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        202 綜放工作面運輸順槽架棚注漿聯(lián)合支護技術(shù)研究

        2020-04-15 03:23:42李育兵
        機械管理開發(fā) 2020年11期
        關(guān)鍵詞:棚架綜放工字鋼

        李育兵

        (晉城市陽城縣陽泰集團晶鑫煤業(yè)股份有限公司,山西 陽城 048100)

        引言

        某礦主采河東煤田2 號優(yōu)質(zhì)主焦煤,該礦井田內(nèi)的2 號煤層均由于早年“以掘代采”的小煤窯生產(chǎn)方式造成了大面積不規(guī)則采空區(qū)的存在,采空區(qū)內(nèi)分布著同樣不規(guī)則的殘留煤體,給下分層煤體的回采造成了極大的困難。因此,針對2 號煤頂分層破壞區(qū)下回采巷道進行圍巖控制技術(shù)研究,為2 號煤層下分層回采巷道提供技術(shù)可行、使用可靠、經(jīng)濟合理的支護方式,為2 號煤層安全高效開采提供技術(shù)支撐。

        1 202 綜放工作面工程地質(zhì)情況

        202 綜放工作面位于該礦一采區(qū)內(nèi),東鄰保安煤柱,西側(cè)為下山回風巷道,南鄰201 綜放工作面(已回采),北側(cè)為實體煤。地面標高903~981 m,井下標高713~744m,工作面東西走向可采長度1479m,南北傾斜長度128 m,可采面積189 312 m2,可采儲量1 354 527.4 t,工作面服務(wù)年限為17.2 個月。202綜放工作面采用走向長壁后退式采煤法,綜采放頂煤工藝,全部垮落法管理頂板。采高2.5 m,放煤2.8 m,循環(huán)進度0.6 m。

        工作面所采煤層屬2 號強黏性瘦煤,上分層2 m范圍內(nèi)大部分已采空,局部有煤柱,剩余平均可采厚度為5.3 m。該區(qū)域煤層賦存穩(wěn)定,走向NE50°,傾向SW40°,傾角15°,屬緩傾斜煤層。煤層呈層狀,水平層理,有顯著連續(xù)性,變化不大,屬穩(wěn)定煤層,夾矸0.2~0.4 m,節(jié)理發(fā)育,硬度f=1.7~2.4,對開采無太大影響。

        工作面直接頂:泥巖、粉砂巖;灰黑色、致密塊狀、含少量植物化石碎片、少量砂質(zhì)條帶,一般為1~2 m。老頂:細粉砂巖、中砂巖;鈣質(zhì)膠結(jié)成分以石英為主,含菱鐵礦結(jié)核,一般為3~4 m。直接底:泥巖;黑色、泥質(zhì)結(jié)構(gòu)、水平層理。老底:粉砂巖;灰黑色、泥鈣質(zhì)膠結(jié)、貝殼狀斷口。

        2 202 綜放工作面順槽支護方案

        2.1 架棚支護

        2.1.1 巷道尺寸

        受2 號煤上分層破碎頂板的影響,采用錨桿錨索等主動支護已不現(xiàn)實,只能采用金屬支架等被動支護,同時受巷道壓力影響,巷道斷面不能過大,在結(jié)合工人體能、井下運輸條件、支護材料強度、價格等條件影響,決定選用工字鋼支護。

        1)巷道高度應(yīng)滿足運輸綜采支架、安裝綜采破碎機、轉(zhuǎn)載機皮帶機等要求,同時滿足回采時電氣列車設(shè)備高度要求,巷道高度過高頂板易垮落,引起上分層漏頂,故巷道凈高取2.6 m。

        2)順槽巷道兩幫受水平壓力影響,不易過寬,同時必須滿足《煤礦安全規(guī)程》第90 條規(guī)定[1-2],人行道寬1 m,巷道非行人側(cè)寬0.5 m,巷道內(nèi)電氣列車最寬部分為1.4 m,選用1 m 皮帶,皮帶架寬為1.3 m,皮帶與電氣列車間距0.3 m,合計4.5 m,巷道下口寬4.5 m。

        3)202 綜放工作面兩順槽均沿2 號煤層底板傾向布置。工作面運輸、回風順槽斷面形狀為梯形;上寬3.7 m,下寬4.5 m,凈高2.6 m,斷面為10.66 m2;支護形式為工字鋼支護,選用12 號礦用工字鋼。運輸順槽擔負工作面運煤任務(wù),兼做工作面進風巷,回風順槽擔負該工作面回風任務(wù)、行人、兼做運料通道。

        4)順槽臨時支護采用前探梁支護方式,將3 根3.6 m 長的槽鋼,每根槽鋼上各連接3 個正方形槽鋼卡(15 cm×15 cm),并固定在工作面架棚頂梁下面,完成一個循環(huán)工作后,松開固定前探梁卡子的卡進裝置,將前探梁向工作面推出,前探梁與頂板之間用木板、楔子背實,在前探梁掩護之下進行出矸、支護等工作。

        2.1.2 支護參數(shù)

        層位:沿2 號煤層底板掘進。

        斷面形式:梯形。

        斷面尺寸:頂寬3 700 mm、底寬4 500 mm、巷高2 600 mm。

        支護方式:架棚支護。

        梯形棚:頂梁長4 000 mm,棚腿長2 650 mm,在頂梁與棚腿搭接處焊接擋塊,梯形棚采用12 號工字鋼,兩架棚為一組,對棚支護,雙梁雙腿,棚距700 mm。

