破碎顶板

破碎顶板（精选十篇）

破碎顶板 篇1

关键词：破碎煤层顶板,注浆,新型注浆材料

0前言

随着矿山开采范围的扩大及深度的增加, 不稳定的破碎煤岩体与日俱增, 为了控制煤岩体的变形, 必须采取有效的控制措施[1]。而控制煤岩体变形的有效途径之一是利用注浆技术改善破碎煤岩体结构及其性能、提高岩土体自承载能力。它不仅符合控制理论, 实践也证明了其极具技术经济优越性[2]。注浆工程依靠理论和试验的指导, 由于注浆工程隐蔽性和复杂性的存在, 目前各种注浆理论都是建立在一定假设、简化条件下的, 它们存在着许多缺陷, 与实际工程存在一定的偏差, 难以满足日益增加的工程需求[3]。而实验室注浆模型试验是确定注浆工程中各种注浆参数以及影响注浆效果各因素的有效途径之一。

1 试验装置及原理

该试验装置主要包括空压机、双液注浆泵、电阻应变测试仪、自制模型、自制压力盒、预制混凝土试块。

自制模型采用专门自制的矩形桶状试验装置, 模型全长3 000 mm, 横断面400×300 (mm) 。该装置采用两根槽钢对合, 两侧及两端用钢板封闭。四周设置5道槽钢加强箍, 以抵抗注浆压力引起的筒体变形。根据以往的模型试验经验, 模型的密封问题很难解决。密封不好, 跑漏浆现象非常严重, 压力上不去, 浆液全跑掉, 致使试验失败。因此, 本试验装置采用一次性设计, 四周所有缝隙均用电焊封死。如果复用, 则需将封闭钢板切开, 然后再用。也可一次试验结束即将其废弃, 下一个试验再重新制作新的筒体。主要材料用量见表1。

装置内的体积0.36×0.3×3=0.324m3

模型上表面贴有应变片, 间距为600 mm, 共5个。模型侧面焊接有漏浆口及压力表, 间距为600 mm, 共5个。模型装置安装完毕后的整体试验状态, 如图1所示。

压力盒敷设在混凝土预制块表面中心位置, 自注入端开始, 每隔450 mm (三块混凝土试块) 布置一个压力盒, 共6个压力盒。

压力盒的布置:Y1、Y2、Y3、Y4、Y5、Y6分别为距注入端225、675、1 125、1 575、2 025、2 475 mm。

热电偶的布置:R1、R2、R3、R4、R5、R6分别为距注入端150、600、1 050、1 500、1 950、2 400 mm。

模型表面应变片位置:W1、W2、W3、W4、W5、W6分别为距注入端150、750、1 350、1 950、2 550 mm。

模型表面压力表及漏浆布置:分别为距注入端150、750、1 350、1 950、2 550 mm。如图2所示。

模型内装有预制混凝土试块, 呈米字型布置。预制试块采用C20级混凝土制作。试块尺寸为150 mm立方体, 每个立方体试块被斜分为2个小试块, 试块养护28 d (普通条件下水养) , 试块强度见表2。

每组模具预制块76×2个试块, 共三组。拼装后的槽钢孔隙部分由混凝土板填充。该试验装置用于模拟不同裂隙的煤层顶板在不同注浆压力条件下的注浆情况, 从而分析煤层顶板裂隙渗透注浆扩散规律。通过模型试验, 获得注浆压力、时间、密实度与扩散距离和注浆量的影响规律, 对浆液的运动规律做出描述。

2 注浆材料

试验采用安徽大学研制的新型注浆材料, 与大多数注浆材料一样为双组分化学浆液, 根据工程实践经验确定将双组分化学浆液A、B液按等体积组合, 其中A液为主液、B液为固化剂。主液为白色半透明粘稠状液体, 辅剂为深棕色粘稠状液体。其物理性能为:

1) 浆液混合反应温度变化情况、固化时间:利用电烤灯将四个组分纯浆液分别烘烤至19℃、34℃、42℃和50℃, 等体积混合主剂和辅剂, 并搅拌均匀, 利用温度计测试混合浆液的温度随时间的变化情况 (每10 min读取一次温度) , 并观察其固化时间。

2) 比重测试 (比重天平法测定) :调节比重计平衡圆柱内的金属颗粒, 使得装满清水的溶液杯子比重为1;倒出清水并擦干溶液杯内外壁;装入纯浆液, 齐平杯口并轻轻盖上杯盖, 排除多余浆液与空气;移动游码使标尺呈水平状态, 游码左侧所示的刻度即为纯浆液比重。浆液基本性能见表3。

纯浆液的初始温度对混合浆液的反应温度有着明显的影响, 随着浆液初始温度的增加, 浆液温度升高快, 固化所需时间短。从反应过程来说, 浆液混合搅拌均匀后, 随着反应的进行不断搅拌浆液有利于浆液产生气泡, 体积膨胀;反之, 浆液体积无明显变化, 几乎无气泡产生。

浆液初始温度对反应时间的影响极大, 通过基本物理性能试验, 反应时间太慢影响数据的采集及准确性, 时间太短不利于注浆试验的进行, 同时综合考虑了实验室模拟实验的与现场工业注浆的差异性, 决定加入催化剂来调节浆液反应时间, 以确保模型试验的顺利进行, 使得浆液在环境温度为8℃左右时候反应时间为15 min, 慢于现场注浆反应时间6~10 min。双组份浆液的比重测定有利于实验室模型注浆过程中各组份浆液用量的控制。其力学性能为:

1) 纯浆液的固结体试验结果:双液化学浆液A、B液按1∶1体积混合浇铸在模具尺寸中, 室温养护3 d后, 测得固结体抗压强度如表4。

2) 标准砂固结体试验结果:密闭加压注浆试验结果如表5。

3 试验数据及分析

本次注浆试验共用双液化学浆液30 L。其中主剂、辅剂各15 L。模型内孔隙率为8.7%, 即孔隙体积3 1500cm3 (31.5L) 。注浆最大压力2.2 MPa, 模型的注浆口一边端部盖板破坏。

3.1 热电偶测试结果与分析

经节选过的各时刻热电偶测点温度记录, 整理后, 如表6所示。

根据表6绘制出压力与时间的关系图如图3所示。

由图3可知, 各测点温度变化情况相似, 都随时间逐渐升高, 注浆结束后温度趋于平稳, 说明浆液渗透比较均匀。但由于自制混凝土试块之间裂隙较小, 且试验时室外温度过低的影响, 导致两种浆液不能充分的混合反应, 总体上注浆温度变化不大。

3.2 外应变片测试结果及分析

根据公式f=εE, 其中E=2.06×105N/mm2为钢材的弹性模量, 可通过已测得的应变值计算出各时刻表面应变片测点应力值, 经节选整理后如表7所示。

根据表7绘制出应力与时间的关系图如图4所示。

由图4可知, 注浆开始时应力急剧上升, 到5 min左右, 应力开始下降, 随后趋于平稳, 注浆结束后有些余变。其中, W1处的应力较其他外应变片要大很多, 其原因分析如下: (1) W1处于离注浆端口最近的位置; (2) 混凝土试块之间的缝隙较小; (3) 浆液流动性的影响。随着注浆的进行, 端口处应力随之越来越大, 反应过程中浆液放热, 同时伴随浆液的膨胀和气体的产生, 最后导致模型的注浆口一边端部盖板破坏。

3.3 压力盒测试结果及分析

各时刻压力值记录, 经节选后如表8所示。

根据表8绘制出压力与时间的关系图如图5所示。

由图5可知, 注浆过程中压力逐渐上升, 注浆结束后, 压力趋于平稳。其中, Y1、Y2开始时急剧上升, 表明Y2附近浆液反应剧烈, 放热量多, 压力变化较大;Y5在注浆的全过程中只有开始时略有上升, 随后都为零;而Y3开始时逐渐上升, 但随后出现负值, 其原因可能是由于初始安装时, 压力盒有一个压力, 导致压力盒出现一个非零的数据, 而我们将其计为零, 压力盒测出来的数据就可能是负值, 也可能是由于压力盒位置出现空洞或其背后悬空;其余Y4、Y5、Y6均呈现上升和下降两个阶段, 曲线幅度变化的大小反映了压力盒附近浆液的多少, 浆液多的地方, 浆液反应释放热量多, 温度升高, 压力变化大;反之, 则压力变化小, 曲线平缓。

4 结语

通过本次对于破碎煤层顶板注浆的模拟试验, 我们对浆液的物理化学性质、注浆量、混合浆液的力学性质及其对于破碎煤层顶板的加固效果都有了初步的了解。发现新型化学注浆材料抗压强度均高于常用化学浆液的固结强度。可见, 新型注浆材料力学性能方面优于常用双液化学注浆材料。本文考虑了较多的注浆影响因素, 探索注浆规律并运用在模型试验中。但是, 由于工程地质条件的复杂多变, 各种浆液性质各异, 在注浆过程中时刻存在着浆液内部的物理化学变化和浆液与周围环境的相互作用, 加上现有阶段技术条件的限制, 本文的模型试验在一定程度上仍是对注浆扩散规律进行的探索性研究, 和实际注浆存在着很大的差异性。在接下来的实验中应收集更多的实际地质资料, 对地质资料进行详细分析, 得出更加精确的模型方案进行模拟。在试验过程中的一些具体操作细节及试验装置也有待在以后的试验中改进。找出新型注浆材料与注浆各个主要参数之间的关系, 在注浆技术上有着十分重要的意义, 从而能更进一步为裂隙结构面与浆液结合作用提供理论基础。

参考文献

[1]李明远, 等.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[2]葛家良.软岩巷道注浆加固机理及注浆技术若干问题的研究[D].

[3]杨容.新型化学注浆材料加固破碎煤岩体试验研究[D].

[4]张民庆, 彭峰.地下工程注浆技术[M].北京:地质出版社, 2008.

