近距离煤层群（精选7篇）
近距离煤层群 篇1
1 概述
四川广旺能源发展 (集团) 有限责任公司赵家坝煤矿地质条件复杂, 目前有7#、8#、9#、10#、11#、12#六层可采或局部可采煤层。7#煤层与8#煤层的层间距约为15.6m, 8#煤层与9#煤层的层间距约为30.16m, 9#煤层与10#煤层的层间距约为1.78m, 10#与11#煤层的层间距约为4.04m, 11#与12#煤层的层间距约为6.12m, 绝大部分岩层的层理和节理高度发育, 呈现出松软破碎的特性。
为了更好地回收煤炭资源, 探索安全高效新方法, 我们对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行了研究, 提出一套优化的联合开采方案, 进行现场实施并取得成功, 有效地提高了经济效益。
2 近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层联合开采技术研究
2.1 有效采场围岩矿山压力显现规律研究
采场的移动支承压力和残余支承压力随工作面推进的时间分布不一, 同时在空间上分布也各异, 在空间上呈三维分布, 其情况如下图所示。
1-工作面前方超前支承压力2-工作面沿倾斜残余支承压力3-工作面沿仰斜残余支承压力4-工作面后方残余支承压力
支承压力在煤层底板传播规律:随着采煤工作面向前推进, 支承压力影响区内剪应力增强, 极易破坏上方砌体梁平衡结构, 会导致工作面顶板沿煤壁切落, 发生顶板台阶下沉。客观要求工作面支架支护强度必须提高, 以保证有足够的初撑力。
国内外研究表明, 支承压在煤层底板中的传播在垂直方向的不同深度和在水平方向的不同距离不尽相同。传播在煤层底板中的支承压力大小并不一样, 但呈现出一定的规律性, 如图2所示。
1-支承压力曲线2-原岩应力曲线3-应力增高区界线4-应力降低区界线
(1) 开采造成的支承压力显现一般规律, 通过采空区内未遭破坏的残留煤柱或附近未采动的煤层而传递到底板岩石中, 因而使煤柱或煤体下方形成应力增高区, 而在采空区下方形成应力降低区。
(2) 通过煤柱向底板中传递的支承压力, 其应力集中程度随远离煤层底板会逐渐降低, 当达到一定深度以后, 煤柱所造成的应力集中的影响变得很小。
(3) 支承压力沿水平方向在底板岩层中的传播规律, 是在与煤柱边界处法线成一定夹角的范围内向外扩展, 这说明底板岩层中的集中应力在水平方向也向煤柱外侧扩展到一定范围。
上述分析表明, 近距离煤层联合开采时, 开采下覆煤层时必须避开工作面受到上煤层底板中支承压力的影响, 应当将下煤层工作面布置在上煤层工作面底板应力降低区。
2.2 联合开采的巷道布置研究
根据前节分析, 我们将区段运输巷布置在下层煤层底板岩层应力降低区内, 近距离煤层群组成联合开采模式。多层煤开采时, 布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层。同时在煤层群中下层煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿各煤层, 上部煤层回风经过回风石门进入下部煤层回风巷形成通风系统, 布置如下图所示。
图中, α-煤层倾角;M1-煤层间距;λ-底板岩石移动角;h1-上覆煤层开采下界与区段集中运输的垂高;h2-急倾斜近煤层开采对底板影响的垂高;h-区段集中运输巷与工作面上风巷垂高;β-溜煤反眼倾角。
结合图中内容, 可分析得到影响关系:h=h1+h2;h2=sinλ/sin (α-λ) ×M1。
对于上下煤层同区段同时开采, 区段垂高h的选择, 要求h1、h2的最小值为最合适。由于垂高h与煤层层间距M1成正比, 当煤层层间距很小时, 所得的垂高也小。从急倾斜煤层开采的特点来看, 在开采过程中, 及时挑落上部的区段煤柱, 使下部采空区得到上区段冒落矸石的及时充填, 而本区段采空区顶、底板暂时没有冒落, 因而在开采时对本区段相邻近距离煤层没有产生影响。
2.3 联合开采合理安全错距研究
近距离煤层上下层联合开采, 为减少上下层工作面之间的相互影响, 在空间上要求保持一定的滞后距离, 该距离即为工作面的合理安全错距。
这个最小距离Xmin的计算模型如图4。计算公式为:Mmin=H×ctgδ+L+B。
式中, H-煤层间距;δ-岩石移动角;L-考虑上煤层工作面顶板岩石冒落基本稳定及上、下煤层工作面推进速度不均衡的安全距离;B-上煤层最大控顶距。
根据前面章节对采煤工作面支承压力的分析可知, 采面推进过后, 直接顶垮落, 老顶暂时承受上覆岩层的全部重量, 并把压力传递到工作面前方煤壁和后方采空区冒落的矸石上。因此, 一般在工作面后方形成减压区。若同时开采的下部煤层工作面处于该区域内, 将使工作面所受矿山压力较小, 有利于开采中控制采煤工作面矿山压力。但采用此方案, 一方面上、下工作面的错距不能太小, 否则下煤层工作面回采引起的顶板岩层移动将波及上煤层工作面, 使上煤层工作面顶底板产生裂隙, 甚至使上部煤层产生错动, 给上煤层工作面的开采带来困难;另一方面, 上、下工作面的错距不能太大, 不然下煤层工作面将进入因上煤层工作面顶板岩石垮落而产生的动压影响区, 使下煤层工作面矿压显现剧烈, 达不到减压区下采煤所期望的效果。因此必须确定上、下工作面的最小及最大错距。
3 工业性试验
实验项目位于该矿306采区东翼第一个区段, 实验开采的两煤层为11#煤层和12#煤层, 两煤层的层间距为6.12m。12#煤层煤厚为0.57 m-1.04 m, 平均0.77m, 煤的比重为1.40 t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均59°;11#煤厚0.60m-1.10m, 平均0.85m, 煤的比重为1.35t/m3, 煤的硬度f=2-3, 煤层倾角平均55°;直接顶为5.2m厚的炭质泥岩加煤线, 11#煤层顶板松软破碎易垮落。本次联合开采工作面分别是上覆的11#层31162工作面和下覆的12#煤层31262工作面。
3.1 煤层群的开采顺序及开采错距计算
据上述2.3节叙述, 计算联合开采的开采错距:
式中, H-煤层间距6.12m;δ-岩石移动角, 坚硬岩石为60°-70°, 软弱岩石为45°-55° (取50°) ;B-上煤层采面最大控顶距1.6m。
根据以上参数得出X=6.12 m×cot50°+22m+1.6m=28.73 m, 同时根据地质资料以及前面2.2节的分析求出区段垂高可取到77m。为确保安全, 避免上覆煤层开采对下覆煤层顶板造成破坏, 本次工业实验项目, 设计开采垂高70m。
该矿六采区11#、12#煤层层间岩性为松软易破碎的碳质页岩, 夹煤屑泥质粉砂岩, 平均倾角64°, 区段垂高70 m。9#、11#煤层的开采, 造成12#煤层平巷变形严重。根据该矿对煤层矿压显现研究, 不同错距时的煤体垂直水平应力沿走向变化趋势基本一致, 最大应力在工作面附近, 下层煤前方支撑压力比上层大。结合我矿西翼11#、12#煤层联采开采成功经验, 合理错距为上层煤超前下层煤29m-40m。
3.2 联采方案布置
我们将区段运输巷布置在12#煤层底板岩层应力降低区内, 11#层与12#层布置一条共用的集中运输巷道, 通过掘进溜煤反眼揭穿各煤层, 同时在12#煤层中掘进一条回风巷道, 同样通过回风石门揭穿11#煤层, 11#煤层工作面回风通过回风石门进入12#煤层回风巷中, 形成有效地通风系统。
3.3 成果
该实验项目已于2012年8月结束, 两工作面安全顺利收尾, 已安全回采煤炭15万吨, 其中31162工作面6.8万余吨, 31262工作面8.2万吨。
4结论
本次试验的成功运用充发证明了这种新技术的科学性、实用性和有效性, 并提供了宝贵的理论基础和实践经验, 同时将会为我矿其他近距离薄煤层群开采和近距离“三软”薄煤层开采提供一定的技术经验, 促进矿井的安全生产、稳产高产, 产生巨大的经济、社会效益, 极具推广意义。
摘要：对近距离薄煤层群和近距离“三软”薄煤层采煤工作面矿山压力显现规律、近距离薄煤层群联合开采的区段垂高及巷道布置、近距离薄煤层群采煤工作面布置及合理安全错距进行研究, 提出一套安全合理的联合开采方案。该方案在广旺集团公司赵家坝煤矿得到成功应用, 在国内同等条件下具有重要的推广意义。
关键词：近距离薄煤层群,近距离“三软”薄煤层,巷道布置,开采错距,联合开采技术
参考文献
[1]许有圻.煤矿开采学[M].中国矿业出版社, 1999.
