综放开采:技术研究

综放开采:技术研究（精选8篇）

综放开采:技术研究 第1篇

所谓层序地层格架, 指将同时代形成的岩层有序地纳入相关年代的时间-地层对比格架中, 在此基础上进行等时地层对比和描述地层叠置样式的地层学方法。由于在时间-地层格架中所标定的岩层应该是同时代形成的, 被具有等时对比意义的层序边界限定在一定的地质年代间隔内, 或者说层序地层格架中的层序地层单位是被具有年代意义的物理界面所限定的、具有同步沉积演化序列的等时岩石组合体[1]。

1 石炭系特厚煤层地质构造分析

在工作中, 以单井沉积相和高分辨率层序地层的精细分析作为划分各级别基准面旋回层序的依据, 选择长期旋回层序的二分时间单元分界线 (即层序界面和湖泛面) 为进行等时地层对比的优选位置, 以最具等时对比意义的中期旋回层序为等时地层对比单元, 对大牛地气田上古生界太原组、山西组和下石盒子组进行高分辨率层序地层划分、等时对比和建立层序地层格架。需指出的是, 完整的基准面旋回既可由具备二分时间单元沉积记录的岩层组成 (即对称型旋回) , 亦可由单个时间单元的岩层与代表侵蚀作用或无沉积作用的间断面组成 (非对称型旋回) , 乃至表现为整个层序沉积记录完全被抹掉的侵蚀冲刷间断面。因此, 在进行不同级别基准面旋回层序等时对比时, 尤其是对较短周期的旋回层序进行等时地层对比时, 必须了解同时代旋回层序结构在对比过程中可能出现的多种变化模式[2]。

建立层序地层格架, 可更有效地提高区域地层对比精度和沉积相分析结果的可靠性, 从而为古地理再造、盆地分析、油气地质演化, 以及有利相带或区块预测及资源评价等精细地质研究提供更为可靠的地质依据。煤层顶底板岩性直接影响煤层含气量。石炭系含煤段砂岩含量占地层百分比大于30%的砂岩区分布于泅村甸和大城古背斜区, 泥岩区分布于文安古向斜区, 这就反映了文安古向斜区含煤段是以泥岩为主。在文安古向斜区, 含煤段底部主要为致密砂岩, 含煤段顶、底板封隔条件较好, 且可能存在超压水饱和煤层。

2 石炭系特厚煤层的顶板结构力学分析

大采高综放工作面采空区覆岩运动空间大, 活动剧烈, 形成稳定结构的层位高, 对于1次开采厚度15 m的特厚煤层, 在采高较小情况下上覆能形成稳定结构的基本顶岩层转化为大采高综放情况下的直接顶, 直接顶破断后不能传递水平力, 但对于具有较高强度的直接顶来说易形成悬臂梁结构而作用于支架上, 同时, 高位坚硬岩层作为基本顶仍可形成砌体梁结构。当支架工作阻力较小, 在难以阻止上覆顶板过大下沉量的情况下, 砌体梁结构关键块将进一步下沉, 迫使悬臂梁结构回转, 悬臂梁回转下沉导致作用于砌体梁的支护阻力减小, 尤其是来压阶段, 易造成砌体梁滑落失稳, 从而造成工作面矿压强烈、支架冲击荷载现象, 这是不连沟综放工作面来压强烈的主要原因[3]。

由于后端刮板输送机运输能力有限, 顶煤经常溢到输送机两侧, 进入煤帮一侧的浮煤可以回收, 而溢到采空区一侧的煤很难回收。于是移架后在工作面的采空区内形成了锯齿形丢煤带。随着工作面的循环推进, 锯齿形丢煤带将循环反复的产生, 并永久丢弃在采空区。为了回收这部分锯齿形丢煤带, 在后端刮板输送机安装了尾煤回收装置, 尾煤回收装置与后端刮板输送机溜槽相配套, 支架工移架后, 采空区侧的顶煤先滑落到尾煤回收装置上, 由于尾煤回收装置与后端刮板输送机呈光滑的斜面, 待输送机开空后再滑落到输送机溜槽内, 拉过后端刮板输送机后尾煤回收装置也同时前移, 后端刮板输送机移过的采空区侧空间由原来的用煤填充变为用尾煤回收装置填充, 避免了顶煤向采空区丢失[4]。

3 石炭系特厚煤层的综放开采技术

特厚煤层大采高分层开采技术是以大采高综合机械化采煤方法为基础, 结合传统的分层开采技术, 对10 m左右的煤层采用分层开采的一种新的采煤方法。特厚煤层大采高分层开采技术在利用分层开采技术时, 保留了大采高的技术优势, 其技术特点如下[5]:

随着开采技术与设备加工工艺及技术的进步, 目前我国大采高的采高一般为5 m, 最高达到6 m。由于工作面全部为机采, 资源损失较小, 工作面回收率达到95%以上。对于煤层厚度10 m左右的煤层, 采用上下分层大采高开采时, 全煤层的回收率可达到90%, 相比于同样厚煤层综放开采时80%左右的回收率要高出10%, 极大地提高了资源回收率。大采高工作面较大的采高、可靠性高的设备、简单的回采工艺使得其具有高产高效的优点。

10 m左右的特厚煤层采用传统分层开采时, 一般分为3层进行回采, 巷道布置复杂, 掘进费用高, 工作面接替紧张。采用大采高工艺进行回采时, 只需分上下两层, 简化了巷道布置, 降低了掘进费用。大采高分层开采时, 由于5 m左右的采高, 通风断面加大, 使得工作面通风量在《煤矿安全规程》规定的风速下总风量增大近1倍, 这使得煤层瓦斯含量不是特别大的煤层可以通过通风的方式解决瓦斯问题。对于煤层厚度超过10 m, 特别是达到15 m以上的特厚煤层, 建议采用推荐的特厚煤层分层综放开采技术, 而不是采用大采高分三层开采技术。因为三层或其以上的分层开采时巷道布置及回采工艺的复杂程度将大大增加[6]。

与普通分层开采方法相比, 特厚煤层分层综放开采技术改善工作面安全条件: (1) 对于15 m以上的特厚煤层, 分层综放开采一般分为2层, 工作面巷道布置也为两层, 巷道间的煤厚达到5 m以上, 有利于巷道的布置与维护, 减少了巷道顶板事故的发生。 (2) 对于普通分层开采时, 由于每分层的采厚较小 (一般综采为3 m左右) , 导致下一分层即在上分层的冒落区下或者所铺的顶网下回采, 对于自燃煤层, 下分层回采时采空区防火困难较大。而对于分层综放开采, 在下分层回采时, 由于存有较厚的顶煤作为隔层防止漏风, 将有利于采空区的防火。 (3) 对于瓦斯涌出量较大的煤层, 采用分层综放开采时, 上分层的开采可以作为下分层的预采解放层, 减小下分层的瓦斯涌出量。

4结语

针对特厚硬煤层开采工艺和技术, 提出了适用于特厚硬煤层开采的采煤方法及工作面合理参数。对于坚硬且裂隙不发育的特厚煤层实施注水致裂和爆破致裂两种方式的弱化, 解决煤层硬度大、厚度高对开采的影响, 特别是对冲击压力显著、瓦斯含量高、煤尘大、煤层易燃条件下安全高效开采的适用性较强。特厚硬煤层大断面巷道快速掘进技术及装备应用, 解决了巷道掘进速度慢、接续紧张、支护效果差、掘锚自动化程度低等特厚硬煤层大断面巷道快速掘进的难题。

参考文献

[1]李敬敬, 方腾蛟, 华乐, 等.厚松散含水层下特厚煤层综放开采覆岩破坏特征研究[J].现代矿业, 2014 (2) :17-19.

