山东煤矿安全监察局 赵日峰
据统计,煤矿历年来发生的重特大安全事故,占全部死亡事故的39%;因此,分析重特大事故发生的原因和规律,进行现场实用安全技术研究,在管理上、技术上、装备上采取针对性的防范措施,实行重点治理和监察监控,对遏制重特大事故的发生具有十分重要意义。
1山东煤矿重特大安全事故多发专业分析(见表1)
*:表中市、县、乡镇煤矿重特大事故为1972年到2004年统计数
从表1分析,重特大事故多发专业:
(1)事故起数为:顶板占39%、水灾占27%、瓦斯占24%。
(2)死亡人数为:顶板占17%、瓦斯占40%,水灾占35 %。
2顶板重特大事故分析及现场实用管理技术措施
山东省煤矿在1980年以前,顶板事故占60%左右,垮面、大冒顶重特大事故常有发生,究其原因,主要是“两个不清楚”:(1)对顶板来压规律不清楚;(2)对支柱性能及实际支撑能力不清楚。因此,有针对性的开展了“两测”工作:(1)进行矿山压力观测和底板比压测定,摸清采场上覆岩层运动规律和底板破坏规律;(2)对支柱检修试压和进行实际支撑能力测定。经过全省技术人员十年的艰苦努力,“两测”工作取得了巨大成绩:(1)对顶板来压规律和底板破坏规律心中有数;;(2)对支柱性能和支撑能力心中有数。在此基础上对全省煤矿主采煤层进行了顶底板分类,采取了针对性管理技术措施,进行了大量的支护改革,1990年以来,全省杜绝了大冒顶垮面特大事故,零打碎敲顶板事故大幅度下降,全省顶板事故下降30%。但是,2000年以来,全省煤矿重大顶板事故时有发生,零打碎敲顶板事故也频繁发生,顶板事故上升到占全部事故的50%左右;;2001年全省煤矿原煤死亡165人,其中,顶板事帮死亡58人,占35 % ;2002年全省煤矿原煤死亡104人,其中,顶板事故死亡53人,占51 % ;2003年全省煤矿原煤死亡97人,其中,顶板事故死亡27人,占27 .8 % ,2004年全省煤矿原煤死亡49人,其中,顶板事故死亡18人,占36 .7%。
2 .1顶板事故分析
(1)发生时间:早班占34.8%,中班占26.1%,夜班占39.1%。夜班事故较多的原因,主要是工人休息不好,精力不集中,容易忽视工程质量;另外,矿领导夜班下井少,放松了安全管理和安全检查。
(2)顶板条件:砂岩等坚硬顶板比较完整,容易麻痹大意,事故占全部顶板事故的53.6%;泥、碳质页岩等较碎顶板,因易发生漏冒顶事故而引起重视,因此,事故仅占6%。
(3)发生地点:采煤面上下端头、出口是顶板事故多发地点,此处是支承压力叠加区,当前移运输机头、机尾时造成大面积空顶,加之平时支护密度小,特殊支护质量差,造成的冒顶事故占20%。
(4)发生工序:
①放炮:采煤工作面放炮后或采煤机过后支护不及时,长时间大面积空顶擂煤,此时测定的顶板下沉速度是日常的3倍以上,极易发生离层冒顶,顶板事故占37%以上。
②回柱:采煤工作面回撤支柱,顶板活动加剧,顶板下沉速度是日常的10倍,顶板极易跟下伤人,顶板事故占32%。
(5)支护强度低:采煤工作面90%的顶板事故是由于支柱初撑力低,底板软支柱钻底,支护强度底,造成顶板下沉、离层、冒落。
(6)地质构造:采煤工作面因过断层,过老酮子,煤层条件、顶底板岩石性质发生变化,没有及时采取特殊支护措施,发生冒顶事故占11 .7 %。
(7)掘进工作面:掘进放炮后的顶板下沉速度是距迎头2m以外的2倍,不使用前探梁,空顶作业,前十架棚不联锁加固,造成片帮冒顶事故。
(8)巷道交叉点三叉门、四叉门处,支承压力叠加,空顶面积大,不使用双抬棚加强支护,造成片帮冒顶事故。
