1、 四臺礦極近距離煤層采空區下開采技術王雄偉(大同煤礦集團公司四臺礦, 山西大同037007摘要:對四臺礦極近距離煤層采空區下開采設計進行分析, 并通過生產實踐總結出一套可靠的采掘安全保障系統, 形成了一套極近距離煤層采空區下開采技術, 對近距離煤層開采具有指導作用, 具有廣闊的推廣應用前景。關鍵詞:極近距離煤層; 巷道布置; 開采技術中圖分類號:T D823文獻標識碼:B 2336( -04Coal mining goafin Sitai MineW ANG X iong 2wei(Mine , Datong Coal Mine Group Corporation , Datong 03700

2、7, China 四臺礦404盤區10號層于2001年底開采結束。為保證盤區正常接替, 必須開采404盤區下部11號層, 404盤區10號、11號層屬極近距離煤層, 層間距極不穩定。四臺礦從科學合理的盤區開采設計到首采面8423工作面掘進、開采的成功完成, 總結出寶貴的理論基礎和實踐經驗, 形成了一套極近距離煤層采空區下開采技術。1盤區概況11號層404盤區所處的開采水平為1045m 水平, 上部10號層均已回采結束, 盤區走向長度13401770m , 傾斜長度1180m 。煤層包括11號層和盤區中部1000m 段11號層與12-1號層合并層, 厚度210714m , 平均厚度410m ,

3、煤層傾角16°, 平均3°, 煤層與10號層層間距0141718m , 大部分區段為014115m , 平均1m , 采深平均-200m 。404盤區內地質構造復雜, 有陷落柱4個, 斷層分布較密集。11號層頂板為粉砂巖層, 層理、節理、裂隙發育, 穩定性差, 11號煤層及頂底板巖性如圖1所示。掘進回采時頂板不易維護, 易發生漏頂事故。2開采方案說明211盤區巷道布置10號層、11號層盤區巷道采用聯合布置方式 ,圖111號煤層及頂底板巖性開采11號層時, 利用原有開采10號層已布置的三條沿南北向的盤區巷, 其中盤區軌道巷、盤區回風巷布置在10號層, 盤區帶式輸送機巷布置在1

4、1號層?；夭上锏纼A斜布置, 即東西向布置。212上下回采巷道內錯距的確定11號層受上覆10號層采空區及層間距的影響, 根據上部采空區塌落穩定后采空區及巷間煤柱的壓力傳遞范圍, 同時結合大同煤礦集團公司王村礦近距離煤層開采經驗, 選擇11號層工作面與10號層工作面內錯式布置。根據回采平巷礦山壓力顯現規律, 在11號層回采巷道與10號層層間距確定的情況下, 應布置于壓力的傳遞影響角以外。壓力影響角與煤層傾角、層間巖性有關, 一般情況下當煤層傾角小于25°時, 壓力影響角為2545°, 11號層上覆10號煤層傾角一般為08°, 所以上下回采巷道內錯距L 為32第32卷第

5、12期煤炭科學技術2004年12月 L H tan =218m(1式中H 10號、11號層間距, 取4m ;壓力影響角, 取35°。根據式(1 及四臺礦10號層、11號層煤層層間距及巖性, 以及根據礦壓觀測沿走向上部10號層實體煤對11號層巷道布置的影響, 最終確定上下回采巷道凈煤柱為4m 。38423工作面開采情況31111號層8423工作面基本概況11號層8423工作面相對上部10號層8423工作面內錯布置, 兩回采巷道均與10號層回采巷道內錯4m , 工作面走向長度1510m , 1368m (, 度134m 。, 煤層較穩定, 厚度25m , 平均4138m , 中間有013

6、m 的夾矸, 工作面3001300m 段為11號、12-1號層合并, 煤厚412m 左右, 13001510m 段為11號煤層, 煤厚216m 左右。(其中4001200m 段上覆10號層采空 。直接頂為粉砂巖互層, 厚度014310m , 巖性特征為深灰色, 交錯層理, 含大量煤屑。老頂為10號煤層, 部分已采空, 平均厚度1197m , 直接底為細砂巖, 厚度1173116m , 巖性特征為深灰色, 以石英為主。上覆10號層采空區積水已打孔排放, 瓦斯平均絕對涌出量4114m 3/min , 相對涌出量1170m 3/t 。煤塵爆炸指數37%, 煤的自然發火期為6個月。312首采面8423

7、工作面掘進情況31211實體煤下巷道掘進及維護8423工作面上覆采空區段為4001200m , 在非采空區段巷道掘進時帶式輸送機巷高度為218m , 寬度為410m , 軌道巷高度為218m , 寬度為316m , 兩巷均沿11號層頂板掘進, 支護形式為錨、網、索聯合支護。切眼寬615m , 高218m , 錨桿、錨索聯合支護。為了提高極近距離煤層留頂煤復合頂板的穩定性, 四臺礦在極近距離煤層巷道11號層5423、2423巷采用了小孔徑全長錨固螺紋鋼錨桿支護, 不僅加強了對錨固區圍巖的整體約束, 使錨桿支護系統剛度大大增強, 有效地控制了頂板變形, 而且實現了錨索和錨桿支護機具的統一。3121

