留巷设计

留巷设计（精选7篇）

留巷设计 篇1

摘要：以神火集团薛湖煤矿为研究对象, 选取2307工作面轨道巷进行沿空留巷工程试验。基于修正的分离岩块法和UDEC模拟软件进行了深井厚煤层沿空留巷的巷旁支护设计, 通过对沿空留巷各种矿压参数、混凝土墙体的压力变化和瓦斯浓度变化情况的现场实测和分析, 证明沿空留巷技术可以应用于深井厚煤层矿井。

关键词：深井厚煤层,沿空留巷,支护设计

沿空留巷技术因具有提高煤炭开采率、减少巷道掘进量、消除留设保护煤柱护巷方法产生的应力集中等优点, 20世纪60年代在英国和德国等采煤国家开始得到试验推广, 但那时由于无法从根本上扭转巷道维护困难局面而没有得到普及[1,2,3]。近年来, 在掌握了沿空留巷的内在本质规律以及混凝土技术成熟及配套施工装备改进后, 该技术有了新的突破。尤其是对于高瓦斯矿井, 沿空留巷技术具备可实现Y型通风、降低采煤工作面回风隅角的瓦斯积聚、能够有效预防工作面瓦斯爆炸事故等优势, 为其推广应用打下了良好的基础[4,5]。但沿空留巷技术在深井厚煤层矿井的应用报道和研究还较少, 有待进一步深入研究和分析。

1 试验工作面概况

薛湖煤矿2307回采工作面煤层赋存较为稳定, 结构简单, 以贫煤为主, 全区均可采, 为走向近东西、倾向北的单斜构造。煤层厚2.7~5.4 m, 倾角-4°~12°。煤层绝对瓦斯涌出量为20 m3/min, 瓦斯压力为20 MPa, 瓦斯含量为13 m L/g。根据矿井地质报告, 煤尘无爆炸性, 该区二2煤层不自燃, 没有高热背景和显著热源存在。工作面大部分煤层直接顶为粉砂岩和砂质泥岩, 属中等稳定顶板, 泥岩及伪顶地段属于不稳定顶板。二2煤层直接底为粉砂岩及砂质泥岩, 粉砂岩属于中等坚硬底板, 泥岩则属于松软类底板。2307工作面轨道巷地层岩性见表1。

二2煤顶底板岩石力学强度较高, 完整性较好, 属易于控制的顶底板。在断层发育处, 岩石原生结构遭到破坏, 裂隙较发育, 强度降低, 易造成顶板垮落及片帮。岩石抗压强度为:细、中粒砂岩46.8~130.2 MPa, 粉砂岩与砂质泥岩15.87~57.30 MPa, 泥岩12.40~46.27 MPa。岩石抗拉强度为:细、中粒砂岩1.10~5.77 MPa, 粉砂岩与砂质泥岩0.5~4.8 MPa, 泥岩0.57~2.10 MPa。除泥岩的力学强度指标偏低外, 其他各岩层的力学强度指标均较高。

2 沿空留巷施工工艺

沿空留巷施工系统由地面系统和井下系统两大部分组成, 分别为地面的混凝土混合系统、配料系统、运料系统和井下的混凝土制备系统、上料系统和泵送系统。其施工工艺流程如图1所示, 井下沿空留巷施工流程如图2所示。

3 沿空留巷巷旁支护设计

巷旁支护的主要作用从控制顶板岩层移动看起到切顶卸压。从维护沿空巷道的角度看, 其作用是支撑上覆岩层一定范围内分离岩块所受重力;从保护井下工作环境和安全开采看, 其作用是将采空区和沿空巷道隔离, 确保巷旁支护密不透风。经过多年研究, 巷旁支护设计主要方法有:分离岩块力学模型[6]、顶板倾斜力学模型[7]、煤体极限平衡梁力学模型[8]、弹性薄板条力学模型[9]等。基于分离岩块的力学模型原理简单、使用方便, 故本文选用该力学模型进行巷旁支护设计, 然后采用UDEC软件模拟不同墙宽对沿空留巷围岩塑性区分布影响, 以此综合确定出合理的沿空留巷混凝土墙的宽度。

3.1 基于分离岩块法的巷旁支护设计

分离岩块的力学模型由于未考虑采深对巷旁支护的影响, 进行巷旁支护计算时需对其修正, 修正后的分离岩块法计算模型如图3所示 (H为垮落带高度, 20.8 m) 。

其中, Qk为巷旁支护载荷;bp为巷旁支护宽度, 初定为1.4 m;b为留巷宽度, 4.6 m;γ为分离岩块容重, 24 k N/m3;bc为悬顶距, 1 m;h为采高, 5.2 m;φ为煤层倾角, 取平均4°;α为直接顶垮落角, 26°;p为垂直地应力, 16.4 MPa。

将相应数据代入式 (1) , 可得墙宽为1.4 m时Qk=12 570 k N/m。然后根据《混凝土结构设计规范》进行沿空留巷 (墙厚1.4 m, 墙高5.2 m, 构件的长细比为5.2/1.4=3.7) 的支护承载力验算。式 (2) 为混凝土墙体承载能力的计算公式。

其中, N2为支护体的承载能力;fc为混凝土抗压强度, C30时为14.3 N/mm2;Kc为构件稳定系数, 取1;A为截面面积, 1.96 m2, 断面尺寸为1.4 m×1.4 m。

将相应数据代入式 (2) , 计算得混凝土墙体N2=25 225.2 k N。由此可知, 混凝土墙体承载力大于其受到的最大荷载, 安全系数大于2, 故可认为当墙宽1.4 m, 混凝土强度等级为C30, 满足支护要求。

3.2 基于UDEC模拟的巷旁支护设计

通用离散程序UDEC模拟软件适合于固体介质在荷载 (流体、温度等) 作用下静态响应和动态响应问题的研究, 如顶煤破坏情况、应力变化规律以及围岩塑性区分布规律等问题。此次数值模拟主要分析围岩塑性区分布规律, 根据前述的矿井基本概况中的综合柱状图和各岩层岩石力学性能参数, 建立相关几何模型和物理模型, 模拟墙体宽度分别为1.0, 1.2, 1.4, 1.6 m时的围岩塑性区变化情况 (图4) 。

