综采工作面快速过断层回采工艺研究.pdf
452020 年第 9 期 吴光辉综采工作面快速过断层回采工艺研究 收稿日期 2020-02-26 作者简介 吴光辉(1983),男,辽宁盘锦人,采矿工程师, 现从事采掘技术管理工作。 综采工作面快速过断层回采工艺研究 吴光辉 (晋煤集团赵庄二号井,山西 长治 046000) 摘 要 为了减少工作面回采通过断层破碎带的片帮、冒顶事故,3211 工作面过断层期间采用旋转回采工艺,根据刮板 输送机最大弯曲度和液压支架宽度,计算旋转回采次数,采用注浆加固和撞楔支护对顶煤进行联合加固,减少断层下盘破 岩量约 4000 m3,增加原煤产量 5000 t,回采效率 3.5 m/d,提前 9 天通过 F4 断层。 关键词 旋转 回采 注浆 断层 中图分类号 TD823.97 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.09.016 Study on the Mining Technology of Rapid Cross Fault in Fully Mechanized Working Face Wu Guanghui Zhaozhuang No.2 Well, Jin Coal Group, Shanxi Changzhi 046000 Abstract In order to reduce the spalling and roof fall accidents of the working face passing through the fault fracture zone, the rotary mining technology is adopted in 3211 working face during the fault crossing. According to the maximum bending degree of the scraper conveyor and the width of the hydraulic support, the rotary mining times are calculated, and the top coal is consolidated by grouting reinforcement and wedge-shaped support. The rock breaking amount of the footwall of the fault is reduced by about 4000m3, and the production of raw coal is increased by 5000t, the recovery efficiency is 3.5m/d, and the F4 fault is passed 9 days in advance. Key words rotary mining grouting faul 工作面回采过程中经常遇到断层等地质构造, 特别是中小型断层对工作面掘进和回采造成不利影 响,通常会导致设备损耗增大,煤炭资源回收率降 低 [1-4]。大部分工作面遇到断层时,通常会采用放炮 措施强行通过,不利于设备管理和提高回采率,甚 至容易发生片帮冒顶事故,影响工作面回采进度。 针对近正交断层,采用旋转调斜回采工艺,通过调 整回采位置,使工作面与断层平行,并调整综采设 备角度集中通过断层,具有较好的应用效果。 1 工程概况 赵庄二号井可采煤层为 3、9、15煤层,目前 回采煤层为 3煤层(位于下二叠统山西组底部), 埋深约 200 m,煤层厚度平均 5.23 m。3煤层顶底 板主要由层理发育的泥岩、砂质泥岩、砂岩组成, 地质条件简单。采用综合机械化一次采全高采煤工 艺,采煤方法为走向长壁采煤法,全部垮落法管理 顶板。 3211 工作面位于二盘区,走向长 1155 m,倾 向长 219 m,平均煤厚 5.5 m。煤层伪顶不发育,直 接顶板为粉砂岩,厚度 3 m;基本顶主要为细砂岩, 厚度 8.5 m。3211 工作面切眼向外 460 m 处,在回 风巷回 13 点处揭露 F4 逆断层,落差 1.7 m,倾角 48。该断层为近正交断层,与切眼夹角 18。F4 断层自回风巷向工作面延伸,影响倾向长 56 m,顶 板岩性主要为粉砂岩,硬度较大,破碎困难。 2 传统松动炮过断层工艺分析 2.1 松动炮强行通过断层回采方法 综采工作面遇到断层时往往采用放炮加采煤机 强行回采通过的回采工艺,以 F4 断层为例,通常 方法如下 (1)工作面揭露出完整的断层面后,在断层 下盘煤层顶板上的采煤机割采范围内施工松动炮 孔。孔深 1.0 m,直径 42 mm,炮孔方向与回采方 向一致。 共布置上下两排炮孔, 上排炮孔距顶0.3 m, 下排炮孔距上排炮孔 1 m,钻孔水平间距为 2 m。 吴光辉综采工作面快速过断层回采工艺研究 462020 年第 9 期 布置图如图 1 所示。 (2) 炮孔施工完毕后, 向炮孔内装入乳化炸药, 单孔药量为 0.3 kg,水炮泥封孔,封孔长度 0.5 m, 利用一段电雷管引爆。 (3)断层下盘煤层顶板放炮完成后,采煤机 直接进行截割,每刀割采深度 0.5 m,两个循环后 继续施工松动炮,直到工作面通过断层为止。 图 1 3211 工作面 F4 断层炮孔布置图 2.2 放炮过断层工艺缺点 (1)破岩较多,设备损耗严重。由于煤层顶 板主要为粉砂岩,硬度较大,即便提前进行松动爆 破,对采煤机损耗严重。之前工作面爆破过断层时, 由于破岩量大,损坏一个滚筒,更换截齿 60 余个, 共造成损失 80 余万元。 (2)工作面推进效率低。由于每两个循环需 要进行松动爆破,施工炮孔数量按照 40 个计算, 则打孔和装药时间共计 3 h,爆破时间为 40 min, 导致工作面每天回采进度不足 3 m,回采效率低。 (3)降低回采率。工作面受 F4 断层影响长度 为 65 m,经计算,通过放炮加采煤机强行回采会减 少产量超过 5000 t,损失超过 200 万元。同时若将 大量底煤留在采空区,会大大增加采空区瓦斯涌出 量,增加上隅角瓦斯治理难度。 3 旋转调斜过断层回采工艺分析 3.1 旋转回采工艺 为了提高工作面过断层时的回采率,减少丢底 煤和破岩量,同时缩短过断层时间,在工作面机尾 回采至距 F4 断层 5 m 时,利用旋转回采法,调整 工作面方向,使之与断层平行。 (1)3211 工作面刮板输送机最大弯曲角为 1.5,采煤机一个循环回采深度 0.8 m,所以每割 一刀煤,刮板输送机允许弯曲的最大长度为 L0.8/ sin1.5 30.7 m。工作面液压支架宽度为 1.7 m, 则允许弯曲范围内支架数为 N30.7/1.7518 架, 3211 工作面共有支架 132 个,则旋转回采等分数为 m132/187。 (2)以工作面机尾 132 架为首个支点,其后 第二至第八支点依次为 114 架、96 架、78 架、60 架、 42 架、24 架和第 4 架。 (3)进行旋转回采之前,首先将切眼调直,然 后将采煤机移至 114 架处,并向机尾侧进刀,采深 0.8m。采煤机割煤至机尾后,空刀返至 96 架处,然 后将114132架间的刮板输送机前移, 并移动支架。 (4)采煤机自 96 架开始继续向机尾进刀, 回采至机尾后仍然空刀返回 78 架处,然后继续将 96132 架间的刮板输送机前移,并移动支架。依次 类推,直到采煤机返回第 4 架。期间共割煤 7 刀, 其中短刀 6 刀,长刀 1 刀,每刀 0.8 m,则第一个 旋转循环工作面共推进 5.6 m。 (5)F4 断层与切眼夹角 18,则工作面机尾 揭露断层后再回采 17.6 m 即可全部揭露 F4 断层, 因此工作面仅需3次旋转循环即可完成工作面旋转, 保持与断层平行。 3.2 调斜回采工艺 在工作面完成旋转后即可全部揭露断层,工作 面可整体通过断层。为了提高下盘回采率,同时减 少下盘破岩量和丢煤,决定调整采煤机俯斜回采通 过 F4 断层。 (1)切眼从机头至机尾下行回采至距断层 14 m 时,开始调整采煤机角度,使其按 -7进行回采。 如图 2 所示。 (2)当采煤机俯采揭露断层下盘煤层底板时, 调整采煤机角度进行水平回采。 (3)俯斜回采时,需留断层上盘顶煤,厚度 01.7 m。根据以往回采经验,受回采动压影响,留 煤难度较大,易造成顶板垮冒事故。基于此,进行 注浆加固和撞楔支护对顶煤进行联合支护。俯斜回 采时,对顶煤施工注浆钻孔,深度 3 m,倾角 -7, 间距 2 m。并对钻孔进行高压注浆,浆液材料为聚 氨酯粘合剂,注浆压力 1.2 MPa。注浆后,在俯斜 回采预计留顶煤处,利用长 3 m、直径 30 mm 的钢 钎进行撞楔超前支护。钢钎间距 0.5 m,排距 2 m, 相邻两排撞楔支护交错布置。 图 2 3211 工作面俯斜法过断层示意图 (下转第 51 页) 512020 年第 9 期 申少波厚煤层软弱顶板巷道围岩控制技术研究 (b)采取优化措施后 图 3 巷道围岩监测曲线 由图 3 可知,W13111 胶带顺槽巷道围岩变形随 时间增加而逐渐变大。采取围岩控制措施后,顶板 下沉量、两帮移进量、底鼓量在 060 d 内呈线性增 长关系,在 60 d 左右达到稳定值,而后随着时间推 移基本无变化。顶板下沉量最大值为 72 mm,较优 化前减少 53 mm,降低约 42;两帮移近量最大值 为 130 mm,较优化前减少 340 mm,降低约 72; 底鼓量最大值为 80 mm,较优化前减少 95 mm,降 低约 54。巷道变形主要以两帮变形量为主,顶板 下沉量和底鼓量不大,巷道围岩完整性良好。 5 结论 针对赵庄煤业厚煤层软弱顶板巷道支护效果差 的问题,采取优化巷道断面、改变掘进方式、顶板 长锚索补强、帮部中空锚索注浆等围岩控制技术措 施后,顶板下沉量、两帮移近量、底鼓量较优化前 分别降低约 42、72、54,巷道变形主要以两 帮变形量为主,基本控制在 130 mm 以内,顶板下 沉量和底鼓量控制在 80 mm 以内,巷道围岩完整性 良好。 【参考文献】 [1] 李树彬 . 三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术 [J]. 煤炭科学技术,2012,40(06)29-32. 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