8、2采空區下巷道掘進及維護由于10號層與11號層屬極近距離煤層, 且層間距極不穩定, 其中800m 范圍采空區下10號層與11號層間距014115m , 平均110m , 巷道掘進時采用留設11號頂煤掘進, 支護采用錨網和工字鋼棚聯合支護。巷道在采空區范圍下掘進時壓力顯現非常明顯, 在2423巷具體表現為:所留設的頂煤由于節理裂隙發育, 整體性差, 加之頂板壓力大, 頂煤相當破碎, 頂煤邊掘邊冒, 冒頂長度總計為130m , 冒頂寬度為115215m , 高度為019114m , 冒頂區瓦斯濃度超限, 一般為3%12%;, , 壓、錨桿桿體。, 采取了打210m 短錨索進行加強支護, 大大提高了

9、支護能力, 支護效果良好。針對頂梁壓彎嚴重的現象, 及時把棚距由018m 改為015m , 并在壓彎的頂梁下支設單體液壓支柱和木柱防止變形加劇。同時主動掌握近距離煤層礦壓顯現特征及動壓規律, 在掘進巷道中每隔100m 安裝一塊壓力盒, 定期觀測壓力顯現情況, 發現壓力大時, 及時采取措施進行處理。為了更主動的超前解決巷道維護問題, 四臺礦采用馬麗散聚合固化產品對巷道頂煤進行超前加固, 利用艾格勞尼聚合產品對漏頂區進行中空填充以防治瓦斯積聚。超前注入馬麗散后, 頂板的整體性得到加強, 有效防止了冒頂的發生, 巷道礦壓顯現明顯減輕。對冒高區采用艾格勞尼泡沫充填, 有效的治理了冒頂空洞的瓦斯積聚。新

10、技術的不斷使用保證了巷道的安全掘進, 簡化了施工工藝, 減輕了工人的勞動強度, 提高了巷道的單進水平, 為8423工作面按期圈出及安全順利回采打下了堅實的基礎。3138423工作面回采情況11號層8423工作面從2001年10月1日正式生產, 現已開采完畢, 工作面經歷了從實體煤下采空區下實體煤下的安全回采, 累計總產量72萬t , 平均日產3800t , 最高日產7000t , 最高月產1315萬t , 最低月產10萬t 。31311采煤方法工作面采用單一長壁后退式綜合機械化開采方法, 全部垮落法輔助人工強制放頂管理頂板。工藝流程為:單向割煤, 尾部斜切進刀上行割煤推刮板輸送機移架, 下行清

11、煤。42第32卷第12期煤炭科學技術2004年12月 31312工作面設備配置采高選擇:工作面在開采上覆實體煤段時, 見頂見底, 采高315m ; 開采上覆采空區段時, 見底留頂, 保證復合頂板厚度215m , 采高215m 。支架選型:根據開采10號層時的采高為119m , 留設頂煤及夾石厚度約215m , 可計算開采11號層時每架支架所承受的最大靜壓力為上覆10號層頂板塌實時巖體垮落帶及215m 頂板的重量之和, 若按115的安全系數計算, 則每架支架的支承能力應為291t/架, 換算可得每架支架的支承能力應大于2910kN 。該工作面選擇ZZS6000/17/37型液壓支架, 其工作阻力

12、為6000kN , 滿足生產需要。工作面具體設備配置見表1。表1工作面設備配備設備名稱型號功率/kW數量采煤機MG TY 300/700-111D 70013液壓支架ZZS6000/17/37131m , 工作阻力6000kN刮板輸送機SG Z -830/63021長度132m 轉載機SZZ -長度30m帶式輸送機×20011510m , 1000m 加中驅破碎機PC 1601601乳化液泵-200/31151251兩泵一箱31313工作面進出上覆采空區下時的技術措施工作面進入采空區前30m 時, 采高由315m逐漸降低為215m , 留設頂煤以保證頂板厚度在215m 以上; 工作面

13、進入采空區前20m 時向煤體打 36mm ×2000mm 錨桿, 向煤壁打錨桿護幫, 防止片幫, 減少自由面; 支架移架采取緊跟采煤機前滾筒及時移架; 把液壓支架的大護壁板更換為小護壁板, 以減小機道空頂距離。工作面出采空區前15m 時堅持及時移架, 當進入實體煤后采用帶壓移架; 進入實體煤后, 逐漸加大采高至313315m 后, 更換小護壁板為大護壁板。31314工作面礦壓顯現情況8423工作面在實體煤下推進時, 支架阻力平穩, 安全閥按周期來壓步距2835m 均勻開啟; 當工作面推進到上覆采空區前20m 至進入采空區前7m 時, 工作面及巷道片幫嚴重, 頂板壓力增大, 局部破碎垮