分析图4可以得出, 当墙体宽度小于1.0 m时, 巷道被整体性压垮;当墙体宽度大于1.2 m时, 围岩塑性区分布规律变化不大, 巷道较为稳定。

根据前述理论计算以及数值模拟得到的结果, 参照混凝土沿空留巷在其他煤矿的使用情况, 选用厚度为1 400 mm的C30混凝土墙体, 沿墙体垂直方向布置3排锚栓, 锚栓采用20 mm×1 500 mm螺纹钢, 双托板双螺母, 两端丝扣。

4 应用效果分析

为了对巷旁支护效果进行科学评价, 采用矿压监测仪器对沿空巷道的围岩单体支柱工作阻力、锚索工作阻力、混凝土抗压强度、围岩收敛变形以及瓦斯浓度变化情况进行现场实测。在实测数据的基础上, 采用经典矿压理论对各种围岩阻力和变形情况进行分析, 从而对巷旁支护的应用效果进行科学分析。现场实测的混凝土抗压强度、混凝土墙体压力、单体支柱和锚索的工作阻力变化、巷道顶底板和两帮的移近量情况如图5—图8所示。

(1) 分析图5发现:混凝土凝固1, 2, 3, 28 d强度分别为15, 25, 30, 38 MPa;强度分别为设计强度的50%, 82%, 100%, 126.67%。结果表明, 混凝土强度能够达到设计要求。

(2) 通过图6得出:在工作面支架切顶线后方不同位置, 混凝土墙体承受压力变化趋势有明显差别, 0~18 m范围内, 承受的压力的增长速度较快, 达到2 640 k N;18~32 m范围内, 承受的压力缓慢增长, 增加到3 060 k N;32~49 m范围内, 承受的压力先降后升, 后方44 m时, 降低到最低值2 620 k N。后方49 m以后, 承受的压力保持不变, 顶板岩层移动趋于稳定。

(3) 分析图7发现:单体支柱的初撑力为100k N, 满足初撑力要求;单体支柱的工作阻力在工作面支架切顶线附近增加到125 k N, 达到额定工作阻力的50%, 工作面支架切顶线0~60 m范围内单体支柱的工作阻力由急剧增加、缓慢增加到趋于稳定, 额定工作阻力使用率不超过64%。工作面周期来压步距为20~25 m, 锚索工作阻力满足周期来压压力升高的要求, 现有补强支护能够满足留巷支护刚度和强度要求。

(4) 分析图8可知:巷道顶底板最大移近量为72 mm, 达到采高的1.4%, 滞后工作面移近量为48mm, 为总移近量的2/3, 其中滞后工作面0~20 m范围内移近量达到40 mm, 为总移近量的56%;滞后工作面支架切顶线40 m以后, 围岩移动开始趋于平稳。超前工作面支架切顶线移近量达到24 mm, 为总移近量的1/3。巷道两帮最大移近量达到56mm, 达到采高的1%;滞后工作面移近量达到50.2mm, 为总移近量的90%。滞后工作面支架切顶线60 m以后, 围岩活动趋于缓和, 两帮移近量增量几乎为0。超前工作面支架切顶线移近量达到5.8mm, 为总移近量的10%。

此外, 经现场实测沿空留巷内的瓦斯浓度长期保持在0.18%~0.26%, 留巷埋管瓦斯抽放浓度在12%~35%, 工作面瓦斯无超限, 工作面通风与瓦斯抽放设计满足要求。

5 结语

(1) 结合试验工作面的基本概况, 基于修正的分离岩块法和UDEC模拟软件进行了深井厚煤层沿空留巷的巷旁支护设计, 科学确定了沿空留巷混凝土墙体的宽度。

(2) 通过对沿空留巷各种矿压参数、混凝土墙体的压力及瓦斯浓度变化情况的现场实测分析, 证明了沿空留巷技术可以应用于深井厚煤层矿井。

参考文献

[1]李鸿昌.煤层无煤柱开采[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1991.

[2]黄伯轩.采场通风与防火[M].北京:煤炭工业出版社, 1992.

[3]钱鸣高, 石平武, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

[4]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术, 2006, 34 (12) :78-81.

[5]张东升.大断面沿空留巷技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[6]B.N.Whittaker.Design Loads for Gateside Packs and Support Systems[J].Mining Engineer, Feb, 1977.

[7]Smart.B.G., Davies.D.O, etc.Application of the Rock-strata-title Approach to Pack Design in an Arch-sharped Roadway[J].Mining Engineer, Dec., 1982.

[8]柏建彪, 周华强, 侯朝炯, 等.沿空留巷巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报, 2004, 33 (2) :183-186.

[9]涂敏.沿空留巷顶板运动与巷旁支护阻力研究[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 1999, 18 (4) :347-351.

留巷设计 篇2

沿空留巷主要由巷内支护和巷旁支护组成, 目前我国沿空留巷巷内支护形式有:木支柱;工字钢梯形可缩性金属支架;锚网索支护;联合支护。巷旁支护形式有木垛;密集支柱;矸石带;巷旁充填带。

1. 沿空留巷的必要性

对于神华乌海能源公司公乌素矿而言, 一直困扰煤矿的问题之一是采掘失调, 尤其12#薄煤层生产接续紧张, 12#层是公乌素矿三号井主采煤层, 它具有低灰分、高热值的特点, 厚度仅1m, 半煤岩巷掘进速度慢, 常需采煤工作面停产待掘, 所以12#层生产接续紧张, 加快12#掘进速度刻不容缓, 对12#层右一工作面运输顺槽沿空留巷项目进行设计意义有三, 一是缓解12#层生产接续紧张局面;二是试验无煤柱开采新技术, 提高回采率;三是降低掘进费用, 提高矿井经济效益。

2. 沿空留巷工程项目应用的可行性分析

2.1 12#层沿空留巷巷道基本特征

巷道名称:12#右一工作面的运输顺槽 (留作下一工作面回风顺槽) 。

巷道特征:沿空留巷巷道, 巷道全长650m, 巷道为平巷, 标高:+1094m, 巷高2m, 巷道宽度2.6m。上覆岩层厚度103m—116m。

巷道的围岩状况:巷道所属地层为晚石炭系, 巷道直接顶板为深灰色的砂质泥岩, 约为4.5m, 其上部老顶为灰色、浅灰色的细砂岩、灰白色的中砂岩、粗砂岩互层, 巷道底板为浅灰色比较坚硬的细粒砂岩。