[2]张宏伟, 朱志洁, 霍利杰, 等.特厚煤层综放开采覆岩破坏高度[J].煤炭学报, 2014 (5) :816-821.

[3]武涛.浅埋深特厚煤层综放开采覆岩破坏规律研究[J].能源技术与管理, 2014 (3) :82-84.

[4]张煜潇, 王开.大倾角特厚煤层综放开采采场顶板破断特征[J].煤矿安全, 2014 (7) :187-191.

[5]刘英锋, 王世东, 王晓蕾.深埋特厚煤层综放开采覆岩导水裂缝带发育特征[J].煤炭学报, 2014 (10) :1970-1976.

综放开采:技术研究 第2篇

关键词:大倾角;“三软”煤层;综放开采;分析研究

中图分类号:TD823文献标识码:A文章编号:1000-8136(2009)21-0029-02

112050工作面概况

泉店煤矿位于禹州煤田东部,矿井年设计生产能力120万t。12050首采面主采煤层为山西组下部的二1煤层,厚度为2.8 m～8.07 m,平均厚5.44 m,倾角为27°～38°,平均33°,煤的坚固性系数值f=0.15,属于简单煤层结构,局部地段煤厚变化大。12050采面标高在-510 m～-420 m之间,工作面地面标高为+118.74 m～+122.87m,瓦斯含量小于4 mL/g,属于低瓦斯采面。在二1煤层顶板上方4 m～5 m范围内赋存二3煤(厚0.4 m～1.4m),伪顶零星分布,直接顶板以砂质泥岩、粉砂岩为主,厚度一般1.5 m～5 m,抗压强度为32.3 MPa,抗拉强度为1.67 MPa;泥岩顶板次之,厚度一般为1 m～3 m,抗压强度为16 MPa,抗拉强度为1.14 MPa;老顶以细粒、中粒砂岩为主,厚度为0～12.33 m,一般在2 m以上,

抗压强度为126.6 MPa,抗拉强度为5.85 MPa。

2巷道布置及支护方案

该工作面采用伪倾斜长壁布置,下顺槽超前上顺槽距离10m,工作面长度153 m,考虑断层煤柱留设、采区压力大和资源回收的需要,切眼距离DF03断层平距27 m,停采线距离上顺槽甩车场10 m,距离下顺槽甩车场134 m。

上顺槽断面为不规则梯形,支护采用12#矿用工字钢+锚网+锚索+锚索工字钢托梁联合支护,上口宽3.5 m,下口宽4.57 m,上帮高3.6 m,下帮高1.8 m,断面积10.73 m²。

下顺槽分为不规则梯形和半圆拱形巷道两段,其中,不规则梯形巷道的支护采用12#矿用工字钢+锚网+锚索+锚索工字钢托梁联合支护,上口宽3.97 m,下口宽4.98 m,上帮高3.8 m,下帮高1.6 m,断面积11.64 m²;半圆拱形巷道的支护形式采用29u型钢棚+锚索+锚索工字钢托梁联合支护,净宽4.0 m,净高3.3 m。

切眼为梯形巷道,支护采用12#矿用工字钢+锚网+锚索+单体柱托梁联合支护,上口宽7.2 m,下口宽7.74 m,净高2.6 m,断面积19.27 m²。

3回采工艺及工作面设备配套

3.1回采工艺

采用单一走向长壁后退式综采放顶煤开采,沿底板回采,全部垮落法处理采空区,工作面循环进尺0.6 m,采高2.5 m,平均放煤高度2.94 m,采放比1∶1.2～2。

(1)采煤工艺。采煤机下行割煤→前部刮板机出煤→采煤机空刀上行→自下而上移刮板机、支架→顶煤由后刮板机运出→自下而上拉后部刮板机。

(2)进刀方式。正常情况下,在工作面端部斜切进刀,下行割煤,上行空刀返回,往返一次进一刀;顶板破碎时,为了控制顶板垮落时严重下滑,增加支架的压力,提高支架的稳定性,进刀方式改为中部斜切进刀,分段下行割煤,上行返空刀(清理浮煤)。

(3)移架方式。由于在支架上方顶煤运移速度大,顶煤的变形量大,形成松动膨胀层,给控制顶煤稳定、防止支架间漏顶增加了难度,并且,支架的每次循环前移都将加剧一定范围顶煤的破碎,促使顶煤向松散体发展,极易造成漏顶,所以在移架上采取带压擦顶移架,尽可能保持顶煤的完整性,减少顶煤的过度破碎。移架时,控制顶梁下降量小于200 mm,支架初撑力不得低于24 MPa。

(4)放煤工艺。采用一采一放双轮间隔等量放煤,两个放煤工相距5架,第一个人放奇数架,每次放出顶煤的1/2,另一个人放偶数架,每次放出顶煤的1/2,循环两次,放完顶煤。放顶煤时,不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要互相配合,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。当有大块煤卡在放煤口时,则反复动作尾梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将伸缩板伸出,防止矸石混入煤中,严格执行“见矸关窗”的原则。靠近端部的放顶煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。

3.2工作面设备配套

采煤机选用MG200/500-WD1型交流变频电牵引采煤机,功率500 kW,采高2.3 m～3.5 m,额定电压1140V,截深0.63m,牵引速度:0～7.1 m/min。

工作面基本支架采用ZF6000/18/28型放顶煤液压支架,为便于工作面上下端头的顶板管理和后部运输机头、尾有足够的空间,上下端头各安装3架端头支架,型号为ZFG6500/18/29H。

前、后部刮板运输机采用SGZ764/400型刮板运输机,转载机型号为SZZ764/200,破碎机型号为PCM110。

4回采过程中遇到的难题及解决办法

4.1漏顶、片帮处理措施

工作面由沿顶回采过渡到沿底回采的钻底过程中,前期出现了顶板大面积漏顶、片帮。针对漏顶问题,采取加打落叶松茬顶,随冒随茬,顶板茬实后,工作面再推进的方案;针对片帮问题,采取注马丽散局部加固,滞后一段时间后短臂注水,加强煤体板结,降低煤尘等。

4.2支架稳定性控制措施

拉架过程中,出现支架下滑、咬架间隙不均匀,支架支撑力不均匀,后部刮板输送机整体下滑、飘起,前部刮板输送机扎不下去等问题。针对设备下滑问题,采取端头架与下端头煤帮之间用不少于4根单体做戗柱防止支架下滑,戗柱初撑力要保证6 MPa～8MPa;端头架与上部支架之间用型号764链条连接牢固;利用支架安装的防倒、防滑装置或侧护板千斤顶、调底座等在移架过程中进行调整,防止支架下滑。处理咬架、倒架、失稳、前后错落、蹬空或压死等情况时,由班队长统一指挥,禁止架下来往行人,调架时,支柱或千斤顶必须生根合理牢固,供液及移架采取远方操作。支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时打紧伸缩梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把回到零位。

4.3超前支护方案

回采过程中,针对顺槽巷道围岩变形量大,超前加固、替换问题,上顺槽距离工作面10 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,10 m～30 m范围内变形量较小,采取2根体支柱+铰接顶梁超前支护方法;上顺槽替棚段,因其顶板在超前支护范围内,为保证上端头和安全出口的支护强度,回撤时,只回撤工字钢棚棚腿。下顺槽距离工作面20 m范围内变形量较大,采取4排单体支柱+铰接顶梁超前支护方法,下顺槽替棚段,U形棚回撤后,顶板加用圆木茬顶,茬顶牢靠后,进行超前支护。

