高应力破碎区（共6篇）
高应力破碎区 篇1
随着我国矿产资源的不断开采,矿产资源的埋藏深度越来越深,采矿作业的难度更上了一个台阶,就辽宁的采矿业来说,煤炭埋藏深度大,水体埋深浅,多数矿井都存在带压开采,还有井下深度大,地温高,瓦斯浓度高,工人们的工作环境相当恶劣。在高应力、水体下、破碎条件下进行采矿作业,其地质条件复杂,高应力的地压给采矿安全生产管理工作带来相当大的难度。为实现安全、经济的采出矿产,结合现场采矿情况,提出采用喷浆加锚网支护和保留必要的安全煤柱方案和综合安全管理措施来实现安全生产。
1 目前国内的采矿情况概况
纵观全国,就山西的采矿业来说,山西作为我国的煤都,现在许多煤矿都是在改革开放早期投建的煤矿,到现在已经有了很长的历史,井工开采深度已经达到了一千米左右,形成了高压力的带压开采区域,再加上过去的私采乱挖,形成了许多未知的采空区,给当前的矿产开采带来了很大的安全管理难度。更重要的是在水体下开采需注意这样两个问题:保持水体的天然状态,防止出现地下水流改道或者截留;防止采矿巷道突然涌水,导致涌水淹没矿井,造成矿井的经济损失。
2 当前采矿作业危害分析
2.1 不良的气象条件
(1)气湿取决于巷道中的水量、流入空气的温湿度及岩层的湿度。矿井中的气流越往巷道的深处气流越小,容易使采矿工人发生感冒、上呼吸道感染以及风湿性疾病。
(2)生产性粉尘的害处。矿井内很多的生产过程和工序等都会产生大量的粉尘,但是开采的方式、使用的生产工具、岩石的理化性状及防尘措施不同,产生的粉尘量有很大的差异。采矿工人的长期吸入就会诱发尘肺,另外采矿工人的劳动强度大以及作业姿势不良也会对身体健康产生很大的危害。
(3)有毒、有害气体的危害极大。
①氮气:煤层中本来就有,氮气是井下有害气体的一种,空气中约占79%。它无色、无味、无臭,比空气轻,多存于巷道中上部,煤矿常用它防灭火。当氮气浓度升高时,氧气浓度相对减少,可引起缺氧窒息事故。
②二氧化碳:主要来源是工作人员呼吸、煤中固有。其特点是无色,略有酸味,比一般空气重,多存在于巷道中下部,易溶合在水中,对人的呼吸有刺激作用。二氧化碳达到5%～8%,呼吸加快1倍以上,10%以上能使人昏死。
③沼气俗称瓦斯,多积蓄在巷道的顶部,沼气可以排挤空气中的氧气,引起旷工缺氧,甚至造成窒息,当沼气浓度到达一定时,遇到明火即可引发爆炸。还有一些其它气体也会带来一定的危害。
2.2 高应力对巷道的影响
随着采矿深度的增加,井下巷道承受的压力也在不断地增加,高应力对井下的冒顶、片帮有着很大的影响,直接影响了采矿作用的顺利进行,因此研究巷道应力对采矿业有着重要的资料依据,例如,煤矿井下工作面顺槽的应力,随着工作向前推进,在工作面前方二十米,后方十米左右便是应力的集中区域,该范围所承受的压力也是最大的,由于应力的存在,在工作面存在的最大隐患就是片帮或者冒顶,造成的后果便是人员的伤亡,或者是设备的损坏,这对于煤矿的安全生产是不可忽视的严重问题,因此对于井下应力的研究对采矿业的安全生产有着重要的作用。
2.3 水体下采矿作业带来的危害
水体下采矿带来的直接危害便是矿井涌水,一旦井下由于采矿作用影响导通了含水水体,后果便是大量的水涌水矿井造成淹井事故,到目前为止,水文地质研究依然是我国采矿业中十分重要的研究课题,也是一个难题。
2.4 巷道顶底板破碎带来的危害
巷道顶底板破碎对于巷道的支护有着很大的影响,带来的经济投入也是相对较高的,破碎的顶底板可能导通含水体,造成矿井涌水;也可能造成冒顶,带来人员伤亡。还有破碎的底板对于井下的运输也可能造成影响。
3 高应力、水体下、破碎条件下进行的采矿作业采取的安全管理措施
(1)高应力、水体下、破碎条件下的采矿作业最重要的就是支护管理及留设合适的防隔水柱体的问题。本文针对这一问题,就煤矿采矿作业中同一情况下采取的安全管理措施进行以下论述:
在煤矿采矿作业中高应力、水体下、破碎条件下的采矿作业首先应留设合理的防隔水煤柱,然后在形成巷道的掘进过程中,要严格执行“有掘必探、先探后掘,先治后采”的防治水原则。
(2)在破碎条件下的采矿作业,应当加强巷道的支护,具体可采用锚网支护加喷浆加固的方法来处理巷道顶板破碎的问题;对于压力比较集中的区域,还可以采用工字钢做成的棚梁进行支护或者锚网加钢带的支护。
(3)加强对巷道顶底板的监测监控,来管理高应力带来的危害,对于高应力的矿井,应该加设顶板离层仪,安排专门的人员进行定期的读数,并总结,进行有效的预报;除此之外,还可以通过设备来监测巷道的周期来压,通过数据接口与地面的调度室进行联通,每天将有效的监测数据上传至主机,供技术人员进行分析,提出合理的安全管理建议。
(4)对矿内有毒有害气体主要防治措施,一般采取以下措施。
①首先煤矿应加强通风,向矿内连续供给新鲜风流,使上述的有毒有害气体达到《规程》规定的安全浓度以下。
②抽放瓦斯(当采煤工作面瓦斯涌出量大于5立方米/分钟、掘进工作面大于3立方米/分钟,通风解决不了问题时,必须抽放)。
③向煤层灌入石灰水可以减少硫化氢和二氧化硫的浓度。
总之,采矿业作为高危的行业,企业应将安全为前提,以安全为原则,严格执行“安全第一、预防为主、综合治理”的十二字方针。还必须坚持以人为本,和谐发展,为共建和谐社会做贡献。
参考文献
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[5]吴兵,邹向炜,周瑶,等.“三要素”煤矿安全管理体系研究[J].煤炭工程,2014,(10).
