深部采区（共4篇）
深部采区 篇1
摘要：通过对中煤大屯公司徐庄煤矿以后将要进行深部开采将遇到的地压、地热、瓦斯等自然因素客观分析与研究, 从而为科学合理定制深部开采方法, 保证安全生产而提供可靠依据。
关键词：深部开采,系统分析,地压地热瓦斯
1 矿井储量概况
中煤大屯徐庄煤矿采用竖井石门、分水平多阶段开拓方式。煤炭储量分布在井筒东、西两翼, 主采煤层分别为7#、8#煤层。1979年12月份投产以来, 随着矿井对浅部可采煤层的回采, 其浅部井田实际剩余回采储量已不足千万吨, 井田大量的煤炭资源均分布在井田深部。尤其是井田西翼煤炭由于浅部煤层受到火成岩的侵蚀, 资源全部集中在深部, 井田深部煤炭资源的可采储量超过亿吨, 矿井今后几年将不可避免的面临深部开采的现状, 因此分析影响矿井深部采区开采的所遇主要因素已成为徐庄煤矿当务之及。
2 深部采区开采影响因素分析
根据近几年徐庄煤矿已经完成的深部水平-750东 (西) 翼大巷开拓及Ⅱ1、Ⅱ3采区上山掘进工作, 及-750m水平其它的掘进活动 (尤其是Ⅱ3采区探煤上山掘进过程中及后期的矿压显现和Ⅱ3采区放水巷掘进过程中遇到的高温热害) 并参考国内其他一些深部矿井开采的实际开采情况总结出影响其深部开采的因素有如下。
2.1 矿压显现加剧, 巷道维护困难
徐庄煤矿-750m水平大巷掘进过程中, 在掘进头后面巷道就出现了不同程度的围岩开裂、底鼓、甚至顶板下沉现象, 尤其在Ⅱ3采区上山掘进及采区巷道准备期间矿压显现更为严重。Ⅱ3采区自-750水平沿煤层倾斜方向布置三条上山至-550水平, 即轨道上山、皮带上山和通风行人上山。回风上山、轨道上山和皮带上山在层位上均布置在八煤层底板岩石中, 为探明采区煤层产状还沿7煤顶板布置一条探煤上山。采区轨道上山和通风行人上山倾角均为18°30′, 皮带上山倾角为16°。四条上山分别自2007年9月、2007年3月、2008年8月开始组织掘进施工, 根据观测, 自掘进工程完成后至2009年底处于煤层底板下方的三条岩石上山分别出现顶板开裂 (过断层及穿煤层段更为严重) 、底板鼓起400mm以上, 但未发现明显的两帮及顶板位移。围岩位移较为明显的是探煤上山, 自掘进结束后半年内顶、底板及两帮位移达到500mm以上, 出现失修和严重失修巷道比例增加, 且常常出现前掘后修、重复反修的现象。深井巷道维护问题已成为整个矿井生产系统中的最薄弱环节。
2.2 煤岩破坏过程强化, 冲击地压危险性增加
据专家论证, 我国发生冲击地压的深度在200至1000m。由于采深的增加, 有冲击地压的矿井逐渐增多。发生冲击地压矿井20世纪50年代为7个, 60年代为22个, 目前已增加到33个。冲击地压发生的次数、强度和危害程度随深度的增加日趋严重。
中煤大屯公司徐庄煤矿分别于2010年9月、2011年4月, 将Ⅱ3采区第一、第二中部车场煤样送于中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室进行煤样冲击倾向性分析。根据《中华人民共和国行业标准》MT/T174-2000和MT T866-2000, 对其煤样冲击倾向性指数测定结果如表1。
根据煤样冲击倾向性指数的测定结果, 对照根据《中华人民共和国行业标准》MT/T174-2000和MT/T866-2000, 测得大屯徐庄煤矿送检的Ⅱ3采区第一中部车场的煤样弹性能指数WET=5.9、冲击能指数KE=9.96、动态破坏时间DT/ms=26ms, 煤层的冲击倾向性为强冲击倾向。
根据煤样冲击倾向性指数的测定结果, 对照根据《中华人民共和国行业标准》MT/T174-2000和MT/T866-2000, 测得大屯徐庄煤矿送检的Ⅱ3采区第一中部车场的煤样弹性能指数WET=3.6、冲击能指数KE=5.16、动态破坏时间DT/ms=31ms, 煤层的冲击倾向性为强冲击倾向。