巷道位置:巷道的左侧为12#层工作面, 右侧为12#实体煤和顶板岩石。

地质构造:从巷道本身揭露的状况来看, 巷道内有两条落差较小 (<0.4m) 的正断层, 对沿空留巷不会有大影响。

水文情况:巷道围岩含水微弱, 补给匮乏, 对沿空留巷影响较小。预计正常涌水量5m3/h, 最大涌水量9m3/h。

瓦斯及煤尘:煤层中瓦斯含量较小, 属低沼气煤层.煤层中挥发分较高, 煤尘具有爆炸性。

煤层自燃性:煤层具有自燃发火性, 自燃发火期6个月。

2.2 沿空留巷支护工艺的确定

根据沿空留巷围岩载荷力学模型及沿空留巷顶板运动特性, 巷道的支护强度必须足以抵抗破断区、微破裂区岩体所产生的矿山压力, 综合考虑埋深、上覆岩性地质特征、围岩载荷、顶板运动特性以及国内其他矿井的经验, 确定神华乌海能源公司公乌素矿12#层右一工作面沿空留巷工艺为:巷内支护为单排木支柱, 巷旁支护为丛柱、单排木支柱、矸石墙联合支护。

2.3 木支护强度可行性验算

为确保沿空留巷安全, 取载荷系数最大为8, 当工作面完全垮落之后, 每米支柱和矸石墙所承载的总载荷为

P—支护载荷 (t/m) ;m—采高 (m) ;γ—岩石容重 (t/m3) ;

B—支护总宽度 (m) , 取5m。

木支柱需承载载荷为

P木=100×2.6/5=52 (t/m) (式2.2)

拟设计每米巷内支护与巷旁支护的木支柱密度为n=10颗/m, 根据木支护的承载能力 (即抗压强度) , 取木支柱直径为φ16cm, 每颗支柱所承受的载荷为

P&apos;=P木/n=52/10=5.2 (t/·颗) (式2.3)

令每颗支柱单位承载能力为q&apos;

选用的木支柱材质为松木或硬杂木, 查有关资料, 松木或硬杂木理论抗压强度为

满足木支柱单位面积所承受的允许载荷q, 并且承载安全富裕系数为

能够满足支护强度要求

2.4 矸石墙支护强度可行性验算

矸石墙需承载载荷为

P墙=100×2.4/5=48 (t/m) (式2.7)

每米矸石墙需承载强度为

矸石墙完全能够满足支护强度要求

3. 沿空留巷工程施工工艺

3.1 巷内支护

巷内支设一排带帽点柱, 柱距1米, 当顶板破碎不宜留巷时, 柱距为0.9米。

3.2 巷旁支护

巷旁设二排木支柱, 第一排为丛柱, 第二排为带帽点柱。两排支柱距巷内支护分别为0.8m、1.6m, 丛柱三根为一组, 长度0.6m, 丛柱与丛柱之间的间距为0.4m, 带帽点柱与丛柱之间的排距0.8m, 柱距1m。

同时巷旁用矸石垒石墙, 矸石墙宽度为2.4m。

4. 结论

(1) 经观测, 沿空留巷表面位移大概在滞后工作面50m位置以后趋于稳定, 巷道两帮移近量为巷道初始两帮宽度的8.6%, 巷道顶底板移近量为巷道初始高度的4.7%, 完全满足生产、安全需要, 表明沿空留巷工程设计合理, 沿空留巷是成功的;

(2) 沿空留巷工程的成功实施, 缩短了公乌素矿12#层工作面的准备时间, 有效解决了生产接续紧张局面;

(3) 沿空留巷减少了煤柱损失, 多回收煤炭资源1.6万吨, 以400元/吨计, 价值640万元;

(4) 降低了掘进费用, 节约资金33万元;

(5) 避免了传统的护巷煤柱可能造成的采空区煤炭自燃, 潜在的安全效益显著。

摘要：针对神华乌海能源公司公乌素矿12#层右一工作面的实际情况, 为了减少煤柱损失, 加快掘进速度, 通过方案比较对该工作面运输顺槽实行沿空留巷, 巷内支护和巷旁支护相结合的方式, 沿空留巷效果较好, 满足了生产需要, 解决了公乌素矿12#层工作面生产接续紧张局面, 取得了较好的经济效益, 同时为开采技术条件相同或相近的其他矿井沿空留巷工程提供了有益的借鉴。

关键词：顺槽,联合支护,沿空留巷

参考文献

[1]柏建彪, 等.沿空留巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报, 2004, 33 (2) :183-186.

浅析沿空留巷技术 篇3

1.1 工程概况:

鸡西矿业集团正阳煤矿五采区4#右二工作面, 工作面长度为200m, 推进长度为510m, 煤层倾角6°~8°, 该煤层厚度为1.4~1.6m, 埋藏深度为310~330m。煤层及顶底板岩性详见柱状图, 该工作面地质构造简单, 只有一条落差0.9m的断层 (详见工程平面图) , 对回采影响不大。该工作面回采工艺为高档普通机械化采煤, 工作面设计采用DZ16-30/100型外注式单体液压支柱配HDJA-800型金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 上、下两口设20m对柱, 柱距为0.6m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.9m, 最小空顶距为4.1m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁, 分段回柱, 全部垮落法处理采空区。工作面设计使用MG132/320采煤机落煤, SGB-630/220刮板运输机运煤, 循环进度0.8m, 下巷选用SGW-40T刮板运输机转载, SJ-80皮带运输。回采时对下巷4#右二巷进行沿空留巷作为右三工作面的回风上巷, 4#在掘进工程时右二巷沿煤层顶板拉底施工, 巷道中高2.4m, 中宽2.8m, 掘进是采用三排1.8m螺纹钢锚杆配W型钢带支护顶板, 给沿空留巷创造了条件。

1.2 沿空留巷设计:根据对4#顶板岩性和锚索沿空留巷理论分析后初步确定沿空留巷矸石充填墙体宽阔为3.0m。

1.2.1 顶板压力计算

根据裂隙带岩层运动影响下的顶板活动规律, 可将巷道上方的直接顶顶板岩层看作是一端固支在煤壁里的悬臂梁, 设煤壁边缘的塑性区宽度为S1, 根据顶板岩性分析确定S1为0.6m, 则直接顶沿巷道方向每米的压力为:Q= (S1+S2+S3) h= (0.6+2.8+3.0) ×2.7×25=432k N/m