煤层破碎顶板加固注浆调查报告 篇2

根据2014年3月27日早调会精神，在公司总经理的亲切关怀和总工程师的直接领导下，由公司地测防治水部，生产技术部以及两矿生产技术科相关人员组成的煤层破碎顶板注浆加固调研组,于2014年6月5日启程，前往中煤水文地质局（邯郸市）、冀中能源峰峰集团（邯郸市峰峰矿区）、太原煤炭设计院（太原市）、山西省煤炭地质水文勘查研究院（太原市）、同煤集团（大同市）、中煤东坡煤矿（朔州市）等单位进行了为期十天的调研工作。

一、调研背景

2014年1月21日，磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面揭露一条与工作面斜交的正断层，落差2.5米；工作面煤层顶板为泥岩和砂质泥岩，底板为炭质泥岩。2014年2月2日，综采工作面揭露的断层落差增大，煤壁出现4.3m炭质泥岩，断层断裂面两侧煤层顶板破碎，导致工作面局部漏顶严重。随后在10103综采工作面采取了马丽散注浆加固破碎顶板的措施。据了解马丽散裂隙充填效果好，粘结强度大，是固结破碎顶板的有效手段，但成本较高。为了降低成本，在综采工作面圈出后，对综采工作面破碎顶板采取预注水泥浆加固技术是否可行。

二、调研目的

通过对综采工作面煤层破碎顶板注浆（水泥浆）加固技术理论和施工经验的调研，进一步对该技术在公司所属煤矿应用的可行性和可靠性进行分析；详细了解综采工作面破碎顶板注浆（水泥浆）

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加固工艺的设计、流程、标准和安全措施，明确该工艺应用的设备、材料和人员配备，并与现行马丽散注浆加固技术对比，进行经济效益分析。

三、注浆技术简述

注浆技术是将一种或几种材料配制成浆液，用压送设备将其压入松软地层、裂隙性含水层或破碎地层中凝固胶结，起堵水或加固作用的技术。注浆技术自1802年法国首次应用至今已有200多年历史，主要应用于矿山、建筑、水电、水力和交通运输工程等，包括堵水、截流、帷幕和岩土加固等诸多技术，很好地解决了各类工程中出现的水患、松软岩石及基础工程加固等难题，对保障安全施工，加快工程进度，降低工程造价等起到了重要作用。

我国煤炭行业在上世纪50年代开始应用注浆技术，主要应用于复杂水文地质条件下井筒、巷道、水仓、变电所、水泵房等地下工程的注浆堵水和加固；20世纪90年代，我国已开发出将采煤工作面下伏含水层改造为隔水层的工艺系统和方法，把注浆技术广泛用于煤矿治理水害和充填加固岩层；采用注浆技术加固顶板，避免了许多因松散顶板冒落或破碎顶板漏顶造成的顶板事故，取得了可喜的技术和经济效果。从20世纪90年代至2009年，煤炭行业在立井地面预注浆、工作面预注浆、井壁注浆和井巷工程注浆等方面取得了长足发展，总结完善了过流砂层、过断层、充填、高喷、管棚、锚注、压密、劈裂、煤壁加固、堵大水等注浆工艺。随着注浆工艺、材料和设备等不断更新，注浆施工组织设计、工程成本核算、2 / 17

施工监察与管理等逐渐趋于成熟，注浆工程已经发展成为一套较为完整的系统工程。

注浆法没有严格的分类，按照含水层或破碎带揭露前后分为预注浆和后注浆，按注浆采用的材料分为水泥浆液注浆、黏土浆液注浆和化学浆液注浆，按浆液注入工艺分为单液注浆和双液注浆，按注浆工程地质条件分为充填注浆、裂隙注浆、渗透注浆、挤压注浆、置换注浆和高压喷射注浆等，按注浆目的把注浆工艺分为堵水注浆和加固注浆。本次调研的注浆法为煤层破碎顶板加固注浆。

自改革开放以来，注浆材料不断推陈出新，浆液在黏度、流动性、稳定性、凝胶时间、结石率、结石强度、无毒、非易燃易爆、无腐蚀性、配制简单化等方面不断改进，日趋成熟。注浆材料分为颗粒性浆液和无颗粒性浆液两大类，颗粒性浆液包括水泥浆、黏土浆、黏土水泥浆、水泥粉煤灰浆、水泥水玻璃浆等，无颗粒性浆液

包括水玻璃类、环氧树脂类（罗克休-环氧树脂加催化剂）、甲基丙烯酸酯类、聚氨酯类（马丽散-聚亚胶酯）、丙烯酸盐类、丙烯酰胺

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类、木质素类、脲醛树脂类等（表1）。

马丽散是一种类似聚氨酯的新型高分子双液化学注浆材料，具有黏度低、流动性好、可注性强、凝胶时间可控、无腐蚀性、结石率高等特点（表2），浆液固化时无收缩现象，遇水发泡膨胀，固化后能牢固地与岩石和混凝土接合，并能长期耐酸、碱、盐、生物菌等腐蚀，广泛应用于各种堵水和加固注浆工艺中。

注浆用的水泥多为普通水泥或矿渣水泥，具有价格低、来源广、无毒环保、结石强度高、抗渗性好、工艺简单、操作方便等特点（表3），是防渗、加固和裂隙堵水应用较多的注浆材料。水泥细度对水泥性能有较大影响，其颗粒越细，比表面积越大，水化学反映速度越快，强度越高，近年来细水泥、超细水泥的应用为单液水泥注浆开辟了更为广阔的天地。

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四、煤层破碎顶板加固

目前，我国的煤层破碎顶板注浆加固技术主要分为煤矿井下巷道围岩注浆加固和采煤工作面顶板注浆加固两类。巷道围岩加固注浆是在巷道掘进开挖之前对巷道围岩松软破碎区段采取打超前钻孔预注浆进行围岩加固，以及在巷道、井筒、水泵房、变电所等地下工程掘砌后采用注浆锚杆加固围岩的后注浆法，该注浆法多用水泥浆单液静压注浆。采煤工作面顶板注浆加固是在采煤工作面过断层、构造带等顶板破碎区时，采取直接对煤层顶板注浆加固的注浆法；采煤工作面顶板预注浆加固是在采煤工作面过断层、构造带之前，预先对破碎顶板进行注浆加固；该注浆法的主要目的是加固煤层顶板，提高顶板的整体稳定性并形成完整的承载结构。

（一）巷道围岩注浆加固

巷道注浆流程包括止浆墙设计施工、注浆方式选择、注浆孔布置、注浆孔施工、注浆施工、注浆效果检查与评价等。巷道围岩注浆加固一般选择预留止浆煤（岩）柱方式；采用放射状或扇形孔布置；注浆施工包括注浆站设置、注浆工序、注浆参数（压力、注入量、扩散半径和孔数等）确定、扫孔和复注等；注浆加固效果检查和评价包括加固效果检查（钻孔和巷道开挖）、加固效果评价（钻孔和开挖后岩层）两项。

本次调研中，山西中煤东坡煤业有限公司9号煤层93胶运大巷在掘进至断层破碎带前，进行了巷道围岩注浆加固，效果显著。

1、工程概况

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山西中煤东坡煤业有限公司井田面积4.6km2，核定生产能力210吨/年，开采石炭系上统太原组4-

1、9号煤层，采用斜井分水平联合开拓方式。2013年5月，在4-1号煤层三采区43胶运巷掘进施工中遇到一条与巷道斜交落差20米的逆断层，顶板破碎严重，并在顶板破碎带采取双11#工字钢棚补强支护后继续向前掘进。掘进工作面底板标高1054.6m，煤层直接顶为粗砂岩，厚度7-8m，伪顶为泥岩，厚度0.5m，支护形式为锚网支护，20天后双工字钢棚顶梁严重弯曲下沉。2013年9月，在43胶运巷下方的9号煤层三采区93胶运巷，掘进施工至该断层前35m时，采用巷道围岩注浆加固技术对掘进工作面前方断层破碎带进行预注水泥浆加固。2、4-1号煤层43胶运巷工字钢棚变形原因

4-1号煤层43胶运巷煤层顶板为0.5m厚泥岩伪顶和7-8m粗砂岩直接顶，底板为泥岩-细砂岩，泥岩中混有高岭土及少量蒙伊混合物，这些黏土矿物遇水软化、泥化、膨胀；破碎带断层为落差20m的张扭性逆断层，可将煤系地层中的砂岩裂隙水导入断裂带中，煤层泥岩伪顶中含有膨胀性黏土矿物产生的膨胀力是工字钢棚剧烈变形的重要原因，泥岩遇水软化、泥化引起流变和重力变化又加剧了顶板失稳。3、9号煤层93胶运巷破碎顶板注浆加固

9号煤层93胶运巷掘进工作面直接顶为细砂岩，厚度3-4m，伪顶为泥岩，厚度0.45m，底板为泥岩-细砂岩互层，厚度5-6m，底板标高994.4m，9号煤与4-1号煤层间距为60.2m，支护形式为

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锚网支护。通过对各种注浆方案对比分析，选择水泥浆单液静压预注浆技术对破碎顶板进行加固。

1）注浆材料：选用P.O42.5普通硅酸盐水泥，水灰比3:1，三天可达设计强度的70%，一个月后强度可提高15%～40%；注浆终孔压力为2.5MPa，扩散半径6-8m；设计注浆量为3吨水泥，每个钻孔要反复注浆，直至反水出现水泥或压力不再增加。

2）注浆设备：选用2TGZ-2型注浆泵，配套248L搅拌桶；选用ZLZ-400型钻机，开孔孔径φ133mm，打钻孔径φ131mm，注浆孔径φ55mm；配套φ89mm无缝钢管套管，高压法兰、高压球形阀门、快速接头（连接高压管）。

3）注浆设计：根据9号煤层的力学性质和裂隙发育情况、最大注浆压力、巷道断面大小以及止浆材料强度等，预留30m止浆煤柱（图1），在使用前打钻孔探测断层破碎带的准确距离和位置。选择扇形注浆孔（图2）注浆，采用分段前进的注浆方式，分段长度（3-8m）根据冲洗液漏失量确定。

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4）施工工序：表孔→钻孔→钻孔检查→安装注浆管及封孔部件→封孔→准备浆液→开泵注浆→凝固→检查注浆质量→验收，具体施工时应控制流量、注浆速度，通过风路阀门调节出浆量，控制出浆压力，防治浆液从煤壁外溢。

5）安全措施：注浆前认真检查注浆机具，保证注浆泵、搅拌机、混合器、孔口装置、管路及测试仪表的正常运转和使用可靠，要有备用注浆泵，备齐活塞、缸套、拉杆等易损件；注浆前先进行压水试验，试验压力应大于1.5倍的注浆终压，并保持15min不泄压，试验结束后，在不停泵的条件下开始注浆；在钻孔施工中如有卡钻现象，应先注高浓度浆，经检查合格后进行压水试验；注浆浆液浓度先稀后稠逐级加大，并坚持连续注浆，防治跑浆；严格控制注浆压力，在破碎岩层中注浆压力不能过高（小于4MPa）；停泵时及时关闭孔口阀门，防治倒浆；尽可能利用后期孔作为前期孔的检查孔，符合标准后即可向前掘进。