根据以上监测数据可以看出徐庄煤矿井田深部采区煤 (岩) 体具有强冲击倾向性, 开展针对冲击地压的研究、监测、防治工作是矿井矿压监测监控的重点, 也是矿井深部采区安全生产的保障措施之一。
2.3 瓦斯压力增高, 煤与瓦斯突出危险严重
根据井田在历次勘探过程中对7、8煤层分别作了瓦斯采样, 煤层瓦斯测定成果表明, 成份以氮气为主, 瓦斯含量均低于2cm3/克·可燃基。再根据矿井瓦斯测定分析资料, 7、8号煤层瓦斯成份以二氧化碳为主, 甲烷含量低。从抽取徐庄矿2008年8月份矿井瓦斯等级鉴定报告汇总表得出, 全矿井相对瓦斯涌出量为0.0065m3/t, 相对二氧化碳涌出量为3.8282m3/t;全矿井绝对瓦斯涌出0.0199m3/min, 绝对二氧化碳涌出量为11.7338m3/min。根据《煤矿安全规程》第133条规定:矿井相对涌出量小于或等于10m3/t, 且矿井绝对涌出量小于或等于40m3/min的矿井为低瓦斯瓦斯矿井, 因此, 从实际生产资料得知徐庄煤矿为低瓦斯矿井。
矿井瓦斯实测资料与地质勘探采样测定的煤层瓦斯结果相符, 为低瓦斯矿井, 徐庄煤矿虽然为低瓦斯矿井, 历年瓦斯等级鉴定结果都比较低, 但由于随矿井采深的不断增加瓦斯压力增高, 以及局部地段受构造等因素的影响, 各种气体的涌出量均有可能增加, 瓦斯涌出量必然面临增大的趋势。另外综采放顶煤回采工艺采空区空间范围比较大, 可能积聚大量瓦斯。在老顶初次来压、周期来压、顶板大面积跨落采空区漏及风等情况下都有可能使瓦斯大量涌出。从国内外开采实践看, 矿井深部开采时瓦斯涌出量一般较大, 煤与瓦斯突出的问题已成为深部开采中不容忽视的重要问题。
2.4 深热矿井增加, 气候条件恶化
随着矿井向深部开采, 许多国家都遇到了不同程度的热害问题, 徐庄煤矿也面临着同样的问题, -750m水平施工的Ⅱ3采区放水巷跟8煤顶板施工, 掘进期间巷道回风口温度超过30℃, 气温过高严重影响人体健康, 引发各种疾病, 造成事故率上升, 劳动生产率下降。
3 深矿井开采的地压、地热与瓦斯控制
3.1 矿压控制
在深矿井开采中, 由于地压大, 巷道从掘进到报废要经受比较大的变形与破坏。有些巷道需要反复维修, 甚至有的难以维修需报废重掘, 严重影响矿井生产。因此要根据地压规律, 合理布置、支护和维护巷道。
3.1.1 巷道布置
巷道布置要遵循以下三个原则: (1) 开拓和准备巷道要布置在岩石力学性能好的岩 (或煤) 层中; (2) 巷道应布置在受采动影响小的位置; (3) 缩短服务年限;
3.1.2 巷道支护
深矿井开采中, 巷道支护结构应满足如下要求: (1) 支护强度大, 能抵抗高地压; (2) 可缩性能好, 可缩量大, 能适应围岩的大变形; (3) 封闭性能好, 能够有效地防止底鼓;
3.1.3 巷道维护
在深井开采中, 对高压区掘进的巷道, 除了采取有效的支护来控制巷道变形和破坏外, 还应在巷道形成前后或形成期间采取相应措施来减小巷道受压, 即卸压或加固围岩, 以达到保护巷道的目的, 主要方法有以下几种:
1) 卸压法: (1) 超前导硐法, 即在大断面巷道中先开一个小断面导硐, 然后扩大导硐达到设计断面。该种方法效果明显, 但影响掘进速度; (2) 爆破卸压法, 使用爆破松动围岩, 实现卸压; (3) 钻孔卸压, 即压围岩中打钻孔实现卸压; (4) 宽巷卸压, 将巷道有意设计大于使用宽度与高度, 支护使用宽度, 宽掘部分可自由变形; (5) 煤层注水, 煤层注水是在采掘工作前, 对煤层进行压力注水。注水一般是在已掘好的回采巷道或临近的巷道内进行。目的是通过压力水的物理化学作用, 压力水进入煤体后沿弱面流动, 起到压裂和冲刷作用, 以及水对裂隙尖端的楔入作用 (水楔作用) , 使煤体扩大了原由裂隙, 产生了新的裂隙, 破坏了煤体的整体性, 降低了强度, 改变煤的物理力学性质, 从而降低煤层冲击倾向性。实施煤体高压注水卸压, 它不仅能消除或减缓冲击地压威胁, 还可起到消尘、降温、改善劳动条件的作用。
