破碎顶板控制

破碎顶板控制（共9篇）

破碎顶板控制 篇1

1 工程概况

某矿2106工作面采用走向长壁式一次采全高采煤法, 大巷采用皮带运输, 皮带提升, 工作面采用单体液压支柱配合金属顶梁支护。2号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.20~4.00 m, 平均厚度为2.30 m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 厚度为1.50~6.30 m, 平均厚度为3.20 m。受区域构造控制, 本井田总体为一轴向北西的背斜构造, 地层倾角一般5°~8°, 局部达25°左右。井田内发育17条断层及1条背斜, 未发现陷落柱及火成岩构造, 其中, F1正断层位于井田西部边界一带, 走向N10-18°W, 倾向NE, 倾角70°落差H=210 m, 向南、北均延伸出本井田, 区域延伸长度达10 km。井田内2号煤层巷道揭露。构造应力作用下巷道围岩裂隙发育, 顶板破碎。

2 破碎顶板巷道失稳规律

2.1 巷道原有支护方式

采用网喷支护形式来用于回风大巷断面设计, 局部区域采用锚索加强方式支护。网片的搭接间距为100 mm, 用钢丝网进行固定, 采用矩形布置, 锚杆的参数为20×2 000 mm, 规格为800 mm×800 mm, 外露长度为50 mm, 用型号为CK2350锚固剂进行锚固, 每根锚杆配2卷锚固剂。原支护方案采用36U型钢、混凝土喷层、钢梁支护。36U型钢间距为500 mm, 采用普通强度连接件连接半圆拱钢梁与直腿钢梁, 搭接长度400mm。钢筋网搭接长度为100 mm×100 mm, 钢筋网底部连接处两边各安设4对卡子, 钢筋网顶部安设2对卡子。采用强度等级为C20混凝土进行喷层支护, 喷射厚度为150 mm,

2.2 U型钢支护数值模拟分析

从图1可以看出, 由于U型钢刚度低, 并且底板支护没有到位, 底臌量的增加, U型钢底部发生弯曲, 削弱对围岩控制作用。巷道底臌量可达250 mm, 底臌量较大的原因在于U型钢无法对巷道底板进行有效支护。巷道底臌引起围岩流变, 进而导致巷帮发生位移, 最终引发围岩失稳。

基于上述分析可知, U型钢支护存在如下问题。

1) U型钢难以对破碎顶板有效支护。由图1可以看出, 西回风大巷承受构造应力较强, 且随埋深增加围岩松动范围增大, 这对于巷道的维护来说很重要。从力学角度来看, 巷道开挖后, 顶板围岩在拉应力作用下断裂、冒落, 节理裂隙进一步发育, 导致U型钢难以接顶, 不能有效提供径向应力, 难以控制破碎区发展。

2) U型钢支架不能提供主动支护力。U型钢的顶部与周围岩石没有密切贴合, U型钢不能起到立竿见影的支护效果, 只有周围岩石发生一定的形变之后, U型钢才能起到支护作用, 当支护强度达到200 k N/m2以上时, 对周围岩石的形变才能起到支护作用。只有及时地向周围岩石给予充分的支护, 才能保证巷道的安全。

3) U型钢支架不适应滑动破碎围岩巷道非对称变形特征。U型钢支架支护难免与周围岩石存在空隙的现象, 不规则、破碎的岩石与U型钢不能完全无缝的贴合, 这样就存在U型钢受力不均引起局部承受过多, 导致连接件偏载、移动, 当U型钢连接件受力超过自身强度时出现损坏[1,2,3,4]。

4) 底板缺少有效支护措施。巷道底板的支护不足使得底板迅速隆起, 这样U型钢两边的支架会向中间移动, 当产生这种移动后, 导致U型钢两边的底角不牢固。当将底板隆起部分铲除时, 使得两边支架更加松动而产生移动, 因此U型钢难以发挥支护承载作用。

由此可见, 将U型钢用于周围松软破碎、围岩不完整的岩石巷道, 并不能给予充足的承载力去支护巷道, 发挥不了U型钢本身的作用。而U型钢集中受力, 导致其整体对周围岩石的承载力降低, 使用寿命变短, U型钢毁坏。

3 支护方案及工业性试验

基于普氏理论, 顶板自然平衡拱下方围岩采用“预紧力锚杆联合钢带、金属网”支护, 目的是将原有单根锚杆点支护扩展成为面支护, 防止自然平衡拱下方岩层离层、垮落, 将拱下方岩体组合为次承载层与自然平衡拱上方联系。因此锚杆长度至少应大于冒落区域, 锚杆拉力之和应不小于冒落拱下方岩石重量。改进支护方案如图2所示, 采用锚杆、锚索、W型钢带、混凝土喷层联合支护。采用MSGLD-335/22×3 000型锚杆, 预应力不小于5 t, 顶板锚杆间排距750 mm×750 mm, 帮锚杆间排距750 mm×750 mm, 底角锚杆在高帮一侧与水平线夹角为30°, 低帮一侧为45°, 形成不对称底角锚杆支护。金属网搭接长度100 mm, 均匀布置。采用强度等级为C20混凝土对巷壁喷射支护, 厚度150 mm。在巷道顶板中心及量肩窝处安设规格为17.88×6 300 mm预应力锚索, 预应力不小于300 k N。经工业性试验, 顶板下沉量大大降低, 仅为48 mm;巷道底臌状况也大大改善, 最大底臌量仅为62 mm, 围岩稳定性增强, 取得良好支护效果。

注:岩层角度变化时, 应调整各锚杆角度, 尽量增大锚杆与岩层面的夹角。

4 结语

通过对巷道周围滑动破碎的岩石形变特点以及原支护的U型钢受力分析, 针对具体的破坏特征提出“不对称底角锚杆联合锚索支护技术”, 同时也进行了实际施工的应用, 取得了较好的支护效果。

参考文献

[1]张成.谢桥煤矿13118工作面2#陷落柱及影响区的煤岩特征[J].华北科技学院学报, 2009, 6 (2) :19-22.

[2]华心祝, 谢广祥.极软岩巷道锚注加固注浆材料研究与应用[J].岩土力学, 2004, 25 (10) :1642-1646.

[3]刘长武, 陆士良.水泥注浆加固对工程岩体的作用与影响[J].中国矿业大学学报, 2000, 29 (5) :454-458.

[4]刘再斌, 南生辉.陷落柱治理注浆工程效果检查技术[J].煤炭工程, 2008 (6) :59-61.

破碎顶板控制 篇2

关键词：不规则工作面；综采拆除；破碎顶板；架设棚；铺设金属网

中图分类号：TD822 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）14-0099-02

1 概述

Ⅲ5414工作面地质条件复杂，在接近收作时由于受两条断层构造影响，第40架至工作面机尾顶板比较破碎，再加上该工作面不规则开采，需要甩采机尾，致使该段范围内存在搓网、撕网现象，在有效期限内，未能按照计划要求将金属网铺设到位。经过现场勘查，决定采取使棚铺网技术方案。

1.1 工作面位置

该面右以Ⅲ4采区轨道下山为界，左跨Ⅲ6采区至矿界（与杨庄矿边界），上区段为Ⅲ5412综采工作面已回采完毕，下区段Ⅲ5416工作面，尚未开拓；外段顶部为Ⅲ4416、Ⅲ4418工作面采空区，里段顶部为四煤层岩浆侵蚀区，不可采。（图1为Ⅲ5414平面示意图）

图1 Ⅲ5414平面示意图

1.2 煤层情况

该工作面煤层为5煤层，层位属二叠系下统下石盒子组，从两巷和切眼揭露煤层资料显示，该面煤层结构简单，硬度较小，呈碎屑状或粉末状。煤层赋存较稳定，局部受构造影响，煤层厚度1.4～3.5m，平均2.8m，属中厚煤层。煤层倾角5°～12°；煤种牌号属瘦煤，其宏观煤岩类型属半亮型。

