高級工程師職稱論文發表綜采(放)工作面預防冒頂

　　論文摘要：根據徐莊煤礦綜采、綜放工作面松散煤體在復雜的地質條件下由于開采仰角較大，煤壁片幫和端面冒頂頻繁發生的現狀，結合煤壁片幫機理和防治技術，確定了合理的防治方案，對松軟煤體及破碎頂板采用多種支護技術，在現場應用后取得了顯著的效果，使工作面片幫冒頂狀況得到了有效的治理。

　　論文關鍵詞：高級工程師職稱論文發表,綜放工作面,片幫,聯合支護

　　松軟厚煤層開采的主要技術難題是煤壁片幫、架前與架間漏冒。對于綜合機械化開采來說，煤壁片幫防治難度很大，煤壁片幫還會導致架前無支護空間擴大，進而導致架前頂板(頂煤)漏冒，影響工作面推進速度和正常循環作業，無法實現高產高效開采，由此也會引發采空區發火及惡化其它礦山壓力現象等，產生惡性循環。本文根據中煤集團大屯公司徐莊煤礦綜采(放)工作面煤壁片幫和頂板事故狀況，通過理論分析研究，采取了合理的支護措施，保證了工作面的正常回采。

　　1工作面地質概況及回采工藝

　　1.1地質概況

　　井田內主要可采煤層有7號煤層和8號煤層。7號煤層位于山西組中下部，上距下石盒子組底部分界砂巖約60m，下距8號煤層0.30～34.0m之間。煤層兩極厚度為1.19～7.97m，所有見煤點的平均厚度為5.00m，為穩定型的厚煤層。8號煤層位于山西組底部，其厚度較大，僅次于7號煤層，煤層兩極厚度為0～6.54m，平均厚度為2.80m，經計算煤厚變異系數r=51.2%，可采性指數Km=0.87，為不穩定型的中厚煤層。

　　7號煤層偽頂不發育，局部地段發育一層厚0.10米的泥巖，隨著回采垮落。組成直接頂或老頂的巖層巖性為泥巖、砂質泥巖、粉砂巖～粗砂巖，巖性和層厚無明顯規律，變化較大，兩極厚度為0～27.83m。8號煤層直接頂板即7號煤層底板巖性一般為泥巖、砂質泥巖，少數為炭質泥巖，厚度變化大，最大厚度約34.0m，屬中等穩定型～穩定型。8號煤層底板巖性以灰黑色泥巖、砂質泥巖為主(個別點為細砂巖)，底板屬中等穩定型～穩定型，但局部區域巷道揭露的8號煤層頂板較破碎。

　　1.2工作面回采工藝

　　徐莊煤礦綜采(放)面沿煤層傾向布置，工作面平均傾角13°，工作面走向煤層坡度為8°左右。煤層厚度在局部變化較大，為1.8～13.5m，平均煤厚5.53m。工作面采用后退式、沿底低位放頂煤全厚開采方法，采高2.3m，放頂煤平均為3.23m，放煤采用“兩采一放”放煤工藝，循環步距為1.2m，頂板采用全部垮落法。工作面配備MG160/380-WD型雙滾筒采煤機，ZF2800/16/26輕型放頂煤支架，兩臺SGZ-630/400型刮板輸送機;采用SZZ-764/160型轉載機。采用及時支護方式，采煤機割煤后緊跟著后滾筒先移架后推溜，最大控頂距為4.342m，最小控頂距為3.742m。

　　2工作面冒頂情況及影響因素

　　2.1工作面片幫及冒頂現狀

　　綜放工作面頻繁發生冒頂現象，2009年前期6個月期間平均一個月發生一次大范圍的不同程度的冒頂，冒落高度最小0.2m，最大2.5m，工作面前方冒落長度0.4～2.0m。隨著回采中不斷揭露斷層，地質條件極為復雜，加上工作面走向角度較大，工作面多數處于仰采階段，其中最大一次冒落范圍超過了工作面長度的2/3。工作面片幫冒頂形式多為正楔形和倒楔形兩種。倒楔型片幫主要由于支架初撐力較低造成，正楔型片幫主要受煤層水、裂隙發育等引起。

　　由于工作面的大面積冒落，致使工作面冒落段的高度達4m以上，造成支架接觸不到頂板，失去應有的支撐，給安全生產帶來很大隱患。同時，由于大量矸石進入工作面，對煤炭質量的影響也非常大。

　　2.2影響因素分析

　　(1)綜放面所采煤層處于斷層較大的地質條件下，由于煤體受到地質構造的擠壓，使得煤體中存在裂隙較多，煤體較軟，尤其在揭露斷層面附近煤體大多呈粉末狀。煤體中節理裂隙發育，破壞其整體性，降低了內聚力，易引起煤體沿節理裂隙面破壞，導致片幫。

　　(2)采用綜放開采時，煤層越軟，支承壓力分布范圍越大，軟煤在煤壁前方的位移也越大，主要以水平位移為主;另外，軟煤較破碎，使支架前方煤體易失穩。

　　(3)放煤后頂板支承壓力加大，使得煤體的運動和破碎更加嚴重，造成了支架前方易發生漏頂，誘發煤壁片幫。

　　(4)工作面處于仰采松散的頂煤易向工作面老塘側滑落，抽空支架上方的頂煤，以及所選用的支架無護幫板，由于工作面傾向角度較大，在移架過程中側護板的利用，架間縫隙大，出現片幫時不能及時支護，在很短的時間內，就能使頂板自動脫落。

　　(5)煤壁片幫擴大了無支護空間，誘發端面冒頂，端冒又誘發片幫，從而形成惡性循環;頂煤冒漏，煤壁片幫事故嚴重，導致事故處理時間加長，使得支承壓力作用時間長，頂煤破碎區前移，又易引發端面冒頂與片幫，形成惡性循環。