式中Q——沿空留巷每米顶板压力

S1——悬臂梁沿煤壁边缘的塑性区宽度, 0.6m

S2——巷道顶板宽度, 2.8m

S3——矸石充填墙支撑顶板宽度, 3.0m

r——顶板岩石容重, 25k N/m3

h——直接顶厚度, 2.7m

M——采高

kp——岩石碎胀系数

1.2.2 矸石充填墙支撑强度为:

其中:δ——石墙承载力, 取0.5MPa

1.2.3 锚索支护强度计算:

设计选用煤矿目前常用的锚索, 即低松弛级∮15.2mm, 强度级别为1860 MPa的钢绞线。钢绞线由7根∮5mm的钢丝组成, 屈服载荷为221.5 k N。

锚索长度为:

L1——锚索外露长度, 取0.3m

L2——锚索悬顶不稳定岩层厚度, 根据煤层顶板柱状图确定顶板在3.2m以上较为稳定, 可以作为锚索悬吊层使用, 因此锚索悬吊层厚度为3.2m。

L3——锚索锚固长度, 根据国内外成功经验, 取1.5m。

锚索的间排距和锚索长度[1]一般宜满足如下关系:

式中:S——锚索间排距L——锚索长度

根据锚索的支护机理, 为保证锚索能锚入稳定岩层中, 布置时锚索向采空区侧倾斜10°。

考虑到顶板压力的不稳定性, 实取锚索间距为2m。

1.2.4 安全系数校核:

留巷段巷道支撑合力为:

安全系数校核:

满足安全要求

1.2.5 加强支护设计

根据矿山压力理论[2], 在周期来压期间, 基本定其压力一般为直接顶压的2~3倍, 则周期来压期间沿空留巷的顶板压力Q'为:

为保证在周期来压期间能有效支护留巷顶板, 需进行加强支护, 选择在工作面后沿留巷充填墙侧加打一排DZ25-30/100型单体柱, 柱距1.0m, 则加强支护后留巷段的支护强度Q'为:

则P'>Q'

即巷道加强支护后的支护载荷大于周期来压期间顶板压力, 能够满足留巷安全要求。

1.2.6 留巷矿压观测及分析

在沿空留巷内每间隔3m建立一个测点, 分别观测两帮移近量及顶底板移近量, 随工作面的推进, 经过连续120m的观测, 经过了初次来压和2次周期来压。通过数据分析后我们可知, 在留巷段0~10m范围内为巷道变形较剧烈区, 即留巷支护的增阻阶段, 在该范围内巷道平均移近量为100mm, 主要表现在顶底板移近, 此时留巷内的锚索、单体柱开始增加载荷, 石墙开始压实, 在该范围内主要以锚索和单体柱支护顶板载荷。在10~40m段为巷道变形剧烈区, 即留巷支护的恒阻阶段, 在该范围内巷道顶底板平均移近量为300mm, 巷道两帮开始出现移近, 平均移近量为100mm, 此时留巷石墙已基本压实, 能有效支护留巷顶板。在该范围内留巷将经历一次老顶周期来压, 在来压期间, 支护载荷迅速增加, 最大移近量达到100mm/天。此后巷道变形趋于平缓, 即留巷支护的稳定阶段, 在该范围巷道移近量开始逐渐减小, 平均移近量为50mm, 至最终重新达到稳定。通过对留巷效果的观测, 留巷段平均顶底板移近量为400mm, 两帮移近量为150mm, 能够满足下一个工作面回采时安全生产、通风、行人的需要, 证明此种沿空留巷的支护试验在技术实践上是可行的成功的。

2 结论

通过对五采4#右二工作面在回采期间对留巷矿压观测及4#右三工作面回采期间对右二沿空留巷实际留巷效果的检验, 证实锚索、石墙支护沿空留巷技术取得了良好的支护效果, 扭转了接续紧张的局面, 节省了大量的人力、物力, 加快了接续能力, 即创造了经济效益, 又创造了社会效益, 具有良好的推广价值。

摘要：通过对沿空留巷的理论研究及对五采4#沿空留巷地质条件的分析, 合理确定4#采用锚索、矸石充填墙沿空留巷的支护方式, 4#右二巷沿空留巷施工实践, 施工技术要求, 留巷效果分析, 取得的技术经济效益。

关键词：沿空留巷理论研究分析,4#右二巷锚索,矸石充填墙沿空留巷,留巷效果分析

参考文献

[1]孙恒虎, 赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社, 1993.

沿空留巷围岩变形力学分析 篇4

煤矿开采深度逐渐增加, 导致了巷道变形严重, 尤其是沿空留巷, 受本工作面采动影响的同时也受上工作面残余支承压力的影响, 支护更加困难。应尽快掌握沿空留巷围岩变形机理, 采取相应的支护方案, 确保安全生产。为了研究沿空留巷围岩的变形机理, 首先应掌握沿空留巷顶板活动的基本规律, 文章采用钱鸣高院士的关键层理论[1], 分析留巷围岩顶板下沉的力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解, 并根据具体的地质条件进行了顶板厚度、巷道宽度、支护阻力等影响因素的分析, 从而为沿空留巷围岩的变形控制提供理论依据。

1 沿空留巷围岩结构模型

沿空留巷采空区侧悬伸的直接顶岩层以巷道实体煤帮为支点转动, 继而垮落带直接顶发生垮落。沿空留巷围岩结构形式如图1所示。

Ⅰ.垮落带岩层;Ⅱ.裂缝带岩层;Ⅲ.弯曲下沉带岩层

由图1可知, 采空区上方坚硬的基本顶关键岩层在裂缝带内将断裂成排列整齐的岩块A和岩体B, 关键岩块A和岩体B间受水平推力作用而形成铰接关系, 将向采空区侧回转下沉, 同时与位于采空区松散矸石上的关键岩块C通过铰接关系咬合形成斜跨梁结构, 岩层移动曲线的形态呈开始为下凹、而后岩层移动曲线的曲率随着采空区中矸石由松散状态逐渐压实和留巷直接顶的下沉而逐渐减小。