高应力破碎区 篇2
红岭公司隶属于河南煤化集团永煤公司鑫龙煤业, 于1970年8月动工兴建, 1977年12月简易投产, 设计生产能力15万吨/年。1983年10月后历经多次改造, 矿井设计生产能力为45万吨/年, 2009年核定生产能力为60万吨/年。井田位于安阳市西北38km处, 南距水冶镇15km, 北抵岳城水库。地理坐标:36°14′16″-36°18′36″, 东径114°05′38″-114°08′30″。井田范围, 西以FB58断层为界, 北部与主焦煤矿相邻, 南以F1断层为界, 东以二1煤层-800底板等高线为界。南北走向长3.7km, 东西倾斜宽3km, 面积11.1km2。
2 实验巷道概况
红岭煤矿14采区走向长度1200-1400米, 平均1300米, 倾斜宽550-900米, 平均725米, 区内主采二1煤, 煤厚2-5米, 平均3.5米, 倾角15-25°, 直接顶大部分灰黑色砂质泥岩, 厚度在1.5-2米, 老顶为灰白色细砂岩, 厚度在4-8米, 平均6米, 由于受构造应力及两侧采动影响, 直接顶已破碎, 老顶弯曲、离层下沉。底板为灰黑色砂质泥岩, 厚度在1.3-2米左右, 遇水易底鼓, 该采区采用走向长壁炮采放顶煤开采。
14采区轨道下山由上向下掘进所遇到的断层依次为:FB57 (落差50米) 、F402、F403、F404、F405、F406、F407较大的八条断层, 地质构造复杂, 再加上两侧均受采动影响, 使得14轨道下山处于高应力大松动圈松软巷道, 一直处于“前掘后变型, 边掘边维护”状态, 维护极为困难, 直接影响我公司下山开拓进尺和及工作面采掘正常接替关系。鉴于上述情况, 我公司在该巷道采用锚杆将破碎围岩锚固后, 利用小孔径预应力锚索将锚固体悬吊在深部围岩中, 同时采用锚注支护, 注浆材料将破碎围岩重新粘结起来, 改善围岩的物理力学性质, 提高围岩的自承能力, 使巷道处于稳定状态, 获得了显著的技术经济效益。
3 采取的主要支护方式
3.1 主要采用的支护方式是
锚杆+锚索+双墙支护+混凝土反拱+注浆锚杆注浆支护。顶部锚杆采用φ22mm×1800mm的Q235型圆钢低强度锚杆, 间距0.5m, 排距0.7m。
锚索采用采φ28mm的钻孔, φ18mm×5mm, 使用φ26mm的树脂药卷全长锚固。
墙体采用双墙支护, 内料石墙0.3m厚×1.5m深, 外墙采用混凝土墙体0.5m厚×1.5m高。
反拱采用缺圆弧拱石子混凝土支护, 内拱高0.35m, 外拱高0.95m, 厚度0.6m。内设φ25mm旧钢丝绳6m长×3根/m作为墙及反拱骨科, 最后通过自制无缝注浆锚杆 (2m长×φ26mm) 对巷道两帮及底板两角进行注浆, 注浆液采用ZKD高水速凝材料注浆加固。
3.2 在多断层构造地带采用支护方式
树脂锚杆+金属网+锚索+全封闭U型钢梁+底拱+注浆支护。
4 先进性要点
(1) 采用锚杆、锚索及时支护, 可以将下部不稳定的岩石悬吊到上部稳定的岩层中, 施加预应力, 主动支护围岩, 因而可以保证顶板的稳定。
(2) 采用双墙支护是充分利用了顶板的稳定性, 对两帮进行加固, 可以保证两帮的稳定, 防止两帮变形, 采用全封闭U型钢支护, 主要是控制两帮变形和底鼓。
(3) 采用地拱 (混凝土) , 封闭巷道, 主要是提高巷道的整体支护能力。
(4) 最后通过注射ZKD高水速凝材料, 可以有效地控制帮和底角塑性区的发展, 从而达到抑制两帮的变形和底鼓。
(5) 实现了锚杆、锚索、钻孔、搅拌安装一体化, 大大减轻了工人的劳动强度,
(6) 在施工中进行矿压观测和支护监测, 对反馈过来的信息进行科学分析, 来判断巷道围岩是否稳定以及是否需要采取加强支护措施, 以保证施工和生产的安全。
5 实际应用效果及推广应用情况
通过近两年的观测, 巷道成形良好, 没有发生较大的变形, 期间该巷道又经历了14071、14101工作面的两次动压回采, 成功地实现了预期设计目标, 获得了显著的经济效益。
针对不同地质构造的巷道, 采用了不同的特殊支护方式, 成功地制约了14采区轨道下山200多米的巷道围岩变形, 这种特殊支护技术适用于受采动影响高应力区, 极破碎围岩巷道的掘进及修复施工, 解决了在特困难围岩条件下巷道施工的难题, 无疑在支护改革上, 是一个创举, 它的锚杆支护监测系统, 科学合理, 为设计施工的本质安全化打下了基础, 另外锚杆、锚索的钻孔、搅拌、安装一体化技术, 减轻了工人的劳动强度, 施工快捷, 而且施工质量得到了保证, 成本相对较低, 支护周期等优点, 具有很好的推广价值。
摘要：红岭煤矿14轨道下山属于高应力大松动圈松软巷道, 采用锚杆将破碎围岩锚固后, 利用小孔径预应力锚索将锚固体悬吊在深部围岩中, 同时采用锚注支护, 注浆材料将破碎围岩重新粘结起来, 改善围岩的物理力学性质, 提高围岩的自承能力, 使巷道处于稳定状态, 获得了显著的技术经济效益。
关键词：采准巷道高,应力变形,治理锚注,联合支护
参考文献
[1]陈锦桂, 喷锚砼在高层建筑深基坑边坡支护的应用[J].化学施工技术, 1998, (3) .
