四臺礦極近距離煤層采空下開采技術(shù)

1、解決方案示范文本 | Excellent Model Text 資料編碼：CYKJ-FW-774編號：_四臺礦極近距離煤層采空下開采技術(shù)審核：_時間：_單位：_四臺礦極近距離煤層采空下開采技術(shù)用戶指南：該解決方案資料適用于為完成某項目而進(jìn)行的活動或努力工作過程的方案制定，通過完善工作思路，在正常運行中起到指導(dǎo)作用，包括確定問題目標(biāo)和影響范圍、分析問題并提出解決方案和建議、成本計劃和可行性分析、實施和跟進(jìn)。可通過修改使用，也可以直接沿用本模板進(jìn)行快速編輯。四臺礦404盤區(qū)10#層于20xx年底開采結(jié)束，為保證盤區(qū)正常接替，必須開采404盤區(qū)下部11#層。404盤區(qū)10#層與11#屬極近距離煤層，

2、層間距不穩(wěn)定。我礦從科學(xué)合理的盤區(qū)開采設(shè)計到首采面8423工作面掘進(jìn)、開采的成功完成，總結(jié)出寶貴的理論基礎(chǔ)和實踐經(jīng)驗，形成一套完整的極近距離煤層采空下開采技術(shù)。1盤區(qū)概況11#層404盤區(qū)所處的開采水平為1045水平，上部10#層均已回采結(jié)束，盤區(qū)走向長度1340m1770m，傾斜長度1180m。煤層包括11#層和盤區(qū)中部1000m段11#層與12-1#層合并層，厚度2.0m7.4m，平均厚度4.0m，煤層傾角1060，平均30，煤層與10#層層間距0.4m1.5m，平均1m。404盤區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜，有陷落柱4個，斷層分布較密集。11#層頂板為粉細(xì)砂巖互層、層理、節(jié)理、裂隙發(fā)育，穩(wěn)定性差，掘

3、進(jìn)和回采時頂板不易維護(hù)，易發(fā)生漏頂事故。2、開發(fā)方案說明2.1 盤區(qū)巷道布置10#層、11#層盤區(qū)巷道采用聯(lián)合布置方式，開采11#層時，利用現(xiàn)有的開采10#層已布置的3條沿南北向布置的盤區(qū)巷，平行1045軌道大巷依次布置軌道巷、盤區(qū)皮帶巷、盤區(qū)回風(fēng)巷。盤區(qū)軌道巷、盤區(qū)回風(fēng)巷布置在10#層，盤區(qū)皮帶巷布置在11#層。順槽巷傾斜布置，即東西向布置。如圖1所示。2.2上下順槽內(nèi)錯距的確定11#層受上覆10#層采空區(qū)及層間距的影響，根據(jù)上部采空區(qū)塌落穩(wěn)定后采空區(qū)及巷間煤柱的壓力傳遞范圍，同時結(jié)合同煤集團(tuán)公司王村礦近距離煤層開采經(jīng)驗，選擇11#層工作面與10#工作面內(nèi)錯式布置。根據(jù)順槽平巷礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)

4、律，11#層順槽在其與10#層層間距確定的情況下，應(yīng)布置于壓力的傳遞影響角以外，壓力影響角與煤層傾角、層間巖石性質(zhì)有關(guān)，一般情況下當(dāng)煤層傾角小于250時，壓力影響為250450，11#層上覆10#層煤層傾角一般為0080，所以上下順槽內(nèi)錯距應(yīng)按水平煤層壓力影響范圍公式計算：3、首采面8423工作面開采情況3.1 11#層8423工作面基本概況11#層8423工作面相對上部10#層8423工作面內(nèi)錯布置，兩順槽均內(nèi)錯4m，工作面走向長度1510m，可采長1368m（前窯村保護(hù)煤柱142m），工作面傾斜長度134m。工作面地質(zhì)情況見表1。3.2 首采面8423工作面掘進(jìn)情況3.2.1 實體煤下巷道