（二）采煤工作面顶板注浆加固

采煤工作面顶板注浆加固技术主要用于采煤工作面顶板破碎、易漏顶或过断层构造带等。在考虑经济效益和注浆可靠性前提下，8 / 17

多采取直接在煤层破碎顶板注浆加固技术，预注浆技术采用较少。本次调研中，冀中能源峰峰集团云驾岭矿采用了回采工作面预注化学浆技术，取得了较好效果；冀中能源峰峰集团梧桐庄矿采用了预注水泥浆技术，因未验证其有效性和可靠性，无法评价注浆效果。

实例A：云驾岭矿综采工作面预注化学浆技术

1、工程概况

冀中能源峰峰集团云驾岭矿2号煤层12114综采工作面地质条件复杂，断层多，地压显现强烈。该工作面煤层走向SN，向正东倾斜，倾角21°，平均煤厚3.6m，含0.1-0.3m的粉砂岩夹矸；煤层直接顶为灰黑色粉砂岩，厚3.5-15m，局部含0.5m厚泥质粉砂岩伪顶，底板为灰黑色粉砂岩夹薄层细砂岩，厚2.0m。根据相邻12112综采工作面地质资料，有F12、F42、F31、F22等断层穿越12112及12114两工作面，12112综采工作面推进至构造区域煤层及顶底板破碎、松散，局部漏顶严重。12ll4综采工作面于2006年底准备完成，2007年初开始回采，2008年上半年，工作面推进到构造区，顶板破碎严重。同年5月初开始对工作面副巷进行注浆，共完成工程量约480米，喷浆范围1l00m2，注浆加固范围14400m2；通过对综采工作面破碎顶板范围采用高水材料注浆加固，良好地固结了破碎顶板，保障了综采工作面的生产安全。

2、注浆材料

根据煤岩层受断裂构造破坏的特征，采用中国矿大研制的新型高水材料，高水材料为双液化学浆，其固结体具有亲水性，固结体

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破裂后具有再胶结性能，以满足工作面破碎顶板注浆加固的要求。双液注浆系统包括注浆泵、搅拌桶、混合器、连接管路与阀门接头等。高压混浆管长度为5m，水灰比为4:1～5:1，该比例在施工中可根据顶板破碎情况适当调整。

3、工艺流程

工艺流程包括注浆前的运料、拌料、打眼、封孔及注浆系统检查；注浆过程中的注浆泵操作、浆体配制、堵漏、压力监控；注浆结束后的管路与混合器清洗、泵站移动、注浆材料设备零部件清点与交接等。注浆工艺设备配置如图3所示。

4、注浆方案

在工作面副巷超前工作面位置至少20米进行注浆加固。首先，在原有锚网梁支护巷道内进行喷浆支护，尤其在副巷下帮侧要严格保证喷浆厚度及质量，设计喷浆厚度为100mm；其次，对工作面副巷下帮侧浅部注浆，注浆深度3-5m，注浆孔在工作面煤壁及副巷下帮侧各布置三排，排距0.8米，间距1.5m，五花布置；第三，采用75型钻机、JB1000型搅拌机对综采工作面内破碎顶板深部注

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浆，注浆孔深30m，沿副巷布置一排间距10m的注浆孔，注浆深度随着破碎顶板的分布范围而变化，依据注浆压力与钻孔返浆判断是否停止注浆。

5、安全措施

确保注浆材料的存放、配比及搅拌质量，采用效果良好的布袋封孔方法，保证煤体表层喷浆和浅部注浆质量；确保注浆孔布置的参数及终孔层位，使副巷下帮侧5-10m段煤岩层注浆能有效封堵漏浆通道；确保深部终孔层位处在破碎顶板范围内；利用后期孔作为前期孔的检查孔，若打检验孔卡钻现象，利用检验孔进行再注浆。

实例B：梧桐庄煤矿综采工作面预注水泥浆技术

1、工程概况

冀中能源峰峰集团梧桐庄煤矿生产能力400万吨/年，井田面积39.6km2，地质条件复杂，地质构造以褶曲断层为主，陷落柱较多；矿井正常涌水量330m³/h，最大涌水量1050m³/h。2号煤层182402综采工作面于2010年底圈定，工作面走向长1200m，倾向长150m，顺槽断面面积13m2，平均煤厚3.0m，煤层顶板为粉砂岩或中细砂岩，易垮落破碎，底板为粉砂岩，F1断层（正断层，落差6-8m）自两顺槽贯穿工作面，工作面顺槽采用锚网索支护，顺槽揭露点顶底板破碎，地压显现较明显。为了确保182402综采工作面顺利推进，对该工作面断层破碎带采取了预注水泥浆技术。182402综采工作面过断层时，煤层顶板节理、裂隙发育，地压显现较弱；因注浆后没按要求取芯，虽未发生漏顶，却无法验证加固效果。

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2、注浆工艺

选用P.O42.5普通硅酸盐水泥，水灰比3:1，选用BW320型注浆泵2台，选用全液压MKD－5S型350钻机2台，钻孔开孔直径φ110mm，下外径φ108mm，终孔（注浆孔）直径φ75mm；配套无缝钢管套管，高压法兰、高压球形阀门、快速接头和高压管。

3、注浆设计

分别以182402综采工作面回风顺槽和运输顺槽F1断层的两个揭露点为中心，向顺槽两侧各延伸20m，在原有锚网索支护巷道内喷浆，喷浆厚度为100mm（有效封堵漏浆通道）；依据单孔扩散半径15-20m的原则，在两顺槽F1断层穿过段（100m）布置注浆孔（图4），每条顺槽布置两组注浆孔，共四组，注浆范围覆盖断层穿过部分；每组钻孔间距50m，孔口距煤层顶板2.2m，孔深6-80m，仰角5-45°，每组3个钻孔，共设计12个钻孔，进尺900m。注浆深度随着工作面破碎顶板的分布范围而变化，依据注浆压力与钻孔返浆判断是否停止注浆。

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4、施工工序

钻孔→封孔→管路连接及试运转→备料→配料、搅拌→注浆→冲洗→下一个加固区钻孔（图5），每个钻孔注浆结束应进行注浆质量检查和验收，不合格的要复注。

5、成本核算

182402综采工作面预注水泥浆加固破碎顶板，施工巷道喷浆长度80m，面积1040m2，完成钻孔工程量990m，注浆加固范围24000m2，使用P.O42.5普通硅酸盐水泥29吨。按照井下钻孔（孔径φ108mm）进尺计价400元/m，人工、材料及设备折旧费（以注浆水泥使用量计价）约350元/吨，注浆费用由钻孔工程和注浆水泥使用量两项构成，计40.6万元（990m×400元/m＋29吨×350元/吨）；巷道喷浆单价800元/m（以断面面积13m2的延长米计价），喷浆费用为6.4万元（800元/m×80m）；本次182402综采工作面预注水泥浆加固破碎顶板费用共计47万元。

6、经济效益分析

根据梧桐庄煤矿2号煤层182402综采工作面破碎顶板预注水泥浆加固经验，结合磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面破碎

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顶板（马丽散）注浆加固实际情况，应用类比法对两种注浆工艺进行经济效益分析，结果如下。

1）马丽散注浆加固

磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面破碎顶板注浆加固，是在综采工作面煤壁预先控制顶板后进行注浆孔施工，钻孔沿煤层顶板布置（图6），使用专用风钻打眼、专用封孔器封孔，孔口沿煤层顶板布置，孔径42mm，间距3-6m，孔深3-5m，仰角30-45°，注浆深度1m；该注浆法使用专用注浆泵（图7），通过注浆泵的高压力使按比例混合后的化学浆注入破碎顶板，注浆压力2-5MPa。

磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面注浆加固范围约80000m2，人工、设备折旧及材料费（以马丽散使用量计价）单价

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27000元/吨，本次注浆使用马丽散共计80吨，10103综采工作面马丽散注浆加固费用总计216万元（80吨×27000元/吨）。

2）预注水泥浆加固

依据磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面的井巷工程特点和断层影响情况，比照梧桐庄煤矿2号煤层182402综采工作面破碎顶板预注水泥浆加固工艺，对磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面进行破碎顶板预注水泥浆加固成本核算，结果如下。

磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面进行破碎顶板预注水泥浆加固施工，预计巷道喷浆长度100m（分别以两顺槽断层揭露点为中心，向两侧外延25m），喷浆厚度100mm；设计8组钻孔，每组3个孔（图8），预计完成钻孔工程量2400m，使用P.O42.5普通

硅酸盐水泥96吨。按照井下钻孔（孔径φ108mm）单位进尺计价400元/m，以及人工、材料及设备折旧费（以注浆水泥使用量计价）单价约350元/吨，注浆费用由钻孔进尺和水泥使用量两项组成，计99.36万元（2400m×400元/m＋96吨×350元/吨）；巷道喷浆单价1200元/m（胶顺、回顺断面面积为3.7m×5.4m、3.7m×5.2m，15 / 17

依据断面面积19-21m2的延长米计价），喷浆费用为12万元（1200元/m×100m）；预计本次预注水泥浆费用共计111.36万元。

磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面马丽散注浆加固费用为216万元，预计采用预注水泥浆加固费用约为111.36万元，磁窑沟煤矿10-2号煤层10103综采工作面煤层破碎顶板采用预注水泥浆加固可节约资金104.64万元。

五、结论与建议

（一）结论

本次调研结果表明，近年来，针对煤矿综采工作面破碎顶板加固这一课题，中煤水文地质局、山西省煤炭地质水文勘查研究院、太原煤炭设计院等科研设计单位着重于化学浆加固技术的研究与应用，冀中能源、同煤集团、中煤等所属各煤炭企业因注重生产计划的完成以及综采工作面顶板破碎程度的不确定，多采用化学浆加固技术；综采工作面破碎顶板预注水泥浆技术仅在冀中能源峰峰集团梧桐庄煤矿应用。通过成本分析，该项技术经济效益明显，但其可靠性未经验证。采取预注水泥浆技术进行巷道围岩加固在山西中煤东坡煤业有限公司得到有效应用，注浆加固效果显著，成本低、效益好，技术成熟，工艺安全可靠。