1.3 煤层顶底板情况（见表1）

2 施工方案

2.1 使大棚

工作面第35架至机尾使正规大棚，一架两棚，均使用3.8m一端带牙壳的工字钢梁，梁的一端放在支架实梁上，搭接长度不小于300mm，另一端用圆木和单体共同撑起，圆木规格3m×（￠180～200）mm，单体规格DW31-250/100X，棚腿必须支设在实底上。顶板用塘柴笆片、板皮过严，掉漏顶处用大料、塘柴接实过严，煤帮用板皮配合塘柴笆片腰实背严。

2.2 铺金属网

2.2.1 上网时从第35架开始，将金属网沿工作面展开，金属网用10#铁丝固定大棚工字钢梁上，走向每隔200mm一处联结。

2.2.2 上完第一张网后，再上第二张网。每两张网之间倾向搭接长度为500mm，压茬时，机尾方向的网放在机头方向的网之上，逐张类推；沿走向搭接是新网在老网之上，搭接长度不小于500mm，联接点距离不大于200mm，联网压茬双边都要联，用16#铁丝双股扭结，直至上网工作结束。

2.2.3 金属网连接好后，在支架前端倾向绑一排2寸金属水管，然后每间隔500mm必须铺设钢丝绳（钢丝绳为废旧Φ18.5及以上绳），要求钢丝绳拉直拉紧，钢丝绳连接处应不少于3个蛤蟆卡子固定。

2.3 甩采

2.3.1 工作面甩采之前必须先将工作面运输机调整一直线，然后每隔25架一个压茬甩采。

2.3.2 第一刀煤机下行割煤至机头，25架以下运输机微推调整，25架以上按一个截深推移运输机。第二刀采煤机下滚筒下行至20架，采煤机上行割煤，26-50架微推运输机，50架以上按一个截深推移运输机；照此办法，每25架为一个压茬段，直至一个循环结束，每进一刀要调直运输机及支架，使工作面运输机和支架分别保持两条直线。

2.3.3 为防止移架时大棚下落，移架前要在本架的两根大棚梁子上打好单体，单体距支架前梁的距离要大于或等于本架的移架步距。

3 安全要求

（1）人员进入煤壁作业前，必须停止刮板输送机，并用载波闭锁，工作地点距采煤机滚筒5m范围内有人作业时，必须将煤机切断电源，打开隔离开关和离合器。

（2）进入煤壁作业时，人员必须站在有支护的安全地点，严格执行“敲帮问顶”制度，用长物找掉危岩悬矸及松动的煤壁，保障后路畅通，并且要安排专人观察顶板及周围情况，发现问题立即喊号撤人。

（3）联网时，工作面运输机必须停电闭锁，金属网铺好后，进行割煤时，多余的网用铁丝向后吊挂在支架上，以防煤机割到网。

（4）人员在煤壁工作时，严禁任何人操作本架及上下各5架范围内的支架，如需操作，必须待人员全部撤至安全地点后，方可操作。

（5）煤机司机必须精心操作，严禁撕网，一旦撕网，必须补好网，并拆掉煤机滚筒上的金属网后，方可正常

作业。

4 经济效果

社会效益：该面在规定时间内的实现了安全回收，在很大程度上改善了职工的安全施工环境，实现了“人、机、环、管”的和谐发展。

经济效益：缩短了设备的周转周期，提高了设备的使用效率，有效地遏制了设备能耗的流失而带来的经济损失，且降低了设备租赁费用。

5 结语

矿井的开采需结合实地的水文地质情况制定相应的安全性措施，淮北矿业集团公司闸河矿区多为老矿，地质条件复杂，断层构造多，顶板裂隙发育，工作面多为不规则布置，综采拆除准备困难，破碎顶板条件下铺设金属网比较困难。该项技术的成功应用，为相同地质条件下综采收作前准备提供了很好的经验。

作者简介：闫安（1978—），男，安徽利辛人，安徽淮北矿业股份有限公司朱庄煤矿助理工程师。

综采工作面破碎顶板的控制 篇3

在综采工作面应用大型化机械设施的影响下, 巷道断面增大, 这增加了采掘的深度, 同时也容易出现较多顶板破碎的现象。破碎顶板是指岩层的自稳能力低、整体性能差、强度低, 且在工作面控顶区的范围之内较难控制的顶板。破碎顶板重点是指采煤工作面上稳定性较差的顶板, 破碎顶板就会导致局部漏顶情况的出现, 倘若不能够及时地加以控制, 那么就可能出现工作面漏垮性的冒顶危险, 进而不利于煤矿的顺利生产, 为此, 应当有效地控制综采工作面破碎顶板, 保障煤矿生产的安全性。

1 综采工作面破碎顶板的控制

1.1 选用合理的支架类型

煤层顶板的稳定性比较差, 尽可能地将有着伸缩性前梁期且具备护帮板的支架应用于工作面, 在通过采煤机之后, 迅速地打开护帮板与伸缩梁或者是将支架前移, 对刚刚暴露的顶板煤帮进行支护, 将伸缩梁伸出, 从而使得断面距尽可能地缩小。

1.2 将金属网铺设在顶板

对工作面局部的破碎顶板进行控制, 能够在顶梁上将金属网跟工作面垂直铺设, 网与网间的搭接长度需要是200毫米, 间隔100毫米连一扣, 尤其需要在旧网片的下面放置新网片。在顶板破碎较大范围的时候, 铺网最好沿着工作面。在到达顶梁上方的时候, 破碎顶板已经非常破碎, 并且厚度不一的浮矸层形成于顶梁上方, 在移架的时候, 由断面和架间漏下浮矸, 也会冒顶使得端面扩大, 顶网的铺设可以让破碎顶板变得整体化, 对顶板进行很好地改善。通过铺设双层的顶网, 这有利于管理顶板, 有着下面的优势:有效避免煤壁片帮, 使得片帮的深度减少;围岩刚度和平均支护强度得以提高;避免断面、架间漏矸, 使得顶板和顶梁的接触状态改善。

1.3 初撑力保证阀地安设

在对移架进行人工操作的时候, 为了使得移架的速度大大提高, 常常因为供液时间短, 支架初撑力不能够到达额定的值。将初撑力保证阀进行安设之后, 即使将操作手把松开, 支架还能够继续增压, 这样持续到额定初撑力之后, 才对供液进行停止。

1.4 移架以及工作面采高的调整

对于移架工艺的调整来讲, 一般是留1个截深的距离在输送机以及支架之间, 割煤后对支护顶板进行移架, 一次性到位。在较为严重的煤壁片帮和顶板破碎的情况下, 能够将移架超前。此外, 实施带压擦顶移架, 使支柱的工作阻力保持, 使顶梁擦顶向前移动, 这能够使得顶板岩层的活动性减少, 从而有效地控制顶板破坏。控制综采工作面的高度至少是3米, 让支架保持理想的支护状态。顺着顶底回采的过程中, 为了避免冒落留设顶煤而导致的梁端空顶, 尽可能地使留底煤减少, 避免陷底支架导致拉架的难度提高。由实际经验来讲, 相似情况下的综采工作面的设计采长需要在200米以内。

1.5 注重对员工的教育和培训

注重对员工的教育和培训, 让员工体会到局部冒顶的巨大危害, 增强控制质量意识。这就需要员工认真地做好工作, 教育培训部门要要对采、支、回等一系列人员采用业余培训的方式实施冒顶机理培训, 不断地归纳避免局部冒顶的收获, 在最小的范围内开展局部冒顶。

