煤矿整体底座丛柱支护技术探究.pdf
S e r i a l N o . 6 1 5 J u l y 2 0 2 0 现 代 矿 业 M O D E R NM I N I N G 总 第6 1 5 期 2 0 2 0 年 7月第 7期 马国宏( 1 9 7 3 ) , 男, 科长, 工程师, 0 4 5 0 0 0山西省阳泉北大西街 5号。 煤矿整体底座丛柱支护技术探究 马国宏 ( 山西阳泉煤业( 集团) 有限责任公司) 摘 要 为解决阳煤集团一矿北丈八井 8 1 2 0 2工作面的巷道鼓帮现象, 在 8 1 2 0 2工作面实施了 整体底座丛柱支护的技术研究。在一矿 8 1 2 0 2工作面回风巷进行了整体底座丛柱支护试验, 并将该 支护形式与单鞋支护进行了支护效果的比较。研究发现, 与采用单鞋支护相比, 丛柱支护减小了工人 在机尾起底的工作量, 使工作面的推进速度加快, 临采空侧巷道矿压显现程度得到缓解, 综放工作面 临采空侧巷道治理难题得到解决, 为巷道支护技术提供了实践依据。 关键词 丛柱支护 采空侧回风巷 技术研究 D O I 1 0 . 3 9 6 9 / j . i s s n . 1 6 7 4 6 0 8 2 . 2 0 2 0 . 0 7 . 0 2 9 阳煤矿北丈八井临采空侧巷道矿压强烈, 出现 了顶板下沉、 巷道鼓帮与巷道变形严重等现象, 严重 影响了一矿煤矿的安全生产。如何对综放工作面临 采空侧巷道进行支护治理是当前亟待解决的大事。 目前阳煤集团所属矿井一般采用单体柱穿鞋加 π型 梁的支护形式进行顶板支护, 为控制采空侧巷道的底 鼓及顶板下沉等现象, 集团公司生产技术部在一矿 8 1 2 0 2工作面回风巷进行了整体底座丛柱支护试验, 并对其与单鞋支护进行了比较。 1 工作面情况 在北丈八井北面十二采区的西面是 8 1 2 0 2工作 面, 采区回风大巷位于 8 1 2 0 2工作面南面, 8 1 2 0 3工 作面( 已采) 位于 8 1 2 0 2工作面东部, 8 1 2 0 1工作面 ( 未掘) 在西面, 程庄井田边界在北面, 上部是北头咀 井 6 # 煤层二采区采空区。 6 7 1 . 5~ 7 0 0 . 8m是工作面标高的数值, 煤炭埋 藏深度为 4 6 2~ 5 7 2m , 8 1 2 0 2工作面地面标高 11 5 0 ~ 12 5 0m , 该工作面是十二采区第二个工作面, 8 1 2 0 2工作面长度是 14 4 6m , 倾斜度长是 2 3 5 . 6m 。 2 工作面回风巷支护措施 2 . 1 掘进期间支护形式 回风巷是临采空侧巷道, 与采空区煤柱宽度是 1 7m , 采取全锚索支护形式, 工作面矩形断面, 毛高是 3 . 0m , 净高是 2 . 9m , 毛宽是 4 . 2m , 净宽 4 . 0m 。荒 断面面积 1 2 . 6m 2, 净断面面积 1 1 . 6m2。 巷道顶板使用波纹钢带加直径 1 7 . 8m m 72 0 0 m m锚索加金属网联合支护形式。顶板每排采用规 格是 B H B 7 6 0 2 2 0 4 4 1 0 0的 6眼波纹钢带, 使用规 格为 5m 1m的一片金属网; 在钢带眼全部采用直 径 2 1 . 6m m 7 2 0m m锚索, 锚索间距 7 6 0m m , 排距 7 0 0m m 。 两帮使用 1 5 . 2 4m m52 0 0m m锚索加 1m 1 4 # 槽钢加金属网联合支护形式。第一排钢绞线和水 平成 4 5 角, 第二排水平布置斜向上锚入顶板。 2 . 2 回采期间支护措施 回风采取超前支护, 在原有锚索锚网支护的基础 上, 用超前 3 0 0m支护。顺巷安装“ π ” 型钢梁( 规格 4 . 4m ) , 凭借两帮距帮 0 . 3m分别支护走向交叉的 双抬棚, 梁头交错距是 2 . 2m , 规格 3 . 6m的“ 工” 字 钢梁, 在“ π ” 型梁上方横穿每根“ π ” 型梁上均匀安装 4根“ 工” 字钢梁, 1 . 3m排距, “ 工” 字梁和“ π ” 型梁 交叉点设置单体柱; 增加 2趟“ π ” 型梁在超前 1 0 0m 范围内, 2 . 2m交错距, 安装一梁四柱穿鞋支护。支 护形式随着工作面的向外推进, 根据作业规程支护要 求随回随支。 3 巷道矿压显现 在掘进与回采期间临采空侧回风巷出现变形严 重、 顶板下沉与巷道鼓帮现象, 其中底鼓显现最突出。 