2 顶板下沉变形力学分析

2.1 力学模型

沿空留巷顶板上边界给定变形, 下边界受到巷内支护阻力P1的作用, 左边界可看作固定边界, 右边界简化为作用于直接顶的横向阻力P2, 建立力学模型[2,3,4,5], 如图2所示。

2.2 顶板下沉量分析

顶板下沉量采用位移变分法[6]求解, 因为弹性体储存的形变势能为:

U=21蘩蘩蘩σεdν可用位移分量表示为:

式中, u、v、w分别为位移分量;E为弹性模量;μ为泊松比。

本问题为平面应变问题, 则可用位移分量作未知数, 式 (1) 可简化为:

由力学模型, 确定边界条件如下:

体力分量X=0, Y=-ρg

面力边界条件x=a:X軍=-p2, Y軍=0;y=0:X軍=0, Y軍=p1;

位移边界条件x=0:u=v=0;y=b:v=-xθ

则位移分量表达式为:

式中, a为巷道宽度, m;b为直接顶厚度, m;θ为老顶转动角, (°) ;A1, B1为待定常数。

用瑞兹法求解, 将式 (2) 、式 (3) 代入式 (1) , 并根据边界条件可求出A1、B1, 根据式 (4) 可得顶板下沉量的表达式:

3 实例计算与分析

根据淮南某矿工作面条件, 取a=5m, b=2.3m, θ=5°, E=5.5GPa, ρg=20.0×103 N/m3, μ=0.3, P1=0.35 MPa, P2=0.02 MPa。留巷时, 采空区一侧留巷顶板达到最大下沉量。现讨论留巷顶板在采空区侧 (x=a) 的下沉量与顶板厚度、巷道宽度及充支护阻力的关系。

(1) 顶板厚度和顶板下沉量之间的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关公式, 得到顶板下沉量与顶板厚度关系式为:

根据式 (6) , 可绘出顶板下沉量与顶板厚度关系图, 如图3所示。

由图3可以看出, 直接顶厚度小于2 m时, 顶板下沉量变化不大;而当直接顶厚度大于2 m时, 随直接顶厚度的增加顶板下沉量显著下降, 因为厚度增大增强了直接顶承载能力和抗变形能力。

(2) 巷道宽度和顶板下沉量的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷道宽度的关系式为:

根据式 (7) , 可绘出巷道宽度与顶板下沉量的关系图, 如图4所示。

由图4可知, 随着巷道宽度的增加, 顶板下沉量基本呈线性增加, 巷道宽度增大可使运输、行人、通风等比较方便, 但巷道宽度增加过大会使顶板下沉量显著增大, 影响运输、行人安全, 也使巷道支护难度加大。因此, 巷道宽度在满足便于运输和安全生产的条件下不宜过大。

(3) 顶板下沉量与支护阻力的关系。将淮南谢一矿512 (5) 工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷内支护阻力的关系为:

根据式 (8) , 可绘出顶板下沉量与巷内支护阻力的关系图, 如图5所示。

由上图可以看出, 顶板下沉量随支护阻力的增加线性减小, 适当提高支护阻力可减小顶板下沉量。若支护阻力较小, 不导致顶板下沉量增大, 也可能由于支护阻力较小导致沿空巷道垮落。因此, 为满足行人、运输和通风的要求, 应适当提高支护阻力。

4 结论

(1) 根据支架-围岩活动规律建立了沿空留巷围岩变形力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解。

(2) 分析可知, 顶板下沉量随顶板厚度的增加而减小, 随巷道宽度的增加呈线性增加, 随支护阻力的增加线性减小。

摘要：为研究沿空留巷围岩的变形机理, 分析了留巷围岩顶板下沉的力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解, 并根据具体的地质条件进行了顶板厚度、巷道宽度、支护阻力等影响因素的分析, 顶板厚度越大下沉量越小, 巷道宽度越大下沉量越大, 支护阻力越大下沉量越小, 从而为沿空留巷围岩的变形控制提供了理论依据。

关键词：沿空留巷,围岩,力学模型

参考文献

[1]钱鸣高.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003

[2]王卫军, 侯朝炯, 柏建彪, 等.综放沿空巷道顶煤受力变形分析[J].岩土工程学报, 2001 (3) :209-211

[3]王卫军.回采巷道底鼓力学原理及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学博士学位论文, 2002

[4]李先炜.岩体力学性质[M].北京:煤炭工业出版社, 1990

[5]高磊.矿山岩体力学[M].北京:机械工业出版社, 1988

沿空留巷围岩位移特征分析 篇5

1 沿空留巷围岩结构模型

沿空留巷采空区侧悬伸的直接顶岩层以巷道实体煤帮为支点转动, 继而垮落带直接顶发生垮落;采空区上方坚硬的基本顶关键岩层在裂缝带内将断裂成排列整齐的岩块A和岩体B, 关键岩块A和岩体B间受水平推力作用而形成铰接关系, 将向采空区侧回转下沉, 同时与位于采空区松散矸石上的关键岩块C通过铰接关系咬合形成斜跨梁结构, 岩层移动曲线的形态呈开始为下凹、而后岩层移动曲线的曲率随着采空区中矸石由松散状态逐渐压实和留巷直接顶的下沉而逐渐减小。

2 沿空留巷顶板下沉变形力学分析

2.1计算力学模型

沿空留巷顶板上边界给定变形, 下边界受到巷内支护阻力P1的作用, 左边界可看作固定边界, 右边界简化为作用于直接顶的横向阻力P2, 建立力学模型[2,3,4,5], 如图1所示。

2.2 顶板下沉量分析

顶板下沉量采用位移变分法求解, 因为弹性体储存的形变势能:

式中u、v、w分别为位移分量;E为弹性模量;μ泊松比。

本问题为平面应变问题, 则可用位移分量作未知数, 表达式 (1) 可简化为:

由力学模型, 确定边界条件如下:

体力分量X=0, Y=-ρg

面力边界条件x=a:$\overline{\text{X}}=-\text{p}{}_2‚\overline{\text{Y}}=0$;y=0:$\overline{\text{X}}=0‚\overline{\text{Y}}=\text{p}{}_1$

位移边界条件x=0:u=v=0 ;y=b:v=-xθ

则位移分量表达式为:

(3)

(4)