2 综合顶板控制技术

2.1 木锚杆控制

对于综采工作面的破碎顶板来说, 首先是要观察综采工作面的煤壁的片帮过程, 探索引起片帮的真正原因, 是因为构造裂隙, 还是受采动的影响, 引起片帮的主要方式有三种, 一种是沿着弱面向自由面滑落;二种是随着进刀方向而发生冒落;第三种是因煤壁受到压力出现裂隙面以后而逐层的向外位移发生变形, 到达极限时而发生滚落。不管是那种方式引起的片帮, 其煤壁的片帮运动矢量都是可以分解为水平向外和铅垂直向下两种方向。因此说, 对于综采工作面的片帮的治理, 需有效地在自由面方向控制煤体向外和向下的位移活动, 使得切顶线由煤壁逐渐向采空区进行位移, 恢复到支架顶梁的后端, 才能有效的控制综采工作面煤壁片帮和漏顶的发生。

2.2 煤岩体化学注浆加固

煤岩体化学注浆加固的原理就是利用化学浆液来充填和固结围岩的裂隙面, 提高围岩整体性, 充分发挥围岩整体承载能力, 保持围岩稳定, 参与巷道围岩内应力平衡。工作面回采过程中, 该技术主要用于过断层时上、下端头及工作面顶板破碎带的加固支护, 主要采用的是波雷因化学加固材料, 该材料能有效地加固和密封处理区域。

2.3 挑顺山梁

割煤后, 新暴露的顶板在短时间不会冒落, 只是在支架卸载前移时才可能冒落。这样, 就可以采用挑顺山梁的方法, 先移顶梁完整处的支架, 移架时, 在所移支架前梁上沿平行工作面方向放置1-2根长3-4米直径为180mm木梁, 挑住附近不完整的顶板, 然后再移顶板破碎处的支架。

3 结论

总之, 在不同地段和不同阶段的回采中应用综合控制技术能够对综采工作面的破碎顶板进行有效地控制, 并且增强工作面的单产能力。事实表明, 实施以上的策略能够使得破碎顶板的不利影响降低, 以及使得破碎顶板的回采效率大大地提高, 保障综采工作面顺利地完成生产任务, 有着十分明显的经济以及社会效益。

参考文献

[1]于利, 袁学访, 王占川.破碎顶板端面冒顶的防治[J].煤矿现代化, 2009 (05) :23-25.

[2]韩志文.加强破碎顶板管理的几点做法[J].煤炭技术, 2010 (02) :42-43.

破碎顶板控制 篇4

【摘要】为积累和掌握综采易破碎顶板条件下过空巷与断层构造复合工程实践过程中存在的问题，提高煤矿安全生产危险预控水平，特对我矿Ⅱ020601综采工作面顶板破碎条件下回采整体通过2#联络斜巷与Fa正断层复合工程的特征技术措施、风险预控因素及取得的实践效果等进行总结分析，通过对横跨采面的2#联络斜巷及位于斜巷中部Fa正断层（与斜巷平行交错）复合特殊构造工程加强支护措施和层位测算与调层回采措施、矿压监测与显现特性分析、过巷重点安全环节管控表明，直接顶易破碎条件下综采工作面过空巷与断层构造复合工程期间，采面矿压程现区段式分布、采面与联巷斜交通过能有效减少顶板压力，便于后期穿巷层位调整控制，是安全通过该特殊复合工程的重要保障措施。该项总结分析对类似破碎煤层联巷布置设计、过巷方式选择、过巷安全生产提供了一定的实践参考依据。

【关键词】综采破碎顶板；过空巷与断层构造；矿压、安全风险评估

Ⅱ020601综采工作面为我矿回采的6#煤层，其特点为：黑色、块状，半暗型，条带线状结构，弱玻璃光泽，性脆易碎，具有不粘结的特点，煤层平均厚度2.7m，煤厚比较稳定，为不粘结煤（BN）。开采区域六煤发育有一层夹矸，厚度平均0.77m，该层夹矸顶部距离六煤煤层顶板平均约0.2m，岩性为粉砂质泥岩。该面伪顶为炭质泥岩，厚度平均0.44m，灰黑色，层理发育，较破碎，易冒落。直接顶为：细沙岩，平均厚度6.33m，浅灰色，以石英、长石为主，硅质胶结。f=4～5。从前段生产实际得出该面架前顶板易破碎，采空区顶板（含上下隅角）随采跨落及时，直接顶悬臂棚架距离短，架间漏矸，架前抽条情况较频繁。此条件下工作面整体穿巷和过Fa正断层期间如何控制层位、支护过巷（及断层）段顶板实现安全生产是该项工程的关键。

一、2#联络斜巷及F6正断层（含伴生断层）概况

1、2#联络巷上口位于Ⅱ020601回风顺槽1280m处下帮侧，巷道断面为矩形，巷宽4.5m，巷高3.0m，斜巷长256m，上口超前下口水平距离26.4m。

2、F6d为正断层：18°∠36°，H=0.7～2.5m，F6d正断层破碎带围岩松散，煤岩裂隙发育，有正断层裂隙水涌入，预计涌水量5m3/h，断层位置：自2#联络巷下口向上40～145m范围，具体断层落差可能增大，破矸厚度可能增加。

F6e为正断层：19°∠68°，H=1.8m，F6d正断层破碎带围岩松散，煤岩裂隙。

发育，有正断层裂隙水涌入，预计涌水量5m汉仪书宋一简/h，断层位置：2#联络巷向里12m处。

通过地质断层产状分析得出，工作面回采先处于F6d断层上盘位置。在2#联络巷下部40m处断层揭露点落差为0.7m，断层中部在2#联络巷100m处落差预计在1.5m左右，断层上部揭露处位于2#联络巷145m处，落差达到最大值2.5m。

附图1：Ⅱ020601工作面2#联络巷剖面图

附图1：Ⅱ020601工作面2#联络巷中部过F6d断层期间调采剖面图

二、顶板控制与过巷及断层方式

1、2#联络斜巷及断层区段顶板控制方式：

（1）在2#联络斜巷所揭露F6d为正断层区段：架设“一梁二柱”走向抬棚，棚距1.0m，棚柱贴巷帮支设；在该区段抬棚下架设木垛，木垛居巷中布置，倾向间距不超过10m，并对有明显掉包或下沉区域架设“#”字形木垛加强支护。

（2）在2#联络斜巷上部30米范围内沿倾向，居巷中布置木垛，要求木垛间距5.0m，并对连巷上口封口木垛；在2#联络斜巷下部30m范围内架设点木垛，间距为10m并对下口进行封口架设。

2、工作面斜交过2#联络斜巷及断层区段方式：

（1）通过与地测部门配合采取以超前测算联巷剖面标高，采面推进距联巷20m处测算工作面标高，此过程均以工作面中部及两端选取三个断层揭露点参考对比标高错差情况，超前落实。

（2）机巷超前风巷回采加之联络斜巷自带伪斜，过巷期间形成并控制伪斜50m斜交过巷，过巷期间下部观测对比联巷与工作面层位，及时调整使其保持一致，此处斜交穿层过巷，具有交叉断面小，揭露支架数少，上部层位可预控的优点。

（3）工作面穿层过巷期间，需严格控制采高，交叉点揭露的抬棚及“#”字木垛值揭露面处方可拆除回收。

三、此方式过巷存在的问题及积累的经验

1、通过对我矿Ⅱ020601综采工作面过2#联络斜巷的现场跟带班观察管理，发现主要存在以下问题：

（1）综采易破碎顶板条件下过空巷与断层构造复合工程实践过程中存在联巷超前压力显现明显，尤其是空巷与F6d正断层破交叉区域，围岩松散碎碎，煤岩裂隙发育，顶板破碎冒落，经监测局部破碎区域倾向约18.5m，高度约1.7～2.5m，该区段顶板维护难度加大

（2）综采易破碎顶板条件下过空巷与断层构造复合工程区段，超前压力显现明显，回采通过前断层区段出现严重底鼓（平均底鼓高度2.2m），联络斜巷巷帮收缩帮鼓，原架设的走向抬棚棚腿内合并钻底严重，顶梁程弓形下沉变形，原架设的“#”字木垛根部被底鼓撑走变形，实际支撑效果大大降低。

