处理方案。
随着铁路的全面提速及客运专线和高速铁路的兴建,对小煤窑采空处理方法的研究必将不断深入。相应的规范也急需制定和完善。
摘要：针对小煤窑采空区的特点及对铁路路基工程的危害,结合几条线铁路路基小煤窑采空处理的成功经验,提出在不同地层、工程地质及水文地质条件下,小煤窑采空处理的几种方法,以供大家参考。
关键词：小煤窑,采空区变形,处理措施
参考文献
小煤窑破坏区 篇4
1.1 工作面概况
该工作面地面位置位于南头村东南约500 m, 地表有黄土覆盖。地面标高为+895~+1030 m, 工作面标高+665~+810 m。
井下位置及四邻采掘情况:N11107工作面为N1采区西翼的第四个工作面, 南邻N11105作面 (未掘) , 北为N11109作面 (未掘) , 西部为南头村保安煤柱。回采对地面的影响:地面有公路及高压线 (崞兑线) , 回采对地表会造成裂缝和塌陷。该工作面采用倾向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法, 工作面采高为2.7 m。
1.2 煤层赋存情况
该工作面开采太原组9-10-11#煤合并层, 该煤层产状简单, 但结构复杂, 其夹矸一般有4~6层, 也有一些区域达8层以上, 在煤层的上部 (距顶板1.3m左右) 和下部 (距底板1.2 m左右) 分布有比较稳定的夹石层, 厚度分别为0.43 m、0.21 m左右, 其余各层夹矸为泥岩透镜体, 呈串珠状分布于煤层中间。煤层最小厚6.5 m, 最大厚8.3 m, 平均7.51 m, 煤岩层倾角为4°~8°, 平均6°。煤种为瘦煤, 稳定可采。
1.3 工作面小煤窑空巷情况
N11107工作面机头推进至7#1.5 m、机尾推进至6#2.5 m, 运输巷受小窑破坏区的影响范围剩余460 m, 材料巷受小窑破坏区的影响范围剩余335 m, 工作面机头35#支架至机尾152 m范围内受小窑破坏及空巷影响严重。
2 采取措施
2.1 技术措施
1) 工作面35#支架至机尾152 m范围内受小窑破坏影响, 采取跟机作业带压拉架, 拉架时要少降、慢降、快移, 支架开始移动后停止降架, 支架到位后, 及时升架并迅速打出伸缩梁护顶。
2) 工作面受空巷影响若煤壁片帮或顶板破碎严重, 在破碎处支架上放铺网并且平行于工作面布置两排规格为Ф200/2×3 000 mm的棚板带压拉架, 铺设金属网规格:6 000 mm×900 mm, 网格尺寸为40 mm×40 mm, 网格形式为经纬网, 网丝材料为10#铅丝, 铺设时采用长边对接, 短边搭接, 搭接长度为300 mm, 联网距不大于250 mm, 短边搭接处双排联网, 长边对接处单排联网, 单股联网丝对折使用, 每扣拧三圈以上。在前滚筒割过煤后, 及时伸出伸缩梁护顶, 追机打开护帮板护帮, 若片帮严重二次拉架后, 断面距大于340 mm时, 应在支架前梁上挑棚板支护。
3) 过空巷要尽量采取二次移架的方式及时拉架以缩小端面距, 如果顶板破碎要保证支架顶梁接顶严密, 护帮板及时伸出护帮, 端面距≥500 mm时, 打贴帮戴帽点柱支设抬棚。
4) 材料巷、运输巷现处于空巷影响范围, 为避免移架过程中顶板下沉、破碎发生漏渣现象, 根据顶板情况提前铺设金属网, 在每两个钢带或棚子中间垂直巷道架设3.2m的π型梁或圆木, 一梁三柱支护。两巷在小窑破坏区域时, 原架设的U型棚梁不进行拆除, 取棚腿时必须提前将顶梁支护后再进行, 严格执行先支后回的原则。