2) 围岩加固法:围岩加固其目的是提高围岩自身的支撑能力。围岩加固方法有两种: (1) 机械加固, 锚杆是目前最常用的机械加固方法。 (3) 化学加固, 即将化学材料注入围岩裂隙内, 待化学材料凝固后对围岩黏结以达到加固作用。
3.2 瓦斯控制
深部开采瓦斯控制一是控制矿井瓦斯涌出量;二是防止煤与瓦斯突出。相比之下, 后者工作更为重要。其基本手段主要有:加大通风力度、开采解放层、瓦斯抽放、煤层注水、放震动炮等;
3.3 地热控制
地温随开采深度增加而增加, 到了一定深度后热害将成为自然灾害。
降温措施采用综合措施。通过缩短通风线路长度、适当加大巷道断面、降低巷道阻力、适当加大风量, 以及改造通风薄弱环节来达到通风降温的目的。
当通风降温不能解决热害问题时, 应采取机械制冷降温措施, 现正在掘进的-750西大巷已安装了空调制冷降温。
4 总结
随着矿井向深部开采的延伸, 对影响矿井深部采区开采地压、地热、瓦斯等自然因素客观分析与研 (下转第304页) (上接第311页) 究, 并结合分析结果采取相应措施, 确保矿井稳定发展将起到积极的作用。通过综合分析, 使深部采区工作面的整体布置、巷道断面及支护参数的选择、通风方式及风量的选择、防冲防热采取措施等更加合理化, 最大限度减少灾害的发生, 保证生产稳定, 减少了煤炭资源的损失及巷道的维护工作面, 降低生产成本、提高资源回收率等目的, 为企业、国家将创造出更多的效益。S
参考文献
[1]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[2]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.
[3]付国彬, 姜志方.深井巷道矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.
[4]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.
深部采区 篇2
某矿- 1000m东一下山采区东起大屯铁路煤柱, 西至工业广场煤柱, 北至7 煤- 1200m等高线, 南至9煤- 1000m等高线。采区走向长1986 ~ 2160 /2006m, 倾斜长595 ~ 530 /560m, 面积约1. 12km2, 储量1082 万t。采区开采山西组7、9 煤层, 层间距22. 57 ~ 36. 21 /30. 10m, 倾角19 ~ 27 /23°; 7 煤层厚3. 24 ~ 4. 78 /4. 0m, 普遍发育一层夹矸, 厚约0. 2 ~ 1. 0 /0. 5m; 9 煤层厚2. 60 ~ 4. 06 /3. 44m。
2 采区冲击危险性分析
2. 1 开采深度
冲击矿压发生的可能性随开采深度的增加而增大。 - 1000m东一下山采区煤层底板等高线- 1000m~ - 1200m, 地面标高约+ 35m, 采深普遍超过1000m, 属超千米深部采区, 其冲击矿压的影响非常大。
2. 2 煤层冲击倾向性
- 1000m水平7 煤弹性能指数WET= 9. 2、冲击能指数KE= 4. 13、动态破坏时间DT= 47ms、单轴抗压强度RC= 17. 4MPa, 9 煤弹性能指数WET= 17. 50、冲击能指数KE= 5. 42、动态破坏时间DT= 31. 33ms、单轴抗压强度RC= 11. 93MPa, 均为强冲击倾向性煤层, 具备发生冲击矿压的能力。
2. 3 厚层坚硬顶板
7 煤层直接顶为厚度12m的细砂岩, 9 煤层直接顶为21. 50m的细砂岩, 均属厚硬顶板, 是影响冲击矿压危害的重要因素。