14、落, 支架阻力增大到30MPa 左右, 安全閥80%開啟; 當工作面推進至距采空區邊界7m 時, 工作面進入煤體的塑性變形區, 頂板壓力變小, 煤壁片幫現象減輕; 當工作面完全推進至采空區下后, 頂板壓力小, 煤壁平直, 截齒牙痕明顯, 支架阻力平穩, 安全閥很少開啟; 當工作面推進至采空區范圍外15m 時, 壓力顯現與工作面進入采空區時相似, 強度稍弱。31315超前、端頭支護管理超前支護采用DZ 3115-28/100型單體液壓支柱、112m 長型鋼梁進行支護, 在實體煤下支護長度兩巷均為20m , 前10m 為雙排, 后10m 為單排(靠近工作面一側 , 柱距018m 。采空區下單體液壓

15、支柱直接支護在原支護頂梁下, 5423巷超前支護60m , 雙排支設; 2423巷超前支護30m , 雙排支設。在實體煤下安全出口處支護的原超前支護不提前回取, 每循環只回取二根單體支柱。在采空區下原超前支護不變的情況下, 增設邁步式抬棚, 抬棚支護方式為二對四梁, 頂梁為11號工字鋼, 長度為312m , 每對抬頂梁間距為013m , 兩對抬頂梁間距為1m 。工作面上下端頭支護均由工作面支架支設至巷中, 巷中至煤柱側由DZ 3115-28/100型單體液壓支柱、112m 長型鋼梁均勻支設至支架與煤幫中間, 柱距018m , 支設范圍為放頂線至煤壁線, 每循環回一次。31316通防綜合管理11

16、號層8423工作面為高瓦斯工作面, 煤層煤體及圍巖中瓦斯含量較高, 回采過程是瓦斯涌出的主要來源; 另外, 在采至10號層采空區下時, 隨頂板垮落10號層采空區內的瓦斯也將涌出。采取了嚴格瓦斯管理制度的執行和落實, 加強配風管理; 上隅角瓦斯處理使用抽排風機和尾部打風障措施進行處理; 在回采過程中打抽放瓦斯鉆孔, 對工作面施行邊抽邊采等措施預防瓦斯超限。另外在回采過程中還采取綜合防滅火措施:在52第32卷第12期煤炭科學技術2004年12月 工作面構筑均壓系統; 封堵漏風通道; 對10號層采空區及11號層工作面進行預防性黃泥灌漿; 在工作面進風端頭設置氯化鎂霧化器, 使汽霧阻化劑變為阻化汽霧憑

17、借采空區漏風為載體轉移到遺煤表面, 從而達到阻化防火作用。4存在的問題巷道在采空區下掘進時的頂板支護不能有效的控制上覆采空的沖擊壓力, 支護破壞嚴重, 巷道二次維護工程量大, 回采時鋼棚采出率低。巷道在掘進時底板底鼓嚴重, 雖然采取了向煤柱打直徑108mm 的鉆孔卸壓, 但效果不明顯。5結語項目研究成功后, 將安全開采出404盤區11號層煤炭580萬t , 該盤區開采結束后, 可創經濟效益5億多元。首采面開采技術研究獲得成功, 將為極近距離煤層正常開采總結出寶貴的理論基礎和實踐經驗, 同時將會為四臺礦下部12號層、14號層近距離煤層開采提供一套可靠的采掘安全保障系統, 經濟、社會效益顯著, 具

18、有廣闊的推廣應用前景。參考文獻:1錢鳴高, 劉聽成1礦山壓力及其控制M.北京:煤炭工業出版社, 1992.2陳炎光, 錢鳴高. 中國煤礦采場圍巖控制M.徐州:中國礦業大學出版社, 1994.作者簡介:王雄偉(1966- , 男, 山西大同人, 高級工程師, 現任大同煤礦集團公司四臺礦總工程師。收稿日期:2004-07-08; 責任編輯:朱栓成郭二莊礦開拓大巷破壞治理技術馮光明1, 尚繼平2, 馮俊偉1, 陳海良2(11中國礦業大學能源與安全工程學院, 江蘇徐州221008; 21邯鄲煤業(集團 有限責任公司郭二莊煤礦, 河北邯鄲056303摘要:針對郭二莊礦-300m 北大巷嚴重變形與破壞的具體情況, 分析了其破壞原因及錨桿支護與注漿加固機理, 用F LAC 數值模擬軟件進行了支護效果預測分析, 工程中應用表明, 錨桿索支護與注漿加固參數設計正確, 治理效果明顯, 取得了顯著技術經濟效益。關鍵詞:開拓大巷; 注漿加固; 綜合治理中圖分類號:T D353文獻標識碼:B :233612-04R epair roadw ayG mineNG ming