5、掘進(jìn)情況8423工作面上覆采空區(qū)段為400m1200m，在非采空區(qū)段巷道掘進(jìn)時皮帶巷高度為2.8m，寬度為4.0 m，軌道巷高度為2.8m，寬度為3.6m，兩巷均沿11#層頂板掘進(jìn)，支護(hù)形式為錨桿網(wǎng)、錨索聯(lián)合支護(hù)。切巷寬6.5m，高2.8m，錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)。3.2.2 采空區(qū)下巷道掘進(jìn)及維護(hù)由于10#層與11#屬極近距離煤層，且層間距極不穩(wěn)定，其中800m范圍采空下10#層與11#層間距0.4m1.5m，平均1.0m，所以巷道掘進(jìn)時采用留設(shè)11#頂煤掘進(jìn)，支護(hù)采用錨網(wǎng)和工字鋼棚聯(lián)合支護(hù)。巷道在采空區(qū)范圍下掘進(jìn)時壓力顯現(xiàn)非常明顯，在2423巷具體表現(xiàn)為：所留設(shè)的頂煤由于節(jié)理裂隙發(fā)育，整體性差

6、，加之頂板壓力大，頂煤相當(dāng)破碎，頂煤邊掘邊冒，掘進(jìn)時隨掘隨冒，冒頂長度總計為130m，冒頂寬度為1.5m2.5m高度為0.91.4m，冒頂區(qū)瓦斯積聚超限，一般為3%12%；能留住的頂煤處，由于頂煤已破碎，托于工字鋼棚上方，壓力顯現(xiàn)：工字鋼棚梁嚴(yán)重變形。為了提高近距離煤層留頂煤復(fù)合頂板巷道頂板的穩(wěn)定性，我礦在極近距離煤層巷道11#層5423、2423巷首次進(jìn)行了小孔徑全長錨固螺紋鋼錨桿試驗，該試驗不僅實現(xiàn)了錨索和錨桿支護(hù)機具統(tǒng)一采用氣動錨索鉆機，大大提高了錨桿支護(hù)的安全可靠性，而且由于對錨固區(qū)的圍巖整體約束，使錨桿支護(hù)系統(tǒng)剛度大大增強，有效的控制了頂板變形。為了解決錨桿托板壓爛、錨桿螺帽壓飛、錨

7、桿桿體被拉斷帶來的支護(hù)及安全問題，我們采取了打2.0m短錨索加強支護(hù)的措施，支護(hù)能力大大提高，支護(hù)效果非常理想。針對棚梁壓彎嚴(yán)重的現(xiàn)象，我們及時把棚距由0.8m改為0.5m，在壓彎的棚梁下支設(shè)單體液壓支柱和木樁防止變形加劇。同時主動掌握近距離煤層礦壓顯現(xiàn)特點及動壓規(guī)律，在掘進(jìn)巷道中每隔100m安裝一塊壓力盒，定期觀測壓力顯現(xiàn)情況，發(fā)現(xiàn)壓力大時，及時采取措施進(jìn)行處理。通過以上支護(hù)工藝變更后巷道維護(hù)雖得到了一定的改善，但由于留設(shè)的頂煤節(jié)理裂隙發(fā)育，整體性差，加之上覆采空沖擊壓力的影響，仍經(jīng)常發(fā)生頂煤邊掘邊冒的現(xiàn)象。為了更主動的超前解決巷道維護(hù)問題，我礦與中法合資山東兗州浩珂?zhèn)ゲ┑V業(yè)工程有限公司合作

8、，采用該公司生產(chǎn)的馬麗散聚合產(chǎn)品對巷道頂煤進(jìn)行超前加固，利用艾格勞尼聚合產(chǎn)品對漏頂區(qū)進(jìn)行中空填充以防治瓦斯積聚，超前注入馬麗散后，頂板的整體性得到加強，有效的防止了冒頂?shù)陌l(fā)生，巷道礦壓顯現(xiàn)明顯減少；對冒高區(qū)采用艾格勞尼泡沫充填，有效的治理了冒頂空洞的瓦斯積聚。新技術(shù)的不斷使用保證了巷道的安全掘進(jìn)，簡化了施工工藝，減輕了工人的勞動強度，提高了巷道的單進(jìn)水平，為8423工作面按期圈出及安全順利回采打下了堅實的基礎(chǔ)。3.3 8423工作面回采情況11#層8423工作面從20xx年10月1日正式生產(chǎn)，現(xiàn)已順利回采150d，總進(jìn)度1200m，工作面經(jīng)歷了從實體煤下采空區(qū)下實體煤下的安全回采，累計總產(chǎn)量6