（3）工作面穿层过巷期间，原支设的棚架变形钻底，加之顶板破碎，回收困难，导致回采过交叉点占用时间交叉，无形中增加了断层、空巷交叉点空顶时间，给顶板管控带来一定难度。

2、过巷及断层期间积累的经验

（1）顶板易破碎煤层联络斜巷设计位置应尽可能避开断层等地质构造区域，避免空巷与断层复合工程在回采工作面的发生。

（2）顶板易破碎煤层联络斜巷在回采通过期间应加强矿井提升运输系统级筛分系统检修维护检修，防止胶带输送机卸载点淤堵，皮带筛分系统赌筛，提高运输能力。

（3）工作面穿层过巷期间，应加大喷雾降尘管理，加大喷雾降尘对因过断层破顶底矸导致的岩尘骤增的能力，减少并控制能见度超低导致的工程质量及设备故障。

（4）工作面穿层过巷期间，应提前回收联巷内的杂物，减少煤流中铁器等脏杂物混入。

（5）工作面穿层过巷期间，应加强交叉揭露全段架前回柱（及回收木垛）作业安全管理，作业前三机停电闭锁、支架闭锁，人员监护管理，防控意外情况的发生。

破碎顶板控制 篇5

关键词：破碎顶板工作面,冒漏机理,围岩,预防措施

0 引言

由矿井事故分析可知, 综采工作面顶板冒漏事故约占矿井顶板事故总数的25%以上, 因此如何因地制宜选择合适的顶板管理方式是确保采煤工作面安全回采的关键[1,2,3]。对于破碎顶板综采工作面而言, 顶板破碎度较大, 节理裂隙发育程度较高, 顶板自稳性较差, 容易受开采扰动和矿山压力作用在回采过程中出现顶板冒漏和煤壁片帮, 甚至会造成支架上方空顶引起倒架现象;另外, 顶板破碎工作面巷道顶板控制难度加大, 巷道收敛变形较快, 在动压区范围内容易出现局部顶板冒漏现象, 故破碎顶板若得不到有效管理和控制势必会威胁工作面作业人员, 甚至会影响到矿井的综合经济效益[4,5]。目前, 各矿区对于破碎顶板控制方式主要采取铺网和加固注浆两种方式, 但往往受现场因素影响, 效果并不理想, 故在进行破碎顶板控制时首先应掌握破碎顶板产生的原因, 有针对性地选择顶板控制方式, 才能从根本上控制破碎顶板, 避免在回采过程中出现顶板安全事故。

1 工作面概况

1301工作面为矿井一采区首采工作面, 煤层厚度为4.1 m~4.9 m, 平均4.7 m, 煤层倾角为0°~6.5°, 平均4.5°, 采深485 m~565 m, 煤层内生裂隙发育, 整体表现质软、疏松, 普氏硬度系数f=1.8~4, 工作面设计走向长度和倾斜长度分别为1 356 m和220 m, 距离开切眼485 m范围内采上山, 然后越过背斜轴部直至工作面收尾采下山。伪顶为0 m~0.25 m深灰色炭质泥岩, 岩体呈薄层状, 局部含细煤线;直接顶为厚3.5m~3.9 m灰黑色, 半坚硬砂质泥岩, 砂质泥岩破碎程度较高, 局部呈中厚层状;基本顶为厚4.9 m~5.7 m的灰黑色细粒砂岩, 岩体以石英和长石为主, 局部夹有粉砂岩层;直接底为厚0.5 m~1.7 m深灰色泥岩, 水平裂隙发育, 质软;基本底为厚6.8 m~9.4 m浅灰色砂质泥岩, 水平层理发育, 岩体较完整, 质硬。工作面通风方式为三进一回式, 采场选用ZY8000-26/56型掩护式支架进行采场支护, 支架额定支护阻力为8 000 k N, 额定初撑力为6 142 k N。

2 破碎顶板冒漏机理分析

1301工作面顶底板及煤层围岩强度较低, 节理裂隙发育程度较高, 尤其是随着工作面回采, 顶板岩层受采动扰动和顶板来压作用, 其应力平衡状态遭到破坏并进行重新分布。在应力改变过程中, 顶板岩层应力通过煤层传递给工作面底板, 但1301工作面所采3#煤层质软易碎, 顶板岩层应力无法完全传递给底板而造成煤体碎裂, 煤体碎裂的发生致使煤体自身强度和自承载能力降低, 顶板失去煤体的支承作用同时受采动扰动和顶板岩层压力作用不断碎裂。同时, 鉴于1301工作面顶板岩层自身强度较低且较破碎, 故在工作面回采过程中极易出现顶板冒漏现象, 尤其是受到断层、褶曲等地质构造带的影响作用, 顶板岩层破碎度会进一步增加, 也相应造成工作面顶板岩层冒漏危险性和程度相对增高。

支架工作状态不佳也会造成顶板冒漏事故发生, 对支架实际支护参数进行统计分析, 发现非来压期间支架平均工作阻力为4 652 k N, 周期来压期间支架平均工作阻力为6 429 k N, 分别为额定工作阻力的58.1%和78.1%, 支架平均初撑力为2 654 k N, 仅为43.2%, 由此可知支架实际支护阻力较低, 能满足现场支护需求, 但初撑力普遍较低, 不足额定初撑力的一半, 故难以对工作面顶板形成有效的主动支护作用, 且初撑力不足也不利于煤壁支护, 故支架工作状态也是影响工作面顶板冒漏的重要因素, 尤其对于破碎顶板而言, 支架初撑力不足还容易造成顶板离层, 使顶板冒漏范围向冒漏区顶板上方和两侧扩展。

3#煤层局部赋存不稳定, 造成1301工作面在回采过程中出现部分区域托顶煤开采, 顶煤厚度一般为0.3m~0.45 m, 顶煤的存在造成支架-围岩平衡状态遭到破坏, 支架顶梁接顶困难, 支架初撑力难以达到额定值, 顶板得不到有效支护造成顶板出现离层和破坏。另外, 顶煤的存在造成顶煤在支架拉移时相对运行至顶梁中部, 一旦顶煤厚度不稳定, 造成支架顶梁前端无法接顶, 无法有效对顶板和煤壁进行支护, 这也是造成破碎顶板易出现冒漏的重要因素。

工作面顶板来压对破碎顶板冒漏起到较大促进作用, 破碎顶板自身稳定性较差, 顶板来压进一步加剧顶板破碎度, 降低顶板和煤体的完整性和自稳性, 若来压前或来压期间对顶板不及时维护也易造成顶板冒漏。现场发现, 1301工作面顶板冒漏程度在来压期间发生几率要高于非来压期间43.2%, 冒漏范围要比非来压期间高64.8%。

3 破碎顶板冒漏预防措施

由破碎顶板冒漏机理分析可知, 引起破碎顶板冒漏的因素除了顶板自身特性外, 地质构造、支架状态、顶板来压和回采工艺均是影响顶板冒漏程度的主要因素。因此, 控制破碎顶板冒漏应从上述因素出发, 有针对性地选择合适的方法进行控制。根据1301工作面回采现状, 主要采取措施如下:a) 加强对工作面地质构造的预测预报工作, 加强工作面顶板压力监测预报工作, 在过地质构造前和顶板来压前采取相应顶板加固措施, 如顶板注浆加固、打木锚杆提高煤壁承载作用等;b) 进一步提高支架工的支架操作水平, 确保支架初撑力合格, 采煤机过后及时进行拉架和护帮, 必要时采取拉超前架和采用擦顶移架方式进行拉架;c) 严格控制采高, 在多顶板破碎带或构造带等异常区域时, 可适当降低采高和提高回采速度快速通过异常区;d) 当托顶煤开采顶煤厚度不均时, 尽量清除和减少支架顶梁上方浮煤, 确保支架顶梁有效接顶;e) 加强煤壁注水, 提高煤体粘度和稳定性, 这样可有效提高煤体对顶板的支承作用, 有利于降低破碎顶板冒漏发生率和程度。

4 结语

破碎顶板管理是综采工作面安全开采的关键, 也是安全管理的难点和重点, 尤其是断层、褶曲等地质构造等因素的影响, 综采工作面破碎顶板冒漏危险性和程度会进一步加剧。因此, 应从现场出发, 从地质、支架状态、采煤工艺等多种角度出发, 了解破碎顶板冒漏机理, 并有针对性地采取相应措施来降低破碎顶板冒落几率和程度, 只有这样才能从根本提高破碎顶板管理水平, 确保破碎顶板工作面安全回采。

参考文献

[1]史全忠, 陈广喜, 李胜, 等.关于综采工作面破碎顶板控制的研究[J].采矿技术, 2008, 8 (3) :30-31.