高应力破碎区 篇3
关键词：深部高应力,井巷支护,施工技术,探索与实践
某煤炭企业矿区原来的设计生产能力为每年30万吨, 后煤矿扩建过一次, 扩建之后的生产能力达到了每年60万吨, 整整提高了一倍。煤矿扩建之后, 该企业先后克服了包括-250并列回风上山在内, 穿越了不同深部应力的井巷支护技术难题。但由于该煤矿在井巷支护时采用了传统的锚网喷方式, 所以导致矿区内部多段巷道都出现了变形裂缝、支护结构损坏以及水沟合拢等多处质量问题, 严重影响煤矿采矿质量和安全。为此, 笔者特结合该企业矿区作业为实际案例, 对该煤矿企业在深部高应力区井巷支护技术作详细探讨, 分析井巷支护被破坏的原因, 并找出问题的解决办法。
1 矿区井巷支护的破坏情况
某煤炭企业经营管理范围内的一个矿区煤巷, 名称形式为-420m胶带上山, 详细位置处于煤矿开采区域内的护巷煤柱中。该护巷煤柱宽度保持为190米, -420m胶带上山的巷道布置在煤层下深度0-18米的岩石层内, 断面形状为直墙半圆拱形, 煤巷支护所采用的支护形式主要为锚网喷+U29型棚。但是, 该煤巷内的锚网喷+U29型棚支护体系在施工完成三个月之后, 支护体系就在使用中发生了收缩变形现象, 不再对巷道起支护作用。除此之外, 由于巷道支护发生了变形收缩, 支护结构的长度、宽度都有了一定的变化, 所以导致煤矿巷道内部的水沟被挤压至合拢状态, 台阶也被挤压至倾斜。面对这样的情况, 该企业及时采取措施进行了支护缺陷的弥补, 采用锚网喷砼支护技术作了二次施工, 殊不想在施工结束的8个月之后, 巷道又一次出现了应力现象, 降低了支护结构以及井巷本身的稳定性。这一次, 该企业采用了套架U29型棚支护技术来进行施工, 最终满足了井巷支护的要求, 实现了井巷及其支护结构的稳定。
2 深部高应力条件下支护结构破坏的原因
从第一段某煤矿-420m胶带上山煤巷的支护施工情况来看, 其支护结构两次发生损坏的原因都不相同, 第一次是因为结构收缩变形, 导致水沟受到挤压至合拢, 破坏支护稳定性;第二次则是因为应力影响, 因应力作用导致支护结构稳定性降低。下面, 笔者结合实际情况, 对深部高应力条件下支护结构被破坏的原因作详细分析。
(1) 首先, 在实际施工中, 该企业矿区-420m胶带上山巷道的位置已经明显处于采空区停采线的护巷煤柱内了, 但在设计巷道的支护体系时, 由于没有认识到巷道所处的准确位置, 所以在设计施工时, 相关技术人员将巷道所在的位置定位为了煤层下15-35层的岩、岩石层内部, 并采用锚网喷方式作为巷道的支护结构。但是工程实践证明, 在深部高应力条件下只单纯的使用一种锚网喷支护技术是不行的, 并不能起到有效的支护作用。
(2) 其次, 在其中一段井巷施工中, 该煤矿企业运用锚网喷+网壳结构共同组成了一个支护体系, 并在-420m的水平回风巷的下段中得到了利用。但该种形式的结构在实际运行时间长久, 并遭受过2504个工作面采线动压影响之后, 在4个月的使用范围内发生了应力现象, 导致支护结构出现应力变形、应力开裂等现象。甚至于有的支护钢筋还因变形而变得更加弯曲, 重重叠叠, 使得该巷道不能在短时间内正常使用。
(3) 再次, 与-420m胶带上山巷道相关联的-420m轨道运输巷道位于该矿采采空区煤层下4-85m的地方, 并且选择了传统的锚网喷砼支护技术, 以保障该巷道支护结构及巷道本身的使用质量和稳定性。需要注意的是, 这一部分操作是矿区-420m胶带上山巷道支护结构在一次重修、两次支护结构发生故障后所采取的主要措施之一, 目的就是为了解决巷道应力问题, 并定下来深部高应力区井巷支护技术的形式, 提高支护结构本身的稳定性。
3 深部高应力区井巷支护经验
(1) 高应力区井巷支护以一次支护到位为好, 假如实际支护强度系数需要为1, 则设计支护强度系数应为1.2, 假如锚网喷+U29型棚支护强度系数为1.1, 锚网喷支护强度系数则为0.7, 锚网喷+锚索支护强度系数为0.8, 锚网喷+网壳支护强度系数为1.0, 锚网喷+锚索+U29型棚支护强度系数为1.4。
(2) 煤层f=4-6的围岩, 断面跨度3000-3500mm, 周围没有动、静压力影响因素时, 支护强度系数需要为0.5, 围岩f=1.5-3其它因素不变时, 支护强度系数需要为0.8, 断面跨度每增加1000mm, 支护强度系数需要增加0.2, 周围动、静压力影响因素增加时, 支护强度系数需要增加0.5以上。
(3) 采空区下是支护强度系数需要减少的区域, 不论采后时间的长短。在-420m轨道上山施工中, 预计将与2504工作面在时间和空间上交叉, 准备在该段架设网壳, 但施工到该段时2504工作面刚好采过, 没有架设网壳, 支护强度系数也达到了要求, 至今巷道未变形。