经综合指数法分析[1], 采区冲击危险指数0. 81, 具有强冲击危险, 主要影响因素为大采深、强冲击倾向性、厚硬顶板、断层及上覆7 煤煤柱等。
3 采区冲击矿压控制
3. 1 采区工作面防冲优化布置
合理的开拓、开采布置对避免应力集中、防治冲击矿压关系较大[8,9,10]。由于采区整体具有强冲击危险, 需提前进行区域性防冲优化设计, 从根本上防止或控制冲击矿压的发生。
利用FLAC2D数值模拟软件确定采区防冲优化设计参数: 优先开采7 煤层作为上保护层, 使9 煤处于其卸压区内; 工作面停采线距离下山巷道不小于80m; 9煤工作面开切眼或停采线平行内错7 煤工作面采空区10m ~ 20m; 9 煤巷道内错7 煤工作面10m ~ 50m; 工作面采用顺序开采, 严禁出现孤岛工作面; 工作面区段煤柱宽度3m ~ 5m; 工作面长度不低于100m, 如图1 所示。
3. 2 工作面局部性卸压措施
3. 2. 1 工作面掘进卸压措施
采区冲击危险性整体较高, 随巷道掘进在实体煤帮及迎头进行大直径钻孔预卸压处理, 提前弱化煤体, 减弱或消除冲击危险。技术参数: (1) 迎头布置1 个钻孔 ( 超前卸压范围不低于5m) , 帮部孔距: 2m ~ 3m; (2) 孔深15m, 孔径125mm; (3) 钻孔距底板1. 2m, 如图2 所示。
工作面掘进期间, 若采用钻屑、电磁辐射等监测到异常, 首先在冲击危险区及附近或迎头补打大直径钻孔处理, 如图4 所示。若上述措施效果不理想, 实施煤体爆破卸压, 技术参数: (1) 爆破孔布置在巷道实体帮监测异常位置及前后各5m处或迎头附近; (2) 孔径42mm, 孔深10m, 间距5m; (3) 炮眼距底板1. 2m; (4) 封孔长度5m, 装药量3. 0kg, 如图3 所示。
3. 2. 2 工作面回采卸压措施
工作面回采之前, 首先对切眼前方200m范围内巷道实体煤帮进行大直径钻孔预卸压处理, 随工作面不断推进及时前移, 并保证卸压区域始终超前工作面100m, 一般冲击危险区孔距2m ~ 3m, 划定的中等及严重冲击危险区加密, 其他技术参数如上。
工作面回采期间, 首先在危险区及附近巷道实体煤帮补打大直径钻孔, 钻孔布置在原预卸压孔中间。若大直径钻孔卸压效果不好, 应及时实施煤体爆破卸压, 技术参数同上, 钻孔布置如图4 所示。
若大直径钻孔、煤体爆破解危效果不佳, 可选用顶板预裂爆破。技术参数: (1) 孔距5m, 孔径42mm; (2) 孔深20m, 装药长度10m。钻孔布置如图5 所示。
3. 3 巷道支护
根据冲击矿压巷道围岩的强弱强结构控制机理[11], 对巷道实施“三结构”组合加固支护, 见图6 所示。巷道掘进后, 顶板及帮部首先采用直径22mm、长度2400mm、间排距700mm × 700mm的高强螺旋钢锚杆加金属网支护, 顶板实施直径18. 9mm、长度8250mm、间排距2800mm × 2800mm的锚索加强支护, 进行锚杆 ( 索) 内强支护; 然后对巷道实体煤帮实施直径125mm、深度15m、间距2m ~ 3m的大直径钻孔进行充分卸压, 设置卸压弱结构区; 最后在帮部距顶板1500mm处采用直径18. 9mm、长度6250mm、排距2800mm的锚索将巷帮锚杆支护体强结构、卸压弱结构和顶板外强结构串联为整体组合加固结构。
4 结论
( 1) - 1000m东一下山采区冲击危险指数为0. 81, 具有强冲击危险, 主要影响因素为大采深、强冲击倾向性、厚硬顶板、断层及上覆7 煤遗留煤柱等。
( 2) 采区防冲优化设计: 优先开采7 煤层作为上保护层, 使9 煤处于其卸压区内; 工作面停采线距离下山不小于80m; 9 煤工作面切眼或停采线平行内错7 煤工作面10m ~ 20m; 9 煤巷道内错7 煤工作面10m ~ 50m;工作面区段煤柱宽度3m ~ 5m。