回风巷巷道进行掘进时, 部分地段由于采空区侧 向支承压力显现很强, 呈现出不同程度的底鼓、 顶板 下沉和巷道鼓帮等现象, 最严重的地段底鼓可达 0 . 8 m之多, 造成皮带、 轨道底板变形明显, 严重影响了正 常运料和煤炭产量。 回采期间 8 1 2 0 2工作面回风巷超前 3 0m的范围 内, 巷道最大鼓帮量可达 1 . 5m之多, 顶底板最大移 近量达到 2m , 距切巷 3 0~ 1 5 0m范围内巷道高度降 低到 1 . 6~ 1 . 9m 。投入较大的人力、 物力, 仍然无法 控制巷道的变形, 在回风超前 1 0~ 2 0m范围端头处 99 产生了严重的收缩变形, 造成三角煤管理困难。目前 采取超前煤壁与注马丽散对煤体进行加固, 为确保巷 道高度, 采取超前人工起底开帮。 4 试验整体底座丛柱支护的技术措施 丛柱底座主要技术参数 铁鞋直径为 8 0 0m m , 每个铁鞋可支设 7根单体柱。 ( 1 ) 在距工作面 1 0 0m的范围之内采取单排布 置丛柱支护方式, 底座整体中心线必须与巷道的中心 线保持高度一致。每组丛柱净间距设定在1 . 6m内, 选择 4 . 4m的“ π ” 型梁作为单体柱的支设托梁。巷 道两帮按原来的支护设计进行支护, 原有中间的两趟 支护变为整体底座结合 D W2 8 3 5 0 / 1 1 0 X型悬浮液压 支柱、 “ π ” 型梁3趟支护, 把梁头交错距设定在2 . 2m 的范围内( 图 1 ) 。 图 1 单排丛柱支护布置( 单位 mm) ( 2 ) 在距工作面 1 0 0~ 2 0 0m范围内丛柱布置方 式采用三花布置, 每组丛柱距帮 0 . 2m 。净间距为 1m , 单体柱支设托梁为 4 . 4m “ π ” 型梁, 梁头交错距 2 . 2m 。三花丛柱未能支设区域按原有设计支设( 图 2 ) 。 图 2 三花丛柱支护布置( 单位 mm) 5 试验效果观测 5 . 1 单排丛柱支护情况 巷道高度处于 2 . 0~ 2 . 5m时, 支设效果良好, 支 柱达到额定的最大初撑力; 当巷道高度达不到 1 . 8m 时, 最小仅是1 . 7m支柱行程, 致使支设后行程更小, 支护效果较差。 工作面超前 3 0m范围巷道矿压显现强烈, 支设 丛柱时巷道低的地方, 丛柱基本都被压的没有行程, 丛柱鞋钻底1 0~ 1 5c m , “ π ” 型梁被推向煤帮, 3 0~ 7 0 m丛柱部分单体柱出现卸压、 卸载现象, 支柱可伸缩 量变小, 7 0~ 1 0 0m基本无变化。 通过近几个月对丛柱观测, 工作面推进至回采进 度号 5 5号时, 超前 3 0m范围内的丛柱已不能有效控 制顶底板的移近量, 巷道高度保持在 1 . 3~ 1 . 5m , 无 法保证有效的通风断面, 影响了工作面的正常生产。 5 . 2 三花丛柱支护情况 该段丛柱随着工作面的推进, 顶板来压明显, 底 板底鼓严重, 造成丛柱梁向两帮倾倒, 丛柱基本失去 支护效果, 工作面推进至 7 4号时, 超前 3 0m范围内 的丛柱倾倒严重, 不能有效控制顶底板的移近量, 巷 道高度保持在 1 . 2~ 1 . 4m , 对巷道变形的控制不如 单排丛柱支护。 从回采进度号 8 2号往外支护方式改回为单排丛 柱支护。 5 . 3 试验情况分析 在矿压观测实际中发现, 一部分丛柱的支护能力 001 总第 6 1 5期现代矿业2 0 2 0年 7月第 7期 书书书 明显减弱, 检测确定原因是因为单体柱三用阀损坏卸 液自降, 影响了支护效果, 致使试验效果不理想。单 排丛柱支护方式, 不能有效控制顶底板移近量; 三花 丛柱的支护方式, 由于巷道中间底板底鼓严重, 导致 丛柱倾斜, 柱梁推向巷道两帮, 大大减弱了支护效果。 加强丛柱的支柱质量检测和确保支护设计质量, 完成 支护后, 要及时更换坏柱和进行补液, 确保整体整体 丛柱的支护强度。 6 与原单鞋支护效果比较 6 . 1 优 点 ( 1 ) 丛柱底座增大, 增强了单体柱在单位面积内 的支撑强度, 在一定程度上减少了原有单鞋单柱发生 钻底的严重现象。 ( 2 ) 丛柱的整体支护, 与原有支护方式对比, 有 效避免了巷道底鼓与巷道顶板来压时破坏巷道的情 况减轻明显, 巷道收缩变形情况得到有效缓解。 ( 3 ) 和原有的单鞋支护对比, 丛柱对顶、 底板的 影响效果明显, 工人开帮起底的劳动强度明显降低。 6 . 