集团总工程师
正高级工程师
一、 概述
11#层311盘区位于同家梁矿井田西南部,盘区对应地面为山地和沟谷,地面高程为1338.3~1452.4m。该盘区西北与410盘区相接,东北部与309盘区相接,东南部和白洞矿相邻,西南与四老沟矿相接,面积251.9万平方米,可采煤量982.4万吨。
(1)、煤层特征:311盘区煤层构造简单,赋存稳定,厚度为2.50~4.21m全区可采。煤层中普遍含有一层夹石,夹石厚度为0.14~0.76m。
(2)、地质构造:该区地质构造较复杂,区内发育一小型背斜构造,轴向约NE15度左右,走向近NW-SE;盘区中部存在两组东西向,间距600~700m,落差2.0~2.5m的正断层,将盘区分成三块,大小断层共计20多条,主要断层落差由西向东依次为2.18m、1.96m、2.33m、2.50m,断层破碎带较发育,对煤层开采有较大影响。
(3)、顶板特征:该盘区老顶为粉细砂岩,厚度大于10m;直接顶为粉细砂岩,厚度2.0-4.0m,灰色,胶结坚硬,局部为中砂岩。该盘区顶板坚硬致密,整体性较强,采空后不易自然冒落,自然冒落高度在2~5m之间。
(4)、工作面和巷道参数:11#层81116工作面位于311盘区的中部,两组断层之间,背斜构造的轴部。该面倾斜长度为150m,走向长度为958m,煤 层厚度为2.35~3.98m,煤层倾角为2。~5。,煤体坚硬具有冲击倾向性,设计采高为3.0m。本面运料巷(51116巷)为矩形巷道,净宽为3.4m,净高为2.5~2.8m(局部达3.2m),原支护为间距1.0m、眼距1.0m的四眼钢带锚栓支护,巷道顶板完整。51116巷与81114工作面采空区巷间煤柱宽为20m。
二、 11#层311盘区冲击地压显现特点
我矿在开采11#层311盘区第8个工作面即81116工作面过程中,当工作面从切眼向外推进到260m时,该面运料巷(51116巷)突然发生强烈的冲击地压,压力在瞬间释放并伴随着巨大声响,来压强度大,破坏极其严重,波及范围达到120m。在运料巷从工作面尾端头向外50m范围内:①两邦煤体突出严重,古塘侧炸邦深度1.8~2.26m,工作面侧炸邦深度0.8~1.4m,炸邦后巷宽达到6.5~7.0m(巷道原宽3.4m),古塘一侧炸邦比工作面侧明显严重,炸邦煤量超过100m3,达140余吨;②巷道底板鼓起,巷道底鼓严重处达0.5-1.1m。在此区域内,由于底鼓和炸邦堆煤巷道基本被封死仅留有0.3~0.5m的间隙,而巷道顶板基本完整,没有大的变化;③支护被破坏,巷道支设的单体支柱倾倒,底部向工作面侧位移0.5~0.7m,底鼓严重处个别支柱被压“死”。在运料巷从工作面尾端头向外50-120米范围内,出现不同程度的片邦、底鼓、轨道翻道现象。冲击地压从尾端头波及到工作面76#支架处,底鼓并出现2cm宽的裂缝,在该处作业的工人被巨大震动颠到顶板后掉下。尾端头一名作业人员被突出煤体掩埋死亡。事故发生后,对生产造成了相当大的影响,仅清理巷道片邦煤,维护巷道就历时57小时,在此期间无法生产。第一次冲击地压之后,在运料巷古塘侧加支了木点柱和木丛柱,在工作面侧加支了6m双梁迈步走向木抬棚,支护范围从尾端头向外150m,同时巷道超前支护的单体支柱支护长度由原来的25m增加到60m。距第一次来压向外推进7m,又出现了第二次来压,在运料巷从尾端头向外25m范围内,古塘侧煤柱炸邦深度1.5~1.8m,工作面侧煤体炸邦深度0.8~1.2m,底鼓0.5-0.8m左右,所支设的单体柱、木丛柱、木点柱底部向工作面侧邦位移0.5m左右,支护破坏40m。距第二次来压向外推进9m,又出现了第三次来压,在运料巷距工作面尾端头35-45米范围内,工作面侧煤体炸邦约2.0m,炸邦煤充填巷道1.7m高,巷道底鼓0.3~0.5m,靠古塘一侧煤柱炸邦1.8~2.2m,支设的点柱被打倒、丛柱倾斜,支护破坏50m。当工作面推进到287m时再次来压,运料巷底鼓严重,达0.6-0.8米;巷道古塘一侧煤柱炸邦2.5m以上,支护破坏12m,巷道封堵截15m。当工作面推进到336米时,工作面又突然来压,运料巷底鼓,在60米范围内底鼓0.2-0.5米,其中里部30米范围内底鼓较严重达0.4-0.5m;支护破坏严重,支护全部向81116工作面方向倾斜;古塘一侧煤柱炸邦2.0米,巷道封堵5米。此后在81116工作面及所采81118、81120、81122、81124各面中,每推进40-100m,均会发生不同程度的冲击地压。其中类似于上述情况的即有67次。每次来压步距及来压强度和破坏程度不相同且变化较大,没有任何规律性,且来压前工作面及两巷均无明显征兆。