[2]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与控制[M].煤炭工业出版社, 1991.
[3]曹允伟, 王春城.煤矿开采方法[M].煤炭工业出版社, 2005.
近距离煤层群 篇2
针对矿井近距离高瓦斯煤层群的特点, 对9#开采底板破裂规律、9#煤层回采工作面围岩走向应力分布以及邻近层卸压机理等进行了系统分析, 通过实践, 形成了以9#煤层采前定向长钻孔区域预抽、10#煤层卸压抽采、顶板走向高位水平长钻孔抽采上隅角瓦斯的近距离高瓦斯煤层群开采综合瓦斯治理技术。
1 煤层开采底板破坏裂隙规律分析
随着工作面推进和采空区的形成, 采场周围应力重新分布, 造成周围煤体一定范围内出现应力增高区 (支承压力区) , 在支承压力作用下, 煤体底板煤岩层将发生不同程度的移动[1,2]。
9#煤层回采时, 在工作面前后的4个应力区带中, 由于岩层移动造成了4个不同的裂隙发育区, 沿着采面推进方向, 按瓦斯渗流能力的变化分为:原始渗流区 (原始应力区) →渗流减速减量区 (压缩区) →渗流急剧增速增量区 (卸压膨胀陡变区) →渗流平稳增速增量区 (卸压膨胀平稳区) 。其中, 卸压膨胀陡变区和卸压膨胀平稳区统称为膨胀区。
煤层底板在煤柱区应力一直处于上升 (增压) 状态, 底板煤岩体处于压缩状态;而在采空区下方底板应力总是处于下降 (卸压) 状态, 底板煤岩体处于膨胀状态。即正常回采阶段底板煤岩体总处于增压 (压缩区) →卸压 (膨胀区) →恢复阶段 (实压区) , 且随着工作面推进而重复出现, 在压缩区与膨胀区的交界处, 底板岩体容易产生剪切变形而发生剪切破坏;处于膨胀状态的底板岩体则容易产生离层裂隙及破断裂隙。所以, 岩体在煤柱边缘区内最容易产生裂隙并发生破坏。煤层底板受开采矿压作用, 岩层受到周期性破坏, 其底板导气性也发生明显变化, 下部卸压瓦斯将沿着裂隙通过扩散和渗流的方式进入上部采掘作业空间。
煤层底板水平变形明显出现2个区域, 切眼前方一定距离煤层的水平移动方向与回采方向一致;工作面后方一定距离煤层的水平移动方向与回采方向相反, 两区域煤层水平移动呈现不对称性, 卸压区煤层受到水平拉伸和挤压作用, 使得该区域煤体机械破坏增加, 有利于煤层底板裂隙发育, 增加煤体的透气性。
近距离煤层群上覆煤层开采条件下, 自开采煤层底板至下部煤层的最深裂隙称为底板导气裂隙带。由于底板导气裂隙带的存在, 下部煤层的透气性将成百上千倍地提高[3]。
底板导气裂隙带的深度与开采深度及下部煤岩体的物理力学性质有关。在此深度范围内, 一般分布3种裂隙:①竖向张裂隙。分布在紧靠上覆煤层的底板最上部, 是底板膨胀时层向张力破坏所形成的张裂隙。②层向裂隙。主要沿层面以离层形式出现, 一般是底板浅部较发育区, 是在采煤工作面推进过程中底板受矿压作用而压缩→膨胀→再压缩反向位移沿层向薄弱结构面离层所致。③剪切裂隙。一般分为2组, 以60°左右, 分别反向交叉分布。这是由采空区与煤壁 (及采空区顶板冒落再受压区) 岩层反向受力剪切形成的。这3种裂隙相互穿插, 无明显分界。当它们与下部卸压瓦斯沟通时, 下部瓦斯将顺着裂隙进入上部空间。
2 回采工作面围岩应力场分布规律
根据矿井实际情况, 对黄白茨煤矿9#煤层工作面围岩应力场分布规律进行模拟研究。
本项研究利用所建模型, 采用ANSYS大型有限元软件得到的9#煤工作面推进支承压力分布云图如图1所示。
由图1可知, 在回采初期, 只在煤层顶板及底板形成一定范围的卸压区, 而在切眼及工作面煤壁附近出现了应力集中。随着工作面的推进, 煤壁附近应力集中的程度和范围逐渐增大, 而在煤层顶板及底板会形成间隔不等的卸压区和应力升高区, 这对应于初次来压及周期来压期间, 采场基本顶或上部关键层断裂时在采场采空区触矸的部位。
工作面推进时, 自上而下移动的岩层分为垮落带、断裂带和整体弯曲下沉带。岩石的破坏分为压破坏、拉破坏和剪破坏, 就应力的角度可从最大主应力、最小主应力及剪应力变化判断上述“三带”的范围。图2分别为工作面推进170 m时的最大主应力、最小主应力及剪应力云图。
由图2可以初步判断, 9#煤层垮落带最大高度为8.7 m, 断裂带最大高度约25.9 m, 厚8.4 m的砂岩为关键层, 其上覆岩属整体弯曲下沉带。
3 回采工作面瓦斯来源分析
对于9#煤层来说, 开采时除本煤层瓦斯涌出外, 还有下伏的10#、12#等煤层的大量卸压瓦斯涌到9#煤层回采工作面。
以该矿9#煤层工作面为例, 采用分源法对工作面瓦斯涌出量进行了计算。计算结果表明, 回采9#煤层工作面时, 在不考虑煤层预抽的情况下, 其下邻近层瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的比例在60%左右。而矿井瓦斯治理工作中, 对本煤层瓦斯的预抽效果要远大于邻近层的瓦斯预抽效果。因此, 在9#煤工作面的回采过程中, 下邻近层尤其是10#煤 (层间距仅3 m) 的瓦斯治理是工作面瓦斯治理的重点。
4 近距离高瓦斯煤层群瓦斯治理方案
在对9#煤层开采底板破坏裂隙规律、9#煤层回采工作面围岩应力场分布规律研究的基础上, 经现场摸索和实践, 逐渐形成了一套以9#煤层采前定向长钻孔区域预抽、10#煤层卸压抽采、顶板走向高位水平长钻孔抽采的综合瓦斯治理技术方案。
(1) 9#煤层工作面采前走向顺层长钻孔预抽。
为了减少9#煤层在回采期间本煤层瓦斯涌出量, 对9#煤层可以在轨道下山等合适地点, 利用千米定向钻机, 对煤层开采区域进行全方位覆盖型预抽瓦斯, 从而达到提前预抽的目的。煤巷掘进条带区域钻孔的布置应比回采区域适当加密, 以便提高预抽的效率和效果。具体钻孔布置参数 (图3) 应根据煤层瓦斯赋存情况、煤层透气性、钻具作业能力等而定。
(2) 10#煤层卸压抽采。
在9#煤层回采工作面运输巷布置2~3个钻场, 利用千米钻机施工10#煤层的穿层走向顺层长钻孔, 对10#煤层的卸压瓦斯进行拦截抽采, 钻孔布置如图4所示。
