破碎顶板

破碎顶板（精选10篇）

破碎顶板 篇1

1 概况

淮北岱河矿业1965年12月25日建成投产。原名为淮北矿业集团有限责任公司岱河煤矿, 2011年矿井破产改制重组后更名为淮北岱河矿业有限责任公司, 核定生产能力100万吨/年。企业先后荣获“全国先进基层党组织”、“全国环境优美工厂”、“全国双十佳煤矿”、“安徽省文明单位”等省部级120余项荣誉称号。全矿井2个采煤工作面生产、6个掘进队生产准备。

破碎顶板管理是矿井顶板管理的重点难点, 岱河矿业井下地质条件复杂, 采掘工作面逮破碎顶板施工, 经常发生顶板掉顶, 掉顶后接顶既困难又不安全, 而且影响工程进度, 给顶板管理带来较大的难度。

2 成果主要做法

2.1 每周根据工作面平剖面图, 及时下发顶板管理预警, 指导施工单位及时补充针对性安全技术措施。

2.2 采煤工作面遇破碎顶板具体办法:

2.2.1 加强初撑力管理, 坚持三补液, 确保支柱初撑力及工作阻力均不低于50KN/棵。

2.2.2 工作面棚距控制在750～800mm, 进宽低于1.05m。

2.2.3 工作面每棚过顶塘材不低于6根, 并要均匀布置, 或者使用塘材笆或者板皮过顶;网与网之间孔孔绕栓, 每隔3～4个孔2打一死结。

2.2.4 放炮前要对煤帮支柱补液, 防止支柱被崩倒。

2.2.5 先扒窝窜梁后方准放松动底炮, 松动底炮装药量低于0.15kg/眼。

2.2.6 放炮后及时撅棚维护, 使用板皮或者大板护稳顶后方准放下一茬炮。

2.2.7 回柱窜梁必须回一棚窜一棚, 严禁一次多回。

2.2.8 窜梁后及时支设临时支柱, 提高主梁支撑力。

2.2.9 按要求超前联半峒网, 并使用塘材笆结合两到三根塘材背实背严帮, 严禁片帮。

2.2.1 0 如掉顶时必须使用木料接实解严顶, 严禁空顶、瞒顶。

3 掘进工作面破碎顶板管理办法

3.1 掘进工作面施工顶板破碎段时严禁空顶作业, 严格执行敲帮问顶制度。

打眼前、装药前、放炮后及支护进行过程中, 都必须进行敲帮问顶。敲帮问顶要指派有生产经验的人员进行, 并有专人监护。浮矸危石清理干净, 在确保安全的条件下, 方可进行其它作业。如处理危石可能发生危险时, 必须采取安全措施。找顶工作必须遵守下列规定:

(1) 找顶工作应由两名有经验的人员担任, 一人负责找顶, 另一人负责观察顶板和后路情况。找顶人员应站在安全地点操作, 观察人员站在找顶人员的侧后面, 并保证退路畅通。

(2) 找顶应从有完好支护的地点开始, 应由外向里、先顶部、后两帮, 依次进行。找顶范围内严禁其他人员进入。

(3) 找顶人员应戴手套。用长柄工具找顶, 应防止煤 (矸) 顺杆而下伤人。

(4) 顶、帮遇有大块断裂煤 (矸) 离层时, 应先设置临时支护, 保证安全后, 再顺着裂隙慢慢地找下, 不得硬刨硬挖。

3.2 揭煤、顶板破碎段施工时, 要逐棚架设, 原则上手、风镐作业。

如果需要放下部岩石炮时, 顶部先打密集撞楔 (采用1寸尖头管子) 超前护顶 (数量以封住顶为原则, 撞楔必须打入煤岩体内, 深度不得低于800mm) , 用风镐挖出梁道, 窜好前探梁, 放上梁子过顶严实接上劲后, 再打下部炮眼, 放松动炮, 煤层内不得布置炮眼撞楔无法打入煤岩体时, 先用风锤或其它钻具打好眼再穿管子护顶。

3.3 施工过程中, 迎头不得留有伞岩, 空顶距大于200mm时, 必须及时将前探梁窜至煤壁, 放好过顶料, 超前护顶, 以防掉落矸石伤人。

3.4 当顶板压力显现较明显时, 需及时缩小棚距或架对棚施工, 以减小空顶距和增加支护强度。

后路压力大, 棚子变形严重, 要采取套棚、打托棚、打锚杆 (索) 等措施, 进行补强支护。

4 效果效益分析

岱河煤矿从2010年开始应用破碎顶板综合防控技术, 经过实践证明, 现场施工效果良好, 基本上控制了漏掉顶现象, 具有很高的推广应用价值

参考文献

[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社.2003.