式中a为巷道宽度, m;b为直接顶厚度, m;θ为老顶转动角;A1, B1为待定常数。

用瑞兹法求解, 将式 (2) 、 (3) 代入式 (1) , 并根据边界条件可求出A1、B1, 根据式 (4) 可得顶板下沉量的表达式:

3 实例计算与分析

根据某矿工作面的条件, 取a=5m, b=2.3m, θ=5°, E=5.5GPa, g=20.0×103N/m3, μ=0.3, P1=0.35MPa, P2=0.02MPa。留巷时, 采空区一侧留巷顶板达到最大下沉量。现讨论留巷顶板在采空区侧 (x=a) 的下沉量与顶板厚度、巷道宽度及支护阻力的关系。

(1) 顶板厚度和顶板下沉量之间的关系

将工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与顶板厚度的关系式为:

由图2可以看出, 直接顶厚度小于2m时, 顶板下沉量变化不大;而当直接顶厚度大于2m时, 随直接顶厚度的增加顶板下沉量显著下降, 因为厚度增大增强了直接顶承载能力和抗变形能力。

(2) 巷道宽度和顶板下沉量的关系

将工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷道宽度的关系式为:

由图3可知, 随着巷道宽度的增加, 顶板下沉量基本呈线性增加, 巷道宽度增大可使运输、行人、通风等比较方便, 但巷道宽度增加过大会使顶板下沉量显著增大, 影响运输、行人安全, 也使巷道支护难度加大。因此, 巷道宽度在满足便于运输和安全生产的条件下不宜过大。

(3) 顶板下沉量与支护阻力的关系

将工作面机巷的参数代入上述有关计算公式, 得到顶板下沉量与巷内支护阻力的关系为:

v=399.082-446.6p1 (8)

根据上式, 可绘出顶板下沉量与巷内支护阻力的关系图, 如图4所示。

由上图可以看出, 顶板下沉量随支护阻力的增加线性减小, 适当提高支护阻力可减小顶板下沉量, 若支护阻力较小, 不导致顶板下沉量增大, 也可能由于支护阻力较小导致沿空巷道垮落。因此, 为满足行人、运输和通风的要求应适当提高支护阻力。

4 结论

(1) 根据支架-围岩活动规律建立了沿空留巷围岩变形力学模型, 得出了顶板下沉量的解析解。

(2) 分析可知, 顶板下沉量随顶板厚度的增加而减小, 随巷道宽度的增加呈线性增加, 随支护阻力的增加线性减小。

参考文献

[1]钱鸣高.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]王卫军, 等.综放沿空巷道顶煤受力变形分析[J].岩土工程学报, 2001 (3) .

[3]王卫军.回采巷道底鼓力学原理及控制技术研究[D].中国矿业大学博士学位论文, 2002.

[4]李先炜.岩体力学性质[M].北京:煤炭工业出版社, 1990.

[5]高磊.矿山岩体力学[M].北京:机械工业出版社, 1988.

沿空留巷技术研究与应用 篇6

1.1 煤层

工作面二1煤层位整体较稳定, 煤层结构中等, 煤层厚度1.3~1.5m, 煤层平均厚度为1.8m, 煤层倾角为14~16°, 平均倾角为15°。

1.2 煤层顶、底板

工作面直接顶是中粒砂岩, 平均厚度9.5m;基本顶是粉细砂岩, 平均厚度9.7m;直接底是泥岩, 平均厚度9.7m;基本底是粉砂岩, 平均厚度3.0m。

1.3 地质构造

工作面位于云盖山背斜中部, 总体为单斜构造, 根据掘进期间地质资料显示23022综采工作面无陷落柱、火成岩等构造。

2 问题的提出

23022工作面回采过程中, 根据煤层倾角变化不大、厚度不大、顶、底板稳定性好, 工作面地质构造少, 分析出23022运输顺槽适用于沿空留巷。

3 方案选择

3.1 沿空留巷方案

方案一:沿运输顺槽1#支架边使用矸石、沙子、水泥砌垒墙宽≥2.0m, 所留巷道内加强支护。

方案二:沿运输顺槽上帮架设#型木垛宽度≥2.0m, 所留巷道内加强支护。

方案三:沿运输顺槽上帮使用硅酸盐水泥、砂、粉煤灰及膏体混凝土外加添加剂充填巷道上帮。

3.2 沿空留巷方案确定

方案一优点是投入资金少、见效快;缺点是不能直接有效支撑顶板, 中、后期工程维修量大, 而且要求煤层覆层稳定、倾角小。

方案二优点是能够直接接触顶板, 顶板来压时, 有效缓冲顶板来压压力, 减少顶板下沉量;缺点是顶板来压增大时, 容易压断木柿, 造成二次返工。

方案三优点能够快速有效直接接触顶板, 墙体初期抗压强度大, 缺点是材料成本投入大, 基本是掘进巷道费用的5~6倍。

综上所述:根据地质条件、材料成本投入、支护强度, 矿井结合自身实际选择方案一使用矸石、沙子、水泥砌垒墙宽≥2.0m。

4 施工方法

4.1 工作面位置

23022运输顺槽位于二水平、23采区, 巷道地面标高+320~+314, 井下标高+10~+53, 23022运输顺槽上部为23022轨道顺槽, 下部为23041运输顺槽, 东部为23采区3条下山, 西部为边界保护煤柱, 23022运输顺槽沿空留巷长度100m, 此段采用工字钢支护, 需超前替换工字钢支护为锚网支护。

4.2 施工工艺流程

施工准备、安全检查→超前补打锚索支护→砌筑空间临时支护→挡矸柱打设→挖设基础→砌筑→拉架后临时支护→挡矸柱打设→挖设基础→砌筑→巷内加强支护。

⑴施工人员进入施工地点, 组长检查施工现场安全, 其他人员进行准备物料。

⑵为增强沿空留巷巷道支护质量, 沿巷道上帮打设锚索加强支护, 锚索距巷道上帮350mm, 打设锚索长度8m, 排距800mm。

⑶砌筑空间内长2300mm, 宽3000mm, 砌墙前, 对砌筑空间内顶板进行临时支护, 临时支护采用3.0mπ型钢梁配合DW2.8单体柱联合支护, 一梁三柱, 单体柱间距1200mm, 3.0mπ型钢梁排拒750mm, 顶部使用2.0m×0.8m金属网挡顶部碎矸石。