(4) 巷道淋滴水在非遇水膨胀的围岩中, 只在喷浆时影响混凝土的凝固, 不会影响长期的支护强度;锚索支护的方向应朝向应力来源的主要方向, 如巷道跨度较大的交叉点处则应布置在正顶, 而停采线附近则应朝向采空区方向的肩部以下以阻止一帮向巷中的移动。
(5) 巷道中的水沟、台阶能放在应力释放后, 峻工时施工最好, 坡度较大时先施工临时台阶;坡度变小处是应力集中点, 如-250并列回风上山30°变为-19°处和-420m水平回风巷-27°变为0°处, 最先出现变形破坏。
(6) -420m水平胶带上山穿煤不可避免时, 应留有充分的变形余量以免将来断面不够用;-420m水平回风巷应尽量避免进入采空区煤柱内, 应以最大角度、最短距离穿过高应力区进入采空区卸压带下, 而不应长距离顺着高应力带布置, 应力从一侧推来, 更易破坏, 应力如从巷道正前推来则不易破坏。
结束语
综上所述, 随着我国矿井采矿深度的越来越深, 采矿难度也就越来越大, 采矿巷道支护体系的施工与管理也越来越困难。在本篇文章中, 笔者结合某井巷支护技术的应用情况对深部高应力环境下的井巷支护技术进行查询, 得出了深部高应力区井巷支护实情况, 并分析了各种原因, 得出了相关结论, 希望对同行工作有所帮助。
参考文献
[1]尹振云.高应力区9m宽综放面切眼联合支护的实践[J].煤, 2010 (5) .
[2]刘军动, 高彦军.锚网索支护技术在高应力区煤巷翻修中的应用[J].煤, 2009 (4) .
高应力破碎区 篇4
近几年, 冲击地压事故频发, 仅山东地区就发生多起冲击地压事故, 造成了人员伤亡及重大经济损失。由于冲击地压灾害预警预报难、治理难, 目前仍是世界性难题, 而各个矿井条件不同, 冲击地压发生的规律亦有不同, 济三矿163下02c工作面由于地质条件特殊且为孤岛工作面, 被省列为A级冲击地压隐患, 现根据济三矿163下02c工作面冲击地压防治所做的工作, 总结了经验及规律, 为冲击地压的防治提供了有效的技术支撑。
1 工作面概况
地质情况及顶底板岩性分析。163下02C工作面为3下煤层孤岛工作面, 位于十六采区中部, 地面标高+33.11~+33.68m, 平均+33.68m, 工作面面长135.5m, 推进长度742.4m。东部为163下02采空区, 西部为163下03采空区, 工作面隔离煤柱均为3.0m。163下02c工作面井下标高-652.4~-632.2m, 平均标高-642.3m, 该煤层为山西组3下煤, 厚度0.7~6.4m, 平均3.3m。煤层倾角0~6°, 平均3°。
163下02C工作面的老顶为中砂岩及细砂岩, 厚度为4.94~26.4m, 平均厚度19.6m, 泥硅质胶结, 厚层状、较致密坚硬, f=8~10。直接顶为粉砂岩及粉细砂岩互层, 厚度为0~16.75, 较致密、坚硬, f=4~6。直接底为铝质泥岩, 厚度为0.62~4.0, 平均厚度2.0, 遇水易膨胀, f=4~6。老底为粉细砂岩互层, 粉细砂岩互层厚度为4.2~12.9m, 平均厚度为9m, 致密坚硬, 含黄铁矿结核, f=6~8 (图1) 。
2 生产技术条件
生产技术条件。163下02c工作面采用走向长壁综采采煤方法。工作面推进长度为742.4m, 工作面面长135.5m, 采高2.8±0.2m, 工作面布置液压支架92组, 机头布置排头支架3组, 机尾布置4组。工作面中间液压支架为ZFS6200/18/35型;上下端头为ZTF6500/19/32型放顶煤排头支架。两顺槽超前支护方式采用顺槽支架支护, 胶顺选用ZT24500/18/35型支架, 辅顺选用ZT107000/22/38型支架。
3 冲击地压危险性评价分析
3.1 所采煤层煤岩物理力学特性
根据3下煤及围岩冲击倾向性测定结果, 3下煤单向抗压强度15.99MPa、动态破坏时间54.82ms、冲击能指数4.93、弹性能指数4.67。冲击倾向性为:弱冲击倾向。在一定的煤层赋存条件、地质条件、开采条件、大面积采空区悬顶等条件下, 有发生冲击地压的危险。
3.2 应验类比法分析
(1) 163下02c工作面标高为-652.4~-632.2m, 平均标高-642.3m, 埋深相对较大, 地应力集中程度较高, 相邻的六采区同等标高情况下曾经发现过强烈的冲击事故并造成了较大的经济损失。
(2) 煤层老顶为中砂岩及细砂岩, 厚度为4.94~26.4m, f=8-10, 存在厚层坚硬顶板, 地质条件相对复杂, 工作面回采受多条断层影响, 断层附近存在构造应力。
(3) 工作面煤层厚度为0.7~6.4m, 煤层厚度大及厚度变化较大, 顶板垮落高度较大, 掘进期间经钻屑法监测, 多处煤粉超标并存在较强的动力现象, 增大了冲击危险。