摘要：本文基于某矿-1000m东一下山采区的条件, 对其进行冲击危险性分析, 在此基础上建立冲击矿压综合控制体系, 即开采前进行区域性防冲优化设计, 确定工作面停采线位置、上下煤层之间巷道或工作面布置、区段煤柱宽度及接替顺序等参数;开采期间采取煤体大直径钻孔、煤体爆破及顶板预裂爆破等局部性卸压方案;强冲击煤层巷道采用“三结构”组合加固支护。
深部采区 篇3
地应力是赋存于岩体中的天然应力, 是煤矿井下巷道、采区及硐室变形和破坏的根本作用力[3]。地应力场分布规律及特征的研究是一切与岩体力学有关的理论研究、工程设计及施工的基础, 是岩体力学基础研究的重要组成部分。形成地应力场的因素非常复杂, 属于非稳定应力场, 很难用函数的形式来表达, 只能通过实测来得到相对比较准确的地应力值, 然后基于大量实测数据, 进行统计分析, 寻找地应力分布规律及特征, 用以指导工程实践[4]。
1 煤矿地理与地质简况
潞宁煤矿位于忻州地区宁武县化北屯乡陈家半沟村, 是潞安矿业集团公司的新开发的矿井。潞宁煤矿开采深度约250 m, 布置一主一副两井, 井下为东西两翼开采, 主运输为800 mm皮带。设计能力为30万t/a, 井田面积为6.609 5 km2, 开采侏罗纪2号、3号煤层。2号煤层厚4.43 m, 3号煤层厚1.56 m, 地质储量5.51亿t, 可采储量3.27亿t, 设计服务年限53 a, 主要煤种为气肥煤, 煤质优良, 供不应求。
2 现场地应力测量
2.1 测量方法
根据国内外多数人观点, 依据测量基本原理的不同, 将测量方法分为直接法和间接法两大类[5,6,7]。直接测量法较为广泛应用的有扁千斤顶法、水压致裂法、刚性包体应力计法和声发射法。间接测量法主要有套孔应力解除法和其他的应力或应变解除法以及地球物理方法等。目前在井下, 应力解除法与水压致裂法是较为广泛可行的实测方法。
2.2 测量仪器
根据井下实际情况, 文章采用由天地科技股份有限公司研制的SYY-56型小孔径水压致裂地应力测试装置进行地应力测试。该装置采用小直径钻孔 (Φ56 mm) , 最大深度30 m;最大水压40 MPa;定位精度为 (±3) °, 采用小孔径后, 能够高效快速地进行地应力测试, 测量后的钻孔还能用于煤岩体强度和结构的测量。
2.3 地应力测试结果
在潞宁煤矿共完成了7个测站的地应力测量工作, 测试结果见第93页表1。
第93页表1中, pb为临界破裂压力;pr为裂隙重张压力;ps为瞬时关闭压力;σH, σh, σv分别代表最大水平主应力、最小水平主应力和垂直主应力。
典型的水力压裂曲线与印模图见第93页图1、图2。
2.4 地应力测试结果分析
2.4.1 潞宁煤矿地应力场特征
7个测站中最大水平主应力大于垂直主应力的测站有6个, 占总测站的86%, 垂直主应力大于最大水平主应力的测站仅有1个, 占总测站的14%, 因此, 潞宁煤矿原岩应力总体上水平应力占优势。按照三个主应力的大小排列, 可分为以下几种情况。
1) σH>σv>σh, 共3个测站, 占总测站数的43%。
2) σv>σH>σh的共1个测站, 占总测站数的14%。
3) σH>σh>σv, 共3个测站, 这3个测站主要在下山延伸之前所测试结果, 大部分是埋藏较浅的位置, 占总测站数的43%。
在潞宁煤矿构造应力场中, 最大水平主应力方向全部集中在N3.9°W~N45°W之间。
2.4.2 主应力随深度的变化
从地应力测试结果看, 潞宁煤矿测试的7个测站中埋深从175~515 m不等。根据测量结果绘制了地应力随巷道埋深变化的曲线, 如图3所示。可以看出, 主应力大体随着测站的深度增加而增大。垂直应力增加的速度明显大于水平主应力。根据测试数据, 运用最小二乘法对水平主应力与测站深度之间的相互关系进行线性回归, 经过回归得到潞宁煤矿地应力关系方程及其曲线:
2.4.3 矿区应力量级
潞宁煤矿7个测站地应力测试结果中, 最大水平主应力最大值为16.36 MPa。最大主应力大于10 MPa且小于18 MPa的测站有6个, 占86%。
根据相关判断标准:0~10 MPa为低应力区, 10~18 MPa为中等应力区, 18~30 MPa为高应力区;大于30 MPa为超高应力区。因此潞宁煤矿地应力整体上属于中等应力场。
2.4.4 测压比随埋深的规律变化
测压比指的是最大水平主应力与垂直主应力的比值 (即σH/σv) 。经计算得出潞宁煤矿7个测站的测压比为0.67~2.67。其中, 第六测站的测压比为0.67, 其值小于1.0;第一、第二、第三测站的测压比为2.18~2.67, 其值均大于2.0;第四、五、七测点的测压比为1.09~1.51, 其值均大于1.0。可见除去第六测站外, 其余测站的测压比大体上随埋深的增加而增大。
2.4.5 平均水平与垂直主应力间比值的变化规律
平均水平主应力为最大水平主应力与最小水平主应力的比值。经计算得出潞宁煤矿7个测站的平均水平主应力与垂直主应力的比值为0.56~2.17。其中第五、六测站的平均水平主应力与垂直主应力的比值小于1.0, 其余测站均大于1.0。
2.4.6 最大和最小水平主应力间的比值
在潞宁煤矿7个测站中, σH/σh最大为1.85, 最小为1.29, 平均为1.59, 最大与最小水平主应力差值较大。最大、最小主应力差值较大造成岩体内剪应力较大, 超过岩体抗剪强度时, 岩体将发生破坏。
3 现场应用
潞宁煤矿地应力测试已用于矿井2号煤西翼扩区轨道运输大巷的支护设计。通过在2号煤层及围岩物理力学参数测量结果的基础上建立数值模型, 模拟出不同的支护方案, 分析比较不同方案的巷道变形、破坏范围、支护体受力等状况, 在经济和技术上取得最优方案, 并得到较好的支护效果。
3.1 巷道简述与地质特征
西翼扩区轨道运输大巷为2号煤层总体为单斜构造, 走向N48°, 倾向南东, 倾角为138°左右。巷道全长2 498.342 m (从轨道下山巷正中线至停掘点) , 开口标高1 180 m, 方位角239°18′30″。断面为5 000 mm×3 700 mm (宽×高) 。掘进过程中地质结构简单, 断层不发育。
3.2 巷道支护设计
根据上述岩体参数与应力场实测数据运用美国岩土工程大型软件FLAC3D对巷道的锚固效果及其稳定性进行计算与分析, 通过支护参数分析及多方案的比较, 得出的支护形式为:锚杆+金属网+钢筋梁+锚索+喷射混凝土联合支护。
具体参数为:顶板支护。锚杆杆体为22号高强度左旋无纵筋螺纹钢筋, 长度2.4 m, 树脂加长锚固;采用钢筋托梁与金属菱形网护顶。锚杆排距1.2 m, 每排6根锚杆, 间距0.9 m。锚索直径18.9 mm, 长度7.3 m, 树脂加长锚固。锚索每排2根, 排距为2 m。巷帮支护:锚杆、钢筋托梁及网的形式与顶板相同。锚杆排距1 m, 每排4根锚杆, 间距1 m。
3.3 应用效果
将初始设计实施于井下, 并进行了巷道表面位移、顶板离层及锚杆与锚索受力监测。经观测发现工作面受回采影响期间, 巷道表面位移变化不大, 巷道围岩的稳定性没有明显的影响, 基本趋于稳定, 巷道围岩变形得到有效控制, 支护效果好, 确保回采工作高效顺利推进, 并取得良好的经济效益。
4 结论
1) 潞宁煤矿主要存在两种类型的地应力场:σH>σv>σh及σH>σh>σv。由于煤层埋藏相对较深, 原岩应力总体上水平应力占明显优势, 具有典型的构造应力场特征。其中最大水平主应力方向以NW方向为主, 方向全部集中在N39°W~N45°W之间。
2) 潞宁煤矿地应力整体上属于中等应力场, 最大与最小水平主应力及垂直应力总体上随测站深度的增加而增大, 但也有极个别测站存在明显的离散性。