(3) 9#煤层回采面顶板走向高位水平长钻孔抽采 (图5) 。
为了更有效地抽出采空区上部涌入的高浓度瓦斯, 抽放钻孔处于裂隙带中的长度应尽可能加长。因此, 可以利用定向钻机, 施工高位水平钻孔, 预抽采空区瓦斯。
每隔400 m左右施工1个钻场, 每个钻场布置6个钻孔, 每2个为1组, 层位距煤层垂高约15 m。每个钻孔的水平投影间距为5 m, 从而控制从回风巷到工作面30 m的距离。
5 结语
针对9#和10#煤层瓦斯赋存情况, 开展了相关计算、模拟、分析和调研工作, 经过2 a多的实践, 已形成了适合矿井近距离高瓦斯煤层群的立体瓦斯治理技术:①9#煤层采前走向顺层长钻孔预抽;②9#煤层回采期间, 10#煤层卸压瓦斯抽采;③9#煤层顶板走向高位水平长钻孔抽采。实践证明, 采用近距离高瓦斯煤层群瓦斯治理技术能有效治理9#煤层回采工作面的瓦斯, 为矿井的安全、高效回采提供了技术支撑。
参考文献
[1]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.
[2]李先才.超前集中应力分布与矿山地下工程的矿压显现[J].煤炭学报, 1986 (1) :7-12.
近距离煤层群 篇3
神华乌海能源有限公司地处内蒙古自治区西部乌海市, 2011年底, 煤炭保有储量22.37亿t, 剩余可采储量8亿t, 所属煤矿原设计生产能力1 290万t/a, 总生产能力1 940万t/a。乌海能源公司下属高瓦斯矿井的9#和10#煤层层间距在3.5 m左右, 这两个煤层相对瓦斯含量均达到8 m3/t左右, 局部区域达到了11 m3/t左右, 属近距离高瓦斯煤层群[1], 先行开采上覆的9#煤层。由于这两个煤层距离近, 9#煤层开采时, 除本煤层瓦斯涌出外, 其上覆煤层及下伏的10#等煤层会有大量的卸压瓦斯涌到9#煤层工作面, 经常造成9#煤层工作面瓦斯超限, 给9#煤层工作面安全生产带来隐患。
针对乌海能源公司近距离高瓦斯煤层群的特点, 通过对9#煤层开采底板破裂规律[2,3]、9#煤层开采顶板三带数值模拟、9#煤层开采时工作面瓦斯涌出等的分析和研究, 提出了以9#煤层采前定向长钻孔区域预抽、10#煤层卸压抽采、顶板走向高位水平长钻孔抽采、10#煤层工作面顺槽上向钻孔抽采以及采空区埋长短双管抽采的立体瓦斯治理技术方案, 该方案通过现场实践和应用, 有效治理了9#煤层开采瓦斯涌出问题, 未出现瓦斯超限等给矿井安全生产带来隐患的情况, 该套瓦斯治理技术可为其他类似地质及瓦斯赋存条件下的矿井瓦斯治理提供参考。
2 9#煤层开采底板破坏裂隙规律分析
9#煤层开采时在工作面前后的4个应力区带中, 由岩层移动造成了4个不同的裂隙发育区, 沿着采面推进方向上瓦斯渗流能力的变化分为:原始渗流区 (原始应力区) →渗流减速减量区 (压缩区) →渗流急剧增速增量区 (卸压膨胀陡变区) →渗流平稳增速增量区 (卸压膨胀平稳区) , 卸压膨胀陡变区和卸压膨胀平稳区统称为膨胀区。9#煤层开采时底板应力与破坏裂隙分布规律如图1所示。
如图1所示, 煤层底板在煤柱区应力一直处于上升 (增压) 状态, 底板煤岩体处于压缩状态;而在采空区下方底板应力总是处于下降 (卸压) 状态, 底板煤岩体处于膨胀状态。也就是说正常回采阶段底板煤岩体总处于增压 (压缩区) →卸压 (膨胀区) →恢复阶段 (实压区) , 且随着工作面推进而重复出现, 在压缩区与膨胀区的交界处, 底板岩体容易产生剪切变形而发生剪切破坏;处于膨胀状态的底板岩体则容易产生离层裂隙及破断裂隙, 所以, 岩体在煤柱边缘区内最容易产生裂隙并发生破坏。煤层底板受开采矿压作用, 岩层连续受到周期性破坏, 其底板导气性也发生明显变化, 下部卸压瓦斯将沿着裂隙通过扩散和渗流的方式进入上部采掘作业空间。对于近距离煤层群上覆煤层开采条件下自开采煤层底板至下部煤层的最深裂隙称为“底板导气裂隙带”。由于“底板导气裂隙带”的存在, 下部煤层的透气性将成百上千倍地提高。
3 9#煤层开采顶板三带数值模拟分析
运用ANSYS大型有限元软件, 对乌海能源公司9#煤层工作面开采时顶板三带高度进行了数值模拟分析。9#煤层工作面推进时, 上覆顶板岩层由下往上移动的岩层分为垮落带、断裂带、整体弯曲下沉带。岩石的破坏分为压破坏、拉破坏或剪破坏, 用应力的角度可从最大主应力、最小主应力及剪应力变化判断上述三带的范围。乌海能源公司9#煤层垮落带最大高度约为8.7 m, 裂隙带最大高度约为25.9 m, 其上覆岩属整体弯曲下沉带。
4 9#煤层工作面瓦斯来源分析
在9#煤层开采时, 除煤层瓦斯涌出外, 还有上覆煤层及下伏的10#等煤层的大量卸压瓦斯涌到9#煤层回采工作面, 如图2所示。
由于瓦斯较之空气轻, 其密度约为空气密度的0.55倍, 瓦斯上浮时在采空区、工作面或裂隙带内的向上运动, 造成工作面上隅角瓦斯超限。9#煤层工作面上隅角瓦斯多次超限就是邻近层卸压瓦斯涌到采空区的瓦斯积聚区, 然后经漏入采空区的微弱风流带入回采工作面, 在回采工作面与回风巷交界处形成一片高浓度瓦斯积聚的区域 (上隅角瓦斯积聚区域) 的结果[4,5]。
5 近距离高瓦斯煤层群立体瓦斯治理
根据9#煤层开采底板破裂规律、9#煤层开采顶板三带数值模拟、9#煤层开采时工作面瓦斯涌出分析的分析和研究结果, 结合乌海能源公司瓦斯治理装备配备情况, 提出了以9#煤层采前定向长钻孔区域预抽、10#煤层卸压抽采、顶板走向高位水平长钻孔抽采、10#煤层工作面顺槽上向钻孔抽采以及采空区埋长短双管抽采的立体瓦斯治理方案。
5.1 9#煤层工作面采前走向顺层长钻孔预抽
为了减少9#煤层在回采期间瓦斯涌出量, 采用定向钻机施工分段走向顺层长钻孔对9#煤层工作面区域进行预抽, 钻孔孔径为93 mm, 钻孔间距为20 m。
具体方案为: (1) 首先在工作面下顺槽巷道开口位置施工走向顺层钻孔, 设计3个钻孔, 孔底间距为15 m, 其中1个钻孔位于顺槽中部, 其余2个钻孔位于巷道的上帮和下帮区域;施工完上述3个钻孔后, 再施工工作面区域内的走向顺层钻孔, 如图3所示。 (2) 由于下顺槽加强了抽采, 等下顺槽区域抽采达标后, 就先行掘进下顺槽, 第一分段顺槽掘进到位后, 第二分段抽采钻孔布置示意图如图4所示。