(4) 根据类比其它采区3下工作面的冲击地压显现情况及3下煤层其它工作面回采期间的冲击地压监测情况分析, 以及依据3下煤及围岩冲击倾向性及各种冲击因素分析, 确定此工作面回采期间危险等级为中等偏强冲击危险。
3.3 冲击危险指数法分析
163下02c工作面为孤岛工作面, 根据163下02C工作面地质资料及开采技术条件, 参照数值模拟结果及围岩运移规律分析, 采用综合指数法评定其冲击危险性指数。通过综合比较分析, 认为163下02C工作面冲击矿压危险状态等级评定为中等冲击危险性 (偏强) , 冲击危险指数WtmaxWt1, Wt20.74, 其中, 地质因素影响和开采技术因素影响并重, 工作面开采深度及周围的采空区及分布的断层起主要影响作用。
4 工作面开采前超前预处理及回采期间的防冲治理措施
4.1 切顶爆破卸压
为了预防冲击地压危害, 实现安全回采, 在工作面回采前主要采取了切顶爆破措施, 两顺槽自煤壁前方20m至停采线以外20m施工切顶爆破, 巷道长度782.4m, 孔深13m, 孔间距3.5m, 孔内装药长度6~8m, 共施工340个 (胶顺146个, 辅顺194个, 胶顺架棚段及辅顺顶板破碎段未施工) 顶板爆破孔。
4.2 大直径卸压钻孔卸压
回采前, 163下02原辅顺距煤壁80处向南两帮施工大直径卸压钻孔, 卸压钻孔孔径110mm, 孔深20米, 间距5m, 由于该区域卸压钻孔施工至联络巷附近应力集中, 多处钻孔打钻时卡钻、吸钻现象严重, 煤粉量超标严重, 其中一处钻孔施工17m时排出煤粉超过两矿车, 由于卸压钻孔施工难度太大, 施工29组后停止施工。
4.3 煤体爆破卸压
回采前, 由于163下02原辅顺卸压钻孔施工难度太大, 改用煤帮爆破卸压。自煤壁20m处至停采线以外20m区域全部采用帮部爆破卸压, 孔深10m, 孔间距5m, 装药长度4m, 两帮共施工280个帮部爆破孔。
4.4 直读式钻孔应力计监测
为了能够让现场作业人员直观看到工作面回采时煤体内部应力变化情况, 在辅顺距煤壁40m处每间隔40m安装一组孔深5m、7m、9m的直读式钻孔应力计, 辅顺共安装17组;胶顺距煤壁40m处每间隔30m安装一组孔深5m、7m、9m的直读式钻孔应力计, 胶顺共安装21组。根据胶顺第一组应力计与辅顺第二组应力计数据进行分析, 具体数据见表1。根据数据分析, 距离煤壁15m范围是高应力集中区, 深度为5m的应力数值达到38MPa, 对于高应力集中区, 采取了煤层卸压爆破处理, 危险解除后, 工作面安全推过危险区域。
4.5 CT层析成像反演应力
在掘进已经完成并确定觉有高冲击危险工作面回采前, 通过井下地震勘探CT层析成像反演技术, 在井下两顺槽分别、工作面布置设计好的检波器, 同时合理布置炮点放炮监测。为了能对工作面内矿井压力的分布状态进行精细和全面的探测, 特设计如图1所示的测点布置图。图中, 针对163下02C原辅顺巷道 (中间巷道) 和切眼布置炮点, 炮点间距为16m, 炮点数共105个;在辅顺巷道和胶顺巷道中布置接收点, 每条巷道中布置的接收点为96个, 共192个, 道间距设定为8m。通过CT层析技术, 反演出应力云图, 对工作面全部区域应力分布情况进行划分, 并采区针对性卸压爆破措施。
4.6 全巷道钻屑法监测
工作面回采前, 对两顺槽采用普通钻屑法对两顺槽静态情况下的冲击危险程度进行全面普查, 监测孔孔深10m、间距40m, 辅顺共施工监测孔19组, 停采线北200米范围出现卡钻吸钻的6组, 钻屑量超标的3组;胶顺共施工监测孔18组, 均正常, 对于出现指标异常的区域, 及时采取了煤层爆破卸压处理, 直至危险解除。回采期间, 工作面每推进30m进行监测一次, 一次施工3个钻屑孔, 如果遇到直读式钻孔应力计监测数值超高及微震系统能量异常时, 及时采取钻屑法进行验证, 发现指标异常, 及时采取煤体爆破卸压措施。
4.7 利用微震监测系统对特殊高应力区监测
为动态监测全矿井下顶板活动及冲击地压情况, 按照中国矿大窦林名教授的设计要求, 引进的波兰SOS微震监测系统正在进行安装调试, 设计安装16个拾震器, 其中井下14个, 地面2个。目前已经完成井下8个拾振器、地面1个拾振器的安装调试, 能够实现对十六、十八采区顶板活动情况进行监测。工作面回采期间, 利用微震监测系统, 针对工作面断层附近200m范围重点监测分析, 6月5日前能量比较均匀基本位于20000J, 6月5日震动能量突然消失接近为零, 而现场工作面支架压力普遍达到30MPa, 因此可以得到高应力未得到释放而产生了应力集聚, 7日能量直接突破157000J, 现场及时采取了煤体爆破卸压并做好站岗警戒措施, 直至9日能量下降至62000J, 危险基本解除。