[2]蒋金泉, 韩继胜, 石永奎.巷道围岩结构稳定性与控制设计[M].北京:煤炭工业出版社.1998.

[3]徐永析.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

破碎顶板 篇2

根据4101采面顺槽所接露的断层的断煤交线延伸方位预推4103回风巷，在施工到距开口点638米处接露一个断层地质构造，受该断层影响4103回风巷在距开口点480米处开始顶板及两帮压力较大，工作面顶板破碎，两帮出现片帮现象，为确保过顶板破碎带及断层期间安全施工，根据分公司的要求对4103回风巷的顶帮破碎处进行加强支护，支护设计变更如下：

二、 顶帮破碎处支护技术要求

1、顶板支护

顶板采用锚杆、锚索、金属网联合支护。

锚杆采用规格为φ18×20xxmm的左旋螺纹钢锚杆。锚杆布置方式为矩形

布置，间距×排距=9000mm×1000mm，每排锚杆布置6个，托盘采用规格为150mm×150mm×10mm的拱形铁托盘。

锚索采用直径17.8mm;长9000mm的高强低松弛钢绞线。锚索布置方式为2-1-2布置，间距×排距=20xxmm×20xxmm;托盘采用规格为300mm×300mm×10mm的铁托盘。

网片：采用Φ5mm的钢筋网，规格为长×宽=20xxmm×1000mm，网格为100mm×100mm，铺设时相邻网片要压茬连接，压茬长度为100mm，网片连接要用14#铁线绑扎，绑扎间距300mm，绑扎时用双股14#铁线缠绕三圈后再拧三圈。锚杆必须打在网片压茬处。

2、巷帮支护

(1)巷道的两帮采用φ16×1600mm的普通圆钢锚杆配金属网支护。锚杆布置方式为矩形布置，间距×排距=1200mm×1000mm，每排锚杆布置2个，上部的锚杆距顶板700mm，托盘采用规格为150mm×150mm×10mm的平板铁托盘。

(2)金属网采用由10#铁线编成的，网片规格为1500 mm×10000mm;网格;50 mm×50mm的菱形网。金属网铺设时相邻网片要压茬连接，压茬长度为100mm，网片连接要用14#铁线绑扎，绑扎间距300mm，绑扎时用双股14#铁线缠绕三圈后再拧三圈。

(3)顶帮破碎严重处必须配木托板,木托盘规格为300mm×150mm×10mm的平板木托盘。

(4)当巷帮破碎严重时，必须在竖直方向布置三根锚杆。(锚杆布置从底板向1.0米、2.0米和3.0米处各安装一个锚杆)

3、过断层及顶板破碎带技术要求

(1)当顶板破碎较严重时，可以采用锚索吊梁支护。即用锚索吊长2.6米钢带，每3个锚索吊一钢带。锚索间距为1.0米，锚索排距为2.0米。(锚索布置方式见锚索吊钢带支护图)

(2)在顶板破碎段每隔30米安装一个顶板离层仪，并由生产单位技术人员每天对顶板离层仪进行观测，并按要求填写好观测记录，并将观测记录报予生产技术科，由生产技术科进行分析，根据顶板离层情况及时变更支护方式。

(3)若顶板局部破碎严重，锚网支护已不能有效支护顶板时必须立即采用工字钢棚支护，棚距0.6米。(工字钢棚规格见工字钢棚支护断面规格图)。

(4)若巷道局部发生冒顶，必须在冒顶处的两侧各打设两个锚索。并用锚索吊一个11#工字钢梁安装在冒落处(工字钢梁长度和个数可根据现场顶板冒落长度确定)工字钢梁间距1.0米，工字钢梁安装好后，再用枕木在工字钢梁上打木垛直到木垛接实冒顶处的顶板为止，当冒顶处刹严后即可在吊梁下面架设工字钢棚。

(5)在采用架设工字钢棚支护或锚索吊梁支护时，工作面临时支护采用前探锚杆做为临时支护。即采用规格为φ18×2500mm的左旋螺纹钢锚杆，沿巷道横向每排布置5根，间距1.0米，排距1.2米，每个前探锚杆与施工方向所夹仰角为45度。