5.2 10#煤层卸压拦截抽采
根据瓦斯涌出量计算, 9#煤层回采时, 工作面瓦斯涌出有60%以上来自10#煤层卸压瓦斯, 因此, 在9#煤层回采工作面的运输顺槽, 布置2～3个钻场, 利用千米钻机施工10#煤层的走向顺层长钻孔, 对10#煤层的卸压瓦斯进行拦截抽采, 钻孔布置如图5所示。
5.3 9#煤层回采面顶板走向高位长钻孔抽采
根据近距离煤层群煤层的特点、顶底板岩性、工作面回采高度、数值模拟确定9#煤层工作面上覆岩层三带高度以及类似工作面高位钻孔应用的经验, 利用定向钻进技术, 施工高位水平长钻孔, 抽采9#煤层采空区瓦斯。钻孔层位位于9#煤层工作面顶板裂隙带内, 共布置2～3组不同层位的钻孔, 每组2～3个钻孔, 钻孔控制到与回采工作面距回风巷30～45 m的位置。
5.4 10#煤层工作面上、下顺槽上向钻孔抽采
由于10#煤层工作面上覆采空区内积聚有大量瓦斯, 为了避免回采时9#煤层采空区瓦斯回流到10#采掘工作面, 影响安全生产, 在10#煤层工作面上、下掘进顺槽内, 紧跟10#煤层掘进头, 每隔20 m做一钻场, 每个钻场内向上部采空区施工2个钻孔, 孔深一般在6 m, 其中1#钻孔与运输巷进风方向夹角为135°, 2#钻孔与运输巷进风方向夹角为45°, 每个钻场中的2个钻孔开孔位置不小于1 m, 如图6所示。
5.5 回采面上隅角埋管抽采
由于9#煤层回采期间瓦斯涌出量大, 乌海能源公司创新性地在9#煤层工作面回风巷上侧内敷设长短两趟抽采管, 管径均为219 mm, 随着工作面推进, 一趟探抽采管管口保持伸入采空区不超过30 m, 另外一趟探抽采管管口保持伸入采空区不超过6 m, 将采空区瓦斯抽出。
在10#煤层工作面回风巷内 (靠上侧) 敷设抽采管 (抽采管前端兼作埋管) , 管径设计为219 mm, 随着工作面推进, 抽采管管口保持伸入采空区不超过30 m, 将采空区瓦斯抽出。
6 结语
在对9#煤层开采底板破裂规律、9#煤层开采顶板三带数值模拟、9#煤层开采时工作面瓦斯涌出进行分析和研究基础上, 根据分析和研究结果, 提出以9#煤层采前定向长钻孔区域预抽、下伏10#煤层卸压拦截抽采、9#煤层回采期间顶板走向高位水平长钻孔抽采、10#煤层工作面顺槽上向钻孔抽采以及采空区埋长短双管抽采的立体瓦斯治理技术方案。该方案能够有效解决乌海能源公司近距离高瓦斯煤层群开采时瓦斯涌出问题, 保证了9#煤层回采工作面和10#煤层回采工作在正常通风情况下, 回风瓦斯体积分数保持在0.3%左右, 上隅角瓦斯体积分数保持在0.45%左右, 并且未出现瓦斯超限等异常情况。
乌海能源公司摸索成熟的近距离高瓦斯煤层群开采瓦斯治理技术, 为其下属的各高瓦斯矿井安全高产高效提供了技术支持, 同时也为其他类似矿井的瓦斯治理提供了参考。
参考文献
[1]张铁岗.矿井瓦斯综合治理示范工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2004
[2]于不凡, 王佑安.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2000
[3]翟成.近距离煤层群采动裂隙场与瓦斯流动场耦合规律及防治技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2008
[4]程建圣.高瓦斯矿井近煤层群综采工作面上隅角瓦斯治理[J].矿业安全与环保, 2011 (1)
近距离煤层群 篇4
燕家河煤矿主要可采煤层共有3层, 由上往下为5-1、5-2和8煤层。5-1煤为区内次要可采煤层, 厚度0.25~3.00m, 平均1.38m, 为中厚煤层。顶板为泥岩、砂质泥岩及砂岩, 底板为泥岩、砂质泥岩、砂岩。5-1煤层与5-2煤层间距为0.55~7.63m, 平均3.03m, 岩层为泥岩和炭质泥岩;5-1煤层与8煤层间距为29.7m~62.8m, 平均44.1m, 岩层多为泥岩、 (细、粉) 砂岩。5-2煤为区内次要可采煤层, 煤层底板标高+520~+870m, 厚度0.15~2.75m。平均1.07m。为中厚煤层。结构较简单, 夹矸1~2层, 夹矸与顶底板岩性多为泥岩、砂质泥岩与砂岩, 少见炭质泥岩伪顶与伪底。8煤层为井田内主要可采煤层, 位于延安组下含煤段下部。厚度0.37~7.64m, 平均4.78m, 为厚煤层。结构简单~复杂, 夹矸一般为1~2层, 最大可达8层, 夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩, 局部为粉~细粒砂岩。
5-1煤层与5-2煤层的间距较小 (平均3.03m) , 5-2煤层与8煤层的间距较大 (平均30.62m) , 煤层倾角较小 (3~15°) , 5-1煤层与5-2煤层联合开采, 8煤层单独开采。
矿井属瓦斯矿井, 煤层自燃发火倾向性为Ⅰ类容易自燃煤层, 煤尘爆炸危险性。矿井水文地质类型划分为简单类型。
矿井目前开采8煤二采区资源和5煤一采区资源。矿井采用综采放顶煤回采工艺已回采了8煤12个面, 采用综采回采工艺回采了5-1煤3个面。
51105工作面是矿井5-1煤拟定开采的第四个工作面。51105工作面位于5-1煤一采区中部东翼, 51104工作面采空区的北部, 下部为8煤8105工作面采空区。51105工作面煤层厚度最大为2.35m, 平均为2m, 工作面长度为125m, 工作面推进长度约为1273m, 综采工艺开采。地表为沟壑区, 地表无村庄、河流、道路。
51105工作面正下方为8煤8105综采放顶煤工作面采空区, 回采时间2011年7月至2012年3月, 8105工作面长175m, 推进长度929m, 采高4.44m。根据51105工作面附近67号钻孔、Y5钻孔、X2钻孔、X7钻孔, 5-1煤与8煤最小间距为34m;根据51105工作面煤层底板等高线, 5-1煤与8煤最小间距为33.3m。
