刘 剑
(内蒙古鄂尔多斯市能源局, 内蒙古 鄂尔多斯 017010)
摘 要: 为了实现神东矿区哈拉沟煤矿遗留煤炭资源安全回收, 解决过空巷群时矿山压力大和 压架等难题, 通过布置 22311 综采面回采大巷煤柱, 在借鉴传统过空巷工艺优势基础上, 提出了采 用泵送支柱支护空巷顶底板技术, 并总结优化前期支护设计方案, 减少了泵送支柱数量, 节约了大 量成本。 结果表明: 泵送支柱可有效管理空巷, 抗压能力大、 峰后残余强度损失小、 抗变形能力 强、 不受限于巷高, 有效避免了综采面过空巷时顶板下沉严重、 冒顶、 压架等风险。 采用泵送支护 技术为哈拉沟煤矿多回采 11. 1 万 t 煤炭资源, 保证了综采面过空巷安全、 高效生产, 研究成果对指 导相似开采背景的煤矿区提供技术支持。
关键词: 回收大巷煤柱; 过空巷; 泵送支柱; 支护技术
近些年来, 随着浅部煤炭资源接近末采, 为降 低矿井的通风量和减少巷道维护, 将部分大巷进行 封闭报废, 而盘区大巷遗留大量煤柱, 煤炭浪费严 重, 若能实现科学合理地高效回采将给矿井带来可 观的经济效益[1] 。 遗留煤柱内部往往存在一定数量 的空巷组成的空巷群[2,3] , 以往对此采用的连采短壁 布置方式回采, 效率低、 资源浪费多[4-6] , 若能实 现综采开采不仅能提高回采效率, 还能解决短壁回 采顶板安全隐患, 但根据已有开采经验, 综采面过 大巷及联巷空巷时, 受动压及采动超前支承压力影 响, 当空巷支护强度低或来压强度较高时, 空巷易 发生离层冒顶事故[7,8] 。 对于采面过空巷所面临的问 题, 专家学者们开展了相应的研究, 谢生荣等以建 立理论模型、 数值模拟等手段对工作面过空巷支架 及围岩压力等情况进行分析, 提出了锚杆索支护、 注浆等技术[9] ; 郑志军以空巷基本顶断裂位置为出发点进行研究, 提出采面平行于空巷时应提前降低 采高并加以支护[10] 。 上述研究提供了重要的指导意 义, 但以往采面过空巷技术方案工艺繁琐, 过空巷 时间长, 在锚杆索补强支护的基础上, 还需单体液 压支柱支护空巷, 存在安全作业风险并加大了停机 等待时间[11] ; 对于破碎顶板, 点接触式锚杆索支护 基本失效[12,13] , 且空巷顶板不确定性因素较多, 加 大了离层冒顶的风险[14,15] 。 选择不同的支护方式与 工艺, 过空巷群最终的效果也存在较大差异[16-18] 。
哈拉沟煤矿首次回收大巷煤柱, 将中央主运、 辅运及回风大巷 152—172 联巷煤柱布置在 22311 综 采面内, 回采过程中将过中央主运、 回风大巷、 联 巷、 调车硐室、 风桥等空巷群, 存在不可预见的安 全风险。 因此, 矿井在借鉴以往过空巷支护方式的 不足, 考虑到泵送支柱具有较强的让压变形能力、 较高的支撑力和较高的残余支撑强度等优点[19] , 拟 采用泵送支柱方式支撑顶板, 从泵送支柱机理出发, 系统性的介绍泵送支柱技术的优势及现场应用情况, 确保 22311 综采面安全通过空巷群。
1 工作面开采条件及空巷分布情况
1. 1 工作面开采条件
22311 工作面煤层厚度 1. 7 ~ 5. 4m, 平均煤厚 4. 1m, 工作面可采储量 113 万 t, 推进度 940m, 为 “凸” 型工作面, 工作面长分别为 213m、 298. 6m、 238m, 如图 1 所示。 工作面位于 22 煤三盘区, 开采 深度 45~ 111m, 工作面上覆基岩厚 64 ~ 80m, 松散 层厚度 0~31m。
图 1 22311 综采面空巷分布
