地質構造及局部大傾角條件下綜放工作面安全回采關鍵技術研究與應用

閆文龍

(山西大平煤業有限公司,山西 長治 046600)

綜采工作面在遇到斷層時,一般采取松動爆破配合機組截割方式作業,若斷層較硬及影響范圍較大,則嚴重制約正規循環和進度[1-2]。在斷層及煤巖交界處,頂板一般較為破碎,經常會出現漏冒頂、片幫及頂溜移架困難等問題[3]。尤其是在大傾角條件下過斷層,支架將會出現傾斜、咬架及壓架,加上受采煤機臥底量限制,坡度調整速度小于變化速度,會造成前溜上漂[4,7];大坡度條件下采煤機受力將會不均,將會造成設備磨損嚴重,機組、溜子下滑[3,6];頂板破碎嚴重,架前壓力大,局部嚴重片幫、采高受限,架前接頂不嚴不實會造成抽冒嚴重,極易造成支架受力失衡,會給回采作業帶來較大困難[3-5]。因此,在局部大傾角條件下過構造一直被煤礦高度關注。

3111工作面存在落差0～10 m的逆斷層,走向影響范圍約400 m,工作面局部傾角25°～30°,傾斜影響范圍約120 m,結合前期槽波勘探及后期鉆探資料,決定采用放炮+機組截割的方式強行推過該斷層。

1 工作面概況

3111工作面切眼長度216 m,采用ZF4800/17/30液壓支架,斷層位置在順槽800 m～1 200 m范圍內,其中900 m～1 050 m為最大斷距影響區域,實際揭露過程中斷層落差最大為8 m,受斷層影響,工作面自機頭至20#支架+10°,21#架至40#架+15°,41#架至65#架+25°,66#架至76#架+30°,77#架至85#架+24°, 86#架至102#架+15°,工作面在120 m范圍內,平均坡度22°,大傾角段位于斷層內,角度及影響范圍并隨著斷層賦存變化而變化,將會嚴重制約生產,斷層位置如圖1所示。

圖1 3111工作面斷層位置示意圖

2 回采過程關鍵工藝

2.1 工作面坡度調整

MG250/700-1.1D性采煤機最大適應傾角為30°,坡度大于35°時,將會造成采煤機爬坡困難,為減少爬坡阻力及破巖量,需對工作面進行坡度調整。調刀方式為:自機頭至機尾方向進行單向割煤和單向頂溜,跑空刀至機尾處,再反向割煤至機頭。針對局部大傾角地段,按照50 mm/2刀(抬一刀,平一刀的工藝要求)進行剎刀破底板作業,進行工作面坡度調整,其他段根據工作面坡度適當進行調整,保證工作面平穩過渡,40#-85#架由23°～30°調整為17°～21°。

針對局部地段出現的超過25°以上的地段,采取破刀工藝,多次循環剎底并配合底板爆破臥底板,工作面的整體坡度有了明顯的變化。待67#-85#支架段抬高500 mm后,67#-77#支架段逐步留底煤繼續抬刀直至67#-77#支架段抬至DF37斷層下盤,要求抬刀量50 mm/刀,67#支架處抬刀量為1 200 mm,其他段根據工作面坡度適當進行調整,保證工作面平穩過渡,最后確保工作面抬高達到1.8 m,有效緩解了工作面的坡度。工作面坡度調整前后對比具體如圖2、圖3所示。

圖2 工作面過斷層調整前示意圖

圖3 工作面過斷層調整后示意圖

同時在調整坡度的同時將工作面調整為+3°的仰采,配合吊溜千斤,每班安排專人測量工作面坡度及支架仰角,若達不到技術要求,及時采取措施進行坡度調整。

2.2 放淺孔震動炮

結合本礦以往過斷層經驗,決定采用“一炮兩采”的作業方式,即放完一茬炮,能割兩刀煤。炮眼按“五花眼”布置,每次放炮不得超過20個炮眼,放炮前用防護簾保護支架、線纜等。炮眼布置如圖4所示。

同時在放炮期間根據巖性的變化采用多打眼、少裝藥方式對巖石進行松動,減少巖石對機組的振動及磨損。

圖4 過斷層爆破示意圖

2.3 頂板管理

工作面在過斷層期間受集中應力作用,煤質出現酥軟、煤層層理較亂及片幫現象,最大片幫深度約2.5 m,長度范圍5 m～10 m不等,并在工作面呈斜面狀態,直接影響支架護頂,甚至部分位置拉出超前支架后,支護仍然不到位,尤其是巖層與煤層交界處,大片幫、漏頂現象尤為突出,給工作面管理帶來了較大的困難,單純的依靠拉超前支架、掛設金屬網、打單體柱等傳統工藝不能有效地控制頂板,尤其是遇到煤質酥軟,片幫將會加大,并會引起頂板冒落,故需要對地質破碎區域進行注漿+鋪雙層金屬網,即先注漿再鋪設金屬網進行頂板加固。

頂板破碎處每隔4臺支架打設一個注漿孔(也可在破碎嚴重區域集中注漿,漿液為美固德A、B料),單排布置,鉆孔數量根據現場實際確定,鉆孔直徑28 mm,參數為:孔深7 m,距底板高度2.4 m,角度45°,位置在兩部支架的伸縮兩之間。注漿孔位置也可根據工作面實際變化進行調整,注漿孔如圖5所示。

圖5 注漿孔示意圖

結合煤巖體內裂隙發育及煤體的承受能力,決定注漿壓力確定為10 MPa,每個注漿孔注漿量5 t～7 t不等,在注漿過程中有跑漿現象,必須立即停止注漿,待漿液凝聚時,再進行注漿;為避免跑漏漿,采用木楔配合棉紗進行封孔。同時在拉出超前支架的同時,配合π型梁、大板進行護頂,利用上述方式頂板管理取得了較好的效果。