4.4降尘措施

回采过程中,尤其是放煤时,工作面煤尘和岩尘浓度较大,除利用工作面支架自身配备的架间喷雾(每架1个)外,又在厂家购置了覆压扑尘器,每五架安设一组,同时保证班班煤层注水(孔深6 m间距4.5 m),注水时间一般为40 min,有效地降低了煤尘的浓度。

4.5防煤岩滚落伤人措施

为了防止煤壁机道大块煤岩滚入架角,造成伤人事故,在工作面均匀布置4道双层防护网。防护网用12 mm的高强度尼龙绳编织网,网孔100 mm×100 mm,网的上端吊挂在支架顶梁上,下端吊挂在输送机挡煤板上,将机道与架角人行道隔开,采煤机通过时提前摘下,过后及时恢复。

5结 论

(1)回采期间,顺槽巷道围岩变形呈现明显的阶段性,经历围岩变形剧烈阶段、显著阶段、相对稳定阶段3个阶段。与U型钢架棚支护相比,采用锚网索支护,巷道底鼓量明显减少,收到了良好的围岩控制效果。

(2)工作面采用中部斜切进刀,从下而上带压擦顶移架,严格控制顶梁下降量,降低了端头顶板的破碎,保证了顶煤的完整性,并结合注马丽散、注水等技术措施,有效地控制端面围岩的稳定性。

(3)采用一采一放双轮间隔等量放煤,使得煤矸分界面均匀下沉,提高了工作面顶煤的回收率,降低了含矸率。

(4)采用下行割煤、上行返空刀清理浮煤的割煤方式,通过工作面调伪斜布置、增设增设防倒防滑装置等,提高了工作面设备的稳定性。

(5)通过在工作面支架上增设覆压扑尘器,煤层注水,布置双层防护网等安全防护措施,有效地改善了工作面工人作业环境。

The Exploration of “three soft” Coal in QuanDian Coal

Yang Baocheng,Wang Jingyu,Yang Chui,Chen Chengyu,Guo Guohua

Abstract: The large angle, the “three soft” coal caving, which lead to a large quantity of rock deformation, the production process, equipment move up and down easily. Faced with these technical problems, we studied from the roadway layout and the support means recovery process, the law of coal and rock activities, equipment, stability control to ensure a safe and efficient production. Actually, we achieved good economic and social benefits from the technology.

孤岛工作面综放开采技术探析 第3篇

孤岛工作面是煤矿生产过程中经常遇到的一类工作面, 该类工作面特点是工作面形状不规则, 周围均为老空区, 矿山压力大、巷道变形严重、老巷繁多等, 复杂的开采条件给资源回收带来了相当大的困难, 如何解决高应力下巷道支护问题, 同时保证工作面回采期间安全过老巷及提高资源回收率等问题是该类工作面开采中需要解决的关键问题[1]。但是如果开采前进行科学分析, 采用合理的措施, 科学生产, 在孤岛工作面的综放开采过程中, 仍然可以取得高产、高效的理想效果。

1 孤岛工作面综放开采的设计

1.1 布置巷道需要遵循的原则

a) 在时间上, 尽可能地使支承压力的制约时间减少;在空间上, 尽可能地使支承压力的多次制约、叠加制约及强烈制约避免[2];b) 在原岩应力区或应力降低区布置巷道;c) 实施无煤柱开采技术, 一定要留煤柱的情况下, 需要确保煤柱可靠;d) 需要保留煤柱的情况下, 留有的护巷煤柱尺寸需要确保巷道不会受到支承压力的制约或制约比较小;e) 防止将巷道布置中在煤柱的下方与上方, 科学地选用煤层垂直距离及煤柱边缘和底板岩巷的水平距离;f) 待稳定之后, 再对巷道实施掘进;g) 巷道轴线方向尽可能地跟最大水平应力方向一致, 防止跟它垂直。

1.2 设计巷道

结合上述原则, 需要根据孤岛工作面煤矿的实际情况, 选择小煤柱进行掘进, 在采面的煤壁侧吸引应力, 从而避开集中应力对巷道的制约作用。

1.3 支护巷道的方式

需要结合工作面煤层围岩的性质选用支护形式, 通常使用的支护形式是锚索和锚网。

2 支护采面和巷道

2.1 强化支护采面

孤岛采面顶板常常具备比较大的超前压力[3]。其中, 煤壁片帮、顶板破碎、煤层松软的情况严重, 还会出现局部冒顶的情况。为了确保回采的顺利进行, 针对严重的煤壁片帮区域, 需要实施固化煤体的策略, 可以使用固化剂对煤壁打锚杆, 针对顶板破碎的区域, 搞好超前移架、带压移架、人工超前支护及变支架上顶单层护顶网成为双层护顶网。事实表明, 这样能够取得理想的效果, 且对顶板进行了有效的控制, 使煤壁片帮的情况减少, 防止出现采面冒顶的情况, 也使推进采面的速度加快, 保障了回采的顺利进行。除此之外, 因为采面条件比较差, 应当进行实时观察, 对液压支架的高度及斜度进行调整, 防止压死支架、倒架、挤架及防止采面的空顶、超高和超低作业。

2.2 强化支护回采之后上下巷道

在回采之后, 上下巷道两帮压力与顶底板的压力比较显著, 底鼓和顶板下沉的情况比较严重, 不利于回采的顺利进行。鉴于此, 需要实施解决策略, 强化支护上下出口, 把上下出口朝外, 一定范围之内的超前支护从三排梁支护向四排梁支护转变, 将一梁三柱向一梁四柱转变, 且需要将柱鞋穿在每柱上, 确保打的水柱迎山有劲[4]。对于双排梁支护, 一梁三柱是其表现形式, 各自在巷道上下帮打上一排。针对发生严重底鼓的区域, 应当搞好人工卧底的事项。针对巷道上下两帮显著鼓出的情况, 应当搞好扩帮及刷帮的事项, 从而保证上下出口的畅通与安全。

3 孤岛工作面回采工艺

采区下山两侧的保护煤柱因为煤层赋存标高存在差异性, 采区两边的工作回采过程中未能够兼顾回收下山煤柱的事项, 而导致非常不规则的下山保护煤柱, 特别是位于采区下面水仓的周围。为此, 在进行回采的时间段内, 为使煤柱的损失减少, 并兼顾整个孤岛煤柱面的顺利回采, 在孤岛工作面的下方位置实施普采与综采的回采工艺, 进而对不规则煤柱的改变情况进行适应, 也就是工作面回采过程中, 共用一套刮板运输机和机组进行普采和综采, 普采段借助金属铰接顶梁与液压单体支柱对顶板进行管理, 综采段借助综采支架对顶板进行管理, 能够缩短或加长普采段的长度, 进而跟煤柱的改变进行适应[5]。为了采出煤柱, 将一条配巷掘进在停采线外, 将综采支架提前安装好, 在推进工作面跟配巷相同的情况下, 对接配巷里面的系统和工作面, 再共同往外实施回采。

4 孤岛工作面安装技术

以“三、四排控顶”的方式对普采段进行管理, 以交错直线柱布置顶梁, 应当强化管理综采段与普采段。

4.1 过老巷技术

通过平行于工作面或跟工作面斜交的老巷道的情况下, 应当在距离老巷2 m时在靠近顶板位置的煤层打眼、放小炮, 每个孔的药卷不可以超出1卷, 并且不超出2个放炮个数, 确保老巷道顶板和工作面顶板的连通性, 且将圆木架设在支架前梁上面, 在圆木的另外一端处顶至老巷上帮, 在移架的情况下进行带压移架[6]。通过垂直于工作面的老巷道的情况下, 应当超前两板在支架顶梁前端将2 m的圆木进行架设, 各自在老巷道与顶梁搭接圆木的两头, 将3根圆木架设在每个支架上面, 借助单体来支撑圆木的另外一端。工作面揭露老巷道之后, 应当超前支护上下各3架和老巷口的位置, 将护板伸出, 且升紧支架前梁[7]。经过煤层底板的老巷道的情况下, 为避免支架塌陷, 应当推进工作面到老巷道前时, 使用矸石填充3 m以下岩柱的老巷道, 将料石砌筑在两端, 且将注浆管进行预埋, 再注入水泥浆, 从而确保填充的密实性。