(9)整修巷道:不先进行加固支护,不先支后回,造成片帮冒顶事故。
(10)冲击地压:冲击地压发生主要与矿井的开采深度、煤岩物理力学性质、采掘工艺及其它诱发因素有关。山东省从1966年到2004年共发生破坏性冲击地压229次,死亡23人,重伤44人。
2 .2现场实用顶板管理技术措施
(1)采煤工作面主要抓好“二个质量,三个环节”
二个质量:①支柱(架)的质量,必须按规定定期检修、试压,确保零部件完好;使用木支柱,材质必须符合规定要求;②支设质量,支柱必须迎山有力,按规定支设整齐、稳固、接实顶、底板。三个环节:①泵站压力,单体液压支柱必须达18MPa,乳化液浓度1-2%;综采支架必须达30 MPa,乳化液浓度3-5%。 ②底板松软,要穿铁柱鞋,支柱钻底不得超过10cm;③每班必须进行二次(多次)补液。升柱时,若活柱一触顶即停止注液,初撑力仅达55kN/根。因此支柱注液时,活柱触顶后应继续注5s。
(2)正确使用采煤工作面四种特殊支护
①端头出口支护:使用一梁三柱的四对八根长钢梁或双楔梁,必须成对、交替、迈步支护;石灰岩顶板,端头支护密度要大于工作面的支护密度;综采工作面要使用端头支架。
②贴帮支护:主要是支护要及时,防止机炮道顶板下沉、离层和煤壁片帮。现场实测,砂岩顶板的允许下沉值为150-200 mm,允许悬露时间为40-60 min,泥岩、碳质页岩顶板的允许下沉值为160-190 mm,允许悬露时间为30 min。
③切顶支护:应使用戗柱、戗棚或丛柱加强支护,尽量不使用木垛,因其抗压能力仅 120kN,抗推力仅20kN。
必留前支护:在上下平巷的原支护下,使用两排支柱、顶梁支护,高度综采不低于1 .8m,其它不低于1 .6m;初撑力不小于50kN,超前支护范围:根据实测,砂岩顶板为30-40m,石灰岩顶板为18-25m,泥碳质页岩顶板为13-20m ,“三软煤层”为80-100m。采煤工作面后方支承压力带一般在30-50m,其剧烈影响区在8-25m,稳压区在50-130m。
(3)重点抓好采煤工作面初次放顶
①从开切眼推进开始,要组织各业务部门根据现场实际,制定初次放顶特殊措施,落实责任,并抓好措施落实,实行调度牌板重点管理,直至初次放顶结束。
②在采煤工作面内和上下平巷设观测点,使用顶板动态仪观测超前支承压力变化情况,结合矿压显现进行综合预测预报,严防发生初次来压垮面冒顶事故。
(4)认真做好作业规程的编制和实施
①抓好十个环节:规程编制、会签审批、传达学习、工人签字、工人考试、学习补考、成绩登记、现场实施、定期复查、修改补充。
2及日寸补充十种特殊措施:初次来压、采场收尾、断层构造、开采煤柱、伪顶开采、过破碎带、过老巷道、过老空区、过冒顶区。
(5)巷道顶板管理
①推广应用光爆锚喷和“三小”技术:山东省1976年开始光爆锚喷,目前已从全岩巷道发展到全煤巷道、从硬岩巷道发展到软岩巷道、从静压巷道发展到动压巷道;支护材料从锚杆到锚网、锚W钢带、锚梯形钢筋梁等并推广应用了小钻头(Φ32mm)、小锚杆((Φ27mm)、小药卷(Φ27mm乳化炸药)。
②巷道稳定状况及锚杆长度确定:巷道顶板为泥页岩,距迎头30m以外趋于稳定状态,其松动范围为0.5-1 .2m;巷道顶板为泥碳质页岩,松动范围为1 .2-2 .0 m;巷道顶板为石灰岩,距迎头70m以外趋于稳定,其松动范围为0.4m;巷道顶板为砂岩,距迎头10m以外趋于稳定,其松动范围为1.0-1 .2m。无论何种锚喷巷道,锚杆的锚固力均应达到20-40kN。