22311-1 综采工作面支架选用第 1 - 36 套北煤 ZY12000 / 25 / 50D 型液压支架, 共配置 126 台, 工作 阻力 12000kN, 立柱安全阀开启压力为 43MPa。
1. 2 工作面空巷分布情况
22311 综采面推进过程中, 需要经过与工作面 垂直空巷 2 条, 与工作面平行空巷 11 条, 揭露最大 跨度 71m(40 架、 面积 397. 6m 2 ); 与巷道呈 58°夹 角空巷 4 条(2 个高 5. 7m 的机头硐室、 2 个高 5. 3m 的风桥); T 字型联巷 5 个、 Y 型调车硐 4 个。 空巷 总长度合计 3021m、 共计 26 条, 如图 1 所示。
2 泵送支柱支护机理
泵送支柱支护原理类似于木垛支护, 能够抗-让 压结合。 支柱上部充填发泡材料, 给顶板下沉空间, 让围岩释放弹性能量, 降低顶板压力, 减小充填体抗 压强度的需求; 随着顶板下沉, 支柱的载荷也不断增 加, 当承载能力达到峰值, 柱体开始破坏, 由于膜袋 和环筋的约束, 支柱就会被不断的压缩, 但基本的支 柱形态保持不变。 支柱的抗压强度降低, 峰后残余强 度起主要的支撑作用[20,21] 。 顶板与支柱形变关系如图 2(a)所示, 泵送支柱实物如图 2(b)所示。
图 2 泵送支柱-顶板关系和实物图
随着顶板不断下沉, 泵注支柱不断被压缩, 横 截面积不断增大。 在理想状态下, 根据等体积换算, 支柱的底面积计算公式为:
S1 = S·H/ (H - h) (1)
式中, S 为原有泵注支柱的底面积, m 2 ; H 为 高度, m; V 为体积, V = SH, m 3 ; h 为顶板下沉 量, m。
根据式(1), 顶板下沉后横截面积 S1 扩大百分 比为 h / H-h, 那么随着顶板进一步下沉, 虽然泵注 支柱的抗压强度不断降低, 但是由于横截面积的增 大, 泵注支柱的承载能力下降梯度就会变缓慢。 支 柱强度梯度变化过程如图 3 所示, 图中, Pmax 为泵 注支柱抗压强度峰值, kN; Pc1 、 Pc2 、 Pc3 为泵注支 柱破坏后的残余强度, kN; ΔL1 为泵注支柱抗压强 度上升阶段其高度压缩量, mm; ΔL2 为泵注支柱抗 压强度下降阶段其高度压缩量, mm。
泵注支柱达到峰值后破坏, 强度成阶梯状下降, 随着支柱不断被压缩, 支柱截面积增大, 残余强度 比例较前峰值强度的比例增大, 支柱的压缩量也不 断增加, 最终支柱的压缩量为 L1 +L2 , 也就是顶板下 沉的极限控制量
图 3 支柱强度梯度变化过程
3 试验段泵送支柱支护技术应用
22311 综采工作面空巷煤柱回收面临的主要问 题是空巷数量多、 类型多且距离长等, 通过与施工 单位技术人员多次讨论商定, 计划采取分段支护。 为保险起见, 前期中央大巷 163—172 联巷段保守设 计, 空巷支护强度大; 后期中央大巷 162—154 联巷 段根据前期支护效果进行评估和参数优化, 提高支 护性价比和经济效益。
3. 1 测点布置
为掌握前期空巷区域围岩受力、 变形规律, 在 空巷区域布置了应力、 位移测点, 采用 GUD2000 矿 用本安型无线位移传感器进行空巷顶底板收缩量监 测, 采用液压枕进行泵送支柱压力监测, 测点布置 如图 4 所示。
图 4 测点布置
3. 2 空巷泵送支柱支护参数
为确保 22311 综采面过空巷安全, 在空巷锚索 支护的基础上, 采取泵送支柱补强支护, 支护试验 段为中央大巷 163—172 联巷段。 泵送支柱分为圆柱 体与圆台体两种类型, 圆柱体直径为 800mm, 圆台 体底部直径为 1200mm、 顶部直径为 800mm, 超高 5m 巷道采用圆台体泵送支柱, 其余均采用圆柱体支 柱。 泵送支柱支护情况如图 5 所示。