4.2 对接及带采安装技术

在对接工作面之前, 推进时应当对机尾、机头的超前量进行实时性地调整, 推进工作面到达对接线之后, 停止割煤, 实施对接, 确保成功地对接刮板运输机和支架液压后才能实施采煤。开始采掘工作面后, 应当控制相应的采高高度, 且将局部通风机安装在进风行人下山的位置, 为采掘的区域供风[8]。风机停止工作的情况下, 应当停止割煤, 采掘区域的所有工作者撤出。

5 结语

孤岛工作面综放开采技术可实现高产高效安全生产, 只要孤岛综放工作面面长合理, 并配备较好的综放设备, 就能保证孤岛工作面的快速推进, 为煤矿创造更大的经济效益和社会效益。通过探索巷道选择、支护设计、巷道支护、采面支护、现场施工等技术, 为孤岛工作面积累了宝贵的回采经验, 实现了孤岛工作面的安全、高效回采, 并为今后相似条件下的工作面回采提供了有价值的理论实践依据。

摘要：随着时间的推移, 矿井老化日趋严重, 回采工作面形成的孤岛面也日益增多, 两巷矿压显现明显, 开采难度进一步加大。介绍了孤岛工作面综放开采的设计, 重点论述支护采面和巷道、孤岛工作面回采工艺和孤岛工作面安装技术, 为孤岛工作面综放开采提供了宝贵的、可借鉴的经验。

关键词：孤岛工作面,综放开采,技术,巷道

参考文献

[1]王晓明.葛泉矿东井1191孤岛工作面综放开采技术研究[J].河北煤炭, 2010 (2) :9-10.

[2]钱鸣高.矿山压力及其岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1986.

[3]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国科技大学出版社, 1992.

[4]黄福昌.兖州矿区综放开采技术与成套设备[M].北京:煤炭工业出版社, 2002.

[5]高巍, 周心权, 王伟.孤岛工作面两巷动压区的综合治理[J].中国西部科技, 2006 (11) :16-17.

[6]陈海波, 李伟, 孟宪锐.残采孤岛工作面轻放开采研究[J].矿冶工程, 2009, 29 (2) :19-21.

[7]杨富锋, 张建新, 孙永田.孤岛综放工作面上下顺槽维护技术研究与应用[J].煤炭技术, 2008, 27 (6) :60-62.

深井综放开采沿空巷道主要支护技术 第4篇

关键词：沿空巷道,支护技术,围岩

1 深井沿空巷道支护原则

沿空巷道围岩比较松软, 在采动影响下巷道围岩变形十分剧烈。在使用金属支架时, 顶底板相对移近量一般均在300~500mm, 少则100~200mm, 严重时超过1000mm。巷道围岩变形量极大, 其变形特点是: (1) 底臌量很大, 占顶底板移近量的比重高达70~80%; (2) 两帮移近量很大, 可达顶底移近量的0.6~1.0倍。巷道围岩进入软岩状态前, 巷道支护应努力改变围岩属性, 改善围岩受力状态, 增强围岩岩石力学性质以提高岩石的软化临界载荷, 保持围岩的硬岩变形特征。巷道围岩进入软岩状态后, 不可避免出现塑性区。塑性区改变了围岩的应力分布, 应力集中向深部转移。深部岩石在三轴应力作用下, 其破坏可能性显著减小。为了保持稳定塑性区, 限制非稳定塑性区的扩展, 深井沿空巷道支护应具有以下特点:

1.1 围压大小不仅对巷道围岩蠕变特性有影响, 而且对其自稳时间有显著影响。

围压小, 蠕变加剧, 自稳时间短;围压大, 蠕变程度降低, 自稳时间长。巷道支护应主动给围岩预紧力。

1.2 理论分析和实践都说明, 如果一次支护有足够的初撑力和支护

阻力, 有良好的让压性能和适当的让压限度, 最好一次及时完成全部支护。

1.3 围岩中的软弱夹层等结构面具有差异性变形的力学特点, 必须通过支护方式或辅以注浆加固加以控制, 才能出现均匀的塑性区。

2 沿空巷道围岩主要控制方法

沿空巷道围岩控制主要从降低围岩应力、提高围岩强度以及合理选择支护方式来考虑。主要控制方法有开掘卸压巷, 梯形棚子支护, U型钢支护, 锚杆支护等, 下面进行分析:

2.1 开掘卸压巷。

在厚煤层中沿顶板布置卸压巷, 并对卸压巷两侧煤体进行松动爆破, 使得作用于沿空巷道的高支承应力向煤体深部转移, 降低巷道围岩应力, 从而利于巷道控制。由于多掘了一条卸压巷, 可能造成采掘接替紧张, 同时带来通风安全等问题, 以及如何提高卸压效果都是应该进一步研究的内容。

2.2 梯形棚子支护。

在围岩中等稳定条件下, 沿空巷道大多采用矿用工字钢梯形棚子支护, 这种支架具有结构简单和安设拆卸方便等优点, 但存在两个严重缺陷: (1) 承载能力和支护强度过低, 不能主动承载, 抗侧帮变形能力弱, 对围岩变形的控制功能很小; (2) 为刚性结构, 支架本身无可缩性能, 围岩的极限变形量只有200mm, 远不适应围岩变形高达1000mm的沿空巷道。因而, 受到采动影响时, 远在工作面前方100~150m, 支架就大量损坏和翻修或采用大批临时支柱维护, 巷道断面收缩率高达50%以上, 严重影响综放工作面的安全生产。因此, 综放沿空巷道选用梯形棚子支护时应慎重考虑。沿空巷道完全选用该方式是不恰当的, 应当和卸压巷联合, 或跟锚杆支护联合等, 以利于维护巷道。

2.3 U型钢可缩性支架。

U型钢可缩性支架能有效控制巷道围岩的强烈变形, 但未采取壁后充填、封底等配套措施下, 其不能承受较大的水平应力, 也很难实现均匀可缩的目的, 若受力条件恶化以后, 支护强度降低, 将难以控制围岩变形, 而且在采动影响期间, 支架也会大量损坏。因此, 在支架与围岩之间及采空区侧必须实施壁后充填, 使支架、充填体和围岩三者形成共同作用的承载体系, 才有可能提高支护强度, 降低围岩变形量, 有效地改善沿空巷道的维护。实践表明, U型钢可缩性支架壁后充填是行之有效、比较成熟的技术措施。但它的支护工作比较复杂, 对加快掘进和回采会有影响, 且成本较高。

2.4 锚杆支护。

锚杆支护技术是目前煤巷中比较成功并用得比较普遍的一种支护技术。和棚式支架相比, 锚杆支护主动加固围岩, 强化围岩强度, 防止顶板早期离层, 巷道基本不需修复, 能保证巷道的安全、经济和快速掘进。但是, 在综放沿空巷道使用锚杆还不是很多, 因此, 为改善巷道维护状况、保证综放工作面顺利推进, 在综放开采沿空巷道发展锚杆支护具有重要的理论和实用价值。

