吳曉峰
(晉能控股煤業(yè)集團(tuán)有限公司,山西 大同 037001)
北辛窯礦8102 工作面采用一進(jìn)一回通風(fēng),工作面東側(cè)為8101 工作面采空區(qū),西側(cè)是未開采的實(shí)體煤柱,北側(cè)是井田邊界,南側(cè)是集中輔運(yùn)大巷、集中膠帶大巷和回風(fēng)大巷。
8102 工作面走向長度為1400 m,傾向長度為230 m,工作面回采的是山西組2#煤層,平均厚度為5.92 m,平均傾角為3°。2#煤層直接頂主要以泥巖為主,平均厚度為3.6 m;基本頂主要以細(xì)砂巖為主,平均厚度為11.4 m。18105 工作面采用低位放頂煤回采工藝,截至目前工作面已回采840 m。
工作面回采至835 m 處位于機(jī)頭4#~18#支架之間的頂板出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。隨著工作面推進(jìn),當(dāng)工作面回采至840 m 處時(shí)頂板出現(xiàn)局部冒漏,煤壁片幫嚴(yán)重,片幫深度達(dá)1.9 m,端面空頂距達(dá)2.3 m,嚴(yán)重制約著工作安全高效回采。
(1)煤層賦存條件的影響。8102 工作面回采的2#煤層屬于結(jié)構(gòu)不穩(wěn)定的復(fù)合型煤層,煤層內(nèi)夾雜多層矸石,主要為泥巖、砂巖,局部出現(xiàn)火成巖侵入現(xiàn)象,導(dǎo)致煤層賦存結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性差。工作面回采過程中在回采應(yīng)力作用下煤層與矸石層之間極易產(chǎn)生脫落,造成煤層破碎現(xiàn)象。
(2)集中應(yīng)力影響。由于8102 工作面東部為18101 工作面采空區(qū),8102 工作面運(yùn)輸順槽與采空區(qū)預(yù)留的煤柱寬度為20 m,工作面在前期回采過程中運(yùn)輸順槽位于采空區(qū)側(cè)煤柱出現(xiàn)破裂、片幫現(xiàn)象,采空區(qū)殘余應(yīng)力向工作面?zhèn)鬟f。同時(shí),工作面回采到847 m處將揭露一條F4正斷層,斷層落差為1.4 m,傾角為57°,斷層將從16#支架前方揭露,并向運(yùn)順順槽側(cè)延伸,斷層與工作面夾角為48°。在采空區(qū)殘余應(yīng)力、F5 斷層構(gòu)造應(yīng)力以及回采應(yīng)力等集中應(yīng)力破壞作用下,工作面頂板及煤壁出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。
(3)回采工藝的影響。8102 工作面主要采用低位放頂煤回采工藝,回采高度為3.3 m,放煤高度為2.62 m,8102 工作面單刀割煤深度為0.8 m。工作面在回采過程中頂煤穩(wěn)定性差,承載能力低,在應(yīng)力作用下頂煤破碎嚴(yán)重,應(yīng)力在破碎區(qū)產(chǎn)生卸壓作用,造成煤壁產(chǎn)生剝離破壞,致使煤壁片幫,并加大了端面空頂距。
為了進(jìn)一步提高8102 工作面頂板穩(wěn)定性,控制端面距,防止頂板垮落事故,決定對應(yīng)力區(qū)頂板采取“吊梁勾頂+炮擴(kuò)循環(huán)”等綜合頂板控制技術(shù)[1-5]。
(1)通過現(xiàn)場觀察發(fā)現(xiàn),8102 工作面 840 m處頂板冒漏深度為2.7 m,沿工作面走向冒漏寬度為2.2 m,沿工作面傾向冒漏長度為8.4 m(位于6#~11#支架前方),工作面冒漏區(qū)在調(diào)梁勾頂前需將1#~5#、以及12#~30#支架超前移架到位。
(2)在6#支架前方頂板開始施工起重錨索,每組兩根,錨索長度為5.3 m,直徑為17.8 mm。同一組錨索第一根施工在距支架前探梁前方0.15 m處,第二根與第一根施工在距工作面煤壁0.3 m 處。
(3)第一組起重錨索施工完后,錨索外露長度控制在0.5 m 左右,并在錨索外露端安裝一根長度為2.5 m 工字鋼梁。第二組起重錨索與第一組間距為3.5 m,冒漏區(qū)共計(jì)施工三組錨索吊梁。