图 5 前期试验段空巷泵送支柱支护 (m)
1) Y 型调车硐和 T 型联巷交叉口均采用 “丛柱 式” 法支护, 其中, Y 型交叉口 5 ~ 6 根, T 型交叉 口 5~8 根。
2) 平行空巷采用 “丛柱式” + “二变一式” 法 支护, 主 运—回 风 大 巷 间 联 巷 每 排 2 根, 间 距 2. 5m, 排距 2m; 主运—辅运大巷间联巷每排 1 根, 排距 2m; 辅运大巷侧 10m 范围内不支护支柱。
3) 斜交风桥空巷采用 “丛柱式” 法支护。 斜 交机头硐室空巷采用 “丛柱式” + “二变一式” 法 支护, 主 运—回 风 大 巷 间 联 巷 每 排 2 根, 间 距 2. 5m, 排距 2m; 主运—辅运大巷间联巷每排 1 根, 排距 2m; 斜交非挑顶段巷道不支护支柱。
3. 3 矿山压力及围岩变形分析
3. 3. 1 过 “T” 和 “Y” 型空巷
22311 综 采 工 作 面 过 172—169 联 巷 “ T” 和 “Y” 型空巷期间, 空巷顶板无明显离层、 下沉, 空 巷内泵送支柱压力小, 无明显受力变化。 根据布置 于中央回风、 主运大巷 170、 169 联巷的无线位移传 感器数据, 工作面距离测点 35 ~ 40m 时, 测点处顶 底板开始移近; 距测点 20m 时, 顶底板快速移近; 中央回风、 主运大巷处顶底板移近量最大分别为 46mm 和 30mm。
3. 3. 2 过平行空巷
22311 综采工作面过 168 联巷( 第一个平行空 巷)期间, 空巷内泵送支柱无明显受力变化, 空巷顶 板无明显离层、 下沉, 空巷段交叉区域矿压显现, 存在局部片帮。 工作面贯通空巷时, 空巷区域开始 来压, 来压持续约 4m, 来压期间空巷对应的 20 # 、 40 #支架最大工作阻力分别为 44. 4MPa 和 50. 2MPa, 空巷区域支架安全阀开启率约 10%。
工作面距 168 联巷测点 45m 时, 顶底板开始移 近; 距测点 25m 时, 顶底板快速移近; 工作面推进至测点时, 中央回风、 主运和辅运大巷处顶底板移 近量分别为 82mm、 76mm 和 52mm, 如图 6 所示。 由于泵送支柱具有大变形特性, 工作面推进过程中, 顶底板移近变形压力被支柱吸收, 支柱无破坏、 倾 倒现象, 空巷顶板状况良好。
图 6 中央大巷处顶底板移近量曲线
在 168、 166 和 165 联巷空巷内泵送支柱布置了 压力枕进行压力监测, 12 月 11 日早班, 工作面推进 至距 168 联巷约 10m 时, 测点支柱压力开始增大, 168 联巷空巷巷帮局部喷浆皮脱落; 12 月 11 日夜 班, 工作面距测点 3m, 支柱受力增大至 1. 5MPa, 如图 7 所示, 168 联巷局部有片帮现象。
图 7 168 联巷空巷泵送支柱应力曲线
对于 22311 综采工作面空巷煤柱回收采用泵送 支柱进行了一段试验段, 总体来看:
1) 工作面揭露空巷时, 巷道顶板完好, 锚索无 崩断损坏现象。 工作面距空巷 35 ~ 45m 时, 工作面 超前支承压力开始对空巷产生作用, 但顶底板移近 量最大仅为 82mm; 工作面过 168 联巷平行空巷时, 距离空巷 10m 支柱受力开始变化; 距离空巷 3m 时, 联巷口局部片帮, 支柱受力增大至 1. 5MPa。