3 沿空巷道锚杆支护技术

3.1 锚杆支护作用机理。

地下巷道围岩压力主要靠围岩自身来承担, 支架只承担很小的部分, 因此加固围岩, 提高围岩强度是最科学、有效、经济的技术手段。巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体, 形成统一的承载结构, 锚杆支护的关键, 是确保每一根锚杆都能实现“及时、主动、可靠、有效”, 因此, 必须采用“高锚固力”、“高预应力”高强锚杆, 实现强力主动支护。综放面沿空巷道支护中采用锚杆锚固机理包括以下内容。

3.1.1 改变围岩属性。

对于地下巷道围岩, 从工程实际需要出发, 常抽象为各向同性材料。采用锚杆支护系统, 锚杆作用于围岩内部, 与围岩通过粘结剂成为一体。由于锚杆几何尺寸的影响, 巷道围岩锚固体将由原来宏观各项同性属性变为横观各向同性。围岩属性改变是锚固作用机理的本质所在, 反映出锚杆支护与其它传统支护方式本质的区别。

3.1.2 改善围岩受力状态、增加围压。

带托盘的锚杆对围岩的锚固力主要有两部分:第一部分是托盘对锚杆孔口及外段附近围岩的挤压作用力, 称之为托锚力, 托锚力在锚杆安设时上紧托盘后就存在, 随围岩变形, 该力逐渐增大。第二部分是锚杆对围岩的剪切作用力, 称为剪锚力, 随深入围岩该力加大至最大值后减小。锚固力的这种分布形式不仅使围岩表面及围岩内部受力状态由双向受压变为三向受压, 改善了锚固区域内围岩受力状态, 也可避免锚杆孔口的托锚力过大造成局部岩层松动破碎, 有利于形成稳定的塑性区。

3.1.3 提高围岩岩石力学性质参数。

锚杆锚固时, 锚杆孔内没有任何空隙, 杆体、锚固剂与围岩成为一体, 由于杆体和锚固剂的存在, 提高了围岩岩石力学性质参数, 如围岩强度, 峰前及峰后的凝聚力C, 内摩擦角φ等。上述围岩力学参数的提高, 增强了围岩的承载能力。

3.1.4 加固围岩中软弱夹层。

煤系地层中普遍发育有软弱夹层, 软弱夹层等结构面具有差异性变形的力学特点。锚杆通过粘结剂和杆体对弱面施加轴向和切向约束, 提高其刚度, 控制差异性变形, 出现均匀的塑性圈。

3.2 锚杆支护的数值模拟。

巷道掘进时最大主应力峰值位置向两帮转移。在未支护段, 巷道两帮部分区域出现塑性屈服, 小煤柱未能承受较大载荷, 最大主应力峰值向实体煤深部及采空区深部转移。巷道上部围岩变形较大, 其应力降低值范围远远大于支护段。在用锚杆支护段, 巷道围岩基本保持稳定, 最大主应力峰值都距围岩较近, 小煤柱承受较大集中应力载荷。掘进头前方4m处也出现应力集中。

在工作面回采时, 沿空巷道未支护段出现较大范围塑性区, 破坏范围主要出现在采空区一侧, 顶板发生很大变形, 实体煤侧巷道围岩受到较小应力, 应力集中峰值距沿空巷道10~14m范围内。锚杆支护段, 小煤柱承受较大集中载荷, 巷道顶板及两帮未发生较大变形。实体煤侧, 最大主应力峰值距沿空巷道5~9m范围内。

沿空巷道开掘后, 在未支护情况下, 巷道顶板与巷道邻近采空区一侧巷帮发生很大的变形, 而且其曲线一直保持较大斜率, 可以得巷道从开掘到回采一直保持较大速率变形, 直至破坏。若沿空巷道开掘后及时得进行锚杆一定方式支护后, 其围岩会发生一定的变形, 但达到一定的数值后, 其变化量就会非常小。但在回采工作面推近时, 即在动压地影响下巷道保持巷道围岩的稳定需要加强支护措施。

同忻煤矿特厚煤层综放开采技术实践 第5篇

关键词：综放开采,支护设计,特厚煤层,安全高效

同煤集团所属井田范围为侏罗纪和石炭系双系煤田, 而集团公司现有石炭二叠系的大同、宁武、朔南、河东4个煤田, 煤炭储量高达900亿t。为了实现企业的可持续发展, 加速石炭二叠系井田的开发建设成为同煤集团公司的首要任务[1]。

同忻煤矿位于大同煤田北东部、大同市西南约20 km, 是大同煤矿集团公司开采石炭二叠系煤层的又一大型现代化矿井, 于2006年8月建井。井田共划分3个盘区, 北一、北二、北三盘区, 首采盘区是北一盘区, 8101首采综放工作面位于北一盘区。开采的3#5#煤层位于2#煤层之下0.35～4.14 m, 煤层结构较复杂, 为一特厚煤层, 层厚11.0～23.64 m, 平均14.13 m。该煤层为半暗型煤层, 中夹半亮型煤, 性脆易碎。煤层中夹矸5～10层, 岩性一般为高岭岩、砂质泥岩和炭质泥岩, 偶见粉砂岩或细砂岩。在部分区域煤层上部有煌斑岩侵入体, 煤层变薄, 煤质变差。夹矸总厚度2.75 m。

1 盘区巷道布置

该盘区为北一盘区, 盘区直接利用3条大巷作为盘区巷道。3条大巷平行, 其中, 辅助运输巷与主胶带巷巷中间距 40 m, 主胶带巷与主回风巷巷中间距40 m。辅助运输采用胶轮车运输。

8101工作面为一进二回三巷布置, 3条巷道与盘区3条大巷呈88°, 其中2101运输巷、5101回风巷沿3#5#煤层底板布置, 5101顶回风巷沿3#5#煤层顶板稳定岩层开掘。巷道布置如图1所示, 2101运输巷与北一盘区主胶带巷相连接, 5101回风巷与北一盘区回风大巷相连接, 5101顶回风巷里端距切眼巷40 m与5101回风巷通过联络斜巷联通, 外端与北一盘区回风大巷相连接, 与5101回风巷内错30 m平行布置。

2 回采巷道支护参数确定

在巷道煤及顶、底板物理力学参数测定的基础上, 针对煤层情况, 采用计算机数值模拟、理论分析和现场工程类比的方法确定了同忻煤矿首采面回采巷道锚杆、锚索、W钢带加金属网联合支护参数[2]。

2.1 2101运输巷支护

2101运输巷为矩形断面, 掘进宽5 500 mm, 净宽5 300 mm, 净高3 600 mm, 净断面19.08 m2。

(1) 顶板锚杆形式和规格。

杆体采用Ø22 mm左旋无纵筋螺纹钢制成, 长度为2 500 mm, 杆尾螺纹为M24 mm。托板采用拱形高强度托板, 托板规格为150 mm150 mm10 mm。采用的W形钢带厚度为3 mm, 宽度为150 mm, 长度为5 100 mm。采用2支树脂药卷加长锚固:1支为K2335, 1支为Z2360。钻孔直径为28 mm, 锚固长度为1 200 mm。锚杆布置为每排6根, 间排距均为800 mm。靠近巷帮的顶板锚杆安设与水平线夹角为70 °。

(2) 锚索规格及布置。

锚索为单根钢绞线, 长度为8 300 mm, Ø17.8 mm, 锚索间排距为2 700 mm1 600 mm, “3-2-3”布置, 两侧锚索与水平面夹角为75°, 中间与顶板垂直。采用加长锚固, 选用3支树脂药卷:1支为K2335, 2支为Z2360。锚索头部设有树脂药卷搅拌头, 尾部配有高强度锚具, 配套金属托板规格为300 mm16 mm 22 mm。