5 结论及建议
(1) 此工作面为孤岛工作面, 受断层地质条件及顶底板岩性影响, 冲击危险等级中等偏高, 针对此工作面采用了切顶爆破卸压、煤体爆破卸压、大直径卸压钻孔、直读式钻孔应力计监测、CT层析成像反演应力、钻屑法、微震系统法检测监测及治理手段相结合, 工作面得到安全回采, 避免了冲击事故发生。 (2) 受孤岛工作面采空区的影响, 高位岩层活动程度较大, 老顶运动时矿压显现及来压强度较强, 增大了冲击危险, 根据“强弱强”原理, 加强工作面及两顺槽支护质量管理, 加大了两顺槽超强支护距离 (超前支护距离达120米) 。 (3) 采用大直径卸压钻孔施工至高应力区时, 由于吸钻、卡钻动力现象十分明显, 无法进行施工及时采取小直径钻孔卸压爆破措施, 达到施工大直径钻孔的卸压效果。 (4) 微震监测系统对高应力去重点进行监测, 并根据区域能量变化总结出冲击预警规律, 为冲击地压监测提供了可靠的技术方案。 (5) 利用直读式应力计监测法、微震系统监测法监测到异常情况时, 及时采取钻屑法进行验证, 监测有充冲击危险时, 工作面立即停止生产, 并进行煤体爆破卸压处理, 解危处理完毕后, 工作面才能生产。
参考文献
[1]姜福兴, 王同旭, 潘立友等.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
[2]宋振骐.实用矿山压力[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988:41-78.
[3]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1984:32-87.
高应力区留顶煤巷道稳定性研究 篇5
关键词：现场试验,留顶煤,锚杆锚索支护,稳定性
我国在一个相当长的时间内将以煤炭为主要能源, 煤炭工业在国民经济中占据重要地位。而煤矿开采过程中大多数采用井下开采, 因此, 在完成采煤工作前必须在井下开掘足够的巷道, 巷道的开采工作应满足提高巷道掘进速度, 减少煤矸石的排出, 同时减轻煤矿企业对地面的环境污染的要求, 因此, 在我国大中型国有煤矿中80% 以上新掘巷道都布置在煤层中。同时又由于煤巷围岩强度远小于岩巷, 巷道围岩稳定性及支护难度难以解决。另外, 我国煤炭储量埋深大都位于600m以下, 煤矿开采又以每年大约10m的速度向深部发展, 随着矿井的不断开采和新矿井的开发, 开采深度增大, 地应力也随之增大, 巷道的稳定性工作愈加重要。
论文针对以上现象, 旨在研究影响巷道围岩稳定性的因素, 分析得出巷道宽度、巷道高度以及顶煤厚度, 研究还发现对于沿煤层掘进的巷道, 锚杆锚索承载空间大, 可以承受回采造成的高应力集中。高预应力强力锚杆、锚索支护有效地控制了围岩变形, 围岩控制效果较好。
1 巷道围岩应力分布特征
论文以某矿运输巷为例进行研究, 分析了工作面回采期间运输巷所承受的高应力区的分布特征。工作面回采后, 垂直应力降低区及水平应力波动区均出现在采空区沿工作面推进相反方向与垂直巷道轴线方向, 在工作面前方与侧向也出现应力降低区。超前支承压力达到峰值在工作面推进方向12m左右, 侧向支承压力达到峰值在巷道实体煤15m处。水平应力出现峰值在工作面前方12 m处, 为21MPa, 水平应力达到最大是在侧向实体煤15 m处, 支承压力与水平应力达到峰值后, 均呈现指数曲线降低, 50m处以外均为原岩应力区。
由以上分析知: 试验选取的该矿运输巷在回采过程中承受着不同程度的高应力区的考验, 该巷在支护上必须达到一定支护标准, 工作面才能实现安全顺利回采。
煤矿在开采过程中, 高应力区留顶煤回采巷道顶煤强度低, 且由于巷道的跨度大, 巷道挖掘以后, 顶煤极易出现离层、冒落, 进而影响到巷道整体性的稳定, 通过分析不同巷道的宽度、高度及顶煤厚度等因素对围岩稳定性的影响, 确定巷道断面参数及留顶煤的厚度十分重要。
2 留顶煤巷道稳定影响因素分析
2. 1 巷道宽度对顶煤稳定性的影响
为了研究巷道宽度对顶煤稳定性的影响, 巷道固定高度3. 5m, 依次建立了巷道宽度为3. 5m、4m、4. 5m、5m、5. 5m、6m、6. 5m的7 个计算模型。当巷道宽度依照原来设置的0. 5m逐渐递增时, 顶板下沉量增加度由小变大, 巷道宽度在5m以下时, 顶板下沉量增加度较为平缓, 超过5m以后, 增加度明显加大, 受巷道宽度影响较为强烈; 而两帮移近量大致呈线性变化, 增加度为3mm ~ 6mm, 受巷道影响不大; 底鼓量受巷道宽度影响也较小, 巷道宽度由3. 5m增到6. 5m而底鼓总量增加为20mm。由以上分析可知, 留顶煤巷道宽度存在分界值5m, 在未达到分界值以前, 顶板下沉量变化随巷道宽度增加变化不大, 一旦超过分界值, 巷道宽度对顶板下沉量影响剧烈。
