浅谈连采工作面顶板控制技术及安全支护

2015-08-11 00:43刘凯
中国高新技术企业 2015年30期
关键词:采区煤柱控制技术

刘凯

摘要:对于连采工作面,如何保证工作面的掘进回采安全,成为一个重要的安全生产问题。文章以某矿区连采工作面为工程背景,解析了连采工作面的顶板控制技术、选用何种长度的锚杆及锚杆的间排距、遇到复杂地形时的支护方式、相关安全支护的措施,从而保证连采工作面的安全高效开采。

关键词:连采工作面;顶板控制技术;安全支护;掘进回采;锚杆支护;房采采空区 文献标识码:A

中图分类号:TD355 文章编号:1009-2374(2015)30-0139-02 DOI:10.13535/j.cnki.11-4406/n.2015.30.072

1 工程概况

该连采工作面位于某矿一水平三采区,地面标高1314.3~1336.9m,工作面标高1203~1205m。连采工作面范围内地面地势西部较高,地表地势向东北方向倾斜。地面无建筑物或者积水坑,回采过程中若煤柱留设不合理,采空区塌陷对公路会有一定影响。该连采工作面位于两相邻工作面回风巷之间,北邻某连采工作面,东邻采区大断层,西邻三采区集中运输巷。断层东部为房采采空区,由于断层东部保护煤柱留设比较大,房采采空区对该连采面无影响。

该连采工作面煤层厚度约为5.6~6.4m,煤层倾角0°~2°。连采面回采区域煤层顶板向下0.8~1.8m范围内层理发育,层理面明显,连采过程中容易出现离层。该工作面煤层厚度整体稳定,仅局部区域可能受原生冲刷影响,煤层厚度略有变化。工作面靠近断层处因受断层和节理发育的影响,大断层以西100m范围内煤层内生裂隙发育且被方解石填充,煤层采掘过程中容易出现离层或片帮,容易引起煤层顶板冒落。

连采工作面基本顶一般为粉砂岩,直接顶为细砂岩,裂隙发育,局部风化破碎。采区正常涌水量为0.1~5m3/h,最大涌水量为15m3/h。

2 顶板控制技术

2.1 支护设计

根据该矿连采工作面的地形情况,该连采工作面巷道采用锚杆支护。由于锚杆对围岩支护作用原理及锚杆受力状态的复杂性,锚杆支护参数的设计大多采用工程类比法及经验并结合理论计算来确定锚杆支护参数。对于该矿连采工作面,锚杆的支护采用悬吊理论计算锚杆的具体参数,并采用工程类比法加以核实。

2.1.1 锚杆的长度计算:

L=KH+L1+L2

式中:

L——锚杆长度,m

H——冒落拱高度,m

K——安全系数,一般取K=2

L1——锚杆锚入上覆稳定岩层的深度,一般可按经验取为0.3m

L2——锚杆在巷道中的外露长度(钢带厚度+托盘厚度+螺母厚度+0.02~0.05),L2取0.07m

冒落拱高度按下式估算,即:

H=B/2f

式中:

B——巷道宽度,该巷道为5.4m

f——普氏岩石坚固性系数,根据实验室分析,并查看岩石坚固性分级表,该岩石的普氏岩石坚固性系数取f=4

所以:

H=B/2f=5.4/(2×4)=0.675m

L=KH+L1+L2=2×0.675+0.3+0.07=1.72m

类比该矿一水平三采区其他相似类型的连采面在施工支护的过程中支护的实际情况,故该连采工作面选择Φ16×2100mm一次性紧固锚杆进行巷道支护。

2.1.2 锚杆的间、排距计算:

a=(Q/KHγ)1/2

式中:

a——锚杆的间、排距,m

Q——锚杆的设计锚固力,该锚杆的锚固力为50kN

K——安全系数,取2

H——冒落拱高度,根据上述公式所得计算结果,取0.675m

γ——被悬吊岩石的重力密度,取γ=21kN/m3

a=(Q/KHγ)1/2=[50/(2×0.675×21)]1/2=1.33m

结合该矿一水平三采区其他相似类型的连采面的施工情况,根据工程类比法,故该连采工作面巷道的锚杆间、排距选为1.2m×1.0m。

2.2 顶板控制技术

2.2.1 正常工作时期顶板支护方式。该连采工作面正常工作时期,巷道顶板采用锚杆支护,采硐与采硐间一般留设1.3~3.1m的支撑煤柱。

2.2.2 特殊支护方式。该连采工作面当遇到特殊的地质构造时,则采取特殊的支护方式,巷道顶板一般采用锚杆、网片联合支护,每采3条支巷留设15m的隔离煤柱,在工作面运输巷与回风巷各砌筑一道密闭。而且在回采时,采硐间留设3~5m的大煤柱;回采结束后,两组支巷间砌筑防爆密闭。