(3) 巷道两帮锚杆支护规格。

巷道两帮各用4排左旋无纵筋螺纹钢锚杆、网格规格为40 mm40 mm的塑料网联合护帮, 距巷道顶300 mm打第1排锚杆, 其他各排锚杆间排距均为900 mm, 锚杆Ø18 mm, 杆长均为3 100 mm, 上排锚杆向上倾斜10°, 下排锚杆向下倾斜10°, 其他垂直巷帮。巷道顶板破碎段采用加组合锚索的方法进行加强支护。2101运输巷加固支护如图2所示。

2.2 5101回风巷支护

5101回风巷 (兼作辅助运输、行人巷) 底板铺设厚200～250 mm混凝土。巷道断面规格与2101运输巷相同, 支护形式类似, 锚杆、锚索联合支护布置如图3所示。

3 综采放顶煤采煤工艺

根据煤层赋存条件和同忻矿矿井初步设计, 该工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采方法, 用Eickhoff SL-500AC型采煤机落煤装煤, 421000268AFC 21050kW TTT型前部刮板输送机和421250268AFC 21050kW TTT型后部刮板输送机运煤, ZF15000/27.5/42型低位放顶煤支架支护顶煤、顶板。

综放工作面采高为3.9 m, 放煤厚度10.23 m, 采放比约为1∶2.6。工作面初采期间, 顶煤不垮落, 或顶煤垮落高度不够, 前20 m不放顶煤。为了安全有效地回收顶煤, 初期放顶煤时, 采用多轮间隔折返放煤放顶煤方式, 等工作面顶板初次来压后, 按一刀一放多轮间隔顺序放煤的正规循环作业, 循环进度、放煤步距均为0.8 m, 直到工作面终采线前40 m。终采线前40 m至终采线, 只割煤不放煤。顶板控制采用自然垮落法。

工作面开采初期, 当顶煤垮落能够自行流到后刮板输送机时, 开始回收顶煤, 不允许进行人工操作放顶煤;只有当直接顶初次垮落方可人工操作回收顶煤。其生产工艺为:采煤机斜切进刀割煤移架推前刮板机放顶煤拉后刮板机。此为1个正规循环, 采煤机采用双向割煤法, 往复不断割煤。

4 综合安全保障系统

在8101工作面开采过程中, 针对开采煤层的实际情况, 采取了多种安全保障系统。①采用ZVDC-1型综采支架计算机监测系统对工作面支架的载荷及其工况进行连续不间断的监测;②巷道安装了顶板离层监测仪, 连续监测巷道顶板;③采用了煤层注水措施, 采面防尘效果良好;④安装了瓦斯抽放系统, 保证了开采过程中瓦斯管理更科学;⑤采取的防灭火措施有:注氮防灭火、采空区预防性灌泥、束管监测, 做到了防患于未然。

5 结语

同忻煤矿首采面综放开采取得了很好的技术经济效益, 为该矿后续开采积累了宝贵的经验, 提供了科学的基础技术数据。同时, 为同煤集团公司其他各矿类似条件的煤层开采提供了翔实的技术资料。

参考文献

[1]吴永平.大同矿区特厚煤层综放采场矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术, 2008, 36 (1) :8-10

综放开采:技术研究 第6篇

1地层概况及工作面地质采矿条件

1.1煤矿地层概况

赵家寨井田内地层均被新生界地层覆盖, 由老到新依次为寒武系上统、奥陶系中统、石炭系中上统、二叠系及第三、四系。其中, 二叠系山西组和石炭系太原组为井田主要含煤地层。井田第三系为湖滨相沉积, 可分为底部半固结砂砾石组和上部黏土、砂质黏土组。砂砾石组岩石浸水后易崩解, 黏土、砂质黏土组中间夹有数层薄粉细砂, 黏土具有中等压缩性、水稳性极差的特点, 砂层易坍塌。第四系上部主要为次生黄土, 且厚度较大, 平均在120 m左右。

1.2工作面地质采矿条件

11206综采工作面为赵家寨煤矿首采工作面, 位于11采区西翼中下部, 东邻11采区回风上山, 西部为11采区边界。工作面走向长壁布置, 开采二1煤层, 2009年3月正式开始回采, 设计走向长2 165 m, 倾斜长170 m。该工作面二1煤层厚度变化较大, 煤厚自东向西由薄变厚, 平均厚度6.54 m, 煤层倾角为4.0°～ 9.0°, 平均倾角为6.5°。工作面标高为-245.0～-163.0 m, 地面标高为+131～+138 m, 平均采深313 m。地面为农田, 地势平坦, 视野开阔。采用综合机械化放顶煤采煤法回采, 全部垮落法控制顶板。

2地表沉陷观测

地表移动观测站采用剖面线状形式布设[1], 设计走向观测线1条, 倾斜观测线2条, 走向观测线与2条倾斜观测线互相垂直, 分别布置在地表移动盆地走向、倾斜主断面上, 观测线布设成“干”字型, 本观测站布置共需埋设83个工作测点。

2009年3月20日建立观测站, 多次进行观测, 并发现了许多地表超前裂缝。目前21081工作面已推进600多m, 走向观测线点的移动已基本稳定。走向观测线下沉曲线如图1所示。

3地表下沉速度计算

根据观测数据及现场调查的情况, 对下沉速度进行计算, 结果见表1。

4地表下沉速度特征

(1) 下沉速度曲线。

通过对实测数据进行计算分析, 得出走向观测线上各点不同时间区间的下沉速度。在地表非充分采动时, 随着工作面推进, 地表各点下沉速度逐渐增大, 最大下沉速度也增大。选取下沉速度最大的3个特征点A17、A20、AC绘制成下沉速度曲线 (图2) 。由图2可知, 随着工作面的推进, 地表下沉速度曲线形状基本不变, 地表点的下沉速度经历1个由小到大再到小的动态变化过程。

(2) 地表最大下沉速度。

实测得出该地质采矿条件下的地表最大下沉速度为51 mm/d, 最大下沉速度点有规律地向前移动。综采开采地表最大下沉速度的计算公式:undefined。其中, Vmax为最大下沉速度, mm/d;c为工作面推进速度, m/d;Wfm为工作面的地表最大下沉值, mm;H0为平均开采深度, m;K为决定于覆岩性质的下沉速度系数。

通过对实测数据计算分析得:Vmax为51 mm/d;工作面平均推进速度c为2 m/d;Wfm约为4 660 mm;平均采深H0取313 m。因此, 得出该工作面的下沉速度系数K=2.4。

(3) 最大下沉速度滞后角。

最大下沉速度点的位置滞后工作面一段距离, 根据实测数据得出地表最大下沉速度点与相应工作面位置、最大下沉速度滞后距。最大下沉速度滞后角φ=arccot (L/H0) 。其中, L为滞后距, m;H0为平均采深。

由计算分析知, 不同工作面推进速度、滞后距不同, 实测得到最大下沉速度滞后距65.0～76.5 m, 计算得最大下沉速度滞后角76.3°～78.3°。

5结论

(1) 通过在首采工作面建立地表移动观测站, 对第四系厚湿陷性黄土层下综采放顶煤开采地表移动特征进行了现场实测, 分析研究了该地质采矿条件下的地表下沉速度[2]。研究表明:该区域具有地表移动剧烈、地表下沉速度快、地表破坏严重等特点。

(2) 根据实测资料, 分析了地表点在工作面推进过程中的下沉速度以及该地质采矿条件下的地表最大下沉速度[3], 得出工作面下沉速度系数K为2.4;最大下沉速度滞后距在65.0～76.5 m, 最大下沉速度滞后角为76.3°～78.3°。根据地表最大下沉速度滞后角, 可确定在回采过程中对应地表移动的剧烈区。

参考文献

[1]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.