（二）建议

综采工作面破碎顶板预注水泥浆加固技术，理论完善，工艺成熟、安全可靠、经济有效，应用较少的根本原因在于综采工作面顶板破碎程度的不确定性。断层构造带对煤层顶板的破坏程度有多

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高、地压显现如何、横向纵向影响范围有多大、以及破碎带的节理裂隙发育情况等在被揭露前，利用目前的勘测手段都难以查明。

目前煤炭市场低迷，煤炭价格持续走低，煤炭生产企业面临巨大的成本压力，在一个相当长的时期内，降低煤炭生产成本势在必行。所以，在今后的煤炭生产过程中要充分利用各种科技手段和地质资料（例如，一条断层同时贯穿相邻的两个回采工作面，后一个工作面可以依据前一个工作面对断层破碎带的揭露情况来选择注浆方法），尽可能地查明回采工作面内断层破碎带的各种特征参数，应用预注水泥浆加固技术。

巷道围岩预注水泥浆加固技术成熟，工艺简单，安全可靠，效果显著，成本低廉，可以作为一项成熟的技术储备。

2014年6月17日

综采工作面破碎顶板控制简析 篇3

关键词：工作面顶板维护

1概述

近年來，随着采煤工艺技术的改革和发展，产量和回采工作面机械化程度有较大幅度的提高，特别是厚煤层综采工作面采用了一次采全高放顶煤新工艺，使矿井进一步向高产、高效合理集中化生产发展，从而对矿井巷道，尤其是对综放巷道提出了较高的维护要求。由于综采工作面大型设备的投入使用，相应要求工作面巷道的断面要加大，开采深度要加深，这样将造成巷道矿压的增大，形成顶板破碎的情况增多，如果措施不得当，综采工作面会经常发生架前冒顶事故，严重影响和制约综采高产、高效优势的发挥。

2破碎顶板的控制

2.1支架选型煤层顶板不稳定，工作面尽量选择前梁具有伸缩性能并带有护帮板的支架，采煤机通过后立即前移支架或及时打开伸缩梁和护帮板，支护刚暴露的顶板煤帮，伸出伸缩梁，最大限度缩小端面距。若煤壁片帮严重，可在采煤机割煤前拉架，将支架前梁移至煤帮，即超前支护，这一方法在破碎顶板管理中也极为有效。

2.2顶板铺金属网破碎顶板在进入顶梁上方时已很破碎，且在顶梁上方形成厚度不等的浮矸层，移架时，浮矸从架间及端面漏下，也可造成端面冒顶扩大；铺顶网能使破碎顶板形成一个整体，达到改善顶板之功效。顶网一般铺双层，这对顶板管理有以下好处：①防止架间、端面漏矸，改善顶梁与顶板的接触状态：②有利于提高平均支护强度及围岩刚度；⑨有利于防止煤壁少片帮，减少片帮深度。

2.3带压擦顶移架当采用正常操作程序降架移架很难保持破碎顶板的完整性时，应采取带压擦顶移架。移架时，先启动推拉千斤顶，再逐渐卸载，使梁与顶板保持一定的支撑阻力，带压前移。这样项板不会出现明显松动，可有效控制顶板。

2.4安设初撑力保证阀人工操作移架时，为提高移架速度，常因供液时间短，支架初撑力达不到额定初撑力。安设初撑力保证阀后，即使松开操作手把，支架仍可继续增压，直到达到额定初撑力后，才停止供液。

3 综合顶板控制技术

3.1铺顶网因工作面顶板破碎、整体性差，在支架顶梁上铺金属网，以增加顶板的整体性。金属网规格：1.2m×10m，网格50mm×50mm。同时，为增加网的硬度和弹性，防止支架顶网影响移架，采用φ2.2mm冷拔丝编制。在工作面顶板较好地段铺单网，顶板比较破碎、压力比较大地段铺双网，以增加金属网的整体强度，防止移架或顶板冒落撕网。

3.2木锚杆控制观察工作面煤壁片帮过程，不论是构造裂隙还是采动影响所致，其片帮方式有3种：①沿弱面向自由面滑落；②随进刀而冒落；③煤壁受压劈裂出现裂隙面后逐层向外位移变形，达到极限而滚落。但不论哪种方式，煤体的片帮运动矢量都可以分解为铅垂向下和水平向外。因此，只有有效地在自由面控制煤体向下、向外的位移活动，使切顶线由煤壁逐渐向采空区转移，恢复到支架顶梁后端，才能控制工作面煤壁侧片帮、漏顶的发生。基于上述分析，同时考虑采煤机的截割问题，采用木锚杆超前加固破碎带煤体，变被动维护为主动维护。

3.3煤岩体化学注浆加固其原理就是利用化学浆液来充填和固结围岩(或煤层)的裂隙面，提高围岩整体性，充分发挥围岩整体承载能力，保持围岩稳定，参与巷道围岩内应力平衡。工作面回采过程中，该技术主要用于过断层时上、下端头及工作面顶板破碎带的加固支护，主要采用的是波雷因化学加固材料。该材料具有高度的黏合力和很好的机械性能，注射进地层以后，低黏度混合物在几秒钟内渗透进八细小的裂缝后膨胀，从而有效地加固和密封处理区域。注浆孔布置：注浆孔布置在端头巷帮和工作面破碎带煤壁，开口位置距顶板0.5m，仰角20°，孔径32mm，孔深4m。注浆顺序：为防止孔与孔之间串浆，采用间隔孔打眼注浆顺序。注浆量为200千克／孔，可根据实际情况调节注浆压力，注浆终压为3～5MPa。

3.4挑顺山梁割煤后，新暴露的顶板在短时间不会冒落，只是在支架卸载前移时才可能冒落。这样，就可以采用挑顺山梁的方法，先移顶梁完整处的支架，移架时，在所移支架前梁上沿平行工作面方向放置1～2根长3～4m、直径为180mm木梁，挑住附近不完整的顶板，然后再移顶板破碎处的支架。

3.5架走向棚当工作面顶板随采随落后，冒落的面积较大，采用挑顺山梁的方法来不及支护，而且顶板条件也不允许把前梁降下来放顺山梁时，可以在相邻支架间超前架设“一梁二柱”或“一梁三柱”走向棚，在走向棚下面再架设1～2架临时顺山抬棚。顺山棚梁应同时托住3架走向棚梁，这样就可以将走向棚及顺山抬棚的支柱撤出，支架在顺山梁和走向梁的保护下前移。

3.6架走向梁在煤壁靠顶板处挖梁窝，将走向梁的一端架在煤壁上，另一端架在支架的顶梁上。如果煤壁容易片帮，在煤壁上不适宜或不能挖梁窝时，可靠近煤壁打一临时贴帮柱。

3.7合理调整移架工艺和工作面采高对移架工艺进行调整，正常情况支架与输送机留1个截深的距离，割煤后即进行移架支护顶板，一次移架到位。顶板破碎或煤壁片帮比较严重时，可超前移架，于割煤前移架提前支护顶板。另外，移架时带压擦顶移架，让支柱仍保持一定的工作阻力，使顶梁贴着顶板擦顶前移，一定程度上减轻移架时顶板岩层的活动，减少由于移架而造成的顶板破坏。控制工作面采高在3.0m以上，使支架达到较佳支护状况。沿顶底回采时，为防止留设的顶煤冒落后造成梁端空顶，尽量减少留底煤，防止支架陷底造成拉架困难。从现场经验看，类似条件下的综采工作面设计采长不宜超过200m，最佳采长在170～180m之间。

4结束语

破碎顶板 篇4

1 工作面概况

21110 工作面为矿井下山采区第三个工作面, 该工作面所采煤层为山西组二1 煤层, 煤层质软易碎, 平均抗压强度约为5. 8MPa, 且煤层赋存稳定性较差, 煤层厚度为2. 8m - 7. 8m, 平均为4. 2m, 煤层倾角为8° -23°, 平均为11. 5°。工作面在掘进期间机巷揭露F12、F13、和F12 断层。工作面伪顶为0. 2m - 0. 35m厚的泥岩; 直接顶为厚2. 1m - 3. 2m的泥岩- 砂质泥岩, 岩体裂隙发育, 破碎度较高, 在回采过程中易于冒落; 基本顶为厚3. 5m - 6. 7m的中粒砂岩, 局部含有煤线, 较坚硬; 直接底为厚1. 2m - 2. 7m的泥岩, 基本底为厚3. 2m - 4. 1m的砂质泥岩和粉砂岩; 整体来说, 工作面顶板岩体较软, 平均抗压强度为16. 1MPa, 属于松软破碎型顶板。工作面通风方式为“一进一回”U型通风, 设计走向长度为659m, 倾斜长度为130m, 采场共安装ZY4000 - 17 /37 型支架87 台, 该支架额定工作阻力和额定初撑力分别为4000k N和3090k N。

2 工作面过破碎带情况

工作面自开切眼回采期间, 支架端头局部冒落始终伴随着回采过程, 尤其是在顶板来压期间, 端头小范围冒漏更加普遍。工作面回采至距离开切眼142m处, 共出现较大范围的顶板冒落3 次, 其中一次在过断层期间, 两次在周期来压期间, 具体情况为: 第一次较大范围冒顶在过断层F13 期间, 1 - 6#支架处顶板冒落, 冒落深度最大4. 5m, 平均2. 1m, 煤壁片帮深度平均为2. 4m, 造成支架端头不接顶; 第二次和第三次较大范围顶板冒落均发生在周期来压期间, 倾向影响范围为6m- 8m, 冒落高度平均为2. 7m, 煤壁片帮平均为1. 6m, 造成支架倾斜, 运输机压死。三次顶板冒落影响回采时间平均为18 小时, 根据现场情况采用勾顶、强挤硬过方式通过, 期间耗费了大量的人力和支护材料, 且安全系数偏低。分析认为三次顶板冒落的根本原因是顶板破碎较严重, 未及时采取有效措施进行顶板控制, 且拉架期间降架量偏多, 支架、运输机和煤机司机配合不当, 最终导致支架前方顶板冒落和煤壁严重片帮。