9、3萬t，平均日產(chǎn)3800t，最高日產(chǎn)7000t，最高月產(chǎn)13.5萬t，最低月產(chǎn)10萬t。3.3.1 采煤方法工作面采用單一長壁后退式綜合機械化開采方法，全部跨落法輔助人工強制放頂管理頂板。工藝流程為：單向割煤，尾部斜切進(jìn)刀上行割煤推溜移架，下行清煤。3.3.2 工作面設(shè)備配置采高選擇：本工作面在開采上覆實體煤段時，見頂見底，采高3.5m；開采上覆采空區(qū)段時，見底留頂，保證復(fù)合頂板厚度2.5m，采高2.5m。支架選型：根據(jù)開采10#層時的采高為1.9m，留設(shè)頂煤厚度約2.5m可計算開休11#層時每架支架所承受的最大靜壓力為上覆10#層頂塌實時巖體冒落帶及2.5m頂煤的重量之和，如圖3所示。上式中

10、：4.5 為支架接頂長度；1.5為支架寬度；2.0為留設(shè)頂煤厚度；1.34為煤的容重；9.5為上覆10#層頂板充填滿10#層采空冒落帶高度；2.5為巖石容重。若按1.5的安全系數(shù)計算，則每架支架的支承能力應(yīng)為274.5t/架，換算可得每架支架的支承能力應(yīng)大于2745KN。所以本工作面選擇ZZS6000/17/37支架可滿足生產(chǎn)需要。工作面具體設(shè)備配置見表2。3.3.3 工作面進(jìn)上覆采空區(qū)下時的技術(shù)措施工作面進(jìn)入采區(qū)前30m時，采高由3.5 m逐漸降低為2.5m，留設(shè)頂煤以保證頂板厚度在2.5m以上；工作面進(jìn)入采空區(qū)前20m時向煤體打鋼針，向煤壁打錨桿護(hù)幫，防止片幫，減少自由面；支架移架采取緊跟

11、采煤機前滾筒及時移架；把液壓支架的大護(hù)壁板更換為小護(hù)壁板，以減小機道空頂距離。工作面出采區(qū)前15 m時堅持及時移架，當(dāng)進(jìn)入實體煤后采用帶壓移架；進(jìn)入實體煤后，逐漸加大采高至3.3m-3.5m后，更換小護(hù)壁板為大護(hù)壁板。3.3.4 工作面礦壓顯現(xiàn)情況工作面液壓支架最大工作阻力曲線見圖4。8423工作面在實體煤下推進(jìn)，支架阻力平穩(wěn)，安全閥按周期來壓步距28m-35m均勻開啟；當(dāng)工作面推進(jìn)到上覆采空區(qū)前20m至進(jìn)入采空前7m時，工作面及巷道片幫嚴(yán)重，頂板壓力增大，局部破碎冒落，支架阻力增大到30Mpa左右，安全閥80%開啟；當(dāng)工作面推進(jìn)至距采空區(qū)邊界7m時，工作面進(jìn)入煤體的塑性變形區(qū)，頂板壓力變小，

12、煤壁片幫現(xiàn)象減輕；當(dāng)工作面完全推進(jìn)至采空區(qū)下后，頂板壓力小，煤壁平直，截齒牙痕明顯，支架阻力平穩(wěn)，安全閥很少開啟；當(dāng)工作面推進(jìn)至采空區(qū)范圍外15m時，壓力顯現(xiàn)與工作面進(jìn)入采空區(qū)時相似，強度稍弱。3.3.5 超前、端頭支護(hù)管理超前支護(hù)采用DZ31.5-28/100型單體液壓支柱、1.2m長型鋼梁進(jìn)行支護(hù)，在實體煤下支護(hù)長度兩巷均為20m，前10m為雙排，后10m為單排（靠近工作面一側(cè)），柱距0.8m。采空區(qū)下單體液壓支柱直接支護(hù)在原支護(hù)棚梁下，5423巷超前支護(hù)60m，雙排支設(shè)；2423巷超前支護(hù)30m，雙排支設(shè)。在實體煤下安全出口處支護(hù)的原超前支護(hù)不能提前回取，每循環(huán)只能回取二根單體支柱。在采

