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综采工作面过断层下分层综采工作面过煤柱和断层群开采技术摘要:本文对平煤股份一矿戊90-31020工作面过煤柱和断层群开采技术进行了分析、总结和研讨,解决了煤柱段巷道支护、过断层期间顶板控制、两巷管理等技术难题,实现了采面的安全生产。关键词:下分层;综采;煤柱;断层;支护一、试验工作面基本情况平煤股份一矿三水平戊一采区的戊90-31020工作面地层为一走向北倾斜的单斜构造,煤层倾角7~10°,根据风、机巷及上分层回采揭露地质资料分析,该工作面断层较发育,均为正断层,走向以北东向为主,落差在0.6~4.0m。上分层戊8-31020工作面回采过程中,由于受落差H=2.0~8.0m的五条断层的影响,回采过程中进行了跳眼搬家,留下走向长度270m的煤柱。下分层戊90-31020工作面回采时,仍受该断层影响,且煤柱段两巷压力大,管理十分困难;同时,所有采煤工作面的跳眼均在断层群影响下进行,所以研究工作面过断层群措施具有重要意义。1#断层与风巷夹角小,在工作面内延伸较长,将在断层与机尾之间形成薄煤区;2#与3#断层在工作面内相连,且位于煤柱下,对回采影响较大。该工作面内戊9、戊10煤层大部分为合层,在东部有少部分为分层,戊9煤平均厚度1.2m,戊10煤平均2.6m。设计采高为3.4m。工作面走向长1500m,倾斜长146m,可采储量91.8万t。工作面无伪顶,直接顶为灰色泥岩,厚2.8~96.5m;老顶为灰色砂质泥岩,厚5.4~20.6m。相对瓦斯涌出量为5~8m3/min,按高沼区管理。工作面机、风两巷采用锚杆、锚索联合支护。风巷原设计巷宽4.0m,高2.4m;机巷设计巷宽4.2m,高2.2m。煤柱段在原锚杆、锚索联合支护的基础上采取架梯形工字钢对棚、棚间距0.8~1.0m加强支护。戊90-31020工作面主要设备配置如下:ZY3200-17/37型液压支架98组,工作阻力为3200KN,初撑力2600KN;工作面运输机为SZZ-764/200型双中链刮板运输机,MGTY-300/700型电牵引采煤机。如图所示,2#断层为正断层落差H=2.0m,倾角为45°,倾向278°,断层与工作面方向平行,该断层在工作面机尾整个同时暴露。3#断层为正断层落差H=4.0m,倾角为40°,倾向302°,该断层会在工作面机尾向下35m处与2#断层连接暴露向机头方向延伸。预计影响范围走向40m左右,对回采有较大影响。二、回采巷道围岩和工作面控制技术断层中通过上分层煤柱回采主要是解决在煤柱压力作用下引起的工作面两巷压力大、切眼煤墙片帮、瓦斯涌出、断层面附近煤岩层松软、两巷变形量增大带来的影响安全生产的不利因素。2.1煤柱段两巷掘进支护设计一矿戊组主要可采煤层有8、9、10等三层煤,戊8厚1.4~2.7m,平均2.1m;戊9厚1.1~2.0m,平均1.2m;戊10厚2.0~3.2m,平均2.6m;部分区域戊9、戊10煤层为合层。合层区戊9-10煤层厚3.5~3.8m,戊8、戊9煤层间距2.8~4.0m,其岩性为灰及深灰色泥岩及砂质泥岩。由于戊8、戊9(戊9-10)煤层间距小,戊8煤层开采对底板的破坏作用,使得戊9煤层巷道顶板破碎,巷道支护难度加大,故在开采戊9-10煤层时原采用钢棚支护,巷道变形严重,制约了单进水平的提高,加大了成本投入;同时,由于巷道变形量增大,有效断面减少,影响通风、行人、运输等诸多环节,给生产带来了安全隐患。为此在戊9-10-31020风、机巷进行高预应力锚杆与桁架支护系统支护试验。风、机巷在戊8、戊9煤层间距大于4.0m时,原采用宽×高=3.6×2.7m的矩形锚网梁支护。并采用15.24×6m锚索作为辅助支护,若遇顶板破碎,戊8、戊9煤层间距小于4m,不适合打锚杆时,采用梁×腿=2.8×2.8m的梯形工字钢支护,该面停采线以外所有掘进巷道及戊8-21180工作面跳采段以下巷道均采用大拱型U29金属棚子支护。如果煤层间距变化大,已施工的巷道,锚网成兜下沉,两帮切顶,应采用套梯形对棚加固。然而,由于不可预见的垂直节理的可能存在,特别是在节理方向平行于巷道掘进方向和层间距较小的情况下,当长壁工作面回采时,在超前支承压力的影响下,顶板可能出现大面积冒落。在层间距较小的条件下,由于上层煤采空区的存在,锚索作为辅助支护将失去作用。2.2桁架系统与预应力锚杆支护围岩机理分析桁架系统是一种控制巷道顶板、巷道两肩和侧帮变形的联动结构,该组合式桁架结构不仅能改变巷道围岩的受力状态,而且还可以有效地限制巷道顶板的变形,将顶板的变形延伸至巷道两侧。实现了主动支护,是一种主动支护系统。2.2.1支护方案戊90-31020风巷断面为梯形,巷道顶板设计采用JMM桁架系统配合高预应力锚杆、菱形金属网、W钢带组合支护;两帮采用W钢带、金属网配合预应力锚杆支护。2.2.2支