[2]张展鸿.大采高综采工作面过破碎带顶板控制的实践[J].煤矿开采, 2007, 12 (5) :70-71.

[3]李胜, 赵官西.综采工作面顶板破碎带煤壁插钢梁支护技术探讨[J].中国煤炭, 2010 (S1) :20-21.

[4]王琳琳.应用马丽散加固过顶板破碎带的实践研究[J].能源与节能, 2014 (10) :167-168.

破碎顶板控制 篇6

随着国民经济的发展, 今后相当长的时期内我国煤炭需求将长期保持增长态势, 而我国厚煤层储量十分丰富, 约占总储量的44%, 其产量占煤炭总产量的45%左右, 且大部分为缓倾斜厚煤层, 厚煤层开采在保障煤炭生产供应能力中占有重要地位。因此, 厚煤层开采技术几乎决定着整个煤炭行业的技术水平和经济效益。在适宜的煤层和地质保障前提条件下, 如何对资源更合理、高效开采, 已成为高产高效矿井建设的根本, 厚煤层一次采全高高效综采 (即综采大采高) 是实现高产高效矿井的主要途径。

1 工作面顶板来压控制

(1) 初采时老顶尚未来压, 顶板受采动压力影响较小, 因此支架初撑力要控制适当, 避免因初撑力过大, 造成对顶梁前端顶板的破坏, 同时也要避免因初撑力太低致使顶板突然下沉、离层而对工作面造成破坏。主要采取提高支架工的操作质量和采用慢降快拉带压移架方式控制顶板, 防止顶板突然下沉以及移架时架间漏顶现象。在顶板破碎区域, 减少支架的降架高度, 采用带压移架、超前移架的方法。距离采煤机右滚筒一架及时收回护帮板, 采煤机割过煤壁后, 距离右滚筒两架及时追机移架, 并及时控制顶板。

(2) 初采时要留意架前顶板局部漏矸, 直接顶裂隙扩张等架前顶板及煤壁压力显现, 及时调整支架间距, 保证架间距均匀, 来压期间要及时采取措施调整层位, 主要采用卧底方法增加采高, 一次性留住顶煤 (煤皮假顶) , 保证顶板的完整性。

2 工作面煤壁片帮控制

“强帮”有利于“固顶”, 只有有效地控制工作面煤壁片帮, 才能防止架前 (漏) 冒顶事故的发生。煤壁片帮主要有两种形式, 一种是剪切滑移破坏, 即煤壁片帮是由于顶板的下沉, 造成煤壁受压;另一种是失稳破坏。工作面煤壁在采空区方向具有自由面, 无约束存在, 变形不受限制, 当采高加大后, 矿压显现剧烈, 在超前压力作用下, 煤体裂隙发育, 易发生大面积片帮, 大块煤增多, 严重制约了生产能力的正常发挥。

大高工作面系统控制中, 该工作面底板强度最大, 煤层与顶板次之, 基本顶是超前工作面断裂, 工作面支撑压力前移至工作面煤壁, 并且由于支架的反复支撑作用, 控顶距内的直接顶呈动态破裂的特征, 加之直接顶松散体载荷作用, 破碎的顶板在工作面采高增大的同时, 受煤体强度、煤体的裂隙分布影响, 煤壁片帮概率也就随之增大。为保障工作面顶板的稳定性, 防止架前漏 (冒) 顶事故的发生, 对煤壁片帮与冒顶观测, 达到“强帮固顶”的作用。大采高支架梁端距在550mm左右, 由于煤层底板起伏不平或操作不当, 输送机上的采煤机重型化不易控制, 相对于支架向前或向后偏斜是不可避免的。向前或向后相对偏斜, 梁端距就会变化, 若采煤机仰斜采煤, 上仰5°, 采煤机的滚筒就要割支架的顶梁, 若采煤机俯斜采煤, 前倾5°, 则空顶距就要加大, 破碎顶板难以控制, 易失去稳定性。因此, 为了确保大采高支架梁端处顶板的稳定, 不仅要求支架顶梁具有伸缩功能, 割煤后及时伸出支护顶板, 而且要求护帮板完全伸开时能够伸平, 及时支护片帮后的顶板, 并且支架应尽可能地向前移动, 使支架的顶梁对这部分顶板起到及时支护作用。

另外, 还要加强护帮管理, 采取有效的技术措施进行控制:

(1) 提高工作面工程质量, 确保工作面煤壁和支架都保持直线, 防止压力局部集中造成工作面局部片帮、冒顶。

(2) 加强技术人员操作质量, 及时移架控顶, 支架升平升紧, 保证工作面支架支护强度, 提高初撑力支护质量, 减少顶板回转时对煤壁的压力。

(3) 根据煤壁节理发育情况, 开采时及时调整伪斜开采, 尽量地避开滑落面与工作面平行, 防止造成大面积片帮、冒顶。割煤时, 超前两架收回护帮板, 减少了片帮面积。同时, 滞后采煤机右滚筒四架, 及时进行移架作业, 打出伸缩梁保证顶梁接顶严实, 并将支架一级护帮板及时打出, 以防片帮, 二级护帮滞后采煤机左滚筒三架打出。

3 支架防倒防滑控制

(1) 为了防止出现局部倾角过大或接顶、底板不实, 造成支架失稳, 开采过程中, 严格控制了采煤机割平顶板与底板。

(2) 开采初期, 支架接顶不实或初撑力达不到要求, 造成支架下滑。加强管理后, 控制采高与移架后, 保证了支架接顶严实, 严禁超高开采, 初撑力达到规定要求, 防止支架了下滑或倾倒。

(3) 为了防止破碎顶板冒 (漏) 顶, 工作面备足刹顶材料, 控制移架过程中冒顶, 歪架、倒架现象。

(4) 移架过程中, 利用侧护千斤顶和底调千斤顶随时对液压支架进行微调, 使支架与输送机保持垂直, 支架中心距为1.75±100mm, 移架步距为865mm, 拉线移架, 使支架排列整齐成一条直线, 偏差在±50mm之内。

(5) 距采煤机右滚筒2~4架开始拉架, 并支护顶板。在采煤机前有严重片帮与顶板大面积暴露, 采用了超前移架支护顶板。若遇顶板破碎时, 带压移架或邻架操作, 少降快拉, 降架高度控制在不超过支架侧护板2/3范围内。

(6) 在排头支架顶梁和底座上分别加装防倒及防滑装置, 四架排头组成“锚固站”, 使其成为全工作面支架保持横向稳定性的基础。最后一架端头的顶梁上方安装侧挑梁, 有效支护端头与巷道下帮之间空顶, 防止端头倒架。