2. 2 巷道高度顶煤稳定性的影响
与前述相似, 为了研究巷道高度对顶煤稳定性的影响, 首先依次建立了巷道高度为2. 5m、3m、3. 5m、4m、4. 5m、5m、5. 5m的7 个计算模型, 巷道固定宽度为5m, 巷道高度对顶底板下沉量及两帮相对移近量影响较大, 基本呈现线性增长, 巷道高度由2. 5m增到5. 5m时, 顶板下沉量及两帮移近量分别增大了2 倍和2. 5倍。而底鼓也有增长趋势但相对较慢, 对其基本没有影响。
为进一步详细地研究, 本论文仅选取了巷道高度为2. 5m、4m、5. 5m研究围岩塑性区分布特征, 同时研究了巷道高度对顶板破坏程度的影响。
试验过程中做如下定义: 拉高比为两帮拉破坏高度与巷道高度的比。巷道除在帮角出现剪破坏以外, 其余均出现拉破坏, 且这一规律不随巷道高度的变化而改变; 两帮拉破坏高度、拉破坏深度及拉破坏面积受巷道高度影响较大, 且随着巷道高度的增加, 两帮拉破坏高度、拉破坏深度均呈线性增大; 增大巷道高度巷道两帮的破坏方式发生了改变, 以巷道高度3m为界, 小于3m时, 两帮破坏以剪破坏或拉剪破坏为主, 大于3m时, 两帮破坏以拉破坏为主。
2. 3 顶煤厚度对顶煤稳定性的影响
模拟实验中, 分别取顶煤厚度为1m、2m、3m、4m、5m、6m, 巷道断面为5 m × 3. 5m ( 宽 × 高) , 埋深400m, 实验测试了巷道变形与顶煤厚度之间的关系及其围岩塑性区分布与顶煤厚度之间的关系: 随着顶煤厚度增加, 底鼓量及两帮移近量有所增加, 但增加量不明显, 说明顶煤厚度对底鼓量及两帮移近量影响较小; 而顶板下沉量随顶煤厚度呈线性增长, 且在3m以内增长速率较快。
3 锚杆支护参数
3. 1 锚杆预应力
预应力是锚杆支护的主要参数, 过高过低都影响锚杆的主动支护作用, 鉴于此, 锚杆预应力选择时应使锚固区不出现离层及拉应力区。支护设计的关键是根据巷道条件合理确定预应力, 使预应力能实现有效扩散。单根锚杆的预应力支护范围是有限的, 因此必须通过托板、金属网和钢带等构件将锚杆预应力扩散到离锚杆更远的围岩中。特别是对于巷道表面, 即使施加很小的支护力, 也会明显抑制围岩的变形与破坏, 保持顶板的完整。
3. 2 锚杆密度
在预应力一定的情况下, 单根锚杆的压应力在其尾部最大, 锚固起始处次之, 自由段中部较小, 而锚杆端部则处于近零应力状态。锚杆间距过大, 单根锚杆形成彼此独立的锥形压应力区, 很难形成整体形式的支护结构。反之, 则可形成相互叠加的整体支护结构。当锚杆密度增加到一定程度时, 对有效压应力区扩大及预应力的扩散作用不再显著。
3. 3 锚杆长度
随着锚杆长度增加, 有效压应力范围增加, 锚杆的作用范围增大, 锚杆中上部分及锚杆间中部围岩压应力均减小; 预应力固定不变的条件下, 预应力作用随锚杆增长而减弱, 主动支护性能也越差。因而, 锚杆越长, 施加的预应力应越大。反之, 提高预应力, 可适当减小锚杆长度。
4 井下工程试验
通过以上实验研究, 分析了巷道宽度、高度、顶煤厚度等因素对顶板稳定性的影响, 理论分析得出运输巷数据: 巷道断面为矩形, 巷道宽5m, 高3. 5m, 留顶煤2. 6m比较合理, 确定巷道两帮采用高预应力强力锚杆支护系统, 顶板采用全锚索强力支护控制巷道变形。
通过以上布置与检测, 在试验过程中, 对巷道的稳定性进行了矿压监测, 监测结果如下:
( 1) 巷道表面位移监测, 巷道掘进后, 表面位移监测曲线上升较快, 10d以后基本趋于稳定, 两帮移近速度约为5. 0mm/d, 顶底板移近速度约为3. 5mm/d, 随着掘进工作面的远离, 围岩变形速度逐渐减小, 变形趋近稳定, 掘进时的影响期将近为45d。巷道趋于稳定状态后, 两帮移近量接近85mm, 顶底板移近量为57mm, 围岩变形速度在0. 15mm/d以下, 围岩控制取得了较好效果。
( 2) 锚杆轴力呈现随时间增长的趋势, 变化过程出现3 个阶段, 第1 阶段是快速增长期。增长时间为巷道掘进后10d左右, 主要原因是巷道开挖出现卸荷, 致使围岩碎胀扩容变形发展较快, 锚杆给予的初始预应力, 使围岩地张开变形受到限制, 锚杆轴力一定时间内增大较快。第2 阶段是波动变化期。变化时间为巷道掘进后30d左右, 波动的主要原因是岩体与锚杆内部应力进行调整, 呈现了压缩、回弹的过程。第3 阶段是平稳变化期。锚杆轴力变为稳定期是在开挖50d以后, 强力锚杆的破断载荷在150KN以上, 因此锚杆承载空间较大, 能够承受回采期间造成的应力集中, 巷道的安全系数较高。