5) 两巷根据顶板情况延长超前支护距离, 使用DZ-31.5型单体支柱配用3.2mπ型梁进行支护。单体支柱配π梁具体形式为:3.2mπ型梁平行于巷道分三排布置, π型梁梁头对接 (最大不得超过100 mm) , π型梁距两帮均为400 mm, 均为一梁三柱, 支柱距梁头200 mm, 柱距1400 mm。
6) 若受空巷影响发生拉槽、漏顶时, 必须使用棚板 (规格Ф200/2×1200 mm) 或道木勾顶, 保证支架接顶严密。
2.2 安全技术措施
1) 首先要抓好顶板管理工作, 对工作面及两巷小窑破坏、空巷影响范围内的支架、支柱的二次补液, 保证支架的初撑力不得低于24MPa、支柱初撑力不低于11.4 MPa。并准备足够的支护材料。
2) 工作面过空巷期间采取“先探后采”的原则, 地测科要及时探测观察水情和小窑空巷的情况, 对小窑空巷的情况及时上图, 并附剖面图, 以便及时指导组队安全生产和制定相应的措施。
3) 地测科负责定期观察、掌握工作面涌水情况, 在雨季中要经常地检查地面裂隙塌陷情况, 要提供详细资料, 在地质说明书中, 编写制定出可靠的探放水措施。工作面要备足水泵、水管等排水设备, 两巷水仓必须配备两台排量在50m3/h以上的水泵, 保证一用一备。
4) 推进过程中, 根据地测空巷资料, 保证工作面不上窜下滑的前提下, 尽量将工作面与空巷调成伪斜, 减少空巷暴露面积。
5) 过老空期空顶距离大于600 mm时, 要及时进行专人支护, 支护工作要由有经验的老工人施工, 至少三人一组, 一人观测、一人递料、一人操作, 无关人员不准进入施工现场, 并确保退路畅通。
6) 过空巷要适当调整工作面采高 (不得低于2.5 m) , 使工作面采高与空巷平缓过渡。
7) 严禁人员进入未维护空巷范围内。煤机距离支护段10 m时, 要停止并闭锁煤机和前溜子, 执行“先支后回”的原则, 回收影响煤机通过的支护材料。煤机割到此处, 要放慢牵引速度, 走空刀通过空巷支护范围。
8) 工作面过空巷期间, 采煤机割煤机要慢速度, 防止空巷内有金属物因采煤机速度过快而崩出伤人。采煤机司机要密切注意采煤机的运行情况, 发现不安全因素, 及时停机进行处理。
9) 工作面过空巷期间, 队组要加强各种机电设备的检修, 保证工作面顺利通过空巷。
10) 过空巷期间, 通风区要设专职瓦检员检查工作面的各类有毒有害等气体情况, 发现异常, 立即汇报矿调度, 以便采取有效措施, 保证作业人员的安全。特别是工作面与空巷交叉点, 有毒有害气体的监测, 发生有害气体超限时, 工作面人员必须立即停止作业、撤出人员、切断设备电源、及时向上级汇报, 待有关人员处理确保安全后, 再进行作业。
11) 工作面带班长、采煤机司机要随身携带便携式瓦检仪、一氧化碳探测仪、氧气检测仪, 发现气体超标要报警, 立即停止作业、汇报调度、撤离人员, 待有关人员处理确保安全后, 再进行作业。
12) 如发生冒顶, 必须先仔细观察冒顶区周围的情况, 组织人员预备好足够的木料和工具, 当班跟班队干指派专人负责观察顶板的变化情况。在处理冒顶之前, 必须先清理好退路, 将周围顶板维护好, 待冒顶区顶板稳定后, 方可进行处理。在冒顶区域使用勾木打设“#”字型木垛进行接顶, 操作时只准一人站在冒顶处斜上方作业, 并随时进行敲帮问顶, 防止发生二次冒顶伤人, 发现异常 (如顶板响动、漏矸等) 情况, 通知作业人员立即停止工作, 迅速撤出冒顶区。
3结语
通过N11107综放工作面过小煤窑空巷的相关技术措施, 达到了综放工作面安全生产的目标, 为今后综放工作面过小煤窑积累经验。