2) 空巷交叉点应力集中, 矿压显现相对明显; 距离工作面相同位置时, 靠近工作面中部的中央回 风大巷处顶底板移近量大于中央主运大巷; 工作面 过 168 联巷平行空巷时, 空巷顶底板移近量、 支柱 受力和超前支承压力影响距离均大于 170 联巷和 169 联巷 “ T” 型空巷, 即空巷长度越大, 超前支承压 力显现越明显。
3) 工作面过 168 联巷平行空巷时, 空巷内整体 矿压显现不明显, 泵送支柱无倾倒、 爆柱现象, 说 明泵送支柱和锚索联合支护强度过剩。
4 泵送支柱支护技术优化
4. 1 优化方案
结合 22311 综采工作面试验段 172—163 联巷泵 送支柱支护空巷开采情况及分析, 对后续 162—154 联巷段空巷泵送支柱进行优化, 如图 8 所示。
162 联巷(平行空巷, 缩面位置区域): 由于 162 联巷位于 22311-2 工作面缩面停机位置 10m 处, 适 当提高了优化支护强度。 中央回风、 主运大巷交叉 口泵送支柱由 8 根减少为 4 根; 主运—回风大巷间 联巷泵送支柱由 2 排减少为 1 排, 排距由 2m 调整为 2. 8m; 主运—辅运大巷间联巷泵送支柱由 1 排调整 为不支护支柱。
图 8 162—154 联巷段空巷泵送支柱优化 (m)
161、 160 和 157 联巷(平行空巷): 中央回风、 主运大巷交叉口泵送支柱由 8 根减少为 4 根; 主运 —回风大巷间联巷泵送支柱由 2 排减少为 1 排, 排 距由 2m 调整为 3. 5m; 主运—辅运大巷间联巷泵送 支柱由 1 排调整为不支护支柱。
158 和 159 联巷(斜交空巷): 中央回风大巷交 叉口泵送支柱由 5 根减少为 3 根; 159 联巷中央主运 大巷交叉口泵送支柱由 8 根减少为 4 根; 158 联巷中央主运大巷交叉口泵送支柱由 “丛柱式” + “二变 一式” 法支护调整为 “丛柱式” 法支护, 支柱由 40 根减少为 6 根。
155 和 156 联巷(平行空巷, 断层影响): 中央 回风、 主运大巷交叉口泵送支柱由 8 根减少为 4 根; 主运-回风大巷间联巷泵送支柱由 2 排减少为 1 排, 排距由 2m 调整为 3. 5m; 主运-辅运大巷间联巷泵送 支柱由 1 排调整为不支护支柱。 (由于局部受 F44 断 层影响, 断层最大落差 1. 7m, 断层影响区域 10m 范 围内支护 2 排, 间排距均为 2. 8m)。
4. 2 泵送支护对工作面开采影响分析
1) 过 162 联巷平行空巷开采情况。 22311 综采 工作面推进至距离 162 联巷 9m 位置停产缩面, 停产 时间 4d。 由于工作面停产位置距离空巷 9m, 受超前 支承压力的影响, 当工作面推进至 162 联巷时, 空 巷对 应 的 20 # 、 40 # 支 架 最 大 工 作 阻 力 分 别 为 41. 5MPa 和 48. 0MPa, 其中 40 # 支架安全阀已经开 启, 回风大巷处空巷顶板下沉达 400mm, 支柱支护 强度超过了 15MPa。 但是, 由于锚索的支护作用, 无漏顶现象, 空巷交叉区域局部片帮明显。
2) 过 157 联巷平行空巷开采情况。 22311 综采 工作面过 157 联巷平行空巷期间, 空巷顶板无明显 离层、 下沉。 工作面推进至距离 157 联巷空巷 3m 时, 工作面未来压, 中央回风、 主运大巷顶底板移 近量分别为 38mm 和 30mm。 当工作面贯通空巷后, 工作面设备故障停机 8h, 工作面周期来压, 空巷对 应的 20 # 、 40 #支架最大工作阻力分别为 42. 6MPa 和 49. 4MPa, 空巷交叉区域局部片帮明显。