2.4 偽斜調整

為防止工作面溜子上竄下滑,需根據工作面坡度變化進行調斜控制。由于工作面自21#架至40#架+15°,41#架至65#架+25°,66#架至76#架+30°,77#架至85#架+24°, 86#架至102#架+15°,工作面在121 m范圍內,平均坡度22°,若工作面調斜不及時,支架及刮板機將會下滑,嚴重時會造成支架傾斜、咬架、垛架等問題,尤其是前溜機頭的安全出口不暢通將會成為重大安全隱患,上述坡度問題將會造成調斜工作比較困難。

根據偽斜調整經驗公式S=Ltg(0.11α+0.016α2)

式中:S為偽斜超前距離,m;L為工作面傾斜長度,216 m;α為煤層傾角,°。

起初按照經驗公式計算,取整個工作面的平均坡度為22°,偽斜超前距離為37 m,在回采期間溜子上竄嚴重,后根據21#至100#支架坡度變化,結合以往的偽斜調整經驗,對該經驗公式進行了調整,增加修正系數a(a取3 m～5 m),即S=a+Ltg(0.11α+0.016α2),偽斜超前距離為42 m,工作面溜子上竄得到了控制,工作面正常推進。

3 工作面防倒滑工藝

在大傾角條件下僅僅通過偽斜調整控制刮板機下滑還遠遠不夠,同時必須有效支架傾倒、機組下滑等關鍵技術。

3.1 支架防倒防滑

在支架頂梁下安設的防倒千斤的基礎上,另外在每兩部支架間安設一個斜拉千斤,千斤的一端用螺栓并配合夾板固定在支架頂梁下的吊環處,千斤的另一端固定在支架底座的孔眼內,防倒設施經常處于拉緊狀態。采用下行拉架(朝機頭方向拉架),拉架時在每部支架前梁的左側,打設兩根單體柱作戧柱使用,移架時采用遠距離供液,避免單體柱跳動傷人;拉完一架后,方可拆除下一架的戧柱,同時做到帶壓擦頂移架,保證支架初撐力不低于24 MPa,避免支架傾倒下滑;同時工作面配備專用清理矸石的專用工具,拉架前將支架底座的浮煤浮矸清理干凈,確保支架支設在實底上;若支架出現傾斜現象,拉架后必須將支架底座用道木墊平。

3.2 采煤機防滑

針對工作面局部大坡度地段,采用單向割煤,即下行割煤,上行走空刀的方式,并配合局部抬刀+臥刀破底的方式將工作面調整為近似一個坡度,抬刀及臥刀量控制在50 mm/刀,避免坡度出現急劇變化。機組自機尾向機頭割煤時,采用慢牽引方式,先不頂出溜,待割完1整刀煤后,反向至機尾跑空刀時再頂溜,預防機組下滑;對前后行走電機進行改造,增設1組剎車系統,實現雙剎車;根據采煤機齒軌尺寸,加工防滑銷子,機組正常行走時掛在采煤機身上,停機時,及時將該防滑銷插在齒軌上,防止采煤機停機時自身失穩下滑;采煤機停機時,將滾筒完全進入煤壁,及時將采煤機滾筒在煤壁上吃滿刀。

3.3 刮板機的防滑

主要是依靠偽斜調整及單向頂溜方式預防刮板機下滑,除此之外又增加以下防滑設備:每隔5節溜槽安設一組防滑千斤,防滑千斤一端用大鏈環固定在支架的底座上,另一端固定在溜槽的底擋板上;防滑千斤頂也可隨工作面傾角等情況而定。

3.4 防滾矸措施

在工作面機道內每隔10部支架設置1個擋矸金屬網,規格為高×寬=1 m×1 m,一端固定在支架的前立柱上,另一端固定在前溜的電纜槽上;同時在每部支架的前部兩根立柱上安設一組用廢舊皮帶制成的擋矸簾,寬×高=1.5 m×1 m,能有效預防滾矸傷人。

4 礦壓及進度對比

由于局部傾角較大,上覆巖層在相對空間有向下運動趨勢,將會致使該段巖層的運動幅度、破壞程度均大于坡度較小段,從而使得采場礦壓在支架載荷分布、頂板下沉、來壓程度、來壓步距等方面將不同于工作面其他段的規律;頂板垮落后沿著傾斜方向下滑,將會形成“砌體梁”結構,在走向方向“三帶”中的冒落帶和裂隙帶輪廓線大致呈拋物線狀,中上部成馬鞍狀;具體來壓規律如表1所示。

表1 工作面來壓特征分析表

5 經濟社會效益分析

1)減少資金投入。重開繞巷及設備搬家,需投入人工工資、材料費用等共計235萬元。

2)礦井不停產。確保了生產銜接,扣除煤質影響因素,多回收煤炭35萬t,扣除人員工資、材料費用,按照利潤215元/t計算,可多創造效益7 525萬元。

3)該技術在實施期間,先后有潞安集團的夏店礦、華電集團的石泉礦來我礦進行技術交流學習,贏得了兄弟單位的好評。

6 結論

1)針對大傾角條件下的大斷層,在地質資料詳細的前提下,通過優化回采工藝,可以安全順利硬過。

2)工作面調斜、坡度調整、三機防滑、頂板管控等是通過該構造的關鍵因素。

3)該技術是大平礦的一次大膽的創新和嘗試,在潞安礦區獲得了很好的推廣價值。