3 过破碎带顶板控制措施

3. 1 预先加固法

鉴于二1 煤层顶底板岩性强度较低, 稳定性较差, 尤其是断层等构造附近顶板破碎度较高, 且工作面回采过程中顶板易受到回采扰动和矿山压力影响作用, 故完全避免顶板冒漏可操作性较差。鉴于此, 本着降低顶板冒落频率和程度的目的, 认为可通过顶板注浆预先加固法进行顶板控制, 尤其是在过断层等构造前应预先加固顶板。考虑到工作面顶板特性和工作面回采特点, 认为注浆加固应满足浆液固结速度快, 加固后岩体强度高, 施工简单, 可通过岩体裂隙进入岩体深部[5]。经过比对分析, 决定采用高水注浆固化材料对21110 工作面顶板进行加固。高水注浆固化材料注浆加固顶板工艺流程见图1 所示。

以过DF5 断层为例, 钻孔距顶板1. 5m布置, 注浆钻孔斜向DF5 断层交面线, 仰角设计为30°, 孔深6. 5m, 孔间距为4m, 封孔长度为2. 0m, 浆液配比为2. 3∶ 1, 每孔实际注浆量为546kg。通过对DF5 断层附近顶板进行注浆加固, 在过断层期间未出现明显的顶板冒落现象, 较以往过断层减少坑木损耗约90% , 减少煤中矸石含量约34% , 日产量增加约23% , 由此说明, 21110综采工作面采用注浆加固过破碎带是较为理想的顶板控制方法。

3. 2 临时性措施

当工作面在回采期间遇到顶板破碎带, 且出现顶板冒漏时应立即停止回采作业进行维护, 根据21110工作面开采实际及顶板冒漏程度选择不同的临时性措施进行顶板支护。当顶板冒漏范围较大, 且在顶板已经不再塌冒的情况下, 在支架顶梁上方进行打木垛勾顶, 要求木垛最下层板梁可以稳固在支架前梁头上, 然后在煤壁处打设单体柱进行托木垛, 所打单体柱要求应山有利, 柱子打设在岩石底上, 否则应加柱鞋, 待打完木垛后采用戗柱擦顶拉架, 拉架速度应快, 尽量避免在拉架过程中造成顶板二次冒漏。对于小型顶板冒漏而言, 可以采用沿走向架设原木, 原木一端用前梁挑起并压死, 另一端紧抵煤墙, 然后采用擦顶移架方式进行拉架, 采煤机经过此处时放低滚筒, 避免因割煤造成顶板冒漏加剧。当顶板冒漏且支架顶梁上方形成空洞时, 可首先在煤壁处打倾向棚子进行控帮护顶, 然后采用人工清煤→推溜→拉架进行通过。

4 结语

破碎顶板管理和控制是二1 煤层综采工作面安全生产的关键, 地质部门应加强对工作面断层、褶曲等构造带的预测预报工作, 在过构造带时积极主动采用注浆加固方式对顶板进行控制, 对于已经出现冒落的顶板破碎带, 应采用勾顶等临时性措施进行控制, 同时, 在二1 煤层工作面回采期间应尽量采用擦顶移架方式进行拉架, 加强工作面供液系统的可靠性。自实施以上措施后, 截至目前, 21110 工作面已经安全回采450余米, 大大降低了顶板冒漏频率和程度, 对于确保工作面的安全回采奠定了基础。

参考文献

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破碎顶板 篇5

摘要：通过对高瓦斯突出综采工作面瓦斯综合防治的研究，确定了采空区瓦斯积聚自然分布梯度及抽放负压所产生的技术参数，对全矿井的瓦斯综合治理工作，具有很强的适用性和指导意义。

关键词：瓦斯抽放瓦斯分布梯度采空区抽放负压

1概况

十矿戊90-20210采面位于-320水平戊组中区下山东翼第五阶段，采面西靠中区轨道及运输机下山，东至东区戊组轨道下山，南邻已回采的戊90-20190采面，北部为戊组三水平开拓工程，尚未开采。

为预防瓦斯积聚超限，主要采取的技术措施有以下几个方面：

①偏外巷风排瓦斯和中区泵站抽放，抽放流量为120m3/min，纯量为5～8m3/min，偏外巷风量为600m3/min，瓦斯浓度2%。②采面动压浅孔抽放。非生产班施工浅孔，孔深24米，Ф89mm，间距每1.5m一个，每循环允许进4米，每一架一个和本煤层抽放管路并网，抽放流量为50m3/min，纯量为5m3/min。③上隅角辅助抽放，利用中区抽放泵站2BEC-42型抽放泵进行抽放，抽放流量为100m3/min，纯量为3m3/min。④工作面采用轨道下山、运输机下山两路进风，采面风量达1600m3/min以上。⑤严格坚持上封下堵和突出危险工作面“四位一体”防突措施。先进行突出危险性预测，每15m布置1个预测孔，孔深8m，孔径42mm，每次预测循环允许进尺不超过2.5m，两次预测总进尺不超过4m。⑥采面安装有矿压在线监测设备，综采一队坚持每天收集矿压显现数据，分析矿压活动规律。⑦为保证该面的安全生产，坚持以风定产，每月根据实际情况安排生产计划，回风流瓦斯浓度控制在0.6%～0.8%。

防冲击地压措施：①技术措施。a采面内实施中孔松动卸压诱导爆破，孔深15m，每孔装药量为12卷（330g/卷）；b在距工作面10m范围内利用风巷本煤层抽放钻孔进行深孔注水；c及时拆卸机风巷超前段锚杆、锚索。②安全防护：松动爆破时工作面停电、撤人、设置警戒，生产期间出现闷雷或煤炮声音时暂撤人，建立完善的防突异常信息搜集及应急处理机制。③组织措施：调整工作面劳动组织，减少工作面定员人数。

通过以上安全技术措施与防突、防冲措施，采面回采期在2009年6月4日前未发生因瓦斯原因影响生产现象。

2对采空区漏风形式和瓦斯积聚梯度区域的研究

2.1瓦斯治理简介。采面回采后期，由于采动空间变化，采煤工作面漏风通道也发生变化，瓦斯涌出地点和涌出浓度形式同时改变，经研究采用偏“Y”巷通风小川封闭形成的抽采巷及上隅角联合抽放技术，利用中区泵站两套2BEC-42型水环式真空泵，流量均为100-110m3/min，抽放管用12吋、8吋铁管，一套为采面上隅角和采面本煤层浅孔抽放，一套为采面偏“Y”巷通风小川封闭后形成的抽采巷抽放，如图。

2.2戊90-20210采面上隅角及采空区瓦斯情况分部：戊90-20210采面直接顶初次垮落步距10～20m，老顶周期垮落步距20～25m，在工作面推进10m范围内，在采面上隅角及回风巷风流中瓦斯未发生超过规定现象。

初期的上隅角单套抽放管抽放，在采面推进5m即开始抽放，而通过对偏“Y”巷内预留10m抽放管内抽放气体浓度观测分析，采面推进30m处时，偏“Y”巷抽放管瓦斯浓度1.5%，并逐渐增高，采面推进60m范围内，抽放瓦斯浓度由1.5%匀速上升为3.5%，当采面推进到80m～100m时，抽放瓦斯浓度基本在5～8%左右，当采面推进超过100m以后，抽放管路内瓦斯浓度稳定在6%左右，其变化曲线如图。

通过以上数据及回采工作面推进距离与抽放浓度曲线图分析可以判断，戊90-20210采面采空区距工作面中心10m范围内为瓦斯积聚低浓度区域，距采面10～40m采空区为高浓度瓦斯积聚区，为瓦斯抽放效率区。

2.3采空区瓦斯积聚区域分析：预计戊90-20210采面采空区顶板垮落高度15.3m，采空区瓦斯积聚范围及其采空区漏风量300m3/min分析计算，在该工作面采空区10m～40m范围内为高浓度瓦斯积聚。

2.4采面抽放系统抽放浓度判断瓦斯积聚区域的分析研究。戊90-20210采面由于采用瓦斯抽放技术，有效降低了采空区向采面风巷的瓦斯涌出量，采面上隅角瓦斯浓度在正常情况下与采面切眼机尾瓦斯浓度相当接近。

3抽采工作面瓦斯治理技术的应用分析

3.1通过对戊90-20210采面上隅角及偏“Y”巷预留采空区抽放管内瓦斯浓度的检查，6月4日抽放瓦斯浓度上隅角及偏“Y”巷分别降低到2.0%、2.8%，采面回风流瓦斯浓度0.92%，临近超限，为及时解决戊90-20210采面瓦斯增大现象，矿领导及时决策，加强采面上顺槽三角煤区域顶板控制，加快采面回采速度，尽快通过顶板破碎区，通风部门及时对偏“Y”巷通风小川使用方式进行调整，封闭小川以里增大抽放管路负压，降低采空区漏风，提高瓦斯抽放浓度，同时降低了回风流瓦斯浓度。

3.2对采空区抽放浓度变化情况与抽放压力影响的研究。①6月5日八点班在采面上顺槽三角煤顶板破碎处装填黄土封堵瓦斯涌出通道，并预留插管进行抽放，以达到阻止高浓度瓦斯涌出进一步扩大，影响采面三角煤区域以及回风流瓦斯浓度。②6月5日四点班通风部门通过理论研究决定采用改变通风小川使用方法，降低偏“Y”巷漏风量，增加上隅角10m范围内采空区抽放负压，这种改变使抽放管路瓦斯抽放浓度有了显著提高，直接降低采空区高浓度瓦斯涌出源头。③6月6日经矿领导研究决定，采面进行快速推进，采煤机迅速过机尾，降低采面上出口10米范围内采煤高度，加强上顺槽三角煤区域顶板控制。④在割煤期间，在采面严格执行上封下堵措施，下隅角封堵后悬挂挡风帘，长度不低于20m。⑤防突队加大抽放管路巡查力度，及时查找处理抽放管路的跑风、漏气问题，确保瓦斯抽放浓度在可控范围。⑥采面生产期间，各级安保人员及措施要到位，严防瓦斯超浓度生产。

通过各项措施的实施与落实，使戊90-20210采面瓦斯情况没有影响到采煤工作面的正规循环作业。

4经济效益分析与评价

戊90-20210工作面2009年6～7月份出煤约10.1万吨，根据戊组煤的售价，2009年平均价为480元/吨，成本为350元/吨。

总价值=总产量×售价-总产量×成本价=1313万元。

5结论

通过对顶板事故造成封闭空间形成漏风通道，进而使抽放效果降低，漏风通道瓦斯涌出浓度增大情况的分析、处理、研究，我们确定了戊组煤层的回采时的通风和抽放新技术应用，下一步我们对戊9-20180瓦斯抽放采煤工作面将抽采巷封闭只抽瓦斯，不通风的瓦斯治理模式进行研究，以确定该成果的适用性。