2 安全开采层间距的确定
研究上行开采安全开采层间距的方法较多, 本文主要采用比值判别法、围岩平衡法、“三带”判别法、数理统计分析法、波兰上行开采判别法和前苏联上行开采判别法进行分析。
2.1 上行开采比值判别法
式中:K—上下煤层层间距与下煤层采厚的比值;
H—上下煤层层间距, m;
M2—8煤的采厚, m。
经计算:K=8.1。
我国煤矿上行开采的实践及研究证明:当上、下煤层之间为坚硬岩层时, K=8;中硬岩层时, K=7.5;软弱岩层时, K=7。先采下部一个煤层, 一般可以不影响在上煤层内正常准备和采煤。
8煤顶板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹粉~细粒砂岩、中~细粒粉砂岩, 属软弱~中等坚硬顶板。由计算结果=8.1可知, 51105工作面可以开采。
2.2 上行开采围岩平衡法
式中:H—围岩平衡高度, m;
M—8煤采高, m;
K1—距煤壁L (周期来压步距) 处的岩石碎胀系数, 取值1.2;
hP—平衡岩层本身的厚度, m。取5.1m。
经计算:H=27.3m。
当上煤层位于距下煤层最近的平衡岩层之上时, 可上行开采。根据计算, 5-1煤位于距8煤最近的平衡岩层之上, 可以上行开采。
2.3 上行开采“三带”判别法
式中:H—8煤冒落带高度, m;
M—8煤采高, m;
经计算:H=8.9~13.3m。
2.4 上行开采数理统计分析法
式中H—上行开采的必要层间距, m;
M—8煤采高, m;
MS—5-1煤厚度, m。
经计算:H=28.6m。
另根据波兰上行开采判别法和前苏联上行开采判别法计算结果, 上行开采所需上、下煤层的层间距分别为27.8m和22.3m。
根据“三带”判别法、数理统计分析法、波兰上行开采判别法和前苏联上行开采判别法分别计算的上行开采必要的层间距均小于5-1煤与8煤最小间距33.3m, 可以上行开采。
3 其他条件下安全开采因素分析
3.1 岩性及层间结构
当顶板岩石硬度较高时, 冒落带和裂隙带的发育较高。在垮落过程中, 顶板下沉量较小, 采空区空间高, 垮落过程较充分, 岩层主要以断块充填采空区。当顶板岩石强度较低时, 在垮落过程中, 覆岩下沉量较大, 采空区高度不断缩小, 垮落过程发展不充分, 主要以岩层弯曲充填采空区。因此, 冒落带及裂隙带发育较低。
8煤直接顶板多为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹粉~细粒砂岩, 为易冒落的软弱不稳定顶板。间接顶板为中~细粒粉砂岩, 属软弱~中等坚硬的较稳定顶板。顶板岩石强度较低, 冒落带及裂隙带发育较低。
3.2 煤层倾角
煤层倾角主要影响采场上覆岩层破坏的空间形态。缓倾斜煤层, 采场顶板岩层垮落后就地堆积。在采空区边界, 由于煤柱支撑, 剪切应力大, 因此, 冒落带及裂隙带发育较中部高。
8煤平均倾角6°, 属于缓倾斜煤层, 在采空区边界, 冒落带及裂隙带发育较中部高。根据采动影响的空间关系研究, 51105工作面巷道布置避开了采空区边界的影响范围, 使工作面回采在冒落带及裂隙带发育较小的区域内进行。
3.3 采高
一般采高越大, 上煤层的下沉越大, 各种变形值也增大。根据开采单一煤层及厚煤层第一分层时, 冒落带及裂隙带高度与采高基本上成正比关系, 许多矿在采高大于10m的情况下, 成功进行上行开采。其中8105工作面采高为4.44m, 因此, 8105工作面采高正是在一个合理的采高范围内。
3.4 时间
煤层采出之后, 覆岩垮落、移动至移动稳定, 有一个时间发展过程。据实测资料, 当覆岩为坚硬岩层时, 裂隙带发展到最高后, 达到稳定, 一般历时2~4个月;顶板为中硬岩层时裂隙带发育到最高后, 达到稳定, —般历时为1~3个月;当顶板为软岩层时, 裂隙带发展到最高而后稳定的时间一般为l~2个月。
8105工作面回采时间2011年7月至2012年3月, 距今已70个月。
3.5 瓦斯
燕家河煤矿为瓦斯矿井。据地质报告资料, 矿井开采的8煤层及5煤层均属瓦斯风化带的范畴。据矿井多年的开采, 采煤工作面的瓦斯涌出量不大。5-1煤层采用上行开采时, 8煤层采空区的瓦斯通过裂隙涌入5-1煤层工作面及巷道系统, 增加5-1煤层工作面瓦斯的涌出量。由于8煤层的瓦斯含量不大, 开采时有部分瓦斯已释放, 因此, 5-1煤层开采时即使8煤层采空区瓦斯释放, 采用通风和瓦斯综合治理措施, 可保障采煤工作面安全生产。对于采空区瓦斯治理, 可采用抽采的方法进行处理, 这种技术在国内高瓦斯矿井为普遍采用的主要技术措施之一。
3.6 煤层自燃
矿井开采的8煤层、5-2煤层及5-1煤层, 其自燃倾向性等级均为Ⅰ级, 属容易自燃煤层, 对于近距离易自燃煤层群开采防灭火技术在我国已取得了成功的经验, 该矿也积累了有效的防灭火经验。5-1煤层开采时, 可对51105采煤工作面下部的邻近的已采采空区的密闭进行加固、封堵, 减少8煤层采空区漏风。对51105采煤工作面巷道较明显的裂隙 (可形成漏风) 带井下注浆堵漏, 对51105采煤工作面采空区进行黄泥灌浆、注氮等综合措施进行防火。可有效防止上行开采过程中煤层火灾的发生。
4 结论
综合研究分析, 51105工作面在近距离综放开采条件下满足上行开采条件, 采取相应的安全措施后, 实施上行开采是安全可行的。
摘要：根据燕家河煤矿的开采实际状况和采矿地质条件, 为解决5-1煤层51105工作面安全回采可行性问题, 以及为5-1煤层的上行开采提供理论支持, 应用上行开采比值判别法、围岩平衡法、“三带”判别法、数理统计分析法和国外研究成果进行理论分析, 得出8煤冒落带高度和安全开采层间距值, 以及从煤层的顶板岩性、采高、开采时间、瓦斯等方面对其进行论述, 得出51105工作面上行开采是可行的。
关键词：近距离,综合放顶煤,上行开采,冒落带
参考文献
[1]陈勇, 王红胜, 郭念波等.厚煤层上行开采放顶煤技术研究与应用[J].煤炭科学技术, 2009, (6) :9-13.