3) 所测矿井最大、最小水平主应力与测站深度之间的关系为
4) 潞宁煤矿所测区域侧压比随埋深的变化规律性不强, 数值分布在0.67~2.7之间。平均水平主应力与垂直主应力的比值大多数大于1.0, 小于1.0的占29%。最大水平主应力和最小主应力的比值范围为1.29~1.85, 平均为1.59。最大与最小水平主应力差值较大。最大、最小主应力差值较大造成岩体内剪应力较大, 超过岩体抗剪强度时, 岩体将发生破坏。
5) 地应力测试结果以用于潞宁煤矿2号煤西翼扩区轨道运输大巷的支护设计, 使其合理性和可靠性显著提高, 巷道支护状况得到明显改善。
摘要：针对潞宁煤矿深部开采条件和地质构造情况, 采用小孔径水压致裂地应力测量装置, 对潞宁煤矿进行了井下地应力测试, 结合测量数据, 详细分析了其井下地应力的特征。使得巷道支护得到明显改善。
关键词：地应力测量,水压致裂,深部开采,应力场
参考文献
[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005 (16) :2803-2813.
[2]何满潮.深部的概念体系及工程评价指标[J].岩石力学与工程学报, 2005 (16) :2854-2858.
[3]康红普, 林健, 张晓.深部矿井地应力测量方法研究与应用[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (5) :929-933.
[4]蔡美峰.地应力测量原理与技术[M].北京:科学出版社, 2000.
[5]HUDSON J A, CORNET F H, CHISTIANSSON R.ISRM suggested method for rock stress estimation-part 1:strategy for rock stress estimation[J].Int.J.Rock Mech.Min.Sci., 2003, 40 (7/8) :991-998.
[6]CHISTIANSSON R.The latest development for in-situ rock stress measuring techniques[C]//Proceedings of the International Symposium on In-situ Rock Stress.Trondheim, Norway:[s.n.], 2006:3-10.
深部采区 篇4
桃园矿N8采区煤仓设计在10煤层顶板、8煤底板, 沿铝质泥岩底板向下穿层施工, 施工范围内岩性主要为泥岩、粉砂岩、中粒砂岩, 岩层平均倾角28°。煤仓深度37m, 净直径5.4m。支护方式分为两次支护, 一次支护为锚网喷支护, 采用GM22/2400-490型号锚杆配合自连式钢筋网支护;二次支护为钢筋混凝土浇灌, 配筋采用ф16mm钢筋加工, 浇灌混凝土强度C30, 厚度300mm;锁口梁处采用密排工字钢的方式支护。
2煤仓施工
2.1煤仓施工工序
加固煤仓上下口→采用反井钻机小眼导透→直径1.2m钻头刷大→按照仓体的直径从上往下刷大→施工给煤机硐室→锁口→从下口开始搭设脚手架向上浇筑→养护结束后从上往下逐段拆模。
2.2施工前的准备
煤仓上口、下口均采用锚带网进行二次支护, 两头加固范围需超过煤仓直径1m。煤仓上口在钻孔四周做水泥混凝土基础, 规格为长2m, 宽2m, 厚0.3m;钻孔中心上方安装起吊梁, 并能承受5吨以上的拉力, 以备扩孔结束后起吊扩孔钻头。
2.3施工
2.3.1采用直径200mm的钻头小眼导透。
2.3.2直径1.2m钻头反向刷大。
2.3.3从上向下用钻眼爆破法进行刷大, 光面爆破, 炮眼深度为1.6m, 炮眼按同心圆布置, 周边眼按光面爆破要求设计, 严格控制装药量、打眼角度, 控制巷道成型。为防止岩粉、小碎石掉入钻孔, 每打一个炮眼, 要及时插上木橛子, 将炮眼保护好。