        金屬網(wǎng):采用12 號鐵絲,長8 m、寬1.2 m 的金屬網(wǎng)鋪滿巷道頂板。

        背板:巷道兩幫采用木背板背實,背板長1m、寬20 cm、厚3 cm,每隔0.65 m 平鋪在工字鋼梁上。

        撐桿:棚架之間采用長0.6 m、厚5 cm 的木撐桿,每隔0.7 m 撐在架棚之間,距梁頭下10 cm 和棚架腿處都采用木撐桿,木撐桿共計8 個。

        拉桿:棚架聯(lián)鎖采用長3 m、厚4 cm 的木拉桿,距底板1.5 m 用木拉桿對棚架進行連鎖,使棚架形成一體。

        地梁地錨:在架棚下寬4.5 m 的架腿處,采用長2.6 m 的12 號工字鋼做為地梁和長40 cm、直徑3 cm 鋼釘作為地錨,對架棚的架腿進行固定。

        202 綜放工作面順槽支護斷面如圖1 所示[3]。

        巷道壓力明顯地段,采用“一梁三柱”支護,工字鋼梁長2.65 m,腿為2.65 m 成一條直線在巷道中間距幫1.8 m 處支護,對冒頂、過空、頂板壓力顯現(xiàn)地段采用排架密集支護。

        2.1.3 支護工藝

        每循環(huán)掘進完成后,先敲幫問頂把活煤(矸)打掉,架設(shè)前探梁臨時支護,臨時支護前探梁與頂板之間用木板、楔子背實,在前探梁掩護之下進行出矸、掏柱窩。支護棚腿時,兩人將棚腿抬到工作面,放到挖好的柱窩內(nèi),兩人扶住棚腿,然后兩人利用1.3 m平板高梯,將棚梁放到棚腿的肩窩里(先將棚梁一端支設(shè)進棚腿肩窩,支設(shè)穩(wěn)定后,再將另一端支設(shè)到位),支護工將金屬網(wǎng)鋪設(shè)在棚架的頂板和兩幫,再由班組長看中線和腰線,符合要求后最后用木楔固定支架,并用背板背實、塞緊,保證棚架穩(wěn)定可靠。嚴禁空頂空幫。

        在距工作面100 m 處設(shè)臨時材料存放點,并掛牌管理,在存放備用棚架、單體住、木楔、金屬網(wǎng)、木拉桿和其他所需材料,棚架支護規(guī)格與巷道支護規(guī)格一致,數(shù)量不得少于10 組,單體柱數(shù)量不得少于4 根。拉桿不少于20 根,背板和木楔不少于1 m3,金屬網(wǎng)不少于5 卷,金屬臨時支護數(shù)量不少于2 套。

        2.2 注漿加固

        圖1 架棚支護示意圖(單位:mm)

        對于掘進工作面遇到頂板破碎、煤層松軟等情況時,需采取注漿方式對巷道圍巖進行加固。在巷道頂板碎煤及兩幫布置注漿管、采用垣曲宏遠生產(chǎn)宇固寧化學加固材料。對巷道頂板破碎帶進行注漿加固,提高頂板圍巖整體承壓能力,使破碎頂板形成一個整體,防止巷道在掘進過程中出現(xiàn)冒頂事故的發(fā)生。加固注漿完成后使頂板形成一個完全密閉的實體,確保掘進速度和人員安全。

        2.2.1 注漿管的布置方式

        孔距為0.6 m,布孔扇型布置,鉆孔孔徑Φ35 mm,孔深20 m,注漿管長20 m,掘進工作面頂板化學材料加固如圖2 所示,布孔參數(shù)可根據(jù)具體工程地質(zhì)條件進行調(diào)整[4-5]。

        圖2 掘進工作面頂板化學材料加固示意圖

        2.2.2 注漿方式

        注漿順序按孔號排列順序進行,先注兩側(cè)孔,完成后再注中間孔(根據(jù)注漿段長依次按序施工),在注漿孔全部注漿完成后,進行加密注漿孔注漿(根據(jù)注漿段長依次按序施工),加固漿液采用純壓式注漿一次性完成。

        3 礦壓觀測

        在工作面回采過程中,在巷道頂板及兩幫布置位移觀測點,對巷道頂板及兩幫圍巖變形量進行觀測,繪制如圖3、圖4 所示圍巖變形曲線。

        圖3 巷道頂板下沉曲線

        圖4 巷道兩幫位移曲線

        由圖3 可知,距離回采工作面25 m 范圍外,巷道頂板下沉量基本維持在40 mm 左右,隨著工作面的推進,巷道頂板下沉量開始逐步增加,直至工作面推進至該位置,巷道頂板下沉量為70 mm 左右。

        由圖4 知,巷道兩幫在距離工作面10 m 左右時,圍巖變形量呈現(xiàn)逐步增大趨勢,由于受動壓影響,回采幫圍巖變形量大于實體煤幫,直至工作面推進至該位置時,回采幫和實體煤幫圍巖水平位移量分別為45 mm、41 mm,兩幫累計移近量為86 mm。頂板及兩幫圍巖變形量均較小,采用梯形鋼棚支護方式,有效控制了巷道圍巖變形。

        4 結(jié)論

        頂分層破壞區(qū)下回采巷道圍巖控制主要采取被動的棚式支護+注漿加固的方式,202 綜放工作面運輸順槽回采過程中,巷道頂板下沉量為70 mm 左右,回采幫和實體煤幫圍巖水平位移量分別為45 mm、41 mm,兩幫累計移近量為86 mm。頂板及兩幫圍巖變形量均較小,可見采用梯形鋼棚支護方式可有效控制巷道圍巖變形。

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