(7) 为了防止支架相互挤死或出现咬架、倒架现象。工作面拉支架时, 采用由上向下或由下向上依靠端头支架拉移支架。在巷道布置上, 采取回风巷和运输巷的高度低于工作面采高的布置方式。支架由端头、过渡到中间支架逐渐加大到工作面采高, 既有利于巷道的支护, 又提高了端头端尾支架的稳定性。支架在实际回采过程中, 正确使用带压移架和初撑力自动补偿功能, 支撑已经离层和已破碎的下位直接顶, 能增大顶、底板摩擦阻力和顶板的反倾倒力矩, 对防止大采高支架的下滑和倾倒十分有利。

4 工作面上-下端头支护控制

工作面端头与两巷交叉处, 由于台阶或梯形结构形成的“局部化剪切变形区域”, 该区域的控制是工作面顶板失稳控制的首要任务;工作面上-下端头超前支护段, 由于上端头受上一个工作面回采影响, 围岩变形严重, 是顶板失稳防范的重点。

工作面上-下端头由端头支架支护顶板。根据现场监测, 在上端头自工作面煤壁向外50m范围, 下端头自工作面煤壁向外20m范围内进行超前支护。超前支柱初撑力不低于50k N。支柱支设在实底上, 支柱钻底量超过100mm时需要穿底鞋。所有超前支柱用8#铅丝大于2股与顶网捆绑牢固, 迎山角保持2°~3°, 且支柱支设成一条直线。

5 结束语

总之, 随着近年来采矿工作者的不懈努力, 国内少数矿井对厚煤层应用大采高综采技术, 成功的开采实践填补了综采大采高开采的空白, 使我国综采大采高技术也有了很大发展。在此过程中, 厚煤层综采机械化水平的逐步提高, 一次采全高的高可靠性综采设备的发展, 使得我国大采高在工艺、设备及效益上都步入世界前列。大采高技术成功的范例不仅解决了大采高综采矿井高产高效的难题, 同时也取得了厚煤层一次采全高综采的矿压显现和岩层移动基本规律等研究成果, 为进一步深入研究大采高岩层控制理论与技术奠定了基础。

摘要：顶板失稳控制是一个系统工程, 是一个具有区域局部性、动态性的复杂系统。对顶板失稳进行综合控制, 保障安全开采, 就必须对开采扰动下的顶板稳定性进行综合的分析, 从保障系统性安全和科学优化与综合控制考虑, 采用“强帮固顶”控制模式, 实施了“锚-网-索”综合支护措施, 为大采高工作面安全生产与工作面巷道畅通提供了保障。

关键词：顶板管理,综合支护,综采工作面,大采高,片帮控制,支架防倒防滑,安全可靠

参考文献

[1]郭宝华, 涂敏.浅谈我国大采高综采技术[J].中国矿业, 2003, 12 (10) :40-42.

破碎顶板注水玻璃加固技术 篇7

洛阳义安矿业有限公司11采区轨道上山位于该矿东翼, 设计长度1 535 m, 巷道沿二1煤层顶板掘进, 采用锚网索+36U型钢棚复合支护。根据《煤矿安全规程》规定:采区或盘区内的上下山和平巷的巷道净高不得低于2 m;主要进、回风巷道最高允许风速不得超过8 m/s[1]。11采区轨道上山总进风量为9 074 m3/min, 考虑到采区内工作面布置、风机实际供风能力和采区所需风量计算等因素[2], 把原巷道断面积扩刷为净断面积19.1 m2 (下宽5 964 mm, 净高3 932 mm) , 以满足采区运输及通风需要。

2 轨道上山扩刷段顶板过破碎带存在问题

11采区轨道上山替棚段巷道沿二1煤层顶板掘进, 其地层柱状如图1所示, 采用29U型钢棚+锚网喷复合支护, 遇破碎带段扩刷巷道长约50 m, 采用36U型钢棚大断面支护。由于顶板岩层破碎, 局部冒顶3～4 m, 难以打设顶板锚网进行加固, 只能通过绞架进行临时支护, 其冒顶区绞架如图2所示, 巷道断面与煤层层位如图3所示。

3 顶板 (二1煤层) 加固方案的确定

考虑到施工安全因素及生产进度等问题, 采用对顶板注水玻璃及水泥浆方案进行加固。

巷道属于典型三软突出煤层, 煤层及顶、底板岩性均不稳定, 较松软, 不易维护, 在巷道掘进施工过程中曾采用撞楔法、煤层注水等方法超前控制顶煤, 效果不甚理想;后采用注马丽散的试验方案, 但该方案每吨预算为2.7万元, 成本过高且效果不佳;而水玻璃每吨只需1 500元, 可与水泥任意配比, 具有良好的机械性能与渗透性, 故采用注水玻璃和水泥浆的试验方案, 材料预算见表1。

4 方案实施

4.1 注浆孔设计

11采区轨道上山需注浆段共50 m, 在前20 m采用深浅孔交替打设的初步设计。设计方案1:第1排浅孔布置在扩刷巷道掘进面退后4.5 m位置, 每排设计3个钻孔, 孔深4 m, 终孔控制巷道顶板以上垂距2 m位置处, 钻孔间、排距为1 m×2 m (图4) , 1#、2#、3#设计孔深均为4 m, 倾角均上仰30°, 偏角左偏分别为87°, 71°, 58°。

浅孔施工完毕后, 从扩刷巷道掘进面退后8 m位置开始打设深孔钻孔, 设计每排3个孔, 孔深8 m, 终孔控制巷道顶板以上垂距4 m位置处, 间、排距为1 m×2 m (图5) , 1#、2#、3#设计孔深均为8 m, 倾角均上仰30°, 偏角左偏分别为89°, 80°, 73°。

经过现场试验, 发现存在以下问题:①钻孔倾角过大, 未等浆液注满钻孔即出现回流现象, 很难提高注浆压力, 达到预计峰值;②3个钻孔的终孔间距过大, 相互渗透影响的扩散半径小, 不能取得理想的渗透黏结效果。

鉴于以上原因, 特制订第2套方案:浅孔打设同方案1, 深孔沿巷道正顶打设, 每排由3个孔增加至5个孔, 设计孔深均为8 m, 倾角由30°改为25°, 终孔控制到巷道顶板以上垂距3 m位置处, 间、排距调整为0.5 m×2.0 m (图6) , 1#、2#、3#、4#、5#偏角左偏分别为89°, 84°, 80°, 76°, 73°。

4.2 浆液配比选定

顶板注浆材料由水、水玻璃和水泥三者混合而成, 注浆时水玻璃起催化作用, 加快水泥浆的凝固速度;水泥浆可通过渗透作用充填煤层裂隙, 待水玻璃催化后可与煤层凝结为整体, 加强对顶板的支撑作用。因此, 如何进行配比才能取得最佳的凝结效果就成为了关键技术问题。配比试验数据见表2。

采用1∶1、1∶2、1∶3的浆液配比进行注浆加固时, 由于混合液凝结过快, 未待达到预设压力时孔口已被凝结堵塞, 破碎裂隙不能被完全填充, 注浆效果不好。

采用1∶4的浆液配比时凝结时间虽然适中, 但压力始终不能达到预设峰值, 浆液扩散范围小, 效果不明显;采用1∶6的配比时虽然压力可以达到预设值, 但需要较长一段时间, 注入的浆液量大, 材料较浪费, 效果不佳。

通过对比试验得出1∶5的浆液配比最为科学合理, 在适当的时间内即可达到预设压力, 且注浆量适中, 可加快巷道扩刷的施工进度, 缩短完工时间, 确保工程的安全高效、质量可靠。

4.3 注浆方法

注浆前先将水与水玻璃按照1∶1的配比盛放在一个桶内, 再将水泥与水也按照1∶1的配比盛放在另一个桶内, 施工时采用双吸管双浆液同时注。注浆时先慢速输送浆液, 待孔口有少量渗出凝固后, 再逐渐加快加大输送量;同时, 注意观察压力表读数, 注浆压力应控制在3 MPa左右, 待10～20 min浆液凝结即可。当压力超过3 MPa时, 应逐渐减缓注浆速度, 直至不再升压或返浆, 即可停止该孔注浆 (注浆过程中一旦发现跑浆现象较严重时应立即换孔或停止该孔注浆) 。

5 应用效果

采用配比为 (水+水玻璃) ∶ (水+水泥) =1∶5的浆液, 注浆后破碎煤层均较好地黏合在一起, 表面有大面积的白色浆液扩散渗流痕迹, 煤体形成了较完整的可塑整体, 既加强了煤层对顶板的支撑力, 又消除了过巷扩刷时的安全隐患。保证了巷道扩刷施工安全, 提高了生产进度。

6 结语

采取对顶板破碎煤层注水玻璃加固的措施, 大大提高了煤体的整体性和可塑性, 增强了对顶板的支撑力, 有效防止了架棚施工过程中片帮冒顶时落矸伤人的事故发生。

对煤层裂隙充填水玻璃与水泥的混合浆液, 增加了黏合强度, 防止顶板裂隙局部积聚瓦斯造成瓦斯超限。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.