[2]贺兴元, 续文锋.近距离煤层上行开采技术研究与应用[J].煤矿开采, 2006, (4) .
近距离煤层群 篇5
关键词：综采放顶煤,近距离煤层群,回采率,综放工艺
综采放顶煤开采技术应用于厚煤层, 以其高产、高效、安全、经济效益显著等优势得到推广, 解决了厚煤层由于分层开采在安全生产方面存在的问题。同时也为近距离煤层群开采方式提供了一种新途径。现结合某矿近距离煤层群应用综放开采实际情况对提高回采率效果进行分析。
1.工作面概况
1.1工作面地质情况
某矿场东北方向开采的9202A综放工作面, 其矿井井下通道向南集中轨道下山, 西侧在井田边界附近, 矿井的东侧与矿场开采的9202工作面距离较近。该区煤层沉积较稳定, 结构复杂, 煤层中含有多层夹矸, 煤层倾角12°~18°, 平均15°, 主采太原组92、93煤, 夹矸厚度为0.7m左右, 8号煤不稳定, 局部可采, 岩层赋存结构及特性见表1。
1.2工作面生产条件
该工作面采用综放开采方式, 沿93煤底板走向推进, 机采高2.4m, 放煤高7.5m, 采放比为1∶3。由于受奥灰水影响, 工作面倾斜长度71m。走向长度443m, 在矿井巷道的支护中主要使用ZFG4400-20/32H型过渡支架和ZF4000-16/26型支架来进行矿井巷道的支护, 使用MG200/466-WD型采煤机进行煤层的采掘作业。
2.提高回采率措施
2.1选择合理采煤方法
通过工作面概况, 了解到矿井中的8号煤、92煤、93煤层间距平均分别为1.46m, 0.7m, 各煤层之间的距离较近, 符合近距离煤层群的特点, 如果采用传统的分层开采方式, 无论是在煤炭的开采效率还是开采量上都会有所损失, 同时通过对8号煤层进行勘测分析后发现, 8号煤层的结构并不稳定, 不适合全层面开采, 智能在8号煤层上进行稳定部分的局部开采。因此需要采用新的开采工艺以避免8号煤层开采不完全而造成浪费, 通过在8号煤层的开采过程中采用综放开采工艺后, 可以在开采的过程中对放顶煤进行回收, 提高煤炭的开采效率与回采率。
2.2选择合理的采放比
在煤炭开采的过程中需要选择合理的采放比, 对于放顶煤开采工艺, 在煤层中需要注意煤层底部开采与顶部放煤厚度, 在开采中采用的放顶煤开采工艺原理是:通过对煤层的底部煤层使用开采机进行采掘, 而煤层的顶部煤层则需要依靠矿山压力作用使得煤层破碎后由放煤口实现煤层的放出。在煤层开采时需要对合理的采放比进行确定, 避免放顶煤层厚度过大或过小影响顶煤冒放性, 当采放比过大时将会再次顶煤层过薄, 会使得煤炭开采时顶煤不时掉落, 难以控制其掉落方向, 同时所使用的支架无法有效控制直接顶, 致使直接顶超前破碎, 形成与顶煤混杂排出的问题, 既造成煤质下降又造成大量丢煤。如果采放比较小, 将会造成顶煤过厚, 上部顶煤无法在矿山的压力下破碎排出, 而随着工作面的推进, 顶煤层在受到矿山矿压的影响下, 前期为脱落的煤层冒落于采空区, 形成丢煤从而造成煤层开采的损失, 经上述分析可知, 煤层厚度过大或过小都不利于顶煤层的开采, 因此需要对顶煤层的结构特性进行研究, 确定选择适宜的采放比, 使顶煤具有良好的冒放性。
根据椭球体理论和开采损害学和图1, 可以由顶煤松散冒落碎胀系数来界定煤层厚度的上限极值。煤层的最大适宜厚度为:
M煤厚;M1采高;M2放高;b椭球体高度
式中:
α:放煤口高度, α=0.5m;
M1:底层采高, m;
Kp:顶煤碎胀系数, Kp=1.2。
当采高M1为2.4m时, M=11.9m;8号煤可以完全放下来。此时放煤高度为7.5m, 采放比为1∶3。
2.3采煤过程中合理选择放煤工艺
沿工作面长度采掘方向上放煤位置可以进行任意选定, 因此一般常用的放煤方式有:单轮、多口、顺序、不等量放煤方法, 多轮、分段、顺序、等量放煤方法和多轮、间隔、顺序、等量放煤方法等几种。上述几种采放煤方式在确保煤层接触面沉降方面效果基本相同, 合理的放煤工艺应当确保煤炭的回采率高、含矸率低。通过在开采的过程中对上述几种采掘方式进行分析对比后发现, 单轮间隔顺序均匀放煤, 见矸关闭放煤口的放煤方法, 在本矿场的煤炭采掘过程中可以得到较为良好的采掘效果, 不论是在煤炭的回采率还是放煤速度方面都有着不小的提高, 同时可以极大地控制了矸石的混入量。
2.4合理确定放煤步距
在采煤的过程中需要对放煤步距进行合理地确定与控制, 其中放煤步距指的是两次放煤时放煤点之间的距离间隔, 其合理性与否对于煤炭的回采率与开采效率有着极为重要的影响。在最佳的放煤步距的确定上应当是顶煤跨落后能从放煤口全部放出的距离。放煤步距过大或是过小都会对煤炭的开采造成不小的影响。本矿场在开采步距的确定上根据分析与实际试验确定采用采用两刀一放 (放煤步距为1.2m) 的步距, 通过实际测定能够得到最好的效果。
2.5扩大端头放煤范围
同时在支护选择方面将原先所使用的ZFG4400-17/29H型更改为ZFG4400-20/32H型, 从而使得采煤机的割煤高度得到了加强, 使得采煤可以得到更大的开采面, 使得采煤与支架的配合更为合理, 使得煤炭开采的过程中的端头顶煤的损失大为减少。
2.6加强工作面顶板管理及煤厚探测
加强工作面顶板管理, 防止出现工作面冒顶迫使中止放煤的情况发生。在工作面推进过程中, 超前探测煤厚, 防止出现放煤不净或放出过多矸石。
结论
通过对该矿井的工作面的开采方式进行分析实验后, 最为适宜的采放比确定为1∶3, 放煤步距确定为1.2m, 选用单轮间隔顺序均匀放煤等优化设计及措施的实施, 该工作面多回收煤炭资源约10万t, 该工作面回收率从70.5%提高到了90%以上, 提高了近距离煤层群采用综采放顶煤开采的综合回收率、减少煤炭损失又增加了矿井的服务年限, 同时解决了制约近距离煤层群分层开采或联合开采回采率低下的问题, 实现综放开采产量高、安全效益好的高产高效发展之路, 促进综采放顶煤开采的技术发展。
参考文献
[1]刘福德.综采放顶煤开采技术条件下的回采率分析[J].水利采煤与管道运输, 2007 (4) :55-57.
