陳 喜
(大同煤礦集團地煤公司, 山西 大同 037000)
20世紀(jì)80年代后期,小煤礦如雨后春筍遍地生根,加之小煤礦私采亂挖、超導(dǎo)越界現(xiàn)象時有發(fā)生,致使相鄰的國有煤礦資源受到嚴(yán)重破壞,迫使部分國有煤礦存在吃肥棄瘦、向更深煤層延深的現(xiàn)象,從而形成與小煤礦竟相爭奪煤炭資源的怪象,導(dǎo)致部分上層極近煤層礦資源“呆滯”,嚴(yán)重影響了煤炭資源的綜合利用。
馬口煤礦8202工作面位于侏羅系11-2號煤層,由2202和5202兩條順槽切割而成。其東部為實體煤,南部為11-1號層盤區(qū)大巷,西部為礦井猴車行人巷,北為小煤礦破壞區(qū),上覆為小煤礦的3號、7號、11-1號煤層采空區(qū)(刀柱、倉房),其中距11-1號層間距為0.7~1.2 m,平均0.8 m,屬極近距離煤層。對應(yīng)地表無建筑物和構(gòu)筑物,屬荒地。工作面埋深210~230 m。2202和5202順槽掘進時均采用臥底留設(shè)0.8 m的頂煤形式進行掘進。
針對工作面上覆3號、7號、11號采空積水,為使探放水工作有的放矢,聘請地質(zhì)勘探部門完成了該面的地面物探,根據(jù)物探報告提示的疑似區(qū),由礦探水隊對3號、7號積水疑似區(qū)使用ZYJ-1000/135II型架柱式鉆機,采用井下向上施工鉆孔的方法進行探放,經(jīng)驗證未發(fā)現(xiàn)疑似區(qū)存在積水[1]。
根據(jù)瞬變電磁視電阻率斷面圖與3號、7號煤視電阻率平面圖以及各測線電壓剖面圖、3號、7號煤電壓平面圖,綜合分析,圈定異常區(qū)2處,由于測區(qū)上覆2號煤不可采,根據(jù)調(diào)查,該區(qū)域3號、7號煤均已經(jīng)采空,故推斷解釋該2處異常區(qū)為3號、7號煤層采空區(qū)積水引起,分別編號為積水區(qū)A1、積水區(qū)A2。
根據(jù)瞬變電磁視電阻率斷面圖與11號煤視電阻率平面圖以及各測線電壓剖面圖、11號煤電壓平面圖綜合分析,圈定異常區(qū)4處,據(jù)調(diào)查,該測區(qū)11號煤已經(jīng)全部采空,故推斷解釋該4處異常區(qū)為11號煤層采空區(qū)積水引起,分別編號為積水區(qū)B1、積水區(qū)B2、積水區(qū)B3、積水區(qū)B4。
工作面MG250/560-WD1型交流變頻調(diào)速無鏈牽引采煤機;ZY6000/12/24型掩護式(前探為抽屜式)液壓支架;ZY6000/16/30端頭液壓支架;ZYG6000/12/24過渡支架;SGZ764/400型刮板輸送機;PLM-110破碎機;SZZ764/132轉(zhuǎn)載機(全封閉式);順槽采用膠帶輸送機STJ1000/125。采空區(qū)處理采用自然垮落法進行管理頂板。
割煤—移架—推移刮板輸送機。具體如下:
2.2.1 采煤機割煤、裝煤
采煤機采用雙向割煤,以截齒旋轉(zhuǎn)破煤,螺旋葉片旋轉(zhuǎn)裝煤,往返一次進兩刀,采煤機進刀方式采用中部斜切進刀,進刀段長度不小于30 m,截深0.6 m,割煤時前滾筒割頂?shù)?,后滾筒割底刀,兩滾筒旋轉(zhuǎn)方向相背,煤壁要割平直,傘沿最大突出部分不得超過200 mm。割煤時必須做到先開水后開機、先停機后停水。
2.2.2 移架
支架采用本架手動操作,移架工作按采煤機前進方向依次順序進行,移動步距0.63 m。在采煤機割完頂?shù)稌r,將支架伸縮梁及時伸出維護煤壁頂板,保證頂板完整性,做到每割一架伸一架。移架時最多滯后采煤機后滾筒2~3架,并承載移架,一次移到位。移架后及時升架,由于11-1號與11-2號層間距僅0.8 m,加之受采空擾動影響,11-2號層頂板(0.8 m層間距)較薄,難以達到24 MPa的工作阻力,根據(jù)現(xiàn)場實地實驗,確定支架的工作阻力達到10~15 MPa時,工作面頂板既不垮落又不漏頂,因而支架工作阻力被確定為10~15 MPa。
2.2.3 推移刮板輸送機
推移刮板輸送機滯后移架10~15 m,刮板輸送機彎曲段長度不小于15 m,彎曲度最大不超過3°,并保持彎曲段圓滑。推移后的刮板輸送機必須保持平、穩(wěn)、直。