⑷为防止老空区内矸石滚落伤人, 对采空区边缘采用2.5m圆木 (Φ≧140mm) 配合2.0m×0.8m金属网联合支护挡矸, 圆木间距250mm。

⑸砌墙内临时支护、挡矸设施完成后, 开始施工墙体, 先挖设基础, 使用手镐由里向外挖设, 基础深度500mm。

⑹基础挖设到位后, 使用垒矸石、料石砌墙, 垒矸石、料石采用“由下而上”、“由老塘侧向煤壁侧”的顺序进行。砌墙时, 灰缝均匀, 砂浆饱满, 不出现瞎缝, 空缝, 首先在待砌墙的范围内靠近老塘侧顶梁上, 将单体柱回撤, 然后垒砌矸石或料石。当垒砌到顶板处时回撤顶梁并采用托板、木楔接顶。单体柱一次回撤0.75m, 随砌墙进度进行回撤。

⑺砌墙一个循环 (0.6m) 完成后, 及时拉架, 拉完架后, 及时对顶板进行架设3.0mπ型钢梁支护, 并使用2.5m圆木进行挡矸。

⑻沿空留巷巷内使用3.6mπ型钢梁配合单体柱沿走向加强支护, 打设两排, 排距为2.0m, 柱距1.0m。在沿墙体边走向方向打设一排木点柱, 减少墙体抗压力, 柱距1.0m。

5 矿压观测

根据23022工作面沿空留巷的具体情况, 并考虑到观测可行性和针对性, 决定本次矿压观测的主要内容如下:

5.1 矿压观测方法

⑴通过对锚杆、锚索测力计支护载荷的观测, 可以确定在采面回采后的锚杆、锚索受力情况。

⑵通过对顶板离层仪, 可以确定二次支护后的沿空留巷, 在回采期间的深部顶板下沉量。

⑶通过对巷道表面位移观测数据, 确定二次支护后的沿空留巷两帮收敛量及巷道底鼓量, 顶板相对移近量, 巷道断面缩小程度。

基于观测结果, 通过分析, 对沿空留巷内的矿压显现规律及巷道支护强度的分析, 确定巷道二次支护的合理参数。

5.2 矿压观测分析

⑴锚杆、锚索测力计在安装后, 顶板锚杆受力初期都很稳定, 在采面周期来压后, 受力增幅明显。

⑵通过顶板离层指示仪监测巷道顶板锚固区范围内、外离层值与时间的关系曲线图可以看出, 该范围的顶板在锚固区范围外已经处于破碎状态, 浅部离层数据一直为零, 但是相对深部顶板在锚固范围内的, 在离层指示仪安装时依然处于完整状态, 随着时间的推移, 由于顶板周期来压, 锚固区顶板受影响后, 出现离层下沉, 数据呈逐渐增大趋势。

⑶该巷道现有表面位移观测站4个:1号站位于留巷4.4m处、2号站位于留巷12.6m、3号站位于18.6m、4号站位于30m。

从图中可以看出, 留巷内表面位移测点在沿空留巷5天后, 顶板开始下沉, 15天后巷道顶板下沉开始稳定;巷道底板在沿空留巷开始时即开始底臌, 底鼓量相对较大, 但随着时间的推移, 底鼓增量相对稳定;煤柱侧表面位移量从沿空留巷初, 由于该侧煤柱受采动影响较小, 煤柱应力相对稳定, 随着留巷长度的增加, 煤柱受力增大, 出现少量位移, 但位移量很少;墙体侧表面位移量受采面周期来压影响, 存在一定程度的少量位移后开始稳定。

5.3 总结

⑴由于墙体砌筑与工作面回采距离太近, 墙体的凝固期较短。导致墙体在凝固期不足的情况下受压, 因此在砌墙空间附近的支护强度必须加强。

⑵由于留巷长度较短, 受老顶周期来压和上覆岩层的动压影响, 该段留巷巷道压力均在变化区域。

⑶留巷砌墙段距离采煤工作面越近, 留巷内的巷道压力越为剧烈。

⑷墙体段在35m向外, 巷道支护方式通过增加贴墙木柿点柱补强后, 巷道墙体收敛和变形量明显好于里段, 而且巷道顶板压力没有出现剧烈的上升趋势, 下沉量没有明显增大现象。

⑸施工班组在巷道内支设的单体液压支柱必须保证足够的初撑力, 同时要及时清挖底板, 确保支护效果。

⑹施工班组在巷道停采线附近, 或回采速度减慢时, 增加墙体宽度, 同时留巷内的二次支护必须及时。

6费用统计

6.1材料

施工期间材料主要包括:锚索、锚索托盘、锁具、沙子、水泥、石子、圆木、金属网。

6.2材料明细比照表

通过实践沿空留巷后期底板鼓起严重约300mm~500mm, 需人工卧底, 人工费投入大;

巷道掘进设备修旧利废费用投入大, 设备易损坏。

6.3总结

⑴通过沿空留巷、掘进巷道每米消耗表比照, 每米节省529.4元;

⑵两种施工比较, 掘进巷道人工费投入较大。

⑶后期沿空留巷后期卧底、修墙需投入大, 巷道掘进设备设备修旧利废费用投入大。

7结语

通过在沿空留巷前, 制定好沿空留巷期间的详细工作安排和沿空留巷技术组织措施, 并在沿空留巷过程中, 采取加强现场劳动组织管理及合理措施, 使各工作得以按计划正常组织实施。沿空留巷技术在23022运输顺槽试验成功, 保证了矿井接替计划的连续性, 同时最大限度的回采了的煤炭资源, 保证了矿井产量, 取得了很好的经济效益, 为类似条件下的综采工作面的沿空留巷工作积累了实践经验, 取得了很好的效果。

参考文献

四岔门开茬留巷回采技术 篇7

淮北岱河矿业1965年12月25日建成投产。原名为淮北矿业集团有限责任公司岱河煤矿, 2011年矿井破产改制重组后更名为淮北岱河矿业有限责任公司, 核定生产能力100万吨/年。企业先后荣获“全国先进基层党组织”、“全国环境优美工厂”、“全国双十佳煤矿”、“安徽省文明单位”等省部级120余项荣誉称号。全矿井2个采煤工作面生产、6个掘进队生产准备。