(6)在过破碎带施工期间，工作面最大空顶距离为1.2米，必须严格执行一掘一锚或一掘架设两架工字钢棚的施工方法。

(7)在过断层破碎带期间，全断面必须分两次割成，先割左半部后割右半部，每次截割宽度为2.6米，前进方向割1.0米，当左半部截割完并按要求打好支护后方可截割右半部，必须严格执行 “一掘一锚”制度。

三、 施工安全技术措施

1、 施工人员作业前，必须先检查作业地点及周围20米范围内的顶板巷帮围岩和支护情况，敲帮问顶，挑掉顶板的离层煤体和巷帮的浮石，确认一切安全后方可作业。

2、 施工上部护帮锚杆时，作业人员必须站在预先做好的案子上作业。(案子规格：长×宽×高=1.2米×0.8米×1.5米)

3、 人员上案子作业前，必须先检查案子放置是否平稳牢固，确认牢固后方可上案作业，同时还必须设一专人扶案子，以防打眼时案子受力翻倒。

4、 皮带运行时严禁作业，作业前必须先与皮带司机联系好。

5、 安装金属网时，必须保证上部和下部的锚杆分别打在距网的上下边缘100mm处。

6、 护帮锚杆打设必须垂直巷帮，每个锚杆打完后必须用扳手将螺母拧牢，扭矩不小于100NM。

7、 护帮锚杆施工完后必须收拾好所用工具，盘好风水管，并将挑落的浮煤清理干净，确保作业现场文明整洁。

8、 其他方面按《4103工作面回风巷作业规程》;《煤矿安全规程》和相关工种《操作规程》相关规定执行。

四、架设工字钢棚施工安全技术措施

1、作业人员进入作业地点后，必须先仔细检查架棚地点附近20米范围内的顶板，煤壁的围

岩状态敲帮问顶，挑掉顶板的离层煤体和巷帮的浮石，确认一切安全后方可作业。

2、架棚作业时，每组不得少于6人，其中四人扶好棚腿(两人扶一个棚腿)，两人用一吨吊

链将棚梁吊起后放到棚腿上，然后再用木刹杆将棚梁刹紧。

3、架棚前必须先在棚腿处用风镐挖出深100mm的腿窝，棚距按设计值误差不得大于100mm，

棚梁必须与两帮垂直，每架棚子的两个棚腿必须与底板垂直，并在一个平面内。

4、每架棚子架好后，棚子的上、中、下宽度必须符合设计要求。局部巷宽不足5.2米处必须

用风镐处理达到5.2米为准。

5、每架棚子必须用拉筋连成一体，拉筋采用φ16×900mm普通圆钢，两端挑出长130mm的

螺丝扣，上拉杆时必须才用不小于15寸的扳手拧紧。

6、每个棚腿加工时顶部用槽钢焊好棚梁卡槽，并在距棚腿底部1.7-1.8米处各加工一个拉筋

孔，拉筋孔的直径20 mm。

7、架棚后局部顶板超高处必须用半原木刹顶，直到与顶板接实为止。

8、若局部顶压较大可适当加密棚距，并重新加工拉杆长度，棚距值由矿及分公司生产技术科根据现场压力情况确定。

9、 工作人员在进入迎头前，一定要清理好退路，保证人员在撤离时能安全快速撤离。

10、 在该段的施工中，工作面迎头最大空顶距离不得大于1.2米，即每前掘够打一排锚杆时立即停掘并进行支护。

11、 当班瓦斯检查员必须对冒顶处的冒峒内的瓦斯浓度进行检查，发现瓦斯浓度大于1%时，立即责令现场所有人员停止作业撤到入风流中，等待相关人员排除瓦斯后，经瓦斯检查员允许后方可作业。

12、 作业人员在打锚杆和锚索时，必须设一人观察顶板和巷帮4岩活动情况，若发现顶板有围岩断裂声响必须立即告知作业人员撤离作业现场，带围岩稳定后在进入作业现场，且必须在打设锚杆和锚索作业前安上述要求在离层围岩处加打带帽木点柱，木点柱打设位置和数量要根据现场围岩情况决定。打好带帽木点柱后方可打设锚杆和锚索作业。