近距离煤层群 篇6
关键词：近距离突出煤层群,保护层开采,区域联合防突
0 引言
近年来, 近距离突出煤层群赋存的矿井在逐渐增加, 发生突出事故的情况时有发生, 严重制约了矿井的安全高效生产, 近距离煤层防突问题越发严重[1,2,3]。根据相关要求, 突出煤层采掘前必须严格执行“四位一体”的综合防突措施[4]。对于近距离突出煤层群赋存条件的情况, 必须考虑联合防突。针对该问题, 以某矿近距离突出煤层群为研究对象, 对近距离突出煤层群区域联合防突技术进行了研究, 将为矿井的安全开采提供技术保障, 也可以为其他类似矿井的联合防突工作提供指导。
1 矿井及试验区概况
矿井位于贺兰山煤田的石炭井矿区, 井田内共含可采煤层7层, 其中上组煤分别为3#、4#、5#煤层, 下组煤分别为8#、9#、10#、13#煤层。矿井目前正在开采第三水平的煤层, 4#和5#煤层在该水平+900m~+970m标高具有突出危险性。试验区位于矿井三水平南翼首采区三阶段, 该区域4#煤层平均厚度6.4m, 下伏5#煤层平均厚度5.6m, 煤层平均层间距5.5m, 煤层倾角24°。4#煤层上覆为不具有突出危险性的3#煤层, 平均厚度3.2m, 距4#煤层24m。4#煤层瓦斯压力0.36~0.85MPa, 瓦斯含量6.0~7.1m3/t, 5#煤层瓦斯压力0.27~0.80MPa, 瓦斯含量3.7~5.1m3/t。
2 区域联合防突技术方案
2.1 开采保护层
保护层开采是最有效、最经济的区域性防突措施, 在条件允许情况下, 矿井一般都应该优先选择开采保护层[4,5]。研究区域4#、5#煤层均具有突出危险性, 可以考虑将下伏8#煤层或上覆3#煤层作为保护层优先开采。根据《防治煤与瓦斯突出规定》的要求, 缓倾斜和倾斜煤层上、下保护层开采的最大保护垂距分别为50m和80m。研究区域上覆3#煤层距4#、5#突出煤层平均层间距分别为24m和29.5m, 处于最大保护垂距范围内;下伏8#煤层距4#、5#突出煤层平均层间距分别为88m和82.5m, 处于最大保护垂距之外。因此, 只能考虑将3#煤层作为4#、5#突出煤层群的上保护层优先开采。
根据试验区域煤层赋存条件及工作面巷道布置情况, 上保护层3#煤层开采对4#、5#被保护层的保护范围可以按照《防治煤与瓦斯突出规定》的参考值来划定, 即沿倾斜方向上、下边界的保护范围卸压角为75°, 沿走向的保护范围卸压角为56°, 如图1所示。可见, 3#煤层开采后, 计划施工的4#煤层和5#煤层工作面风巷掘进条带以及工作面回采区域有一部分未在保护范围内, 其他区域均处于3#煤层工作面的理论保护范围内。
2.2 穿层钻孔预抽煤层瓦斯
在上保护层开采后, 在未保护区域内必须采取预抽瓦斯区域防突措施。由于4#、5#煤层为近距离突出煤层, 必须同时对4#、5#煤层采取预抽瓦斯区域联合防突措施。根据矿井采掘部署及矿井装备情况, 选择在5#煤层底板下方的集中巷布置钻场, 在钻场施工穿层预抽钻孔抽采有效保护范围内的卸压瓦斯以及未有效保护范围内的原始瓦斯。为了充分消除未保护区内煤层的突出危险性, 通过施工密集钻孔抽采4#、5#煤层瓦斯, 从而在区域上达到了联合消突的目的。钻孔布置如图1所示。
现场实施过程中, 根据保护层工作面的巷道布置具体情况, 确定在集中大巷 (上81、上82) 每隔30~50m施工一个钻场, 在钻场施工穿层钻孔同时抽采4#、5#煤层的瓦斯。研究区域共计施工了52个钻场, 784个钻孔, 钻孔总进尺101875.5m。钻孔终孔间距均为10~13m, 钻孔呈扇形布置, 钻孔倾角为1°~88°, 钻孔孔深为52~225m。钻孔全部采用ZDY1900S以上钻机施工, 开孔孔径Φ133mm, 终孔孔径Φ113mm, 封孔长度为8m。
3 联合防突实施效果分析
3.1 瓦斯抽采效果
根据现场瓦斯抽采考察统计, 保护层开采期间, 抽采钻孔单孔浓度2.8%-78.2%, 主管平均浓度11.75%, 抽采负压16k Pa, 抽采主管瓦斯流量达到185.8m3/min。研究区域4#煤层可采储量142.35万t, 原始瓦斯储量为1010万m3, 钻孔抽采瓦斯总量为609.41万m3, 平均瓦斯抽采率为60.34%, 计算得到4#煤层残余瓦斯含量为2.81m3/t;5#煤层可采储量98.4万t, 原始瓦斯含量501.84万m3, 钻孔抽采瓦斯总量为231.65万m3, 平均瓦斯抽采率为46.16%, 计算得到5#煤层残余瓦斯含量为2.74m3/t, 远小于防突规定值, 瓦斯抽采效果显著。
3.2 区域联合防突措施实施效果
为了考察区域联合防突措施实施效果, 在集中巷每隔30~50m布置一组测定点, 每组测定点布置1~2个测定点, 分别施工穿层钻孔取样测定4#、5#煤层残余瓦斯含量。检验钻孔主要布置在未充分卸压区域以及预抽时间较短的位置。根据测定结果, 研究区域4#、5#煤层残余瓦斯含量最大值分别为5.683m3/t和4.667m3/t, 均满足《防治煤与瓦斯突出规定》要求, 且施工测定钻孔时无瓦斯动力现象发生, 因此可得出保护层开采结合穿层钻孔预抽瓦斯区域防突措施的实施取得了较好的效果。
4 结论
结合矿井煤层及瓦斯赋存条件, 确定将无突出危险性的3#煤层作为4#、5#近距离突出煤层的保护层优先开采, 并在有效卸压范围内采用穿层钻孔抽采卸压瓦斯, 在有效卸压范围外区域, 选择底板密集穿层钻孔联合抽采瓦斯区域防突措施。现场考察得到4#、5#煤层瓦斯抽率分别为60.34%和46.16%, 实测4#、5#煤层最大残余瓦斯含量分别为5.683m3/t和4.667m3/t, 均满足规定要求。因此, 区域联合防突措施的实施, 有效降低了4#、5#突出煤层群的突出危险性。
参考文献
[1]付建华, 程远平.中国煤矿煤与瓦斯突出现状及防治对策[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (3) :253-259.