13、空區(qū)下原超前支護(hù)不變的情況下，增設(shè)邁步式抬棚，抬棚支護(hù)方式為二對四梁，棚梁為11#工字鋼，長度為3.2m，每對抬棚梁間距0.3m，兩對抬棚間距為1m。移架與抬棚邁步的關(guān)系為：當(dāng)頂板比較完整時，先移兩對梁的第一組梁，回取支架與抬棚之間的抬棚未架設(shè)的原支護(hù)棚梁、單體支柱，回取后，重新支設(shè)在第二組梁的左（或右），錯距0.8m，再移架，依次往復(fù)；當(dāng)頂板破碎時，抬棚梁進(jìn)行邁步前移，采取延續(xù)棚梁，抬棚棚梁與原支護(hù)棚梁進(jìn)入支架上方，在抬棚徹底進(jìn)入采空區(qū)后，用回柱車將其回出。工作面上下端頭支護(hù)均由工作面支架設(shè)至巷中，巷中至煤柱側(cè)由DZ31.5-28/100型單體液壓支柱、1.2m長型鋼梁均勻支設(shè)至支架與煤幫中

14、間，柱距0.8m，支設(shè)范圍為放頂線至煤壁線，每循環(huán)回一次。工作面端頭支架距煤幫小于0.8m時，端頭將不采取加強支護(hù)，端頭支架至煤幫為0.8m-2.5m時，平行順槽在支架與煤壁中間支設(shè)一排單體支柱，端頭支架距煤壁1.8m2.5m時，平行支架支設(shè)兩排單體支柱，其中在切頂位置必須支設(shè)兩根關(guān)門柱。當(dāng)進(jìn)入采空區(qū)下頂板比較破碎時，抬棚梁及原巷道支護(hù)棚梁進(jìn)入支架上方，端頭支護(hù)采用單體液壓支柱支設(shè)在原巷道支護(hù)棚梁下，每梁棚下支設(shè)一根，共一排。3.3.6 通防綜合管理11#8423工作面為一高瓦期工作面，本煤層煤體及圍巖中瓦期含量較高，在回采過程中是瓦期涌出的主要來源；另外，在采至10#層采空區(qū)下部時，隨頂板垮

15、落10#層采空區(qū)內(nèi)的瓦斯也將涌出。我們采取了嚴(yán)格瓦斯管理制度的執(zhí)行和落實；加強配風(fēng)管理，尾山角瓦斯處理使用抽排風(fēng)機和尾部打風(fēng)障措施進(jìn)行處理；在回采過程中打抽放瓦斯鉆孔，對工作面施行邊抽邊采等措施預(yù)防瓦斯超限。另外在回采過程中還采取綜合防滅火措施：在工作面構(gòu)筑均壓系統(tǒng)；封堵漏風(fēng)通道；對10#層采空區(qū)及11#層工作面進(jìn)行預(yù)防性黃泥灌漿；在工作面進(jìn)風(fēng)端頭設(shè)置氯化鎂霧化器，使汽霧阻化劑變?yōu)樽杌F以采空區(qū)漏風(fēng)為載體轉(zhuǎn)移到遺煤表面，從而達(dá)到阻化防火作用。4、存在的問題巷道在采空區(qū)下掘進(jìn)時的頂板支護(hù)不能有效的控制上覆采空的沖擊壓力，支護(hù)破壞嚴(yán)重，巷道二次維護(hù)工程量大，回采時鋼棚回收率低。巷道的掘進(jìn)時底板底鼓嚴(yán)重，雖然采取了向煤柱打108mm的鉆孔