(4)錨索吊梁全部施工完后微調(diào)鋼梁,確保鋼梁在同一水平面上,然后在三組錨索梁棚上方鋪設(shè)一排密集板梁,每根板梁長度為4.0 m。板梁鋪設(shè)完成后在其上方依次鋪設(shè)木垛,直至與冒漏區(qū)頂板接觸嚴(yán)實(shí)。8102 工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂平面示意圖如圖1。
(1)炮擴(kuò)循環(huán)法過破碎區(qū)前應(yīng)將采煤機(jī)移至工作面尾部,對工作面?zhèn)涡边M(jìn)行調(diào)整,并將工作面支架全部移架到位。
(2)從工作面5#支架前方煤壁從頂板至底板施工一排爆破鉆孔,每排5 個(gè),爆破孔深度為1.2 m,直徑為32 mm,孔間距為0.6 m。爆破孔施工完后對鉆孔依次填入礦用乳化炸藥以及毫秒延期電雷管,進(jìn)行爆破施工。
(3)第一排爆破孔施工完后在爆破形成的缺口處向機(jī)尾處施工擴(kuò)幫爆破孔,擴(kuò)幫爆破孔共計(jì)兩排,每排4 個(gè)鉆孔,孔深為1.5 m,直徑為32 mm。鉆孔施工完后依次填裝炸藥及雷管進(jìn)行擴(kuò)幫施工,每次擴(kuò)幫深度為1.2 m,擴(kuò)幫長度為1.5 m。
(4)擴(kuò)幫后當(dāng)擴(kuò)幫長度達(dá)3.0 m 時(shí),在擴(kuò)幫頂板安裝若干根超前支護(hù)鋼梁,鋼梁長度為2.0 m。鋼梁一端與支架前探梁搭接,外露部分采用一排單體液壓支柱進(jìn)行支撐。如圖2。
(5)當(dāng)5#~12#支架前方煤壁全部擴(kuò)幫到位后,采煤機(jī)從尾部斜切進(jìn)刀向頭部割煤。當(dāng)采煤機(jī)上行割煤至12#支架時(shí)及時(shí)回收單體柱及鋼梁,并及時(shí)將支架移架到位。割煤完成后再將采煤機(jī)移至工作面尾部,進(jìn)行下一循環(huán)爆破擴(kuò)幫施工,直至工作面完全過破碎區(qū)。
圖1 8102 工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂平面示意圖
圖2 8102 工作面破碎區(qū)炮擴(kuò)循環(huán)回采剖面示意圖
(1)工作面過破碎區(qū)期間,應(yīng)加大工作面機(jī)電設(shè)備檢修維護(hù)力度,保證支架液壓系統(tǒng)完好,防止支架出現(xiàn)跑、冒、滴、漏現(xiàn)象,確保支架在破碎區(qū)具有足夠的初撐力及工作阻力。
(2)工作面應(yīng)采用追機(jī)帶壓移架,控制好工作面采高,保證支架一次移到位,及時(shí)伸出護(hù)幫板,避免反復(fù)升降造成頂板破碎。
(3)工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂完成后,應(yīng)隨時(shí)觀察頂板變化情況,并對冒漏區(qū)有害氣體進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測。若冒漏區(qū)瓦斯、一氧化碳出現(xiàn)積聚現(xiàn)象時(shí),及時(shí)對高冒區(qū)進(jìn)行羅克休填充封堵。
(4)工作面在爆破擴(kuò)幫施工前,應(yīng)在5#~12#支架前方安裝擋矸簾,防止爆破損壞支架。爆破時(shí)嚴(yán)格執(zhí)行“一炮三檢、三人聯(lián)鎖”放炮制度。
(5)工作面在爆破施工時(shí),若發(fā)現(xiàn)煤壁片幫深度達(dá)2.0 m 以上,頂板破碎嚴(yán)重難以預(yù)留時(shí),可對煤壁施工注漿孔進(jìn)行注漿加固,對工作面頂板施工撞楔超前支護(hù)進(jìn)行頂板超前維護(hù)。
通過對工作面采取“吊梁勾頂+炮擴(kuò)循環(huán)”等綜合頂板控制技術(shù),在后期回采過程中未發(fā)生頂板冒漏事故,控制了頂板失穩(wěn)現(xiàn)象。工作面端面空頂距由原來的1.3 m 降低至0.27 m,煤壁片幫深度控制在0.4 m 以下,保證了工作面在應(yīng)力破碎區(qū)回采安全,取得了顯著應(yīng)用成效。