巷道破碎顶板支护技术方法与优化 篇8

关键词：顶板支护技术,破碎顶板,锚杆支护,预应力锚索桁架支护技术

伴随着平顶山煤田开采的高度和开采强度的增加, 巷道的断面也在逐步增大, 导致大断面巷道顶板的稳定性问题越来越突出, 这不仅仅加大了工程量以及维护难度, 还造成矿井生产的接续紧张, 限制了平顶山煤田的又好又快发展。平顶山煤田的大断面巷道破碎顶板失稳和变形问题, 给安全生产带来了极大的隐患。弄清巷道顶板失稳和变形的原理, 并且使用合理的控制方法, 改良顶板的受力状态以及围岩环境, 会给煤矿的安全高效生产带来重要的保证。

1 工程的地质环境特征

平顶山煤田位于河南省中部平顶山市, 是我国13个主要煤炭生产基地之一。平顶山煤田处在市区东部, 北依焦赞山, 南临平安大道, 东与许昌市襄城县毗连, 距许平南高速公路7公里, 西距市中心11公里, 311国道、孟 (庙) 宝 (丰) 铁路穿境而过。矿区铁路专用线从储煤仓直达田庄集配站和武汉铁路局平顶山东站, 与孟宝铁路相连, 矿井的年生产能力约1 000万吨, 是我国国内大型现代化高效高产的矿井。

平顶山煤田现在主要采煤层是2#煤, 2#煤层一般厚度7.27m左右, 通常倾角为10°。2#煤层顶板节理裂缝发育, 遇到水容易变软。煤层当中节理发育, 顶板的围岩破碎, 受开采和扰动的影响, 节理非常容易改变成裂隙, 从而导致顶板和煤层片帮冒落。平顶山煤田巷道的掘进是以沿顶板掘进为主的, 当中大断面巷道占据全矿井井巷的3/4以上。

依照2#煤层顶底板岩性以及物理力学特征测试, 2#煤层顶底板岩性是泥岩、粉砂岩以及炭质泥岩。直接顶一般可以分成两个岩性区, 也就是粉砂岩泥岩区和砂岩区。砂岩区是细粒砂岩和粗粒砂岩, 岩石大多比较完整, 裂隙不很发育, 属于中等易冒落比较稳定的岩层。粉砂岩泥岩区是砂质泥岩、粉砂岩, 岩石很完整, 质地较软, 节理裂缝很少, 属于中等冒落比较稳定的岩层。底板除了井田中部 (十六线到五十二线间) 大多是细粒砂岩外, 剩余的全是粉砂岩, 泥岩排第二, 岩石比较完整, 裂隙、节理不是很发育, 属于中等比较稳定的岩层。

2 顶板的失稳特征以及分析

依照现场调研情况, 矿井破碎顶板失稳特性主要有以下两个原因:

2.1 地质构造的因素

西部地区强烈的断裂活动和结构变形通常会导致破碎岩体。受到地震的影响, 破碎岩体非常容易松弛, 解脱咬合, 结构的联结减弱, 容易出现滑落。平顶山煤田的巷道一般是沿着2#煤层顶板掘进的, 2#煤层顶板伪顶是碳质泥岩, 遇到水非常容易膨胀和弱化, 并且层理发育, 容易破碎。2#煤层顶板直接顶是粉砂岩, 拥有显著的垂直节理与水平层理, 各个节理之间泥质胶结不是很牢靠, 形成很多的滑面, 这些滑面成为这段顶板岩石的弱面, 在垂向载荷的作用下, 会演变为局部失稳。而且直接顶到泥质胶结的粉砂岩很不均匀的, 这层非稳定的岩层对顶板岩层的变形和破坏起到了一定保护作用, 在粉砂岩层变厚区域其厚度超过了巷道锚杆锚固的高度, 非常容易导致顶板失稳和垮落。

地质动力以及地下水作用导致岩层移动突变和变异, 很容易导致围岩裂缝发育, 岩体的整体性遭到破坏, 这对顶板岩体的稳定性是非常不好的。

2.2 支护设计因素

巷帮的损坏直接影响到顶板的稳定性。平顶山煤田巷道两帮出现软弱夹层, 受到采动的影响, 巷道强度比较弱的薄弱层结构体首先屈服变形, 并且对巷帮造成了一定的水平拉应力, 导致巷帮承载能力降低, 假如巷帮设计的锚杆强度比较脆弱, 就会导致围岩的损坏程度增加, 顶板失稳。如平顶山煤田Y110205上运巷两帮的设计就应用了玻璃钢锚杆进行支护, 因为其强度很低, 在采动的影响之下, 玻璃钢锚杆大部分都被拉断了, 导致巷帮失稳, 围岩应力再次分布, 顶板在靠近煤壁断裂, 出现巷道局部 (漏) 冒顶的事故。

巷道的断面不一样, 其空间位置下围岩的应力分布也不相同。平顶山煤田回采巷道的断面全是异矩形的断面, 在巷道的肩窝处, 岩体破碎非常严重, 如果不增强支护, 受采动影响很容易使肩窝处的煤帮和顶板被破坏, 导致失稳的顶板出现断裂的事故。

3 治理措施以及解决办法

平顶山煤田运用集团倡导的“大范围控制和小范围 (局部) 治理”的理念, 以及西安科技大学提出的面对多层次多目标的支护体系和模式, 有效的改良了巷道的顶板稳定性。

3.1 建立巷道顶板超前地质保障系统

矿井的巷道支护和设计一定要建立在可靠、充分的超前地质保障的技术基础之上。探测开采地质条件, 创建超前的地质保障系统, 能够帮助搞清巷道顶板变形和失稳的内在因素, 查清地质因素对矿井开采时顶板稳定性受影响的程度, 对地质量化进行预测, 用钻探、物探等技术方法, 实现生产地质顶板工作的动态管理, 及时调整工作面和巷道支护参数, 最大程度上减少支护成本, 保障矿井的高效安全开采。

3.2 建设矿井顶板动态控制系统

平顶山煤田实行区域的责任制, 强化现场的施工, 并且对施工以后的锚杆 (索) 做锚杆 (索) 拉拔实验进行支护效果的检查, 与此同时增加矿井回采巷道以及掘进巷道顶板变形失稳的日常检查。在掘进巷道和回采巷道, 每五十米布置一组“十字布桩”以及顶板离层观测站, 对巷道的顶板离层量和顶底板变形量进行常规检查, 保证可靠数据的提供, 并且对日常检查数据汇总成报表, 每周都进行分析和总结。对顶板变形和失稳的区域, 运用“黄、橙、红”顶板维护的管理模式。

3.3 增强科研合作模式先进的检查和反馈技术

平顶山煤田和西安科技大学合作, 开展了“大断面巷道岩层控制技术支护研究”以及“缓倾斜特厚煤层大采高开采工艺的运用研究”, 建立产-学-研的合作方式, 引进了先进的检测和反馈技术, 给科学地进行巷道冒顶防治和顶板支护决策提供科学的依据。

4 结语

平顶山煤田巷道顶板稳定性控制已经研究出一套合理的支护技术, 能够有效地防治因破碎岩层结构组合恶化而导致的冒顶失稳, 但是, 破碎顶板岩体失稳还有很多的不稳定性和多变性, 需要在实践中进一步的优化支护技术, 为积极主动支护创造有利条件。

参考文献

[1]王思锦.中国岩石力学与工程学会第七次学术大会论文集[C].北京:中国科学技术出版社, 2010 (3) :289-292.