[2]余学义, 李邦帮, 李瑞斌, 等.西部巨厚湿陷性黄土层开采损害程度分析[J].中国矿业大学学报, 2008, 37 (1) :43-45.

综放开采:技术研究 第7篇

1 工作面概况

某矿煤层厚度变化大, 平均煤厚3.75m, 平均倾角18度。基本顶为细砂岩, 厚度2m~3m, 黑灰色, 中厚层状, 层理发育;直接顶为粉砂岩, 厚度2m~4m, 黑灰色薄层状, 水平层理、节理、裂隙发育;伪顶为碳质粉砂岩, 厚度0~0.4, 黑灰色, 松软, 易垮落;直接底为粉砂岩, 厚度4m~11m, 黑灰色, 薄层状, 节理裂隙发育;老底为粗砂岩, 厚度约5m, 深灰色, 厚层状, 胶结致密, 暗色矿物较多。

工作面采取区内后退, 俯倾斜长壁或走向长壁悬移支架放顶煤采煤法。工作面铺设金属网假顶, 用悬移顶梁液压支架进行支护, 机头机尾用单体液压支架配合π形钢梁齐梁齐柱式支护。

2 基本顶来压的理论计算

某矿基本顶垮落考虑为固定梁的情况, 计算公式为:

其中:σt—为抗拉强度极限, 6.77Mpa;h—基本顶岩层的厚度, 2.5m (q2) 1—作用在基本顶上的均布载荷, 80.62k N/m2;

代入数值计算得L1=32.40m;

由基本顶断裂形式知基本顶岩层应按“板”进行计算, 此时a/b可认为32.4/50=0.648<0.7此时, 基本顶得初次断裂步距就必须按照如下的公式进行计算 (修正公式) 。

将数值代入, 可得L=36.89m, 所以某矿的基本顶极限垮落步距为37m左右, 一般的可以近似认为是极限跨距是周期来压步距的2.45倍, 所以某矿基本顶的周期来压即可近似认为为12.36m。

以上计算是在理想条件下进行的, 由于长壁工作面推进是连续的, 当工作面自开切眼开始推进, 必然要达到使基本顶形成断裂的极限跨距。此后岩梁就成为断裂成块状的组合体, 由于地质构造原因, 基本顶岩层内部原先就存在有节理、裂隙等弱面或者其他开采的影响基本顶的完整性。这些都会使基本顶提前垮落, 所以实际会比计算中的小。

3 工作面顶板运动规律的物理模拟实验

3.1 相似材料模型制作

本模型采用捣固模型, 在捣固模型时岩层和煤层的层理和节理根据实际情况用人工制作, 并在界面上放云母粉或石英砂。该模型模拟范围, 走向长120m, 倾斜方向20m, 垂深120m, 其中煤层底板30m, 煤层顶板60m, 60m上至地表采用液压加载, 制作模型见图1。

该模型为测出煤层顶板岩层的变形移动规律, 共布置5条测线, 每条测线布置4个测点, 共计20个测点。模型开采, 根据现场作业规程, 24小时进尺3m, 由相似准则换算模型开采为48分钟采1cm。模型开采走向长100cm, 倾斜长20cm。

3.2 试验结果

(1) 模型由开切眼开始沿煤层走向开采, 48分钟采1cm, 在工作面推进过程中, 伪顶随采随冒, 见图2。

(2) 当工作面推进20m时, 直接发生冒落, 冒落高度4.5m, 基本顶出现裂隙, 见图3。

(3) 当工作面推进到42m时, 基本顶大面积来压, 顶板发生大面积冒落, 冒落高度为7m。工作面推进52m时, 基本顶出现离层, 最大离层高度为0.8m, 离层在冒落带上方高达5m。随后直接顶和基本顶发生冒落, 见图4。

(4) 工作面推进到62m时和74m时, 直接顶和基本顶都出现垮落, 冒落高度为15m, 在工作面推到终点100m过程中, 工作面每推进10m或12m时, 顶板出现周期性垮落, 冒落高度在15m左右, 裂隙带高度为13m左右, 见图5。

基本顶初次垮落步距42m左右, 周期来压步距10m~12m, 工作面推进到100m时, 冒落带高度15m左右, 裂隙带高度13m左右。通过计算机模拟, 实验室模拟及理论计算分别得出某矿轴14槽基本顶来压步距和周期来压步距, 现对比如下 (见表2) 。

由以上分析可知, 某矿轴14槽基本顶来压步距40m左右, 周期来压步距为12m左右。

4 结论

(1) 理论计算周期来压步距37m, 周期来压步距12m;实验室模拟基本顶来压步距42m, 周期来压步距10m~12m。

(2) 用确定的矿压显现规律指导工作面矿山压力控制, 保证了工作面顶板的稳定。开采实践证明, 研究确定的矿压参数与工作面实际矿压显现规律是一致的。

参考文献

[1]李洪, 马全礼.复合顶板运动规律及控制研究[J].矿山压力与顶板管理, 2004, 01:54-56+59.

[2]周安伟.复合顶板采场关键层结构力学分析与支架工作阻力确定[D].安徽理工大学, 2015.

[3]陈涛, 等.复合顶板垮落特征数值分析及合理支护参数设计[J].煤矿开采, 2006, 02:52-53+56.

综放开采护巷煤柱合理宽度优化研究 第8篇

1 煤柱宽度的合理确定

1.1 载荷估算法

护巷煤柱所承受的载荷是由煤柱上覆岩层及一侧或两侧采空区上覆岩层转移到煤柱上的部分所受重力引起的[3]。煤柱上覆岩层的总载荷:

其中,B为煤柱宽度;D为采空区宽度;H为巷道埋深;δ为采空区上覆岩层垮落角;γ为上覆岩层平均体积力。

煤柱单位面积上的平均载荷即平均应力[4]:

煤柱的宽度必须保证煤柱的极限载荷σ不超过极限强度R,极限强度R的计算公式为:

其中,RC为煤的单轴抗压强度;B为煤柱宽度;h为煤柱高度。

联立方程,取平衡时的极限值,即:

1.2 弹塑性极限平衡理论

综放工作面回采巷道多沿煤层底板布置,其开挖后,巷道周边围岩应力重新分布,两侧煤体边缘首先遭到破坏,并逐步向深部扩展和转移,直至弹性区边界[5]。巷道影响护巷煤柱的应力极限平衡区宽度:

其中,h为巷道高度;λ为侧压系数;k为掘巷引起的应力集中系数;C0为煤岩体交接面的黏聚力;φ0为煤岩体交界面的内摩擦角;Px为巷道支架对煤帮的支护强度。

同煤层巷道掘进类似,回采工作面推进后,采煤工作面周边煤柱应力重新分布,从煤柱体边缘到深部,会出现破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区,围岩应力向深部转移[6]。根据极限平衡理论,可求得回采工作面周边煤体的塑性区宽度:

其中,M为煤层开采厚度。

采空区与开掘巷道在煤柱边缘处会出现数倍于原岩应力的集中应力,而在煤柱边缘处的煤体抗压强度较低,因此,煤柱边缘部分都遭到不同程度的破坏。对于采准巷道的护巷煤柱而言,回采空间(采空区侧)和回采巷道在煤柱两侧分别形成一个宽度为L0与L的塑性变形区,当煤柱宽度B小于煤柱两侧形成的塑性区宽度L0与L之和时,也即煤柱两侧形成的塑性区相贯通时,煤柱将失去其稳定性,出现崩塌现象[7]。对于一次采全厚的综放开采工作面护巷煤柱而言,弹性核的宽度取巷道高度的2倍即可。故综放工作面护巷煤柱保持稳定状态的宽度B0应满足的条件是:B0≥L。+2h+L。