摘要：某矿N1采区N1 1107综放工作面过小煤窑空巷, 详细介绍了保证综采放顶煤工作面安全生产的有关要点, 及相关技术措施。
小煤窑破坏区 篇5
义马煤田常村煤矿煤种属低变质的长焰煤, 挥发分含量超过40%, 煤岩成分以镜煤和亮煤为主, 自燃倾向性严重, 干煤的吸氧量为0.62~0.77 m L/g, 自然发火期15~30 d, 最短仅7 d, 属极易自燃煤层。瓦斯矿井, 煤尘具有爆炸性, 爆炸指数26.79%~48.33%。
1 21000 综放工作面概况
义马煤田常村煤矿21000 综放工作面位于21 采区, 最大采深418 m。北部为1315 综放工作面, 西部、南部分别为已采毕的21011、23030 综放工作面, 东部为F16 派生断层煤柱, 东北部紧邻副切眼为小煤窑采空区, 顶部为23011、1315 工作面采空区, 属孤岛煤柱, 有冲击地压倾向性。所采煤层为侏罗系中统下段义马组2- 3 煤, 为中厚到巨厚煤层, 赋存较稳定, 未采煤层厚度为9.5 m, 上部采空区个别地段剩余煤层厚度3.5 m左右, 工作面可采走向长度737 m, 副上巷长为306 m, 副切眼长为103 m, 安装支架69 架, 主切眼与副切眼对接后剩余可采走向长度为431 m, 切眼长为126 m。预计工作面正常涌水量10 m3/h, 最大涌水量120 m3/h。
2 防治小煤窑采空区灾害的技术综合应用的原因
21000 综放工作面之所以有主副回风巷和切眼, 主要原因是力避小煤窑采空区, 在保证安全、满足《煤矿规程》防隔水煤柱宽度的前提下, 提高资源回收率。在掘巷探放水期间已探知:①副切眼上隅角以下20 m顶部重叠有6 m宽的小煤窑采空区;②副切眼上隅角上部、顶部、东部距离上隅角8~10 m均有小煤窑采空区;③探水眼内测到CO气体200×10- 6, CH4气体3%;④秋季雨水较多, 地表水可经小煤窑采空区直接涌入工作面, 涌水量40 m3/h。该面又属于弱冲击地压区域, 集自燃、瓦斯涌出、冲击地压、顶板、水患于一体。
3 综合防治技术
3.1 调节风窗开区均压
调节风窗开区均压原理是适度升高开采空间的静压, 使之接近或不小于自然隐患或瓦斯溢出口里侧的静压, 减缓或消除向自然隐患点的漏风强度, 减小采空区漏风带的宽度。其作用是改变漏风区域的压力分布, 降低漏风压差, 均衡工作面与地面之间的压力差, 从而达到防止上部老火复燃, 抑制采空区遗煤自燃、熄灭火源的目的[1]。21000综放工作面均压如图1 所示。根据该面实际情况, 由图1 分析可知, 实施均压时, 按照“远近结合, 多级控制, 相互弥补, 稳定可靠”的方法在工作面副上巷距切眼100~150 m范围内均匀装设三道能人工卷降高度、方便行人的调节风门, 位置如图1 副上巷处。
工作面风量由950 m3/min调整到650 m3/min, 使工作面上下端的压力差减为60 Pa, 满足《煤矿规程》风速要求即可。建造调节风门时, 两道风门的间距50 m, 当巷道面积与风窗面积之比不超过35 时, 调节风窗的面积可按以下经验公式确定:
式中:Sw为风窗断面积, m2;Q为通过风窗巷道的风量, m3/s;S为风窗处巷道断面积, m2;hw为风窗所产生的风压差, Pa。
此均压方式持续使用时间以7~10 d为宜, 均压前后压能变化情况如图2 所示。
3.2 隔离墙充填法