破碎顶板控制 篇9

1顶板破碎的主要原因

顶板破碎的主要原因有两个:第一是顶板的岩层为软岩, 强度等级低;第二是工作面的煤层强度等级低, 质太软。

2顶板破碎的支护方式

破碎顶板的支部方式为悬臂梁的支护方式、棚子的支护方式、带帽点柱的支护方式以及特种支架的支护方式。其中悬臂梁的布置方式分为正悬臂与倒悬臂, 棚子支护的布置方式分为顺板 (两柱、三柱与倾斜棚) 、横板 (两柱) 与连锁 (上行式、下行式与混合式) , 带帽点柱的布置方式分为矩阵排列与三角形排列。

应根据确切的顶板条件进行支护, 选择对应的支护方式, 一般采用分析比较法和综合评分法。在支护过程中, 顶板的控制管理是一项难题, 主要是因为过顶板破碎带时, 很容易发生冒顶事故, 给安全生产带来严重威胁, 因此选择合理的支护方式和支护密度至关重要。

3优化顶板破碎的支护密度 (实例)

山西某煤矿现在回采用的24#层顶板破碎, 中间有薄煤层, 属于复合式顶板, 伪顶为粉砂岩, 厚度大概1.0m左右, 含炭的质量较高, 夹煤线, 受压破碎易垮, 直接顶为粉砂泥岩及细粉泥岩, 厚度为2.5m, 致密均一, 伪顶与直接顶间夹有1.0m的薄煤层;老顶为细砂岩, 厚度为20m左右, 夹有粉砂岩, 泥洼质胶结;直接底为粉砂岩, 厚度1.2m, 含炭质, 产化石;老底为粉砂岩, 厚度16m, 夹有中粒砂岩, 泥洼质胶结。煤层厚度均匀, 平均为2.0m, 倾角在15°~25°之间, 平均为22°。

24#煤层的伪顶, 所夹薄煤层, 直接顶累计为4.5m, 随着工作面向前推进, 随放随落, 及时地充填满采空区, 而老顶为硅质胶结的细砂岩, 厚度达到20m, 不易断裂和冒落。通过矿压观测, 初次来压和周期来压不明显, 无明显压力显现, 属缓慢下沉老顶, 故在确定支护密度时, 仅考虑支撑顶板厚度为4倍煤层采高。

首先, 依据顶底板状况、采高、倾角、瓦斯、煤层稳定程度、开采方法等因素确定支架额定工作阻力、几何尺寸、移架方式等参数, 进而确定顶板支护密度。

3.1合理支护强度的确定

P=A=∑M

(P:单位面积的顶板压力M, r:各煤岩层的厚度、容重)

P=1×2.68+1×1.51+6×2.4=18.59t

3.2支护有效支撑能力的确定

支柱的有效支撑能力是指把顶板控制在要求的“位态” (以最大控顶距处的顶板下沉量表示) 时, 所有的支柱能达到的工作阻力平均值。考虑到支柱阻力加大会造成顶板更加破碎, 平均工作阻力选择为额定工作阻力的60%。

P=60%Rt

(P:平均工作阻力Rt:额定工作阻力)

S=P/P=L柱·L排

S=每根支柱平均支护面积

L柱=P/ (P·L排·K) (L柱、L排:支柱的柱距、排距

K:支柱修正系数选1.2)

L柱= (0.6×30) / (18.59×1.1×1.2) =0.7m

破碎顶板开采时, 主梁和主梁之间的间距为0.7m, 在开采煤的实际施工中, 由于材料大部分都是木棍, 容易折断造成漏尖, 支护时可以考虑缩小成0.65m/对。

3.3支护密度验算

验算支护密度, 按Ns≥Po/Qo来计算。

计算结束后, 通过调整支护密度来增大支护强度。

煤矿掘进中的冒顶事故多数因为支护能力不足, 可以考虑增加顶板的支护密度来解决这一问题。由于采煤的工作面本来就比较狭窄, 这样不仅使工作空间减少, 增加了生产成本, 而且增加了支护的工作量, 降低了回采的效率。因此, 必须合理地调整破碎顶板的支护密度。

在经过合理支护密度的计算之后, 结合设计支护的现状, 对破碎顶板的支护密度进行科学完善的调整与改善, 才能保证煤矿开采的安全性, 提高现在支护方式的质量。

4安全措施与技术措施

4.1顶板破碎段加强支护安全措施

遇顶板破碎段巷道时采取短掘短支, 依据实际情况可以进一步减小循环度, 尽力缩小空顶距, 尽力缩短空顶时间, 锚索、锚杆及时紧跟工作面。

4.1.1在使用之前, 认真检查锚杆 (锚索) 的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构是否符合设计要求。

4.1.2禁止将支柱架设在浮煤、浮矸上。

4.1.3锚杆 (锚索) 锚固力除按规定定期检查外, 还要不定期进行抽查, 发现有达不到要求者, 要立即停止作业, 并制定相应措施。

4.1.4巷道掘进过程中, 要先打超前锚杆或其他临时支护进行维护, 严禁在空顶下作业。

4.1.5巷道如遇顶板破碎或地质构造区, 可缩小锚杆排间距, 并可使用挂网, 喷浆联合支护, 同时要加大检查力度。

4.1.6对锚杆 (锚索) 支护巷要定期检查支护效果, 经常观察, 发现异常及时制定补充措施。

4.1.7对锚杆 (锚索) 支护的排间距、锚杆 (锚索) 角度、锚固力、预紧力、联网质量要经常进行检查, 严禁为图省事, 偷工减料而违章作业。

4.1.8对巷道的变化和顶底帮强度、顶板离层情况加强检查, 并有检查记录。

4.2锚杆 (锚索) 锚网支护安全技术措施

4.2.1每10m必须进行一次可锚性试验, 采用φ20×2500mm的螺纹钢锚杆, 用2支CK2350树脂锚固剂, 锚杆锚固力达到60k N即为可锚, 小于60k N即为不可锚, 必须采用架棚支护或棚索网支护。

4.2.2定期对井下锚杆 (锚索) 锚固力进行拉拔试验, 如果实际锚固力与设计值相差明显, 则需对锚固参数进行调整和修改。

4.2.3柱顶要查严背实。

4.2.4煤底或者软岩底时, 支柱要穿液柱铁。

4.2.5巷道地质条件发生变化时, 应根据变化程度, 调整支护参数或采取应急措施及时处理, 如采用锚索加固或缩小排距。

5结语

科学的施工工艺和施工组织, 创造出巨大的经济及社会效益, 为提高成煤矿掘进效率提供了一条新途径。应该对破碎顶板进行支护密度的调整, 以期达到预防碎岩石垮落伤人的目的。煤矿开采过程中的安全防护与支护等技术措施, 应尽快得到提高与完善。

摘要：窗体顶端煤矿掘进技术持续出现瓶颈, 主要原因是破碎顶板支护比较困难。本文结合现在煤矿技术破碎顶板支护中存在的若干问题与现状, 对如何优化破碎顶板支护密度的方法进行深入的研究与论述。

关键词：破碎顶板,支护密度,煤炭开采

参考文献

[1]李霞萍.浅谈破碎顶板支护方法优化中支护密度的调整[J].大科技, 2013 (11) :89.