煤柱的合理宽度B=k1B0。其中B0为煤柱理论计算宽度;k1为安全系数,k1=1.15～1.45。

2 理论计算

大平矿3107工作面所采3号煤层赋存较稳定,煤层倾角平均5°,煤层厚度在5.09～7.20 m,平均厚6.25 m。煤层伪顶为炭质泥岩,厚0.3 m,容易垮落;直接顶为粉砂岩,厚约10 m,灰白色块体,遇水强度降低,易冒落;直接底为炭质泥岩,厚约0.5 m。采面可采走向长为1 600 m,倾向长为189 m,采用综采放顶煤采煤法,采放比为1:1.604,即采煤高度2.4 m,放煤高度3.85 m。

针对大平矿3107工作面采用载荷估算法,参数值为:M=6.25 m,D=200 m,H=400 m,δ=30。,γ=24 kN/m3,Rc=11 MPa,h=3.5 m。把上述数据代入式(4),求得B=17.9 m。

采用极限平衡理论,对开挖巷道影响护巷煤柱的应力极限平衡区宽度为L,参考值h=3.5 m,λ=0.429,k=1.65,C0=2.1 MPa,γ=24 kN/m3,φ0=25°,H=400 m。代入(5)式求得L=3.61 m。对于回采引起的塑性区分布L0,参考值λ=0.429,C0=2.1 MPa,φ0=25°,k=3,γ=24 kN/m3,H=400 m,M=6.25 m。代入(6)式,求得L0=5.3 m。

B0=15.91 m,取安全系数k1=1.3,B=19.6m。

综上所述,护巷煤柱的合理宽度为20 m。

3 数值模拟计算

在上区段采空区侧向支承压力及掘进巷道压力双重叠加作用下,护巷煤柱边缘断裂、破碎。采用非连续介质模型的离散元数值计算软件UDEC对不同宽度煤柱的矿压显现进行数值模拟计算。结合3107工作面工程地质条件,简化建立平面模型,模型尺寸300 m72 m(宽高)。上部边界载荷按采深350 m计算,模型左右边界水平方向固定,下边界垂直方向固定。煤体按照1.0 m0.7 m的块体划分,直接顶划分为2 m2 m的块体,基本顶划分为5 m5 m的块体,直接底划分为3 m3 m的块体。简化计算模型如图1所示。

回采巷道尺寸为4.2 m3.5 m,采用锚杆、锚索、锚网联合支护,基本支护参数:顶部为∅18 mm高强度锚杆、∅18.7 mm的高强度锚索;帮部采用∅20 mm的高强度锚杆。计算时考虑留设不同宽度的煤柱对回采巷道变形的影响,选取护巷煤柱的宽度分别为14,17,20,23,26 m。模拟过程:建立原岩应力场巷道开挖支护计算至应力平衡;3107工作面回采,计算至应力平衡;3107工作面采动影响计算分析。各岩层岩石力学参数见表1。不同煤柱宽度下的巷道围岩变形量曲线如图2所示。

注:节理处正压刚度3 000 MPa、剪切刚度1 000 MPa、黏结强度2.9 MPa、摩擦因数0.3。

总体上,巷道围岩变形量是随着护巷煤柱宽度的增加而逐渐减小的。在煤柱宽度大于20 m时,围岩的变形量随煤柱宽度的增加而有所减小,但变化量却很小。说明,煤柱宽度大于20 m时,在一定范围内增加煤柱宽度对巷道变形影响较小,巷道变形的主要控制因素是巷道的支护体系。煤柱宽度小于20 m时巷道围岩变形量随着煤柱宽度的增加而急剧减小,在这段区间内,煤柱宽度对围岩变形起主要控制作用,增加煤柱宽度可有效减少巷道的变形。因此,考虑安全及经济效益,建议护巷煤柱宽度为20 m。

巷道掘进后护巷煤柱内的垂直应力重新分布,在受3107工作面回采影响后垂直应力又重新分布,煤柱宽度对垂直应力影响较大。不同宽度煤柱内垂直应力的分布如图3所示。

护巷煤柱宽度14 m时,在距采空区5,11m的位置为应力集中区,应力集中系数分别达到3.2和2.7,垂直应力叠加现象明显,煤柱处于高应力状态,弹性核区域较小,不能满足护巷要求。护巷煤柱宽度在17 m时,煤柱内应力峰值位置变化不大,应力集中系数有所降低,煤柱内垂直应力呈现双峰状分布,应力最小值为20 MPa,应力叠加现象明显,在煤柱内有一定区域的弹性核,煤柱内集中于14 m时差别不是很明显,但是在煤柱靠近采空区13 m处应力值较小,煤柱内的弹性核宽度比14 m时大,距离偏小。护巷煤柱宽度在20 m时,靠近巷道处,应力值增加速率很快,出现应力集中,应力集中系数在1.7左右,靠近采空区侧,应力集中系数明显,应力集中系数在3.0。煤柱应力集中系数较煤柱宽度14,17m时变化不大,在煤柱内出现一定的弹性核,弹性核的宽度约8 m。护巷煤柱宽度在23 m时,靠近采空区侧应力集中较为明显,应力集中系数在3.0左右,靠近巷道部分应力增加速率加快,应力集中系数在1.6,煤柱内在距离采空区12～17 m处出现应力增加不明显的区域,垂直应力值在15 MPa高于原岩应力(10 MPa),表明煤柱内的应力叠加不是很明显,煤柱内弹性核宽度明显过大。护巷煤柱宽度在26m时,靠近采空区侧及巷道侧出现明显的应力集中,应力集中系数变化不大,在煤柱内13～21 m处应力值较小,平均13 MPa,高于原岩应力值(10 MPa),在煤柱内形成较大宽度的弹性核。

综合分析比较,护巷煤柱较合理的值为20 m,既能满足护巷的需要,在经济方面也比较合理。

4 工程应用

通过理论计算和数值模拟分析,确定大平矿3107工作面合理的护巷煤柱宽度为20 m。在大平矿3107工作面回采过程中,对宽度为20 m的煤柱进行现场观测。观测结果表明:巷道基本稳定,围岩稳定性较好,未进行大面积的返修,能保证回采工作的安全高效进行。说明煤柱留设宽度是合理、可行的,同时反映出理论计算及数值模拟结果与现场实践较吻合,能较好地为工程实践服务。

5 结语

综放工作面回采巷道护巷煤柱的稳定性直接影响到巷道的稳定性及巷道的维护效果,进而关系到工作面的安全高效生产。以大平矿3107综放工作面为研究对象,通过载荷估算法、极限平衡理论以及数值模拟并通过对煤柱垂直应力及巷道围岩变形量进行分析,得出护巷煤柱的合理尺寸,通过现场实践论证了计算结果的合理性,从而为现场实践提供理论及技术支持,也为类似条件下综放工作面护巷煤柱宽度的确定提供一定的参考。

参考文献

[1]贾光胜.综放开采采准巷道护巷煤柱稳定性研究[J].煤炭学报,2002,27(1):6-10.

[2]谢广祥,杨科,刘全明.综放面倾向煤柱支承压力分布规律研究[J].岩石力学与工程学报,2006,25(3):545-549.

[3]张科学.深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定[J].煤炭学报,2011,36(增1):28-35.

[4]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社,1992.

[5]蒋力帅,刘洪涛,连小勇,等.浅埋中厚煤层护巷煤柱合理宽度研究[J].煤矿开采,2012,17(4):105-107.

[6]康红普,颜立新,郭相平,等.回采工作面多巷布置留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报,2012,31(10):2022-2036.