切眼上部、顶部有采空区气体、水隐患, 初采推出切眼期间, 为防止工作面上部40 m老塘垮落有害气体涌出, 采用了充填法推采模式。除了先在上隅角、绞车窝打设两个木垛外, 当切眼推出2.5~3 m宽时顺倾向沿老塘40 m再打12 个木垛, 所有木垛用实木横杆绞接在一起, 如图3 所示。为隔离水患, 所有木垛用风布罩住, 阻断水流通道, 即便有水也让其沿倾向往下巷去。在推出切眼期间, 副上巷CO含量为零, CH4为0.14%, 架间缝隙CO含量最大80×10-6, CH4为0.24%;水最大流量38 m3/h。
3.3 注胶封堵
掘进探老空期间已探明小煤窑采空区存在气体隐患, 在工作面上隅角靠采空区侧, 按照“空间分层、深浅结合”的方式分别往上部、顶部、东部施打12 个 φ40 mm深度6~10 m的封堵孔[3];工作面上部40 m老空每隔1.5 m往顶部呈发散状施打同样的封堵孔。注胶起到堵塞漏风通道和抑制煤炭自燃的作用。
3.4 埋管抽放
工作面上隅角是有害气体聚集的最薄弱地点, 只有“堵、放”结合才能有效地防治有害气体不超限, 在上巷采空区埋管抽放是实施“放”的有效措施[4]。上隅角抽放管分“上、下”两部分, 上部分由4 根 φ50 mm硬塑料管和1 根 φ150 mm PVC管压入袋墙顶部的插管构成;下部分地埋管由2趟 φ100 mm铁管子构成, 为不间断抽放气体, 每隔5 d交替在铁管子上加立管。立管由 φ100 mm的铁管制作, 垂直于底板, 抽放管的抽放强度和位置根据上隅角的气体情况而定。
3.5 开区注氮
97%的氮气对采空区的遗煤有抑制作用, 减缓煤的氧化速度, 为配合工作面快速推进, 采用开区注氮的方式。综采支架每隔5 架在支架底座上固定超厚 φ50 mm的钢管1 根, 此端预留有绊环、丝扣, 通过接箍和高压软胶管、氮气输送管相连;另一端压入后溜子槽下, 随着支架的前移续接钢管。压入的深度10~20 m不等, 随煤的氧化带深度确定。埋管注氮是借助于漏风将注入的氮气散布于采空区内, 这种方法的优点是注氮的工艺简单, 适用连续注氮[5]。
3.6 其他措施
(1) 加快回采推进, 每天推进度不少于2.5 m, 待推出30 m后再放煤, 尽早把小煤窑自燃区甩入窒息带。
(2) 稳定通风系统, 合理配备工作面风量, 为尽可能减小漏风, 工作面的风量维持在650 m3/min左右。
(3) 建墙封堵上下隅角, 控制漏风通道, 上隅角袋墙从端头第3 架后尾梁建止巷帮, 自下而上沿工作面倾向外偏10~15°;下隅角袋墙从端头第3 架后尾梁每推进5 m建一止巷帮, 自下而上沿工作面倾向里偏10~15°, 随着工作面的推进, 上巷每隔10 m, 下巷每隔5 m对闭墙以里实施注胶充填, 加立管的袋墙区间不注胶。
(3) 下隅角吊挂风帘, 减少向采空区窜风, 自下巷下帮沿工作面倾向至少顺风流吊挂20 m。
4 结论
煤矿生产过程中, 往往是多种灾害因素并存, 采取多种措施综合利用, 能有效扼制灾害的发生。特别是在孤岛等特殊地段, 采用“均压抑漏, 封堵隔断, 稳定系统, 综合治理”的思路对采空区的自燃隐患进行“休克”治理是可行的, 措施经济、简单实用、有效。实践表明多种技术综合应用是解决多灾变因素下安全回采的有效手段。
参考文献
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[2]张斌.均压通风防灭火技术的应用实践[J].煤矿安全.2011, 42 (2) .
[3]刘吉波, 毛德庆, 师永国, 等.负压通风下小煤窑CO泄入的综合防治[J].煤矿安全, 2002, 33 (8) .
[4]李守国, 高坤, 张占才, 等.采空区抽放治理上隅角瓦斯技术[J].煤矿安全, 2004, 35 (7) .