破碎顶板 篇3

关键词：煤矿回采工作面；破碎顶板；控制技术

中图分类号： TD82 文献标识码： A 文章编号： 1673-1069（2016）24-229-2

0 引言

煤炭可有效保证我国经济平稳、持续发展，因此煤矿开采工作面中的顶板情况，以及顶板支护的管理质量会直接对该煤矿的安全生产以及经济效益产生严重的影响。在国际中享有盛名的煤矿开采场地中顶板控制和管理理论，在一般情况下进行的煤矿开采工作具有十分重要的指导意义，使得煤矿开采工作能够顺利进行。但是，就当前的科技发展形势来看，传统的矿山开采管理观念和理论只有不断地完善和创新才能适用于现代煤矿开采工作，提升破碎顶板的控制技术含金量，促进煤矿业的发展。

1 矿井简介

该煤矿的具体位置在安徽省的濉溪县南边15千米处，距离东南方向的宿州市约35千米。该煤矿从南部的百善集开始，延续至北部的南沱河处，从南至北共长8千米左右，东西方向宽度为3.5千米，矿内含煤面积约为23.3平方千米。濉阜铁路由该矿区南部的百善集出经过，一路沿着北方的青龙山前行，转符夹线后连通陇海、京九以及津浦等多条铁路干线。在百善集有濉蒙和宿永两条公路干线的交汇处，有极其便利的交通环境。

该煤矿的采煤层可分为两层，且这两层采煤层全部都在二叠系形成，6号煤区可全部开采，但是5号煤区只有部分可进行开采工作。该矿井的地质结构形态从整体上看，展现出由南向北逐渐延伸的复式向斜结构的盆地，并且该盆地呈现出左旋“S”型结构，并且发育出20条左右的较大断层，其中有4条断层的断距为约30m。

该煤矿的水文地质条件并不复杂，煤矿的南半段大致为简单型，北部段则属于中等型，因此该煤矿的水文地质条件整体为“简单-中等”型。根据煤矿处地具有的沉积特征和富水特征，并结合该区域中含有的隔水层组以及该矿井的水文特点，该矿井区的含水层可分为四层：新生界松散层、基岩风化带、煤系砂岩裂隙以及太原群灰岩。

2 煤矿回采工作面破碎顶板冒顶原因

破碎顶板一般出现在断层带、节理裂隙、穿旧巷隙等区域内，顶板强度下降是破碎顶板的主要表现形式之一，受到矿山压力的影响较大，极易造成顶板断裂情况，部分环境中破碎顶板呈细小块状或粉末状。破碎顶板冒顶机理为：

地质层发生运动时，岩层会受到张力以及挤压情况的影响，造成岩层断裂进而形成断层，是顶板的完整性受到破坏，断裂面也会因此不断地向四周的顶板扩展。两面断层面之间一般都会堆积着粉状物或者泥状物，较为光滑，上盘和下盘之间的岩石失去了粘结能力，煤矿顶板管理失去秩序。

地壳运动导致地层岩石的水平压力承受能力降低而出现了褶曲，褶曲内部具有的构造压力以及残余应力会对原始岩层的应力场分布产生影响，使煤矿的背、向斜区域内聚集了大量的弹性能力，导致破碎顶板局部出现冒顶。

煤层受到压力的影响，导致其厚度变薄，并且顶板受到挤压后会形成大量的节理和裂隙滑动面，造成顶板破碎，并伴有孤立性和单独性，因滑落而造成局部冒顶现象，严重时支护架摊到而形成面积较大的冒顶现象。机械化煤矿巷道回采工作面的破碎顶板冒顶情况，会对煤矿生产的安全性、开采效率等产生严重影响，结合煤矿的具体情况以及煤矿的地址、水文条件以及煤矿的当前的生产状况，推测出导致工作面顶端出现冒顶情况的原因包括：①地质条件。煤层以及围岩的强度、裂隙、褶曲、断层等多种地质结构可直接对巷道顶板的稳定性产生影响，属于具有根本性质的内在因素。断层之间存在的落差和周边的涨性结构裂隙程度呈正相关，岩层性质的软硬程度与出现冒顶的概率存在正比关系。②支护架初始支撑力以及支护强度。煤矿回采工作面的支护强度和破碎顶板冒落之间存在着双曲线关系。根据实地考察可知，该煤矿顶板出现事故在支架工作阻力240-290kN/m2区间时变化尤为明显，当工作阻力小于该区间时，顶板冒顶现象极其激烈，当工作阻力大于该区间时，顶板冒顶现象不严重，由此可见支架工作阻力的参数设置合理，才能有效减少顶板冒顶现象出现。支护架的初始支撑力会对支护强度以及支护效果产生重要影响，保证支护架的初始支撑力意义重大。