2 缺 点 ( 1 ) 丛柱中的部分单体柱出现卸液自降现象, 容 易造成载荷不均匀的现象, 致使底座发生倾斜, 单体 柱也会因此发生倾斜, 从而发生“ π ” 型梁推倒的现 象。 ( 2 ) 丛柱拆除困难, 倘若被压死, 使回收难度增 大, 支柱没有行程; 底座质量很重给人工搬运带来困 难。 ( 3 ) 丛柱支护相比较单鞋支护, 在支护效果上已 经有了一定程度的提高, 但仍然不能满足生产的需 要。 总之, 当前, 试验使用的整体底座丛柱增加了底 板支护面积, 使钻底量减少 5 0 0~ 6 0 0m m , 和原有支 护方式相较, 有效抑制了 2 6 0~ 4 0 0m m巷道底鼓量, 减小了工人在机尾起底的工作量, 加快了工作面的推 进速度, 进一步缓减了临采空侧巷道矿压显现程度。 在巷道高度和宽度适宜的回采工作面可以推广使用。 参 考 文 献 [ 1 ] 贾明魁, 贾立安, 刘银志. 高应力破碎带大断面巷道支护技术研 究[ J ] . 矿冶工程, 2 0 0 3 ( 5 ) 1 2 1 4 . 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( 收稿日期 2 0 2 0 0 3 1 2 櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄櫄 ) ( 上接第 9 8页) 选, 精矿进入后续流程, 尾矿经新建 振动筛进行脱水后运输至堆场。尾矿可作为建筑石 料、 免烧砖骨料对外销售, 或进入井下充填利用。 前期通过试验研究, 采用 2 0 . 0 9 %铁品位的原 矿, 对分别破碎至 0~ 5m m 、 0~ 1 0m m 、 0~ 2 5m m3 种粒级进行干式磁选试验。试验结果表明, 破碎至 0 ~ 1 0m m的矿石抛后铁品位提高的幅度相对最高, 最 高可提升 3 . 5 5个百分点, 抛尾铁品位为 8 . 0 2 %, 效 果相对较明显。 通过可行性研究, 项目的实施可将年原矿处理量 由 4 6 2万 t 提升到 6 2 7万 t 。其中干式预选抛废技 术, 处理能力为 1 6 5万 t / a , 可得到 1 3 2万 t 抛选后的 精矿; M Z S 8 8 4 8半自磨湿式预选抛废技术, 将干式抛 选精矿进入到三选厂铁系列进行处理, 处理能力从 6 0 0t / h ( 4 6 2万 t / a ) 提高到 6 5 0t / h ( 5 0 2万 t / a ) 。同 时项目的实施, 可以减少尾砂排放 1 2 5万 t , 节约了尾 矿处理成本, 减少了尾矿库容及土地的占用。 通过项目实施, 优化境界内开采矿石入选平均品 位将提高 2个百分点, 选比降低 0 . 2个点。经测算, 项目在扭转露天项目亏损的基础上, 可产生一定的利 润, 以此可推进项目的组织实施。 4 结 语 综合以上所述, 在铁矿市场急骤波动, 加之熔岩 矿含铁品位低、 利用价值低, 企业生产经营艰难的条 件下, 为能够及时回收利用受井下崩落影响的浅部熔 岩露天矿, 需要以露天境界优化、 生产组织方案优化、 低贫熔岩矿石预抛废等方案作为技术突破口进行经 济合理利用, 以推进持续生产。同时需要在生产组织 过程中注重跟踪落实, 以达到预期的效果。 参 考 文 献 [ 1 ] 范有才 , 徐万寿. 大红山铁矿坑露联合同步开采优化[ J ] . 现代 矿业, 2 0 1 6 ( 4 ) 1 1 1 4 . [ 2 ] 候 鹏, 马 力. 基于动态经济分析的露天境界优化研究 [ J ] . 露天采矿技术, 2 0 1 4 ( 1 ) 2 2 2 4 . [ 3 ] 王述清, 杨晓静. 基于 S u r p a c 不同算法的露天矿境界优化研究 [ J ] . 中国矿业, 2 0 1 2 ( 8 ) 3 7 0 3 7 3 . [ 4 ] 蒋 权, 陈建宏, 杨海洋. 基于 D I M I N E软件的露天矿境界优化 研究[ J ] . 金属矿山, 2 0 1 0 ( 9 ) 1 3 1 7 . [ 5 ] 柳 波, 陈广平. 基于3 D M i n e 的露天矿开采境界的优化[ J ] . 化 工矿物与加工, 2 0 1 1 ( 3 ) 2 8 3 1 . ( 收稿日期 2 0 2 0 0 5 0 8 ) 101 马国宏 煤矿整体底座丛柱支护技术探究 2 0 2 0年 7月第 7期