2.3.4刷大给煤机硐室:刷大从煤眼向两边逐步刷大, 先刷顶部, 后刷两帮。刷大结束后, 采用钢筋混凝土浇筑至锁口位置并密排工字钢。
2.3.5浇筑:浇筑采取搅拌机配合溜灰管 (6寸脉吸管) 。搅拌机固定在上口, 脉吸管每节采用特制卡子固定在钢丝绳上。浇筑期间循环进度1.5m。
1) 搭脚手架
(1) 立柱的间距不应超过1m, 最底层立柱应采取混凝土浇灌的方式固定。立柱时先将立柱固定, 用钢管将同一平面内的柱脚连结牢固。柱驳口应交错, 不得全部在同一水平面。
(2) 用直角扣将横杆与纵向排列的立柱连接, 扣接要稳固、平直, 与主柱互成90°。横杆的水平间距不大于1m, 垂直间距不大于1.5m。
(3) 斜撑应与脚手架的立柱和横杆的交点连结, 不得支撑在非受力点处。
(4) 平台铺设采用不低于70mm厚大板, 大板间距不大于50mm。
2) 绑扎钢筋
(1) 先施工吊挂锚杆, 采用GM22/2000-490锚杆, 间排距均为2m, 外露长度不得超过300mm:然后立2~4根竖筋, 将钢筋捆扎在吊挂锚杆上固定牢固:将竖筋与下层伸出的搭接筋绑扎, 在竖筋上画好水平筋分档标志, 在下部及齐胸处绑两根横筋定位, 并在横筋上画好竖筋分档标志, 接着绑其余竖筋, 最后再绑其余横筋。
(2) 钢筋应逐点绑扎, 双排钢筋之间应绑连接筋, 其纵横间距不大于200mm。
(3) 合模后对伸出的竖向钢筋应进行修整, 浇筑混凝土时应有专人看护, 浇筑后再次调整以保证钢筋位置的准确。
3) 安装模板
(1) 采用长度1.5m、宽度0.2m钢模板, 拼装模板时逐块安装, 扣紧密实, 空隙用再生布堵塞, 防止跑浆造成麻面。
(2) 检查模板的对角线、平整度和外形尺寸。
(3) 采用碹毂固定模板, 碹毂采用18#槽钢加工, 根据煤仓周长加工, 每段长度不超过2m为宜, 搭接处采用销子连接。
4) 混凝土浇筑
(1) 浇筑时严格按配比单拌料, 实行分区对称连续浇筑, 防止模板受力不均产生位移, 浇筑时采用振动棒和人工捣实, 浇灌后必须坚持洒水养护。
(2) 仓壁接茬处用小粒径石子, 精心浇捣, 筑满筑实, 防止出现月牙缝。
2.3.6养护结束后, 从上往下逐段拆除模板及脚手架。
3煤仓施工安全管理
3.1工具材料运输
采用直径1.4m、高度1m的吊桶运送, 上口安装1部JD-25kw绞车用于提升吊桶使用。
3.2人员上下
前期采用绳梯上下, 煤仓刷大4m后, 安装铁制人行梯, 每节长度2m, 端头各采用2根2.4m锚杆固定。人行梯距迎头不超过2m为宜, 配套护栏不超过2节为宜, 防止放炮崩坏。人员上下时上口处安排两人松拉留绳, 确保安全。
3.3煤仓上口设置封口盘, 用工字钢、70mm厚大板封严
在不提料的情况下, 对提料口也要盖严。在方便人员上下的位置留一“窗口”, 供施工人员上下。进入煤仓的人员将保险带固定在井壁的防护绳上。煤仓施工15m后, 上口设置由气缸牵引的滑动门, 作为升降吊桶的“窗口”, 除升降吊桶、校核中线时打开, 其余时间必须关闭。
3.4工作面的反井钻孔孔洞, 除放炮和出矸时打开, 其余时间用铁箅子盖严
铁箅子选用1寸钢管焊制, 规格长×宽=1.8×1.8m, 网格为250mm见方。
4总结
北八采区煤仓自施工开始至施工结束没有出现任何事故。提高工效, 缩短工期, 改善作业环境, 综合效益显著。此技术可推广应用。
摘要：桃园煤矿采用反井钻机小孔导透, 再换Φ1.2m钻头反向刷大成孔, 然后从上向下用钻眼爆破法对钻孔二次进行刷大并支护、浇筑锁口, 最后搭脚手架从下往上立模浇筑的新方法施工采区煤仓, 解决了人工垛盘施工及两掘一浇施工中空顶作业、安全性差、进度慢的问题, 大大提高了掘进速度, 增强了安全性, 具有极高的推广价值。