3 煤矿回采工作面破碎顶板控制技术

煤矿回采工作面中存在多种生产要素，而最重要的就是破碎顶板的工作面，顶板管理在煤矿生产过程中的重点工作，合理的顶板管理才能保证工作面施工的安全性，生产质量以及生产效率等。煤矿回采工作面破碎顶板最明显的特点就是因为破碎易出现冒落情况。顶板的承受的暴露时间段，面积小，防护不及时就会出现漏顶，不采取合理的措施漏顶范围会增加，最终导致冒落事故，因此必须在发生冒顶现象之前就采取相应的措施对顶板加以控制。对此可采取以下措施解决：

3.1 加强勘测

首先需要加强煤矿回采工作面的地质条件勘测工作力度，在开始回采工作之前必须有细致的煤矿地质说明资料，主要内容应该有，该回采工作面的地质结构变化、水文地质条件、断层面信息、褶曲、顶板破碎带、节理和裂隙的发育情况等，据此制定出可行性较高的冒落预防措施。

3.2 做好支护工作

改善煤矿回采工作面的破碎顶板状况，需要较好地完成支护工作，更重要的是超前支护工作。采煤机完成割煤工作以后，向前移动支护架再移动输送机，可以通过超前采煤机进行移动支护架工作，确定支护架的顶梁已经顶住煤壁，以此避免因顶板暴露出现冒顶现象而进行的超前支护措施。

3.3 尽量减少梁端距

回采工作面的破碎顶板进入顶梁上方以前破碎问题就已经很严重，并且在顶梁上方位置形成了不同厚度的浮矸层，在移动支护架过程中浮矸就会沿着支护架掉落，进而加大冒顶面积。因此，在煤矿回采工作面中减少梁端距是有效解决该问题的措施，并结合临时支护措施控制破碎顶板。

3.4 伸缩支护架以及金属网

煤层顶板稳定性不足，回采工作面的支护架的选择应该是自带护帮板并且伸缩能力较强，在采煤机完成该区域的割煤作业后，立将支护架向前移动或及时将护帮板和伸缩装置打开，对刚刚暴露出来的顶板进行支护，将伸缩装置伸出以减小端面之间的距离。

在支护架的顶梁上方铺设金属网可有效控制破碎顶板的冒顶现象。顶梁上方铺设金属网可将破碎顶板暂时形成一个整体，这样既可对顶板的功效进行改善，值得注意的是，一般情况下金属网会铺设两层，增加控制力度。

3.5 走向梁架立

在煤壁上接近破碎顶板的位置挖掘一个安放走向梁的梁窝，使走向梁的两端分别架在煤壁和支护架顶梁处。梁窝的位置选择必须保证避开易片帮的煤壁，避免出现其他安全事故。

3.6 带压擦顶移动支护架

在移动支护架时一定要设置支柱的工作阻力，保证顶梁能够紧贴着顶板向前移动，这样能够在一定程度上减少支护架移动时破碎顶板岩层的活动量，防止支护架移动破坏顶板。

3.7 加强施工人员的培训

煤矿回采相关负责人需要开设宣讲活动，为煤矿井下施工人员进行安全宣讲，保证施工人员能够明确意识到破碎顶板冒落事故的危险性，以及控制回采工作面破碎顶板的重要作用，强化施工人员的工作意识，提升施工质量，减少破碎顶板冒落事故的发生率。对控制破碎顶板冒落的工作经验进行总结，吸取控制失败的教训，优化控制技术，加强控制力度，将破碎顶板冒落事故的危害控制在最小的范围内。

上述的煤矿回采工作面破碎顶板的控制措施，需要根据不同煤矿的实际情况进行灵活应用，才能将破碎顶板的局部冒落事故发生率降至最低。因此，只有指定合理的、有针对性的控制措施才能保证减轻局部冒落事故危害程度，加强管理，总结经验，指定合理的事故预防方案，做到防患于未然。

4 结语

综上所述，根据对现有煤矿的破碎顶板性质、形成机理进行深入分析，明确煤矿内现使用的设备对破碎顶板的适应程度，为研究开采区的部署方式、回采工作面的相关参数、回采工艺等因素对破碎顶板的控制产生的影响奠定基础，进而明确现行的煤矿回采顶板的控制技术以及管理方式的不足，保证对破碎顶板产生的原因有更深层次的认识，了解破碎顶板可能产生的危害的严重性，结合精进的控制技术以及有效管理措施，提升煤矿开采的安全性，促进煤矿行业的发展。

参 考 文 献

[1] 查文华，黄嵘，华心祝，等.许疃矿72煤工作面破碎顶板超前预注浆加固控制技术研究[J].煤炭工程，2012（09）.