式中:W為工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力,t;L為工作面平均長度,123.6 m;S為工作面循環(huán)進尺,0.6 m;h為工作面設(shè)計采高,1.8 m;γ 為煤的容重,t/m3,取 1.35;c為回采率,98%。
代入數(shù)據(jù)計算得W=176.6 t。
3.1.1 支架校驗
工作面頂板壓力,依據(jù)的計算公式
式中:8~10為采高系數(shù),取最大10;M為采高,取1.8 m;r為頂板巖石平均容重,取2.5 t/m3;P額為支架額定支護強度,0.73 MPa。
代入數(shù)據(jù)計算得P=45t/m2=0.45MPa<0.73MPa。
根據(jù)上述計算得知,工作面支護強度大于頂板來壓強度。
3.1.2 選擇支護材料
8202工作面選用ZY6000/12/24、ZY6000/16/30型支撐掩護式液壓支架支護頂板,端頭支護,超前支護采用 DW-31.5、DW-35型單體液壓支柱配3.6/3.8 mπ型花邊鋼梁進行支護。
3.1.3 乳化液泵站
泵站:BRW200/31.5型,2臺(1臺使用,1臺備用),泵站位于2202巷電氣列車處。根據(jù)所使用支架型技術(shù)參數(shù),泵站壓力不低于30 MPa,乳化液配制使用乳化自動液配比器,乳化液配比濃度為3%~5%。
8202工作面選用86架支架,其中80架ZY6000/12/24型液壓支架支護頂板;端頭支護使用4架ZY6000/16/30型液壓支架支護頂板,工作面頭部2架,尾部2架;過渡支護使用2架ZYG6000/12/24過渡支架支護頂板,工作面頭尾各一架,采用及時支護方式,最小控頂距4.106 m,最大控頂距4.736 m[2]。
3.3.1 端頭支護
兩端頭支架外側(cè)以及刮板輸送機頭尾頂板采用液壓單體支柱配合π型花邊鋼梁支護,單體采用DW28或DW31.5型,柱距1.0 m,支設(shè)范圍為放頂線到煤壁線,工作面端頭支架距煤幫小于0.5 m時,端頭將不進行支護;超過0.5 m時,應(yīng)平行支架架設(shè)一排π型花邊鋼梁支護,一排π型花邊鋼梁下支設(shè)單體3根;每增加0.6 m,增加一排π型花邊鋼梁。
3.3.2 工作面運輸巷、回風(fēng)巷的頂板管理
2202運輸順槽和5202回風(fēng)順槽掘進時,已采用錨桿、錨索、局部鋼棚聯(lián)合支護,錨桿間距1 m,排距1 m;上層實體時錨索為兩排,間距為3 m,排距2.0 m。
3.3.3 超前支護
兩順槽采用一梁三柱進行支護(單體支柱配合3.8/3.6 mπ型花邊鋼梁),2202、5202順槽巷始終保持三排20 m范圍的超前支護,其中超前支護柱距1 m,排距1 m,并按規(guī)定留好人行通道,超前支護上好防倒、防墜裝置,單體支柱初撐力≥90 kN[3]。
采用YHY-60型液壓支架測力儀分別安裝在5號、25號、35號、45號、55號架,進行液壓支架的支護阻力實時監(jiān)測,并每天對礦壓數(shù)值進行分析比對,根據(jù)礦壓顯現(xiàn)8202工作面的初次來壓步距為19 m,周期來壓步距為28 m。
通過采用井下放水、均壓通風(fēng)、綜采斜切推進、臥底挑頂、采空區(qū)噴灑阻化劑的方法,使原本棄置的資源重放“異彩”。經(jīng)過近3.5個月的開采,8202工作面順利開采成功,共采出煤炭8.2萬t,按市場價格300元/t計算,則可增加收入2 460萬元,為礦井在極近距離煤層的開采奠定了基礎(chǔ)。
參考文獻
[1]張向陽,常聚才.上下采空極近距離煤層開采圍巖應(yīng)力及破壞特征研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2014(4):77-78.
[2]王濤,張剛,李金霞,等.近距離煤層開采巷道布置優(yōu)化研究[J].礦業(yè)研究與開發(fā),2012(5):112-113.
[3]朱濤,張百勝,馮國瑞,等.極近距離煤層下層煤采場頂板結(jié)構(gòu)與控制[J].煤炭學(xué)報,2010(2):88-89.