③前探梁的使用:巷道掘进迎头,除坚硬岩石、石灰岩顶板外,都必须使用前探梁;前探梁的材料有钢管、工字钢、轻型钢轨等;前探梁的种类有吊挂式,一般为木棚支架使用,常用一梁二环或一梁三环;工字钢支架一般用可调式和卡环式;拱型金属支架一般用卡栓式;锚喷支护一般用吊环式,吊环的螺母与锚杆连接。
④沿空送巷及留设煤柱:根据观测,采煤工作面两侧支承压力影响范围为:压力降低区为0-7m,升高区为7-30 m,所以应在采煤工作面两侧7m以内进行沿空送巷,不可在采煤工作面两侧7 - 30范围内留设护巷煤柱,如必须留设护巷煤柱,应不小于30m。
2 .3支护设计
(1)支护设计要根据煤层地质资料,定量预计顶板运动规律和支架围岩关系,做出针对性设计。因此,正确确定支柱在采场的实际支撑能力和合理支护强度(亦俗称顶板压力)是计算合理支护密度的关键。
①支护设计中,支柱实际支撑能力与支柱在采场实际工作状况、增阻过程、支撑不均匀状况和采煤工作面的倾角、采高等因素有关,其计算为:
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R
式中:R-支柱额定工作压力。
K-支柱阻力影响系数(见表1)
②支护强度(亦俗称顶板压力)的确定
支护强度的确定原则应是防止顶板发生剪切、滑动、冲击、冒落,抑制顶板出现台阶下沉、破碎、离层、冲击载荷。
可根据以下三种方法结合现场实际确定:
A)可采用经验公式计算支护强度
Pt=(4-8)×h×r ( t/m²)
式中:h-采高(m)
r-顶岩容重( t/ m³一般为2 .5)
B)采用现场矿压实测工作面来压最大平均支护强度
C)可参照《山东煤矿主采煤层采煤工作面顶底板分类标准》结合本矿煤层顶底板实际条件确定支护强度。
③采煤工作面合理支护密度
N=Pt/ Rt(根/m²)
式中:Pt-支护强度(( t/ m²)
Rt-支柱实际支撑能力((t/根)
(2)底板控制
据测定,底板软,支柱钻底,支撑力下降66%;如果垫木鞋,支柱压入木鞋1-2cm,支撑力下降65%;加果戴木帽,活柱顶入三分之一,支撑力下降76%。因此,必须十分重视对底板进行控制,应根据底板比压合理选择铁柱鞋,不使用木鞋和戴大木帽,防止支柱钻底。
(3)合理控顶距选择:
采煤工作面合理控顶距确定原则,坚硬顶板适当大些,松软破碎顶板适当小些,一般为3一4硐。
2 .4采煤工作面顶底板分类
山东省在1997年,根据有关标准,在对大量矿压观测资料分析、研究的基础上,完成了《山东煤矿主采煤层采煤工作面顶底板分类标准》,根据山东省煤层实际条件,又重新整理成各矿区顶底板分类表,便于进行支护设计和技术管理。
(1)直接顶稳定性的分类指标为:岩性、厚度、初次垮落步距、综合弱化常量、单向抗压强度、等效抗弯能力。
按其稳定性分四类:不稳定、中等稳定、稳定、非常稳定。
(2)老顶来压强度的分类指标为:岩性、厚度、初次垮落步距初次来压当量。
按其初次来压和周期来压显现程度分四级:来压显现不明显、明显、强烈、极强。
(3)底板稳定性分类指标为:岩性、允许底板载荷强度、允许底板刚度、允许底板单向抗压强度。
按其抗压入程度分五类:极软、松软、较软、中硬、坚硬。
3结束语
“祝故多藏于隐蔽,而发于人之所忽’,,只要认真总结经验,吸取教训,分析事故发生的原因和规律,采取针对性的措施,强化责任感、使命感和紧迫感,扎实有效地抓好事故多发专业的综合治理,认真落实事故隐患整改措施,超前预防,就一定能杜绝重特大事故的发生,实现煤矿生产的长治久安。