参考文献：

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马丽散加固极破碎煤体顶板技术 篇6

关键词：马丽散,加固,破碎煤体

新111工作面位于新一采区北翼, 开采太原组9-10-11#合并层, 平均厚度9.6m, 硬度系数f=1~2, 煤种为瘦煤, 稳定可采。工作面布置在11#煤层顶板布置, 巷道直接顶是6.2m厚的煤层。工作面采用走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法, 切眼为断层影响区, 初采遇一条落差H=5.0逆断层。初采过断层时煤体相当酥软松散, 顶板破碎易冒落, 很多直接的顶煤层掉落, 导致工作面绝大部分空顶, 严重威胁了生产安全。此种条件下, 汾西新阳煤业在经过仔细研究之后, 决定采用马丽散注进工作面来加固媒体, 使支架更加有效地维护顶板, 取得了较好的效果。

1 工作面注马丽散前后情况

注马丽散前, 在新111工作面20架~110架范围内共发生了十余起煤层滚帮、塌顶事故, 且30架~110架全都发生漏矸。工作面每天都要面临塌顶的危险, 然后需要进行维护, 这种恶性循环不断。在工作十天的之后其工作面仅向前推进了不到五米, 严重影响了回采进度。向工作面注马丽散加固煤体控制顶板后, 情况得到显著改善, 采用机组进行割煤的时候片帮的数量很快减少, 其煤壁也能够保持原来的状态。漏矸和顶板离层也获得了良好的控制。

2 马丽散简要介绍

马丽散是一种聚亚胺胶脂, 它具有较低的粘度, 经常用在加固松散的煤体中。具有很好的机械性能和粘合力好, 很容易粘合松散的煤体, 对处理的区域进行加固、密封, 以不断提高煤体的强度和稳定性。其特点是:

2.1 粘度低能很好地渗入细小的裂缝中。

2.2 极好的粘合能力, 易与煤体粘合, 又能增加煤体的机械性能。

2.3 能够增强媒体的支撑力和抗阻力。

力学试验显示:马丽散填充松散的岩体之后, 媒体平均单向的抗压强度为65.8MPa, 塑性变形开始载荷值在150k N以上, 平均凝聚力为10.2MPa。

3 马丽散的作用机理

灌注如果是采用高压形式, 那么玛丽散和催化剂会由于混合而产生化学反应。形成了复杂的网状结构, 在高压的作用力下, 它被灌注到煤层中, 可以沿着煤层中张开的裂缝进行充填。在对煤层进行加固时, 应将其裂隙封堵, 当煤层的含水量降到零的时候, 其膨胀性能明显降低。当玛丽散在高压作用下将所有缝隙充填, 其成品具有25-38Mpa的抗压力;如果掺入水, 则会发生关联反应, 从而发生膨胀, 在这种膨胀作用之下, 会发生第二次渗压, 这种渗压和高压作用力把玛丽散挤压到剩余的所有缝隙中, 其成品的抗压在15~25Mpa范围内。

4 注马丽散的操作步骤

4.1 凿眼及钻孔, 在工作面顶板完好处利用风煤钻向顶板破碎

处以45°仰角打注浆孔, 孔深6m、直径27mm, 打设完一个注浆孔就进行布置, 将注浆管埋设好。

4.2 注浆孔埋设完毕之后, 将专用的注浆管埋进孔中, 在孔深

1.6米左右就需要安装封孔器, 将孔封住, 在注浆之前应根据实际需求安装上阀门和短节等, 并将其和出料管相连通。

4.3 在注浆之前应该依据一定的次序, 连接注浆管之后再进行

压风连接, 使其和注浆泵之间牢固连接, 然后再将吸料管插入到料桶当中, 开始注浆。注浆开始后注浆人员随时观察注浆情况, 发现情况应随时处理。如需停泵时, 按照先卸压后停风的顺序进行操作检修。每孔注浆量以顶板返浆为准, 但不宜过大, 可以依据实际情况和顶板的裂隙情况来控制注浆的量。

4.4 每隔1.

5米孔隙就进行注浆, 将孔眼附近的煤帮和伪顶等注浆完毕, 然后重复该步骤, 继续进行注浆, 有时候可以根据实际需要来选择注浆的深度、距离和具体位置。

4.5 检查多功能泵还有其零配件的组装情况, 并固定注射枪。

4.6 注浆开始, 将吸料管一个插到催化桶当中, 另一个插到玛丽

散材料中, 活塞开始进行运动, 压力不断增大, 这些原料会在活塞的作用力下进入到输料管当中, 然后再往注射枪中输送, 接着进入地层当中, 不断向裂隙渗透, 在快速反应之后能够起到加固作用。

4.7 注浆停止, 将管路以及混合枪冲洗干净。

5 马丽散加固应注意的事项

5.1 若压力过高, 注浆速度过快, 浆液会从钻孔和封孔器之间,

或煤 (岩) 裂缝中渗漏, 应根据施工区域煤 (岩) 体的松软程度, 合理控制注浆泵压和注浆速度, 给液体流动留有一定时间。

5.2 确保注浆泵的动力源质量, 即风压足够且供风质量良好, 无水、颗粒等杂质。

若风含水量高, 容易淹注浆泵, 造成中途停泵, 致使注浆失败, 造成材料浪费。

5.3 注浆结束后, 严禁用机械油以外的介质如水等液体冲洗机具, 或冲洗不彻底, 造成堵管。

5.4 施工人员在施工过程中, 严禁皮肤直接接触液体, 以防伤害。

6 加固效果及经济效益

6.1 操作简单。

与传统的注浆方法相比, 该方法易于操作, 便于掌握, 不需要专门培训即可实施, 材料设备简单, 易搬运, 劳动强度低。

6.2 安全可靠。由于设备简单, 施工中易于观察, 一旦发现故障便于处理。

6.3 具有明显加固效果。

采用马丽散加固技术能够明显提高切眼机破碎顶板的强度, 经过加固的顶板其裂隙系数跟还没加固的顶板减少接近一半。注浆后, 原来比较破碎的顶板很快彼此粘合, 上覆岩层的整体性提高, 杜绝了漏顶事故的发生。

6.4 快速固结。马丽散及催化剂液体在注入煤 (岩) 体后1.5~3h后固结, 提高了工作效率。

6.5 节约材料。

注浆前不需要喷浆封闭顶板, 若顶板非常破碎有大的裂缝, 只需要棉纱等材料填堵即可, 与传统的加固方法相比每平方米降低成本达198元。汾西新阳煤业公司新111工作面采用马丽散进行加固, 能够大大节省加固费用, 提高了整体经济效益。

7 结论

通过实践证明, 注马丽散是用来进行顶板加固的一种化学新技术, 它可以改善媒体松散的结构, 提高其机械性能。不管从其安全性和经济效益来看, 都比其他加固技术要优越。尤其是在一些断层的施工当中, 或者是一些出现异常破碎带或者其他状态很差的围岩环境中使用, 具有更明显的应用效果。因此, 采用这种技术来进行加固, 具有较高的综合效益, 能够大大降低加固的成本, 且效果明显, 值得推广应用。

参考文献

[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

浅析煤炭企业破碎顶板下复采技术 篇7

一、旧区复采块段的前期准备工作

1.2006年初, 斜井区开始着手进行旧区复采的准备工作。斜井区井田区域南为新陆矿, 北为南山矿立井区域。近几年, 几个周边井开始进入, 使斜井的井田旧区逐渐缩小, 现旧区范围是原井田旧区的1/3左右, 且为综采放顶煤采面的旧区。

为了先探清综放面的旧区是否有邻近小井进入, 旧区浮煤是否够可采厚度, 2006年初, 首先在-60流水道岩巷布置施工了3个探煤钻孔。探煤钻孔的结果令人兴奋, 探到的位置没有小井进入。

2. 巷道设计充分利用原有岩道。旧区复采面的巷道布置主要是利用原有系统岩巷。一号面 (试验面) 初期入风利用-60机道上山布置25米岩巷, 回风上山利用-31标高岩巷起上山布置。由于回风道煤巷设计长度220米, 为了解决掘进出煤问题, 在设计回风道的中部利用-60机道上山送了一条30米岩巷上山。

设计旧区复采一号面时, 为了解决回风道掘进出煤, 在-12机道上山先施工一条出煤岩巷。这条出煤施工道、入风上山、下延面入风平巷都是同一时期施工的前期工程。

二、克服常见的抽漏顶问题

1. 旧区复采掘进是处在浮煤中, 虽然看上去已经压实, 可还是会经常出现抽漏的情况, 但凡是浮煤好、夹岩块少的部位就容易出现抽漏顶现象。解决问题的办法是, 适当缩小棚距。平常, 我们采用U型钢铁棚支护, 其棚距是800—900mm一架;遇到有抽漏时, 要把棚距缩小到500—800mm。两棚之间的距离缩小, 可以减少前一架棚未设之前的空顶宽度, 减轻前方顶煤和帮煤的抽漏。

施工中, 在缩小棚距的同时, 如果抽漏顶的问题没有完全控制的情况下, 就要考虑留“肚子”施工。留“肚子”施工就是在掘进工作面前头两架棚。

2. 掘进和回采中的巷道注水。原综采过剩余的煤皮、煤柱或浮煤, 受上覆岩层和底板岩层及围岩的挤压作用, 形成了再生煤层。这种再生浮煤层同原始煤层不同的是:一遇震动就容易松散。解决这种的问题可采用煤体注水的方法来增加煤体的聚集度, 使煤体中的孔隙得到水的弥合而形成一体。

旧区复采煤层在掘进施工中, 我们是边掘进边进行打钻注水, 掘进和后边打钻注水间距控制在10—100米以内, 注水孔与注水孔间距为5米。其深度为4—8米, 一般是打到顶板为止。注水工作由专人每天大班进行, 把水注透为止。由于打钻和注水及时, 使得巷道局部高顶的一氧化碳量都控制在不超限的范围以内, 解决了巷道处于浮煤层中氧化发火的问题。

