特厚煤层综放工作面冲击地压防治技术

特厚煤层综放工作面冲击地压防治技术

同煤集团的大部分矿山都是坚硬的屋顶和坚硬的煤矿。近年来，随着采矿深度的扩大，地质条件日益复杂，地压影响频繁，已成为制约安全生产的主要问题。云冈矿12#层8824工作面，就是典型的两硬条件下开采的受冲击地压威胁的工作面。自2005年3月份生产推进400m后，压力显现明显，工作面头部煤壁片帮多，顶板下沉量大，并伴有煤炮声；2824皮带顺槽巷超前50m左右原支护经常有折梁断柱现象，局部区域出现底臌，轨道变形，皮带架倾斜，尤其靠8826采空侧煤壁炸帮严重，并随着工作面的推进压力显现相应前移。严重时，电气串车被推翻，底板突然臌起50cm～60cm，单体液压支柱压弯或爆裂，影响正常生产，也给安全带来严重威胁。1工作区和地质勘察1.1细及中砂岩岩石本工作面煤层整体呈西高东低的单斜构造，煤层厚度较为稳定，头部煤层倾角较大，达6°，一般为3°～5°；厚度5.5m～6.9m，平均6.2m。直接顶：为灰白色细及中砂岩，矿物成分以长石、石英为主，具水平层理，含云母等暗色矿物，厚度26m～42m。直接底：粉及细砂岩，厚度为0.3m～3.0m。浅灰色，含暗色矿物。开采深度300m。1.2顶板放顶煤开采云冈矿12#层8824工作面，走向长度1630m，工作面长155m，端头支架型号ZFSD—3500—22/35，过渡架型号ZFSG—6800—22/33，工作面支架型号ZFS—7500，采煤机型号MGTY—700，运输机型号SGZ764/400。采用单一长臂后退式低位放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。采高3m，放顶煤3.9m。2四个相邻关系、道路结构和相邻道路上碳立柱的尺寸2.1工作面采空区该工作面上覆3#层408盘区8824工作面及小煤窑采空区，南邻12#层8826面采空区，北邻12#层8822面（未采），东接盘区轨道巷，西为矿界煤柱。2.2沿顶板增植放炮孔布置该工作面共施工5条巷道，沿底板布置2条顺槽巷，其中2824进风巷为机轨合一巷，规格为掘宽4.6m，掘高3.0m，净高2.6m，见底留顶掘进；5824巷为回风运料巷，规格为掘宽3.5m，掘高3.3m，净高2.85m。沿顶板布置1条排瓦斯巷和2条工艺巷，排瓦斯巷与5824顺槽巷内错7m，掘宽3.0m，掘高2.3m，净高2.15m，工艺巷宽3m，高2.3m，间距70m。其中工艺巷作为煤体爆破松动兼进风巷。炮孔的布置原则为：在两工艺巷分别垂直于巷道两帮按三花形式布孔。上孔与上孔、下孔与下孔水平间距为2m，上孔与下孔水平间距为1m，上孔距巷道顶板为1.1m，下孔距巷道底板为0.4m，两孔垂直间距为0.8m，孔深24m～27m。超前工作面煤壁20m预爆破，对顶煤起预裂和破碎的作用，开采时，再利用采动引起的超前支撑压力，二次破碎顶煤。2.3超前支护布置2824进风顺槽巷与已采空的8826工作面留设20m煤柱，原支护为锚杆、锚索联合支护，锚杆排间距为1.0m×0.8m，托板垂直巷道方向布置，锚索沿巷道顶板中线，每4m一根，巷道两帮分别布置两排护帮锚杆。超前支护自工作面煤壁线向外30m范围支双排液压单体柱，其余30m～40m范围在靠工作面一侧支一排单体液压支柱，所有液压单体柱均带0.6m长的工字钢柱帽。由于开采过程中不断发生冲击地压现象，超前支护由原来的两排30m改为三排100m，前50m采用对柱支护，即在邻空侧一根工字钢柱帽下互相紧贴两根单体液压支柱，并安装压力表进行观测、记录和分析。3压力检测计划3.1花布置上帮邻空帮孔深和底板高度在2824顺槽巷垂直两煤帮各施工两排卸压孔，三花布置，下排卸压孔距底板高度1.2m，排距0.5m，孔距0.8m，下帮（邻空帮）孔深8m，上帮孔深10m，孔径均为90mm。见图1。3.2.3.4爆破眼施工在5824顺槽转载机范围内底板中施工卸压槽。施工顺序：缩皮带时在转载机前施工，转载机前移后，卸压槽位于转载机下。炮眼布置方式：距巷中心线两侧各250mm施工爆破眼，炮眼间距400mm，排距500mm，眼深1300mm，角度45°，水平摆角80°。每施工2个眼一次起爆，每眼装一卷起爆药，即3#硝铵炸药和瞬发电雷管，正向爆破。卸压槽的长度视工作面推进度而定，起爆后，槽深保持600mm以上。见图2。4超前支护范围施工卸压孔后巷道压力明显降低，巷内煤壁片帮现象减少，尤其是邻空侧煤壁炸帮减弱更为显著，超前支护范围内炸帮、片帮程度明显改善，顶板下沉量减少60%以上，损梁折柱现象有很大的缓减。施工卸压槽后，底臌次数减少50%以上，危害程度也大大降低，电气列车、皮带架、运输轨道等均没有发生过大的倾斜，保证了正常的生产和安全。5施工卸压孔和卸压槽，保证了施工顺利进行(1）采用卸压孔和卸压槽配合强支护防冲措施，有效地降低了邻空巷压力