3 连采工作面支护安全措施

(1)若巷道顶板破碎、裂隙发育、煤层变薄时,根据情况相应采取锚杆加密支护、锚杆加金属网联合支护等加强支护措施。若巷道出现冒顶预兆时,立即撤出人员及设备,并向队值班人员汇报,待顶板稳定并支护到位后方可继续进行作业。(2)打锚杆眼前,必须先进行“敲帮问顶”,将工作范围、行人区域内顶、帮活矸处理掉,方可开始作业;开机、移机时锚杆机司机必须察看周围是否有人员或杂物,无问题后方可行走,到位后,首先必须升起稳定靴使前探梁接顶,进行临时支护。每一掘进循环完毕必须及时支护,要求工作面掌子头最末一排锚杆距工作面距离不大于该巷道锚杆排距。(3)打眼和安装锚杆时,应注意钻架上各液压油管的情况,防止挤压油管。(4)司机在安装树脂药卷时,应踩稳站牢,缓慢推动钻箱,严禁打眼时手握钻杆,防止夹手。支护完毕,锚杆机放下顶棚前,锚杆机司机必须先检查操作台上的其他人员和锚杆机材料架上有无人员,确认无问题后方可下放顶棚。(5)打眼时,锚杆司机两手配合好,扶钻杆的手在钻眼位置固定后,必须将手离开,以防钻杆顶弯夹手。(6)锚杆机行走前,必须收起稳定靴。(7)锚杆机作业时,非操作人员严禁在机上逗留;打锚杆必须从外向里逐排进行,严禁间隔空顶打锚杆。(8)失效的锚杆必须及时补打。(9)锚杆必须一次紧固到位,严禁先打锚杆,后退机紧固。其扭矩力不小于100Nm,锚固力不小于5t。(10)若锚杆机吸尘道或钻箱堵塞处理时,严禁用手试验吸尘道是否畅通,应用撒干煤尘的方法试验。(11)安装锚杆时,注意力集中,防止从锚杆机上掉下伤人。(12)紧锚杆时,人员在机身上站稳,检查锚杆扳手是否完好,紧固时用力要均匀,防止人员从设备上滑下伤人。(13)锚杆机急停装置灵敏、可靠,锚杆机不完好严禁使用。(14)如在锚杆机上进行紧锚杆、挂风筒等其他非支护作业时,必须切断锚杆机电源。(15)支护人员必须着装整齐,防止在安装锚杆等过程中身体上下移动时挂住操作手把出现误动作伤人。用完的钻杆、锚杆、搅拌器等长形物体必须平放在平台上,以防顶棚上下移动时将其顶弯,崩伤人员。(16)每条支巷做2组锚杆拉力实验,并做好相关试验记录。

4 结语

通过以上的分析,该矿连采工作面采用锚杆支护,选择Φ16×2100mm一次性紧固锚杆,锚杆的间排距为1.2m×1.0m。该连采工作面正常工作时期,巷道顶板采用锚杆支护,采硐与采硐间一般留设1.3~3.1m的支撑煤柱,遇到复杂地质条件时,巷道顶板采用锚杆、网片联合支护,每采3条支巷留设15m的隔离煤柱,并且提出了相关的安全支护措施。

参考文献

[1] 鞠金峰,吴健.大采高采场关键层“悬臂梁”结构运动型式及对矿压的影响[J].煤炭学报,2004,29(1).

[2] 方新秋,郝宪杰,兰奕文.坚硬薄基岩浅埋煤层合理强制放顶距的确定[J].岩土力学与工程学报,2012,29(2).

[3] 闫少宏.大采高综采顶板短悬臂梁-铰接岩梁结构与支架工作阻力的确定[J].煤炭学报,2011,36(11).

(责任编辑:蒋建华)endprint

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