煤礦頂板危害程度評估和分級管理措施

艾 華

(山西正誠礦山安全技術研究所(有限公司),太原 030022)

1 礦井概況

井田位于沁水煤田西緣,霍山隆起之東翼。由于受霍山徑向構造帶及壓扭性斷裂的影響,井田總體地層走向為北西的單斜構造,傾向北東,局部有寬緩的背向斜褶皺構造。含煤地層沿走向、傾向的產狀變化不大。井田總體地層走向為北西的單斜構造,傾向北東,局部有寬緩的背向斜褶皺構造。斷層較為發育,共發育斷層19條,其中大的斷層構造有6條(落差80 m～350 m),中等斷層構造有4條(落差20 m～30 m),其余為小的斷層構造。地層傾角8°～23°,東部地層傾角較大,全井田平均傾角小于15°,未發現巖漿巖侵活動,井田構造復雜程度為中等類型。井田可采6#煤層全區厚度1.85 m～3.25 m,平均2.46 m，不含夾矸,結構簡單。煤層直接頂為砂質泥巖,厚度2.10 m～3.35 m,巖性以灰黑色、深灰色為主;老頂為粉砂巖,厚度7.40 m,灰黑色,含少量暗色礦物結核,裂隙不甚發育。

2 煤層頂板分類

2.1 煤層頂板巖性及力學性質

6#煤層頂板為泥巖,厚度2.10 m～3.35 m,巖性以灰黑色、深灰色為主,裂隙不甚發育,一般組成預定性差的頂板。頂板巖性為粉砂巖,其單向抗壓強度47.4 MPa～56.0 MPa,平均51.8 MPa;巖性為泥巖時,抗拉強度1.52 MPa～2.15 MPa,平均1.83 MPa,為不穩定頂板。底板為粉砂巖時,抗拉強度0.37 MPa～0.53 MPa,平均0.45 MPa,為中等穩定底板。

2.2 直接頂分類

據礦方開采6#煤層工作面礦壓觀測資料和數據分析,直接頂初次垮落距約為4.0 m,參照MT554-1996《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》中直接頂分類指標及參考要素表(表1),6#煤層直接頂為1類不穩定頂板。

表1 直接頂分類指標及參考要素表Table 1 Classification index and reference elements of immediate roofs

注:τr為直接頂初次垮落距。

2.3 采煤工作面頂板分類

6#煤層老頂初次來壓步距為12.0 m左右,采高為2.46 m,直接頂厚度為2.10 m～3.35 m。

老頂來壓當量：

Pc=241.3 lnLf-15.5N+52.6hm.

(1)

式中:Pc為老頂初次來壓當量,kPa;Lf為老頂初次來壓步距,12.0 m;N為直接頂充填系統,N=hi/hm;hi為直接頂厚度,2.10 m;hm為煤層采高,取2.46 m。

計算老頂來壓當量為:Pc=715.77 kPa。

參照MT554-1996《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》中基本頂分類指標(表2)，6#煤層老頂壓力顯現強度為Ⅰ級，老頂均能全部自行垮落，不需要進行人工強制放頂。

表2 基本頂分類指標表Table 2 Classification index of main roofs

3 工作面頂板危險性等級劃分

依據工作面頂板重大危險源劃分表(表3)，工作面頂板重大危險源自身危險性等級為Ⅲ級。

表3 工作面頂板重大危險源劃分Table 3 Major hazards classification of working face roofs

4 工作面頂板管理措施及控制效果分級

4.1 采煤方法

工作面采用傾斜長壁后退式綜合機械化采煤法,全部垮落法管理頂板。工作面煤層厚度平均2.46 m,支架高度1.8 m～3.8 m;采煤機滾筒截深為 0.8 m,確定循環進尺為0.8 m,煤機割煤高度2.46 m,正常割煤時牽引速度為0 m/min～7.1 m/min。〗工作面選用MG300/730-WD型雙滾筒電牽引采煤機1部,工作面支護選用端頭(尾)架ZZT6400/19/40支撐掩護式支架6組(端頭3組,端尾3組),中間架ZZ6400/18/38支撐掩護式支架93組。SGZ764/630刮板輸送機1部,SZZ764/200轉載機1部,PLM1000破碎機1部,DSJ100/60/2×315膠帶運輸機1部。輔助運輸設備選用礦車和平板車,牽引設備選用JSDB-10雙速多用絞車、JSDB-13雙速多用絞車、SQ-80/110B無極繩絞車和SQ-120/132B無極繩絞車。

4.2 支架選型

1)支架支撐高度的確定:

Hmax≥Mmax+0.2,Hmin≤Mmin-0.2.