[2] 程详，赵光明，孟祥瑞，等.上提综采面破碎顶板片帮冒顶分析与控制技术研究[J].西安科技大学学报，2012（04）.

破碎顶板注水玻璃加固技术 篇4

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.

破碎顶板 篇5

【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 篇6

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.

综采工作面破碎顶板的控制 篇7

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 篇8

采煤工作面端头及超前一定距离因受工作面超前支承压力影响, 矿压大, 且难以计算, 工作人员一般借助现场实际经验确定工作面端头及超前支护方案, 并在实践中检验修正。该方法存在一定的盲目性, 对于顶板破碎、巷道围压过大的工作面支护没有较好方法, 对于支护密度过大时支护体的布置方式没有过多研究与实践[5,6,7,8,9,10,11,12,13]。本文基于焦煤公司演马庄矿二1煤层27131工作面的工程实践, 加以理论计算, 提出破碎顶板条件下采煤工作面端头及超前支护方案, 为类似条件超前巷道支护提供参考。

1 工作面概况

演马庄矿27131采面位于二水平27采区, 北部和东部为井田边界、边界保护煤柱及九里山矿工作面采空区, 西部为27采区的采空区, 南部为2711工作面采空区和F253断层, 工作面位置如图1所示。

该工作面煤厚6.31 m, 煤层倾角12°, 煤层坚固性系数0.5~2.0, 煤层局部含有夹矸, 上部有厚0.5~1.0 m的软分层, 地层柱状如图2所示。27131工作面采用倾斜长壁分层后退式采煤方法, 首采上分层, 最大采高为3.0 m, 采用MG200/500-AWD1型采煤机采煤, 最大采高3.8 m, 采用ZF6800/20/38型四柱支撑掩护式支架支护顶板, 人工铺设金属网顶板。工作面端头采用单体液压支柱+Π型钢梁支护, 全部垮落法控制顶板。运输平巷为3.8 (2.8) m×2.4 m梯形断面, 采用矿用12#工字钢加锚网支护;回风平巷为4.0 m×2.5 m矩形断面, 采用锚网 (索) 加钢筋梯联合支护。

由于27131工作面紧邻边界保护煤柱, 且27111工作面及相邻的九里山煤矿工作面已回采, 27131回采工作面及边界保护煤柱因采空区影响, 承受矿压大, 应力集中, 顶板及煤层破碎, 巷道支护困难;尤其在端头及超前工作面50 m范围内巷道顶板破碎, 原有支护物遭严重破坏, 掘巷时期铺设的金属网也受挤压、拉伸作用破裂, 且现有端头及超前支护方案控制巷道变形效果不佳, 给工作面安全生产带来巨大困难。因此, 需要对端头及超前支护方案进行优化, 以保证工作面安全生产。

2 支护参数确定

按常规顶板来压强度计算公式 (按4~8倍采高计算顶板最大来压强度) , 根据27131工作面顶板来压情况, 取8倍采高, 则:

(1) 顶板来压强度计算。

式中, Pc为顶板来压强度;h1为直接顶厚度;γ1为直接顶岩石密度;H为采高;γ2基本顶岩层密度。

结合实测资料, h1为2.18 m, γ1为2.6 t/m3, H为3 m, γ2为2.7 t/m3。将数据代入公式计算得, Pc=0.63 MPa。

支架支柱穿400 mm×800 mm铁鞋, 钻底<100mm, 若底板较软, 可在铁鞋下垫木梁, 保证支护强度。

(2) 两端头Π型钢梁合理支护密度计算。

式中, N为支护密度;F为支柱的工作阻力, 取240k N。

代入数据计算得, N=2.62柱/m2。

根据选定的支护形式, 确定棚距:

式中, n为支柱数量;W为巷道宽度;L为棚间距 (支柱间距) 。

所以, 对于回风巷:

对于运输巷:

根据现场操作经验, 确定每根工字钢梁对应3根支柱。结合以上计算结果确定2种支护方案。方案1:支柱数量为4×3, 运输巷、回风巷棚距分别为1.5, 1.1 m;方案2:支柱数量为2×3, 运输巷、回风巷棚距分别为0.75, 0.55 m。

由支护方案可知, 巷道断面内设置4根支柱占用面积大, 而沿巷道轴向间距大;方案2巷道断面内设置2根支柱, 占用空间小, 且沿巷道轴向布置不影响升降柱工作。因此, 在巷道顶板布置2根顶梁, 每条顶梁对应3根支柱, 即“一梁三柱”, 回风巷与运输巷根据其运煤运料及行人需要, 调整支柱位置。

3 支护方案确定

3.1 超前支护

现场观测结果表明:受围岩应力作用, 巷道顶部金属网破坏严重, 造成巷道冒顶, 主要发生在超前工作面前方50 m范围内。故优化方案确定在超前工作面50 m范围内巷道顶板铺设金属网, 形成“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的联合支护方式, 以保证工作面安全推进。用8#铁丝编织的菱形金属网规格为1.2 m×2.2 m, 单层铺设;金属网连接处搭接不小于200 mm, 网与网之间用螺旋连接, 并弯钩定位, 孔孔相连, 金属网铺设如图3所示。

依据以上计算结果, 结合现场观测结果, 确定两巷超前工作面50 m范围内加强支护, 运输巷超前支护采用工字钢梁+2.5 m单体液压支柱支护, 棚间距为0.7 m;回风巷超前支护采用2.8 m工字钢+2.5 m单体柱打抬棚支护, 棚间距0.5 m;两巷均为“一梁三柱”, 均匀布置, 双排超前支护50 m, 单排超前支护为100 m。工作面运输巷、回风巷超前支护如图4所示。

3.2 端头支护

工作面端头为工作面与两巷的连接处, 拐角处易造成应力集中出现顶板破碎, 影响人员正常工作。因此, 端头处除考虑高压力作用外, 在不影响行人及运煤运料的情况下, 应该进行密集支护。综合以上研究结果及现场施工经验, 设计在两端头采用3.6m长Π型钢梁配合2.5 m单体液压支柱沿工作面倾向支护, 对棚“二梁六柱”, 支柱栽到硬底, 穿铁鞋, 初撑力为90 k N, 端头支护采用7#Π型钢梁和DW25-250/100单体液压支柱, 人工分段放顶。

工作面支架与工作面两端头相邻的Π型钢梁的间距控制在300 mm以内, Π型钢梁长度为3.6m, 棚距600 mm±100 mm, 两梁间距100 mm, 采用DW25-250/100型单体液压支柱, “二梁六柱”;对棚的2根Π型梁交替迈步前移, 步距0.6 m, 支柱迎山300 mm±100 mm, 架棚时留好行人通道。两端头支柱穿400 mm×400 mm铁鞋, 保证支护强度。工作面运输巷侧、回风巷侧端头支护如图5、图6所示。

4 现场观测

为检验超前支护效果, 使用GYW300型顶板动态监测系统对运输巷与回风巷进行顶板下沉量监测, 在两巷超前工作面煤壁50 m处安装监测仪器。按每天推进3.0 m计算, 本文选取工作面推进16 d的监测数据与采取超前支护和端头支护之前支护方案进行对比 (图7) 。

工作面顶板下沉量增大主要发生在工作面煤壁前方25 m以内, 最大达到380 mm, 严重影响到工作面安全生产。采取上述超前支护及端头支护方案后, 顶板下沉量在工作面煤壁附近较优化前减少约200 mm, 两巷顶板下沉量控制在150 mm以内 (图7) , 能够保证巷道正常使用, 为工作面高效快速推进提供有力支撑。

5 结论

(1) 27131工作面周围分布了大面积采空区, 工作面矿压大, 巷道维护困难, 端头及工作面支承压力影响区50 m范围内顶板破碎, 巷道变形量大, 最大达到380 mm, 影响运输及人员通行。

(2) 理论计算得出巷道内双梁布置、“一梁三柱”的支护方式效果佳, 满足回采面生产的需要。

(3) 结合27131工作面实际条件, 提出了“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的超前支护技术与“长Π型钢梁+单体支柱”的端头支护技术, 并针对巷道功能进行了优化。