岱河矿业Ⅲ3217外工作面回采过程中, 风巷将从四岔门段实施沿空留巷回采, 由于四岔门段压力较大, 且巷道经过多次卧底, 与工作面层位不一致。从此开茬回采顶板管理难度极大, 且抬棚壁龛上方空顶, 存在一定的安全隐患。

2 成果主要做法

以岱河矿业Ⅲ3217外面留巷段所处煤层为3煤, 直接顶板为泥岩, 直接底为煤底。Ⅲ3217外工作面回风巷采用2.8m长工字钢梁, 2.4m工字钢腿架棚支护, 净断面9.10m2。工作面留巷位置见图1。

工作面预计从新风1点壁龛处 (壁龛已回收) 开始留巷回采, 预计留巷长度为30米, 由技术员与地测科现场标注留巷位置。

3 相关安全管理规定

(1) 留巷段施工安全管理规定

(1) 留巷开窝处于新风1点壁龛处, 具体位置见图1。

(2) 留巷段采用1.2米限位梁配合单体支柱“两梁四柱”顺山支护, 人行道宽1.0米, 留巷段棚距0.5米 (留巷剖面图见:图2) 。

留巷段中间两排支柱挖槽子下2m两面平大板, 两帮支柱穿鞋垫笆, 初撑力及工作阻力不小于50KN/棵, 拴挂防倒绳并保证有效并设专人维护, 留巷段必须插齐水平销并打紧, 水平销方向统一朝向老塘方向。留巷段按照要求加强支护, 支柱穿鞋垫笆, 两帮及时支设挑棚和密集支柱, 且留巷段高度不低于1.6m。

(3) 必须保证留巷段畅通, 不得有浮煤、物料堵塞, 以保证通风能满足要求, 重点加强对留巷段及回风隅角的瓦斯监控, 防止瓦斯积聚, 该地段应经常洒水, 每班不少于三次, 由灭尘工具体负则。安排专人负责此段支柱维护, 班班注液。

(4) 工作面放炮按规定要求撤至风巷外, 且放炮警戒距离不低于60m。严禁人员在留巷段。

(5) 工作面推采过程中要加强对留巷段上帮煤壁及下帮老塘处的的管理, 两帮均使用塑料编织网配合塘材将帮封闭严实, 背帮塘材间距不大于200mm, 留巷段过顶背帮网要与工作面网按要求连接, 下帮两棚档之间随着推进及时打设密集点柱, 并保证有效。

(6) 留巷段老塘侧帮回料前用编织袋垛两排煤袋 (宽度1.5m) , 并由顶到底挂严旧风筒布, 防止老塘漏风, 每峒垛好袋子后回柱移梁。

(7) 要保证留巷段不偏离方向且垂直工作面煤壁, 由地测科给中线后技术员负责标定实施。留巷段用风镐落煤, 网联好, 支设超前临时支柱, 挂上梁子, 扒上帮腿窝, 进一峒挂2棚。留巷段采用带帽点柱超前护顶, 柱为单体支柱, 帽为板皮或道木。

(8) 老塘回料时为保证不往留巷段窜矸应及时挡笆, 撕网处及时联好网。

(9) 工作面最上一棚托住留巷段梁头, 回柱前补齐留巷支柱, 或者采用1.2米道木托住梁头, 留出不小于0.8米的人行道, 第二棚与留巷间距不大于500mm, 并过严顶。

(10) 工作面网与留巷段网要联接严实, 孔孔绕拴, 每隔3~4个孔打一死结。

(11) 工作面与留巷口上帮衔接处按规定悬挂瓦斯便携仪。

(2) 留巷段与风巷相交处安全管理规定:

(1) 留巷段与风巷相交处采用“二梁八柱”托棚支护, 梁采用3.3米∏梁, 支柱打在接茬处托住风巷工字钢梁头, 梁与梁之间用木板垫实。

(2) 留巷段与风巷相交处上隅角须用煤袋垛实, 不留空隙, 并按照规定悬挂瓦斯便携仪, 瓦斯浓度大于0.8%, 及时汇报矿处理。

(3) 沿空留巷段瓦斯管理规定:

(1) Ⅲ3217外工作面留巷段煤壁与工作面煤壁必须保持一致, 严禁超前回采, 确保风流顺畅。

(2) 工作面留巷段老塘侧必须挂风帘布, 要求从顶板到底板挂齐封严。

(3) 放炮前由瓦检员检查放炮地点20m范围内的瓦斯浓度, 当瓦斯浓度大于0.80%时, 严禁装药、放炮, 手、风镐落煤。

(4) 留巷段及机尾向下30m范围内放炮时, 必须在留巷段以上30m外设置警戒, 绳、网、牌齐全, 警戒人员到位, 警戒期间, 严禁脱岗或干与警戒无关的工作。

(5) 工作面上出口、留巷段必须保证畅通, 不得有物料、浮煤等堵塞, 影响通风。

(6) 回采期间, 采煤一区加强对瓦斯抽放管路和瓦斯监控装置的保护。

(7) 老上隅角必须充满填实, 提高老塘埋管瓦斯抽放效果。

(8) 采煤班长必须在上隅角正规悬挂瓦斯检查便携仪。通风区设专职测气员班班检查三个隅角瓦斯大小, 并及时汇报区调度和区值班。

(9) 当煤壁上隅角瓦斯达到0.80%时, 通风区在煤壁上隅角设置风帘布, 以引导一部分风流经上隅角瓦斯积聚的地点进入回风巷;通风区在煤壁上隅角安装抽放软管, 抽放煤壁上隅角瓦斯;工作面一次放炮个数不超过两组炮, 每次放炮间隔时间不少于10分钟。

(10) 测气员认真检查留巷段、三个隅角的瓦斯浓度, 采煤班长、测气员、放炮员严格做到“三人连锁”。

(11) 通风区加强留巷段、三个隅角的瓦斯管理, 发现隐患及时处理、汇报。

(12) 通风区、采煤一区加强Ⅲ3217外工作面的管技人员带班, 现场协调相关事宜。

4 效果效益分析

经过实践证明, 该成果现场实施效果好, 成功回采外段煤层取得较高的经济价值。

参考文献

[1]钱鸣高, 刘听成, 矿山压力与岩层控制[M], 徐州:中国矿业大学出版社.2003.

[2]蒋金泉, 韩继胜, 石永奎, 巷道围岩结构稳定性与控制设计[M], 北京:煤炭工业出版社.1998.