图 9 超高巷道圆台支柱设计
4. 3 泵送支柱改进措施
针对 22311 综采面过空巷的特点, 采取了一系 列措施, 确保了综采面顺利回收了大巷煤柱、 安全 通过了空巷。 具体采取了以下措施: 1) 超高巷道圆台支柱设计: 过空巷超高巷道 5~6m 段优化泵支柱结构形式, 变圆柱支柱为圆台 支柱, 如图 9 所示, 不但可有效防止支柱失稳破坏, 还能降低成本。
2) 过假顶巷道锚索吊挂设计: 为防止采煤机割 倒泵支柱后出现漏空问题, 在假顶工字钢梁上方用 锚杆或锚索加 300mm×300mm 大托盘进行吊挂, 取 得了较好效果。
3) 支柱注浆模袋改进优化: 为减少回采中的铁 器, 选取部分泵送支柱采用塑钢或双层模袋代替泵 支柱注浆模袋内的铁钢圈, 如图 10 所示。
图 10 支柱注浆模袋改进优化
5 结 论
1) 22311 综采工作面采用泵送支柱支护技术, 顺利通过了 26 条空巷, 成功回收了两条大巷煤柱, 多回收煤炭资源 11. 1 万 t, 相比传统过空巷支护方 法, 经济效益可观。
2) 使用优化后的方案, 顺利通过了中央大巷 162—154 联巷段, 减少了施工泵送支柱 322 根, 节 约成本 209 万元。
3) 工作面推进至距空巷 10m 时, 泵送支柱矿 压开始显现; 过空巷期间矿压显现不强烈, 空巷未 出现顶板冒落现象、 巷帮片帮不明显, 泵送支柱可 以满足现场实际需求。
4) 采用泵送支柱支护空巷回收大巷煤柱技术提 高了煤炭资源回收率, 为今后其它矿井工作面空巷 煤柱回收提供了借鉴。
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乾坤矿装的便携式螺旋支柱介绍
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乾坤矿装的便携式螺旋支柱是一款矿井临时支护设备,是矿井适用的金属单体支柱。
便携式螺旋支柱由五部分组成:上承压板、上支柱、螺杆、下支柱、下承压板。
具有轻便、结构简单、价格实惠、可回收反复使用、可远距离拆除等特点。
上承压板:
尺寸:63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
上承压板主要用于增大支柱与顶板的接触面积,从而加大支柱承压重量。四个触角有利于加大支柱在支护时的抓取力度,防止滑动,确保支柱持久支护和稳固。
下承压板:
下承压板尺寸与上承压板尺寸相同:
63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
下承压板主要用于增大支柱与底板的接触面积,从而加大支柱承压重量。中心的回环有利于加大支柱下承压板与下支柱的契合,加大在支护时的抓取力度,防止滑动,确保支柱持久支护和稳固。
上支柱:
由无缝钢管制造而成,钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号,63和48指的是钢管的直径,直径越大,支柱的承重能力越大;直径越小,支柱承压能力越小。
相对于下支柱,上支柱稍长。
下支柱:
由无缝钢管制造而成,钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号,63和48指的是钢管的直径,直径越大,支柱的承重能力越大;直径越小,支柱承压能力越小。
相对于上支柱,下支柱稍短。
支柱常用的规格型号有:1.5米,1.8米,2.米,2.5米,3米,3.5米。