(4) 现场实测数据表明, 该支护方案有效维护了巷道的破碎顶板, 使工作面超前影响区顶板下沉量控制在150 mm左右, 保证了工作面正常推进, 为相似条件下工作面生产提供了经验。

摘要：针对焦煤公司演马庄矿27131工作面高应力、顶板破碎的条件, 通过理论计算, 得出工作面端头及超前支护范围内的支柱支护密度, 并通过对比分析提出了“矿用工字钢+单体支柱+金属网”的超前支护技术与“长Π型钢梁+单体支柱”的端头支护技术, 并对二者进行优化;最后, 通过现场观测巷道顶板下沉量对支护效果进行了检验。

破碎顶板 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.

破碎顶板 篇10

1 工程概况

某采区下部巷道煤岩层综合柱状图见图1, 覆岩厚度变化较大, 巷道围岩构造应力大、水平应力突出, 造成顶底板岩层错动、挠曲离层, 煤层顶板为复合型破碎顶板, 煤帮松软破碎, 锚杆易受剪破坏。巷道顶、底及两帮均较软, 支护困难, 属于典型的软岩巷道。若PT为巷道开挖后围岩向临空区运动合力, PR为围岩自承力, PD为以变形能释放转化的工程力, PS为工程支护力, 则软岩巷道支护原理[4]为

PT=PD+PR+PS (1)

2 数值模拟

模型中岩层按照巷道附近综合柱状图划分, 并视其为均质、各向同性。模型尺寸120 m×75 m, 两侧施加水平位移约束, 底部为固定位移约束。网格划分要反映巷道围岩的受力特性, 考虑计算机运行速度, 因此, 在巷道围岩细化, 在远离巷道处加大网格尺寸以便于计算。计算模型见图2, 覆岩、底板网格为0.5 m×1 m, 煤层网格尺寸为0.5 m×0.4 m。

巷道采用锚网索支护, 顶板及两帮采用Φ20 mm×2 400 mm高强锚杆, 间距、排距均为0.8 m;带肋锚索Φ17.8 mm×8 500 mm, 排距1.6 m, 间距0.8 m, 中间锚索铅垂方向, 两侧锚索与铅垂方向呈45°。

选用Mohr-Coulomb模型[5], 不同预应力条件下, 围岩力学参数发生变化[6], 计算用物理力学参数见表1。

3 计算结果分析

3.1 围岩变形特征

对比3种不同预应力条件下的巷道围岩变形量 (见表2) , 可以看出: 高预应力条件下顶板下沉量比低、中预应力方案明显减小, 降幅约为20%～25%。而3种方案的巷道底鼓量基本保持在200 mm左右。同时, 与中、低预应力方案相比, 两帮移近量分别减小26%～30%, 35%～42%。

mm

3.2 围岩应力分布规律

各方案围岩应力情况见图3—5。

由图3、图4可以看出, 采用低、中预应力时, 巷道顶板水平应力集中区域距巷道顶板表面约为 1.2～1.6 m, 两帮垂直应力集中区距巷道两帮表面约 2.1～2.6 m。

由图5可以看出, 采用高预应力方案时, 巷道顶板水平应力集中区域为0.8～1.0 m, 两帮垂直应力集中区域变为1.2～1.5 m。

4 结论

1) 通过巷道锚杆支护数值模拟, 与低、中预应力方案相比, 高预应力条件下, 巷道顶板下沉量、两帮移近量降幅明显, 但底板变形量变化不大。

2) 高预应力时, 围岩应力集中区向巷道表面移近, 围岩应力状态明显改善, 利于巷道围岩稳定。

3) 预应力在锚杆支护中具有重要作用, 应保证施工质量, 提高锚杆支护系统的实际支护效果。

参考文献

[1]王连国, 李明远, 毕善军.高应力构造复杂区煤巷锚注支护试验研究[J].矿山压力与顶板管理, 2004 (2) :2-4.

[2]漆泰岳.锚杆与围岩相互作用的数值模拟[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2002.

[3]吕福军, 孙建忠.龙口矿区梁家煤矿巷道支护技术实践[J].安徽理工大学学报:自然版, 2005, 25 (2) :5-8.

[4]何满潮, 景海河, 孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社, 2002.

[5]Itasca Consulting Group Inc.Manual of FLAC-fastlagrangian analysis of continua[R].Itasca ConsultingGroup Inc., 2005.