3. 掘进施工中的过旧巷和与邻矿连通的处理。旧区复采都是在旧区中进行, 旧区里原来的煤岩巷道是旧区掘进和回采过程中常常要穿过的。这就需要我们根据过旧巷的不同形态有针对性的进行。

一号面 (试验面) 溜子道在掘进过程中送至80米和100米时, 有两条X形平面相交叉的岩巷穿过。-38标高平巷还有雾气出现。施工巷道穿过旧巷以后, 在两条旧巷处进行打钻和向旧巷进行注水、降温。施工巷道在拐过切眼之后, 为了消除这两条旧巷的不安全隐患, 在这过旧巷一段进行了包棚子喷碹处理。

施工巷道使用的U型棚支护。这20米一段, 包棚子时里外多延了各13米。共包了46米巷道。包棚子方法是, 先在原帮顶网的网面上挂草编片, 用金属线把金属网与草编片联好。这之后进行喷碹。喷碹前留出观测孔和通风检测孔, 并在喷碹的地方对着两条旧巷的部位重新打了4个钻孔进行间隔性的注水。

三、旧区复采中的一通三防管理

1. 调压开采

斜井区现有生产区域周边是几个近几年兴起的小井。小井和我们的通风方式相反。我们采用的通风方式为抽出式通风, 小井采用压入式通风。我们在开采中, 采空区上隅角的一氧化碳气体和瓦斯常常超限。为了解决超限问题, 我们常采用调整风量的方法

2. 三号面开采期间的灌浆消火

三号面开始开采, 为了防止采空区剩余的浮煤氧化, 工作面向前推进一刀推完溜子后即向软帮注入一袋50kg的卤粉液。

三号面在开采不久, 工作面下头以上20—30米处出现28℃高温点, 区注水队随即在-60流水道展开打钻注水。经灌浆、注水后, 采煤队没有停产。但一周以后, 工作面高温点达29℃, 上隅角达30℃, CO达0.05%百秒, 工作面被迫停产。为此, 区注水队配合矿消火队在-60和九石门轨道下山两地点打钻并加大灌浆量。通过灌浆, 一氧化碳含量降至0.024以下, 一队得以恢复生产。以上事实说明, 复采工作面备有消火灌浆道, 消火工作就会有备无患。

3. 旧区复采中的重要性

斜井区自旧区复采以来, 已成功开采了复采一号面 (试验面) 和复采三号面两个面, 现正在回采的是复采四号面。两年来, 井区通过实践摸索, 已总结出一整套较为成功的开采经验, 仅两个面就采出煤炭157 401吨。两年来, 安全生产都取得了良好成绩。

极破碎顶板条件下悬移支架安装实践 篇8

1 工作面概况

朱村矿03轨道煤柱工作面位于03采区中部, 北起03轨道煤柱 (02) 工作面, 南止03072上风道;东接0305采空区, 西邻03轨道煤柱工作面 (西段) 。主采二1煤层, 煤层赋存较稳定, 结构简单, 煤层厚5.3~5.5 m, 平均厚5.4 m, 煤层倾角6°~10°, 平均8°, 煤层顶底板情况见表1。

工作面切眼长50 m, 采用2.8 m×2.6 m的12#工字钢梯形棚支护, 棚距 (中—中) 0.4 m, 顶板以上废巷较多, 巷道压力大, 根据矿方生产安排, 决定在工作面安装50架ZH2000/22/30Z型整体顶梁液压悬移支架。ZH2000/22/30Z型悬移支架长3.10 m, 宽0.96 m, 高2.10~3.10 m, 支架中心距1.0 m。

2 悬移支架安装工艺

2.1 安装前准备

悬移支架安装前, 首先将安装所需工具、材料运到施工地点。然后对工作面巷道断面情况进行检查 (巷高≥2.1 m、巷宽≥3.1 m) , 确保其满足安装要求。提前铺设合格液压管路至工作面安装地点, 液压泵站压力≥25 MPa, 乳化液浓度为3%~5%, 确保液压系统完好。

2.2 安装工艺流程

悬移支架安装工艺流程为:工作面安全确认→11#工字钢托住12#工字钢梁→回收12#工字钢柱→卧底扩帮→悬移支架安装→安装4根立柱及液压系统→连接支架。

2.3 支架安装

安装顺序:从工作面槽头向槽尾逐架进行安装。悬移支架安装步骤如图1所示。

(1) 安装第1架支架。安装支架前, 先用2根11#工字钢托住安装地点的12#工字钢梁。11#工字钢沿切眼方向分别设在切眼原巷道中线两侧0.6~0.8 m处, 并在每根11#工字钢两端各打1根单体柱。然后回掉安装地点12#工字钢柱, 若空间不能满足安装要求, 应对两帮影响安装悬移支架的煤体进行刷帮处理, 保证有足够的安装空间。

悬移支架安装步骤:①将顶梁支护顶板面向下, 运到安装位置下方, 顶梁带圆弧一端向着采煤前进方向。用托梁连接杆将前、后托梁连好, 插好连接销。用钢丝绳将托梁与顶梁牢牢拴紧, 最少要拴2道。②在顶梁一侧支撑好1根单体柱, 单体柱上挂好手拉葫芦, 应尽量高挂。将手拉葫芦下钩钩在顶梁另一侧已拴好的绳套上。绳套拴在两托梁端头孔内, 手拉葫芦钩在中间, 手拉葫芦是固定的, 不可左右滑动。③将顶梁拉起, 使其距地面0.3 m左右。④距第1根单体柱1.6 m左右支起第2根单体柱, 挂好手拉葫芦, 将手拉葫芦下钩钩在顶梁另一侧已拴好的绳套上。⑤拉起第2个手拉葫芦, 待顶梁转平后, 2个手拉葫芦同时拉, 直至拉到头。此时, 必须检查两单体柱及绳索、挂钩是否安全, 是否支撑牢靠, 可以再给单体柱注一次高压液, 确保单体柱初撑力≥90 k N。⑥将支架的4根立柱全部安装到顶梁上, 穿好立柱销。然后将4根立柱轮流、逐渐升起, 直至接触到顶板。升柱时不可使顶梁过于倾斜, 为防止升柱时顶梁不稳而倾倒, 可在顶梁前、后方距顶梁0.1 m处的顶、底板间各打1根单体柱, 使未接顶的支架在4根单体柱的支撑下不能歪倒。

(2) 安装第2架支架。安装第2架支架时可在第1架顶梁带孔的侧筋上吊挂手拉葫芦, 以代替1根单体柱。其他步骤同上, 应注意第2架支架支好后, 用托梁连接套将2架支架的托梁连接好, 增加支架的安全性。第2架悬移支架立柱安好后, 在支架顶梁上沿切眼方向再背2根11#工字钢, 工字钢伸出支架顶梁1.2 m, 拖住前方3棚原巷道12#工字钢梁, 然后将需要安装的悬移支架运至该安装地点, 再在每根11#工字钢梁头 (伸出悬移支架顶梁侧的梁头) 打上1根单体柱后, 开始回掉安装地点12#工字钢柱, 进行刷帮、起吊支架等工作。按此操作程序依次安装, 直至全部安装完毕。

(3) 调整。调整相邻两顶梁间距, 标准间距为40 mm。

(4) 安装液压管路。①安装阀组及各种液压阀:将各种阀安装到位。②安装管路:管路应吊挂在最高位置并排列整齐、顺畅。③调架:管路安装完毕后, 接通主管路, 液压系统供液, 用推进缸收缩、伸出的方法使全工作面托梁成一直线, 此直线与切眼中线要平行。然后以托梁为基准, 调整全部支架, 使整个工作面支架顶梁成一直线[3]。

3 效益分析

该悬移支架安装技术操作简便, 安全可靠, 同时节约了材料, 降低了成本。悬移支架安装期间, 工作面顶板极其破碎, 巷道压力大, 并且还需回收工字钢柱和扩帮, 50架悬移支架仅用时7 d即安装完毕, 较计划缩短5 d, 顺利实现工作面接替, 为生产赢得了时间。

另外, 安装时使用11#工字钢预先托住原支架的12#工字钢梁, 对顶板控制起到积极作用, 保证了安全生产。

4 结语

针对工作面巷道变形严重、断面小、压力大、顶板极其破碎的实际情况, 采取工作面扩帮和安装支架同步进行的快速安装工艺, 并在03轨道煤柱工作面进行应用尝试。该安装方法操作简便, 安装期间工伤事故为零, 安全效益显著, 并且缩短工期, 节约材料, 顺利完成工作面接替, 创造了良好的经济效益, 为今后相同、相近情况的工作面支架安装积累了丰富的经验, 具有很高的推广应用价值。

参考文献

[1]许松超, 蔡源畅.整体顶梁悬移支架工作面新型安装工艺[J].煤炭与化工, 2013 (10) :104-105.

[2]魏明利, 周仁斌, 陈兴隆.复杂地质条件下悬移支架的拆除与安装[J].中州煤炭, 2011 (6) :56-58.