便携式螺旋支柱的含义:以1.5米为例,金属钢管直径有48和63两款,最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米范围内的任意高度,其他以此类推。
钢管直径越大,支柱承重越大,可支撑高度越高;支柱高度越高,支柱承重越小。
螺杆:
支柱的螺杆由螺纹钢特制而成。
特制螺杆,尺寸为80厘米,安装在支柱上以后主要用来保证支护的升缩,一般升缩在50厘米之间。我们确认的型号为拉升后可支撑的高度,比喻63-3.5.就是这根支柱最高可支撑3.5米的高度,最低可支撑3米的高度,之间可以拧动螺杆拉升,可以支撑3-3.5米之间的任意高度。
在螺杆的中间有4个齿状设计,主要是方便员工使用时升缩方便。
乾坤矿装的这款便携式螺旋支柱,参数经过多次试验和客户使用数据验证的,正是因为这个原因,乾坤矿装的这款支柱不能超高度超承载能力使用,超高和超载使用将影响支柱的稳定性,甚至发生安全事故;也正因为这个原因,本着客户至以上,一切从客户的利益出发的原则,乾坤矿装不提供定制和特殊规格的制作。为此,很多客户不理解,指责我们不满足客户需求。
其实,这款支柱自从研发十年来,我们的客户遍布全国各地,得到了客户的一致好评,虽然我们拒绝过不少的客户,但十年来,我们从没有因为质量和使用问题接到客户投诉,是一款轻便、简单、实用、实惠的好产品。
便携式螺旋支柱适用范围:
1、所有采场风爆工、出渣工、支护工作业时;
2、顶板破碎、倒三角节理发育、岩石不稳固的掘进工程作业时;
3、巷道破碎进行永久支护前。
便携式螺旋支柱使用方法和要求:
1、作业人员经过通风 、洒水、处理完松石后方可进行螺旋支柱支护;对上盘不稳固的采场要用锚杆和螺旋支柱结合支护。
2、支护时首先要根据矿体倾角或岩石破碎情况选择好支柱使用地点,在支柱的上下端均垫加长度适宜的木板,沿进入作业面的方向向前逐根支护,调整支柱顶住顶底板,用套管将丝杠拧紧确认无误后,方可进行作业。对当场用两根撬棍也无法撬下、需动炮处理的松石,对顶板破碎及上下盘围岩滑帮比较明显的采场,对上部有采空区的地点,必须进行加密支护。
3、便携式螺旋支柱支护时必须根据作业面的采幅宽度和顶板压力来确定使用支柱的数量,每个矿房不少于15根螺旋支柱。2米以上采幅采用双排支柱支护,1.5米以下的采幅采用单排支护,但不论是单排还是双排支柱支护,顶部都必须加承压板、木板等护住顶板,以加大接触面积。
4、便携式螺旋支柱不能超高度超承载能力使用(具体要求见附表),超高和超载使用将影响支柱的稳定性,甚至发生安全事故。
5、作业过程中,作业人员要经常检查丝杠松紧和顶板变化情况,及时将支柱拧紧,确保作业安全。
6、风爆工装药结束后,要按顺序由前向后依次拆卸支柱并清点数量;拆卸支柱时要及时观察顶板变化情况,发现异常立即停止拆卸,迅速撤离。
7、出渣工和支护工作业完毕后,须对丝杠重新紧固确认无误方可离开作业现场。撤下来的支柱须将螺母调至最低点,将丝杠置于套管内进行防护。
便携式螺旋支柱使用规定
1、无论作业现场的岩石结构是否存在危险,出渣工、风爆工在进行采矿或掘进作业时必须使用、支护工在顺路支护时必须使用、使用时必须按照上述方法规范支护。
2、把螺旋支柱的使用作为作业现场安全确认的重要内容,带班长或跟班领导必须在确认卡上填写支柱使用情况。
3、螺旋支柱要作为工具进行管理,要及时涂油防锈。使用时必须轻拿轻放,不得随意乱扔。
4、支柱外表出现损伤(如开裂、压扁、明显弯曲等)不能继续使用。
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