11#层81116工作面运料巷发生冲击地压情况表
发生 次数 |
开 采 位 置 (m) |
影响 范围 (m) |
炸邦深度(m) |
底鼓 高度 (m) |
造成的影响 |
|
古塘侧 |
工作面侧 |
|||||
第一次 |
260 |
120 |
18-2.26 |
0.8-1.4 |
0.5-1.1 |
巷道封堵50m,超前单体支柱倾倒、压“死”,尾端头煤体掩埋一人死亡,轨道翻起。 |
第二次 |
267 |
25 |
1.5-1.8 |
0.8-1.2 |
0.5-0.8 |
支护破坏40m。 |
第三次 |
276 |
10 |
1.8-2.2 |
2.0 |
0.3-0.5 |
巷道封堵10m,支护破坏50m。 |
第四次 |
287 |
15 |
2.5 |
不明显 |
0.6-0.8 |
支护破坏12m,巷道封堵15m。 |
第五次 |
336 |
60 |
2.0 |
不明显 |
0.2-0.5 |
巷道封堵5m,支护破坏60m。 |
备注 |
此后在81116工作面及所采81118、81120、81122、81124各面中,每推进40-100m,均会发生不同程度的冲击地压。其中类似于上述情况的即有67次。每次来压步距及来压强度和破坏程度不相同且变化较大,没有任何规律性,且来压前工作面及两巷均无明显征兆。 |
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三、 来压原因分析
在冲击地压发生后,通过对本盘区煤层赋存状况、煤层顶底板状况、地质构造、工作面布置方式等各方面分析研究同时通过参考大量有关资料,我们得出本区发生强烈冲击地压主要有以下几个方面原因:
(1)该盘区煤层本身具有冲击倾向性。经中国矿业大学鉴定,该盘区煤层具有强冲击倾向性。该盘区煤层煤体坚硬,能够储存大量的能量,再加上各工作面巷间预留煤柱较宽(20m),施加在巷道两侧煤体上的压力不能逐步释放,当能量释放速度小于能量积聚速度时,能量在煤体中不断积聚达到煤体破坏极限突然释放产生强烈的冲击地压。
(2)整体砂岩顶板是产生冲击地压的主要原因。由于11#层311盘区顶板为整体砂岩,厚度大于10m,局部含粗砂岩,质坚硬,不易垮落,垮落成倒台阶状,垮落角较小,冒落高度在2-5m之间 ,上位岩层没有垮落,故在相邻工作面采空区和本面顺槽预留煤柱上形成悬臂梁,造成邻面顶压和本面顶压叠加,应力在巷道两侧煤体上高度集中,产生应力集中区,形成了冲击地压区域。
(3)采动诱发冲击地压。本盘区冲击地压属于受工作面采动影响而形成的重力型的冲击地压。随着工作面的推进,受采动超前压力叠加的影响,应力在巷道两侧煤体上高度集中,当应力叠加达到了煤体发生弹性变形的极限时,在煤体的薄弱环节上煤体被破坏,突然释放出大量的能量,导致煤体喷出,打破了原来的支撑平衡,底板鼓起,其结果是煤体封堵巷道,支护被破坏。
(4)地质构造是影响冲击地压的重要因素。大量研究资料证明,地质构造越复杂,冲击地压产生的频度越高、强度越大。该盘区地质构造较复杂,断层多而且集中,断层破碎带发育,落差较大,盘区中部有一背斜构造,81116工作面处于两组断层之间,背斜构造轴部。
(5)正常情况下该盘区工作面初次来压步距为25m,直接顶初次垮落步距为16m,周期来压步距为10-30m之间 ,周期来压强度较大(动载系数大于1.41)的来压步距在50-100m之间变化。在回采过程中,工作面的采动压力成为强烈冲击地压的一个诱发因素。
四、 综合防治技术
针对本盘区冲击地压的来压状况及原因分析,我们通过实践先后采取多项控制措施,由单纯的放顶到采用“支”、“放”结合最后到“支”、“放”、“卸”
三结合并采取“卸压孔预爆破煤体”的一整套的综合防治技术,使冲击地压强度和频次逐渐降低,破坏性逐渐减小。
“支”:在工作面运料巷尾部端头往前200m范围内古塘侧每0.5m支木丛柱一组,每组三根,直径200mm以上,同时在该侧丛柱里挂金属网防止片邦煤伤人,工作面一侧采用6m双梁迈步走向抬棚加强顶板支护。