　　3煤壁片幫機漏頂理分析

　　煤壁在自重和頂板壓力作用下，主要表現出2種破壞形式:拉裂破壞與剪切破壞。

　　3.1煤壁拉裂破壞

　　煤壁拉裂破壞常發生在脆性硬煤中，該類煤壁的容許變形量小，其片幫破壞主要原因是由于在頂板壓力作用下，煤壁內產生了橫向拉應力，而橫向拉應力不能通過煤體的變形釋放或者緩解，因此當其大于煤體的抗拉強度時，煤壁拉裂破壞，并常伴有破裂聲響。其破壞準則為Rt≤2Kp/πH，其中，Rt為煤體抗拉強度;K為應力修正系數;p為煤壁所受壓力;H為煤壁高度。

　　3.2剪切破壞

　　對于軟煤層而言，在煤體自重及頂板壓力作用下，在煤壁內也會產生橫向的拉應力，但是軟煤層的橫向及蠕動變形會釋放或緩解由于壓縮而產生的橫向拉應力，最終由于煤壁內的剪應力大于抗剪強度而發生剪切滑動破壞。實際的剪切滑動面大部分為曲面，由于煤壁高度和片幫高度不大，可簡化為如圖1所示：

　　圖1煤壁剪切破壞示意圖

　　按照莫爾-庫侖強度理論，破壞準則可表述為沿著剪切面的抗剪力D減去該面上的滑動力S，若該值小于0，則煤壁發生剪切破壞，安全余量G為：

　　式中，C為煤體黏聚力;φ為煤體內摩擦角;N為剪切面上的法向力;S為剪切面上的剪力;h為剪切面破壞高度;q為頂板載荷集度;α為剪切面與煤壁的夾角.N，S是由頂板壓力和破壞體自重兩部分組成的.頂板壓力p=qhtanα.滑動體自重W=h2γtanα/2，

　　其中γ為煤體容重.由莫爾-庫侖理論得到α=45°-φ/2，N=(p+W)sinα，S=(p+W)cosα.代入式(1)，得煤壁剪切破壞準則G=Chsecα+(qh+h2γ/2)(sinαtanφ-cosα)tanα≤0.

　　上述煤壁片幫機理分析表明，無論是煤壁的拉裂破壞還是剪切破壞，主要與煤體的頂板壓力、抗剪強度、煤體性質有關，減小煤壁壓力、改變煤體性質、提高煤體抗剪強度是防止煤壁片幫的主要途徑。

　　4工作面聯合支護技術

　　控制軟煤綜采(放)面端面片幫事故的關鍵在于:如何確定影響因素中的關鍵因素，并實施相應的治理措施，基于片幫機理分析及控制原則，結合該類問題實踐經驗，提出以下煤壁片幫及抽頂控制途徑。

　　(1)空頂是造成冒頂的主要原因，為了有效地控制頂板，工作面支架全面鋪設金屬網，采煤機過后，及時移超前架，減輕了煤壁的承受的壓力。

　　(2)對容易片幫的地方，堅持原有的方法煤壁上打木錨桿，防止片幫。每循環打一次.一般錨桿間排距為1.0m，外加300mm×200mm×50mm的木托板。

　　(3)當片幫、空頂現象仍得不到控制的情況下，采用Ф30mm×3000mm的鐵剎桿沿支架前梁前方與煤壁成70打入煤壁，末端用支架前梁托起，在剎桿之間用半圓木接實，起到瞞頂的作用;支架前放片幫面積較大時用工字鋼結合鐵剎桿和半圓木、單體聯合對煤壁和頂板進行超前支護。

　　(4)對煤體松軟區域進行主動支護，預先對煤體進行加固，減小煤體中的裂隙，同時利用錨桿的預緊力將松散的煤體結合在一起，起到整體加固的方法，通過特殊加工的Ф20mm×2500mm和Ф20mm×3000mm樹脂螺紋鋼錨桿自支架前梁上方或相鄰支架之間對煤壁成450角打入煤壁，利用錨固劑攪拌凝固，起到對煤體的加固作用。如圖2所示：

　　圖2錨桿加固支護

　　(5)采用瑞米加固I號高分子材料對煤壁進行加固，即可把松散的煤體固結成整體避免片幫，并可加強煤壁的整體支撐力，減少頂板空頂面積，有效地控制頂煤冒落，為工作面的正常回采創造安全的生產條件。如圖6所示：

　　5應用效果

　　綜放面端面冒高和片深、片幫范圍密切相關，為檢驗徐莊煤礦綜放面煤壁新控制方案的效果，對工作面進行了觀測(在工作面布置了5個觀測點)，記錄端面頂板冒高及煤壁片深、片幫范圍的變化情況。

　　自實施新片幫控制方案以來，煤體裂隙有了明顯的好轉，同時在沒有使用樹脂螺紋鋼錨桿之前經常發生冒頂的區域的頂板呈現出近視完整的狀態，保障了在正常回采時的安全生產，同時也大大降低了勞動強度，既保證了煤炭資源的有效回收，同時降低工作面在正常回采中的安全隱患。

　　6結論

　　松軟煤層煤壁片幫是制約該類煤層高效生產的主要因素.防止極軟煤層煤壁片幫的主要思路是減緩煤壁壓力和提高煤壁的黏聚力與抗剪強度。控制軟煤綜放面煤壁的穩定，一方面應重視“煤壁—支架”間的相互作用關系，將頂板、煤壁和支架視為一個完整的體系，實現整個工作面圍巖的有效控制;另一方面采用聯合支護方式，加強煤體黏聚力，防止煤壁易片幫區域中的“滑動面”失穩。