(2)

式中:Hmax、Hmin分別為支架最大、最小高度,m;Mmax、Mmin分別為工作面最大、最小采高,m。

6#煤層厚度Mmax=3.25 m,Mmin=1.85 m,則支架最大高度Hmax≥3.25 m+0.2 m=3.45 m,支架最小高度Hmin≤1.85 m-0.2 m=1.65 m。

工作面選用ZZ6400/18/38型支撐式液壓支架及配套的端頭液壓支架。

2)支架支護強度的計算：

按巖石自重法計算,支架支護強度：

P=(6～8)Mmaxr.

(3)

式中:Mmax為最大采高,3.25 m;r為頂板巖石容重,26 kN/m3。

則P=(6～8)Mmaxr=507 kN/m2～676 kN/m2=0.51 MPa～0.68 MPa。

取上述計算的最大值,支架支護強度應不小于0.68 MPa。

3)支護參數校驗：

中間架支護強度為0.8 MPa,端頭支架支護強度為0.78 MPa,都大于0.68 MPa,符合要求。

綜上,選取ZZ6400/18/38型和ZZT6400/19/40型支架能夠滿足工作面頂板支護和安全的要求。

4.3 端頭支護及超前支護

工作面機頭和機尾采用6架ZZT6400/19/40支撐掩護式支架,配合π型梁和點柱聯合支護機頭和機尾端頭頂板。

材、運兩巷超前支護距離均不得小于30 m,運輸巷超前支護緊跟轉載機電機后。兩巷超前支護采用單體支柱加π型梁(4 m)進行支護。具體形式為:π型梁垂直于巷道布置,單體支柱支設在π型梁正下方,保證“一梁三柱”,排距不得超過1.0 m,材、運兩巷距兩幫0.3 m處各加一排單體支柱,在材料巷中間一排單體支柱以設備列車為準,支設在人行道側距設備列車最突出部分0.3 m處。運輸巷中間一排單體柱支設在距轉載機自移裝置0.3 m處,人行道寬度不小于0.8 m,以不影響推移轉載機為準。

4.4 礦壓觀測

工作面每個支架安設一組壓力表,對工作面液壓支架初撐力進行實時動態監測,每天統計一次支架前端頂板的破碎及煤壁片幫情況。通過每日對觀測記錄下來的數據進行技術分析和處理,總結出頂板活動規律及支架與頂板相互作用的機理,根據觀測結果及時采取相應措施,更好地指導生產。

運輸、回風兩巷道里安設的頂板離層儀進入超前維護區前50 m范圍內每天觀測一次,其余50 m外的每周觀測一次。超前支護單體支柱阻力的觀測用單體支柱壓力表,超前維護區支柱初撐力每日進行一次觀測,觀測數據不少于6組;端頭區域監測數據不少于2組,確保安全生產。

4.5 控制措施效果分級

依據重大危險源控制措施效果分級，該礦防治頂板事故的控制措施效果較好，等級為Ⅲ級。

5 結論及建議

該礦開采6#煤層工作面頂板重大危險源自身危險性等級為Ⅲ級，控制效果等級為Ⅲ級。

綜采工作面的上下端頭要加強維護, 工作面上下端頭和上下順槽連接處,頂板裸露的面積較大,壓力較大,上覆巖層極易離層,在上下端頭處移架時加強支護,保證支護的完整性、穩定性,防止漏頂。以保證行人安全及工作面排水點的正常工作。工作面順槽受采動影響后,發現巷道變形時應立即加強支護,應進行注漿加固維護。

采空區采用自然垮落法處理,若端頭老塘懸頂面積大于2 m×5 m而不垮落,必須將順槽錨索退出,若退出錨索后仍無法使采空區頂板垮落必須對采空區強制放頂。

礦井生產技術部要成立礦壓觀測組,工作面初次放頂前,要在工作面設礦壓觀測點,實行現場連續觀測,對上、下出口,上、下順槽及工作面煤幫進行檢查,并向相關技術部門匯報情況,以指導工作面頂板管理,保證安全生產。