[2]赵训, 黄永佳, 李树清, 等.煤与瓦斯突出规律及区域预测研究[J].煤炭技术, 2014, 33 (05) :23-25.
[3]单佳勇.深井强突出煤层揭煤下向钻孔瓦斯抽采成套技术[J].煤炭科学技术, 2015, 43 (01) :66-69.
[4]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.
近距离煤层群 篇7
近距下部煤层巷道布置形式决定着工作面在整个回采期间巷道支护的难易程度。目前近距离煤层群巷道布置根据下部煤层巷道和上覆煤层采空区之间的位置关系, 主要有三种方式:内错式、重叠式和外错式。与普通单一煤层开采相比而言, 采取不同的巷道布置方式都不可避免的要受到上覆煤层开采矿山压力的影响, 但是不同巷道布置方式都有其自身的特点。
内错式布置方式即为下部煤层回采巷道布置在上部煤层采空区下方的应力降低区内, 巷道压力小, 易于维护, 缺点为煤柱大, 资源浪费严重, 回采率低;重叠巷道布置方式即为上下煤层回采巷道垂直布置, 围岩应力处于内错式和外错式之间。外错式布置方式是下部煤层回采巷道布置在上部煤层的煤柱下, 其优点是下部煤层煤柱尺寸减小, 回采率高, 煤炭损失量小。因此本文将探讨如何在近距离煤层群巷道采取外错式这种困难条件下巷道支护的有效手段。
2 工程概况
兑镇煤矿位于山西省孝义市兑镇镇, 是山西离柳焦煤集团有限公司下属主力矿井, 年产120万t/a。矿井埋深在250m左右, 前期没有进行相关地应力测试工作, 需要在下一步的工作进行进一步补充。矿井目前主采三采区, 31102工作面两条巷道采用外错法进行布置, 工作面位于上部9#煤30902工作面的正下方。31102工作面运输巷布置在30902和30904工作面残留煤柱正下方, 而材料巷布置在30902工作面与一采区边界残留煤柱正下方。30904工作面和30902工作面间留设大约13m的净煤柱, 而30902工作面与相邻采区边界留大约25m净煤柱。31102工作面两巷在前期掘进的过程采用普通锚杆支护并配合工字钢棚联合支护, 但是始终没有有效的控制顶板和两帮的强烈变形, 给生产造成很大的影响。
3 巷道设计
3.1 设计原则
(1) 一次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形。 (2) 高预应力和预应力扩散原则。一方面, 要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力;另一方面, 通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散, 提高锚固体的整体刚度与完整性。 (3) “三高一低”原则。在提高锚杆强度、刚度, 保证支护系统可靠性的条件下, 降低支护密度, 减少单位面积上锚杆数量, 提高掘进速度。 (4) 临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度。 (5) 相互匹配原则。锚杆各构件最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。 (6) 可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性。
3.2 设计方案
31102工作面运输巷断面呈矩形, 宽4.4m, 高2.7m, 断面11.9m2。巷道采用树脂加长锚固锚杆锚索组合支护系统。
顶板支护:顶板采用5根长度为2.2m的22#左旋无纵筋螺纹钢, 每根锚杆采用两支锚固剂, 一支规格为K2335, 一支规格为M2360。采用W钢带护顶, 钢带规格为厚度3mm, 宽280mm, 长度3800mm。锚杆间排距为900×1000mm。锚杆预紧力矩要求大于300N·m。采用双排布置, 每两排 (2000mm) 打2根锚索, 2根锚索间距1400mm。锚索预紧力要求大于200k N。
两帮支护:两帮采用3根长度为2.2m的22#左旋无纵筋螺纹钢, 采用一支M2360锚固剂。采用W钢护板钢护板厚度3mm, 宽280mm, 长度400mm。锚杆间排距900×1000mm。杆预紧力矩要求大于300N·m。
4矿压监测
巷道设计完成之后, 按照设计要求进行井下施工, 并进行相应的矿压观测, 如图1所示。
在巷道变形量可以看出, 近距离煤层群煤柱下巷道变形以两帮变形为主, 经观测:最大两帮变形量为201mm, 而顶底板最大变形量在124mm, 这是由于煤柱支撑压力以垂直应力为主造成, 应当加强两帮支护。而煤矿生产大部分均强调巷道顶板的支护, 忽略了两帮的支护, 这一点给煤矿生产管理有很大的启示作用。
5 结论
(1) 采用强力锚杆一次支护机理成功解决了兑镇煤矿近距离煤层群、煤柱下巷道支护难题, 节省了保护煤柱尺寸, 提高了采出率, 缓解了采掘紧张的局面。 (2) 矿压监测结果证明, 高预紧力是发挥锚杆及时主动支护效果的关键, 必须在锚杆安装结束后尽快的将预紧力施加到位。 (3) 加强巷道支护质量监管体系, 保证锚杆锚索预紧力水平, 确保巷道的安全、可靠。
参考文献
[1]康红普, 王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007.
[2]张荣立, 何国纬, 李铎.采矿工程设计手册[M].煤炭工业出版社, 1996.