“放”:针对本工作面及相邻面采空区顶板垮落不理想的问题,必须加强放顶工作。我们制定了工作面浅孔和顺槽深孔一齐上,本面和邻面一齐放的放顶措施。进行深孔爆破,根据本面老顶岩性及厚度,深孔放顶的破坏厚度必须在8-10m之间。同时考虑到放顶的步距、放顶的设备等各方面的综合因素并通过在实践中效果检验,各项放顶参数经过数次调整,最终确定了合理的数值。
(1) 为破坏相邻采空区老顶,在本面运料巷向相邻面采空区打深孔放顶,方向垂直古塘,深度28m,仰角21。,装药20kg,封土15m,炮眼间距30m,距工作面30m以上放炮。
(2) 为破坏本工作面上覆老顶整体性,在运料巷向本面方向打深孔放顶,采用单、双孔间隔布置,炮眼间距20m,超前工作面2m放炮。单孔:与煤壁偏角16。,眼深23.6m,仰角30。,装药20kg;双孔:1#眼深30m,仰角30。,与煤壁偏角16。,装腔作势药30kg。2#眼深25m,仰角20。,与煤壁偏角20。,装药20kg。
(3)为减少相邻工作面运料巷顶板应力,为下一个工作面开采打好基础。在本面皮带巷向本面方向打深孔,与煤壁偏角11。,眼深23.6m,仰角20。,装药20kg,封土10m,炮眼间距15m。超前工作面2m放炮。
“卸”:为缓解煤体压力,破坏煤体整体性,增加自由面,使煤体本身能消化吸收一部分能量,使顶板弹性能在煤柱上得以缓解释放,避免能量大量集中而造成突然释放。布置在运料巷两邦打卸压孔卸压。在卸压孔布置形式上,先后采用过多种方式。先采用φ50mm圆孔,三孔一组,三角形布置。后改进为单孔布置,φ80mm,深度8m,根据实践效果,在单纯卸压的基础上,采用了预爆破破坏煤体整体性和钻孔卸压的措施。预爆破采用少装药多打眼的方式,装药量控制在0.25kg/孔。每米打两排卸压孔,上下布置,排距0.5m。上孔装药0.25kg进行预爆破,下孔作为自由面保证爆破效果。实施了卸压预爆破后后,效果相当明显,来压时片邦显著减轻。
五、 效果
通过采取上述综合防治措施之后,该盘区冲击地压强度和频率明显降低并且不影响生产,该盘区已经安全采出5个工作面,84万平方米,310万吨煤量。再未发生过一起人身伤亡事故,没有影响生产。虽然增加了支护和放顶成本,但经济效益和社会效益显著。可以说我矿近几年能够安全、高产主要得益于11#层311盘区冲击地压的成功防治。
作者简介:
邬庆峰 男 1961年12月出生,1988年8月毕业于大同矿务局职工大学综采专业,助理工程师,现任同煤集团公司同家梁矿综采三队技术主管。邮编:037025 电话:0352-7063225
李珍斌 男 1967年9月出生,1990年7月毕于大同煤炭工业学校采煤专业,助理工程师,现任同煤集团公司同家梁矿综采四队技术主管。邮编:037025电话:0352-7063226
Synthesize to prevention and cure impact earth pressing in the 11# layer 311 in the panel work plane of Tongjialiang Coal Ming
Abstract:
In the process of passing to mine 11# layer 311 in the panel work plane,we analysed and researched the reason for occuring the impact earth pressing ,adopted the “prep”、”put”、“unload ”three combination and take to unload to pess the bore prepare to bow up coal a whole set of sgnthesizes the prevention and cure measure,which lowered consumedly the frequenly and intensity of impacting earth pressing ,realized the safety produces efficiently .
Key words:
Impact earth pressing Synthesis Prevention and cure