破碎顶板 篇9

1 工作面概况

2284工作面位于东欢坨矿北二采区, 南至北二采区运输上山, 北至2-2探测线以北300 m左右, 上方无采掘工程。该工作面所采煤层为8煤层, 地面标高+22.26 m, 井下标高-230~-405.2 m, 走向长度约1 400 m, 倾向长度约160 m, 平均煤厚4.7m, 平均煤层倾角为16°, 煤层顶底板情况见表1。切眼巷道下开口48 m处揭露DF38断层, 该断层落差0~5 m, 对掘进影响程度大。

2 测点布置

为了对切眼巷道顶板岩层结构特征进行研究, 设计采用锚杆受力监测设备和岩层探测记录仪进行综合分析, 其中锚杆受力监测测点布置如图1所示, 岩层探测主要布置在测点2处, 探测钻孔布置如图2所示。

3 实测结果分析

3.1 锚杆受力状况

巷道锚杆受力监测主要是采用数显锚杆测力计进行, 紧跟掘进面安设, 监测数据生成锚杆受力特性曲线如图3所示。

根据现场工程状况, 正断层DF38位于测点1和测点2之间, 而测点1位于断层的下盘, 测点1在掘进面跨过断层过程中, 锚杆受力逐渐增大。当掘进面位于断层附近时, 锚杆受力迅速增加;而当掘进面距离断层20 m左右时, 锚杆受力突然减小。对比位于断层下盘附近的测点2、3, 锚杆受力状况基本保持不变, 测点4则前期保持不变, 当推至距断层约40 m时开始呈现缓慢增加的趋势。由此可推断, 正断层对于上盘附近顶板受力影响大于下盘, 同时断层影响范围约为距离断层40 m范围。

3.2 顶板岩层结构

根据现场钻孔探测结果分析, 截取孔内钻孔破裂状况如图4所示, 生成的顶板岩层赋存及结构特征如图5所示。探测过程中, 1#钻孔探测较为困难, 钻孔内部出现塌孔现象, 而且钻孔呈现出水现象, 钻孔内雾气较为严重;2#钻孔则较为平直, 顶板钻孔完整性较好。

对比同一巷道断面, 由不同位置处顶板岩性分布可知, 受断层影响导致顶板岩层赋存复杂, 1#钻孔探测的顶板岩性自下而上为煤、灰色粉砂岩、煤, 2#钻孔则为煤、浅灰色粉砂岩、深灰色粉砂岩。1#钻孔破裂较为严重, 尤其是顶板0~2.3 m范围内, 采用长度为2 m的锚杆支护时需全长锚固, 顶板岩层呈现“破碎结构”, 破裂区主要位于下位岩层;2#钻孔主要为离层破裂和垂直裂隙带, 顶板岩层破裂程度较低, 由于岩性较强, 完整性较好, 顶板总体上呈现“完整结构”。

4 模拟试验

4.1 模型设计

模拟试验采用平面应力模型, 针对2284工作面切眼巷道的特点和生产地质情况, 巷道模型尺寸为100 cm×10 cm×40 cm (长×宽×高) , 相当于实际巷道的1/100, 选用强度相似常数ασ=0.030, 密度相似常数αρ=0.58, 外力相似常数αp=2.42×10-5。试验采用沙子作为原料, 以水泥和石膏作为胶结材料, 通过调整相似材料配比试验, 得到沙子、水泥和石膏3种材料的配比。

4.2 模型观测

模型观测主要包括应力分布观测和几何变形观测。应力观测采用数字静态电阻应变仪进行, 传感器布置在模拟巷道距底板下方1 cm处。此外, 为了得出切眼巷道的支护效果, 对模拟巷道顶底板变形量进行了观测, 共计布置4个测站, 相对位置与实际巷道测点一致, 为保证数据可靠性, 每个测站布置2个测点。

4.3 试验结果

断层下盘巷道超前应力峰值点应力集中系数变化趋势为先逐渐增大至顶板发生破坏, 随着最大应力的转移, 应力集中系数开始逐渐减小, 应力集中系数变化曲线如图6所示。

在切眼巷道过断层之前, 靠近断层至超前应力峰值点处于塑性状态, 在掘进影响和断层作用下, 应力集中系数增大, 并逐渐由单向受力状态向两向甚至多向受力状态过渡, 直至达到超前应力峰值点, 使煤体处于塑性状态。由此可知, 断层上盘存在最大应力集中点。通过几何变形观测得出, 锚杆支护可以有效控制顶板变形, 但是当掘进面位于断层上盘时, 锚杆受力较大, 基本在35 k N以上, 最大为42k N。

5 结语

(1) DF38正断层对上盘附近顶板受力影响大于下盘, 同时断层影响范围约为距离断层40 m范围。

(2) 受断层影响, 切眼巷道顶板岩层赋存发生明显的变化, 1#钻孔探测的顶板岩性自下而上为煤、灰色粉砂岩、煤, 2#钻孔则为煤、浅灰色粉砂岩、深灰色粉砂岩, 由此导致岩层破裂程度的不同。

(3) 1#钻孔破裂较为严重, 尤其是顶板0~2.3m范围内, 顶板岩层呈现“破碎结构”;2#钻孔主要为离层破裂和垂直裂隙带, 顶板岩层破裂程度较低, 完整性较好, 顶板总体上呈现“完整结构”。

参考文献

[1]谭云亮.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

[2]肖同强, 柏建彪.断层附近煤巷锚杆支护破碎围岩稳定机理研究[J].采矿与安全工程学报, 2010, 27 (4) :482-486.

[3]勾攀峰, 胡有光.断层附近回采巷道顶板岩层运动特征研究[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (3) :285-288.

[4]晁建伟, 余同勇, 韦四江.回采巷道过断层顶板破坏特征研究[J].矿业安全与环保, 2009, 36 (2) :13-15.

破碎顶板下综采工作面仰采方案 篇10

目前回采的10416工作面, 属10煤层、104采区, 煤层厚度:1.5~3.9 m, 平均厚度:3.1m;煤层倾角:2~11°、平均倾角:5°;直接顶:细砂岩:0~4.9m、基本顶:泥岩:7.0m;直接底:泥岩:1.5m、基本底:细砂岩:2.1m;工作面设备配套为刮板输送机SGZ800/1050、采煤机MG5001180WD、液压支架ZZ9600-24.5/40。

受上覆两层岩浆岩侵入的影响, 回采工作面局部地段顶板较为破碎、压力显现明显。尤其是在工作面回采至“二次见方”区域内, 受10414采空区和断层共同影响, 上部近30架顶板处于破碎状态, 回采难度大。为确保破碎顶板下工作面正常回采, 从回采过程中采取的措施来看, 主要采取“以护为主”的顶板管理理念, 结合现场实际, 谈谈自己的看法。

1 三机配套相关参数

参考工作面三机配套图纸相关理论参数:工作面0°回采时, 不拉移超前架, 采煤机滚筒与支架前梁间隙为290~306mm之间;按5~15°仰采时, 不拉移超前架, 采煤机滚筒与支架前梁间隙为88~157mm之间, 拉移超前架后, 采煤机滚筒不能直接进行挑顶。

从设备配套情况来分析, 工作面破碎顶板下仰采, 正常回采过程中, 设备不能满足挑顶要求, 很难做到运输机与支架同幅度上提, 给工作面正常回采带来困难。

2“以护为主”控制破碎顶板

(1) 工作面回采过程中, 坚持“工程质量第一、初撑力第一”的观点, 确保液压支架初撑力不低于24Mpa。

(2) 合理控制工作面采高。严禁工作面超高回采, 超高工作面支架不能有效接顶, 易导致支架受挤、受力不均匀等状况, 进而使破碎顶板范围增大。

(3) 管好煤壁, 预防顶板破碎范围扩大。

(1) 工作面端面距超过500mm时, 要对煤壁进行超前使棚管理, 使棚管理采用走向挑棚, 一梁一柱, 一架两棚的超前支护方式。使棚管理能有效减小煤壁对顶板的支撑力, 从而减少了煤壁的片帮。

(2) 注加固材料控制煤帮, 在工作面顶板破顶段, 煤体内施工钻孔, 注马丽散使松软煤体能有效粘结在一起, 确保了煤壁的支撑力。从工作面现场操作看, 一般打眼深度为8m, 注入量为60-80桶 (两组分总计) , 有效面积上下各8m左右、推进5m不片帮。

(3) 煤壁注水, 工作面内每10m打一钻孔进行注水、深度10m, 使用封口器封口, 封口深度3-5m, 注水量一般2m3, 能很好的提高煤体粘结性能, 预防了片帮。只有煤壁不片帮及时移架, 支架最大化的支护顶板, 更有效预防破碎顶板范围扩大。

3 措施制定符合现场操作

针对现场设备存在的问题以及工作面顶板破碎状况, 制定针对性的仰采措施。

(1) 顶板破碎时, 要控制好回采高度, 根据现场实际仰采时采高不低于3.2m。

(2) 工作面仰采时, 加强对运输机的管理, 使运输机始终处于平直状态, 工作面仰采角度大时, 使用链条进行吊车, 吊车后使用木楔在老塘侧进行垫平, 确保采煤机行走时处于水平状态。

(3) 采煤机割煤时, 如煤壁出现冒漏现象时, 要及时停机进行支护, 主要使用单体支柱一端支设在支架护帮板上, 另一端打在顶梁内伸缩梁梁窝上, 减少顶板的冒漏。

(4) 工作面仰采时, 采煤机不能有效挑顶时, 采用打眼爆破的方式进行挑顶, 确保提车幅度与支架上提幅度一致。

(5) 破碎顶板下回采时, 确保工作面车直状态下, 加大破碎顶板处的进尺量。

(6) 优化设备的性能, 对采煤机煤壁侧支撑滑靴进行更换, 支撑滑靴的高度降低150mm。

4 规范现场操作、狠抓工程质量

工程质量是顶板管理的保证, 从抓好现场管理入手, 抓好工程质量是防治顶板事故极其重要的措施之一。

(1) 现场操作时, 严格执行带压擦顶移架, 移架到位后及时升立柱并伸出伸缩梁、护帮板, 确保有效支护帮、顶。顶板破碎地段, 使用单体辅助拉架, 单体支设在支架顶梁前端与运输机铲煤板之间, 采用远距离供液, 这样一方面能使支架拉移过程中减少对破碎顶板的再次扰动;另一方面能更有效的使支架处于一定的仰采角度。破碎顶板回采过程中, 一定要确保支架的状态, 根据现场情况尽量使支架处于仰采状态。

(2) 正确使用好两级护帮板, 顶板破碎时, 要及时伸出一二级护帮板。拉架时, 除打单体使支架前梁有仰角外, 还要用单体支设在护帮板上, 减少煤壁侧冒落矸石, 有效护帮护顶。

(3) 加强工程质量管理, 确保支架状态良好, 严禁出现支架受挤现象。支架受挤地段往往也是顶板破碎地段。工作面支架受挤后如不及时调整, 移架困难, 移架过程中, 可能反复升降, 使顶板破碎范围扩大。当工作面存在支架受挤现象时, 及时用侧板进行调整, 侧板不能调整的及时打单体辅助调整, 确保支架不受挤, 防止因支架受挤移架困难导致顶板破碎范围扩大化。

(4) 加强液压支架的检修力度。对安全阀、液压锁、立柱等损坏的、不能自锁的及时更换, 确保支架能有效支护顶板。

5 结论

总之, 坚持工作面初撑力第一为原则, 以支护为主, 加强顶板管理, 有效控制破碎顶板的面积。加强技术措施的现场指导作用, 以质量为抓手, 规范现场操作。合理利用好一二级护帮板的支撑作用, 优化设备的使用性能, 使设备始终处于在最佳状态下运行。有效的确保的破碎顶板下工作中面的回采。

参考文献

[1]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.1 (2005.3重印) [1]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.1 (2005.3重印)