( 3) 高预应力强力锚杆、锚索支护有效地控制了围岩变形, 围岩控制效果好, 保证了生产顺利进行。
5 结论
巷道宽度存在分界值, 小于5m时, 顶板下沉量小, 围岩容易维护, 大于5m时顶板下沉量增大, 增长速度随着巷道宽度的增加愈加明显, 顶底板破坏程度剧烈。两帮和顶板受巷道高度的影响较为显著, 且变化量基本随巷道高度的增加呈线性增长, 巷道高度3m为界, 巷道高度小于3m时, 两帮破坏主要以剪破坏或拉剪破坏为主, 巷道高度大于3m时, 两帮破坏主要以拉破坏为主。顶板受顶煤厚度的影响较为显著, 顶板下沉量随顶煤厚度呈线性增长, 且在3m以内增长速率较快。在巷道宽5m, 高3. 5m、留顶煤厚度2. 6m左右时, 该矿运输巷顶底板移近量为57mm, 两帮移近量为85mm, 锚杆锚索承载空间较大, 巷道能够抵抗回采时的应力集中, 因此高应力区留顶煤巷道围岩控制效果显著。
参考文献
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[2]柏建彪, 侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报, 2006, 3 (2) :145-147.
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高应力破碎区 篇6
1以往开切眼巷道变形特征及原因分析
1. 1切眼巷道变形特征
鹤煤四矿2603工作面埋深450 m, 四周均为采空区, 是典型的孤岛煤柱工作面, 煤层平均厚7. 9 m, 采用综采放顶煤工艺。工作面开切眼设计为梯形, 采用11#工字钢对棚支护, 掘切眼净高2. 5 m, 上净宽3. 3 m, 下净宽4. 6 m, 下扎角75°, 采用顶梁铰接进行扩掘, 扩切眼后净高2. 5 m, 上净宽6. 6 m, 下净宽8. 1 m, 下扎角75°。扩切眼后两帮安设长2. 1 m、ф22 mm的金属锚杆, 巷道掘进断面21. 02 m2, 净断面18. 98 m2 ( 图1) 。
通过对开切眼巷道观测, 总结了其变形特征:
( 1) 支架变形量增加。出现支架顶梁弯曲、歪扭、脱口, 柱腿弯曲、柱根外鼓等现象, 局部甚至出现梁、柱折断情况, 安装期间反复对变形支架进行更换修复, 支架变形程度已严重影响安装进度及支护安全[5,6,7,8]。
( 2) 巷道断面变形量增加。巷道多处出现顶帮坠网兜、背木折断、底鼓量增加等现象, 巷道宽度减小, 高度降低, 净断面收缩, 两帮移近量最大达800 mm, 顶底板移近量最大达400 mm, 巷道断面最大收缩率达30% , 不能满足安装支架断面要求, 安装期间需反复落底扩修。
1. 2原因分析
通过对2603工作面开切眼掘进及安装期间的观测, 对地质条件、支护方式、围岩应力进行了综合分析, 认为影响开切眼支护稳定性的主要因素有以下方面。
( 1) 应力影响。开采深度大, 原岩应力高; 四周为采空区, 处于应力增高区。双重应力的影响造成巷道围岩破坏严重、变形量大[9,10,11]。
( 2) 围岩性质影响。2603工作面采用放顶煤开采工艺, 切眼沿煤层底板布置, 顶板和两帮均为松软破碎的煤体, 强度相对较低, 底板为泥岩, 遇水易软化膨胀, 巷道围岩裂隙发育。岩性软弱是造成大变形破坏的因素之一[12,13,14,15]。
( 3) 支护强度影响。采用11#工字钢支护, 材料规格小, 抗压强度低; 掘进断面与扩掘断面顶梁采用铰接连接, 连接强度小, 顶梁整体性差, 抗压抗扭强度低。
鹤煤公司主要采用放顶煤工艺, 煤体软弱破碎, 锚 ( 索) 网支护效果极差, 工字钢支架又存在支护强度低、稳定性差、适用断面小等问题, U型钢支架由于具有支护强度大、适应性广、安全系数高、经济节约等特点。因此, 鹤煤公司制订了2套U型钢支护方案, 分别在鹤煤四矿3108工作面 ( 方案1) 和鹤煤九矿3102煤柱工作面 ( 方案2) 进行了试验, 取得了较为良好的支护效果。
2 U型钢支架支护设计
2. 1 3108工作面开切眼 ( 方案1)
鹤煤四矿3108工作面主采山西组二1煤层, 切眼长180 m, 煤层倾角7° ~ 16°, 平均煤厚6 m, 埋藏深度570 ~ 690 m, 四周均为未开采煤体。采用倾向长壁综采放顶煤采煤法, 采用ZF5600 /18 /32型支撑掩护式放顶煤支架、MG250 /600-QWD型采煤机和SGZ-764 /200* 2型刮板机, 割煤高度2. 8 m, 采放煤比1∶ 1. 14。
掘切眼采用4节带扎角平顶拱形断面U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 断面宽 × 高= 4. 7 m × 2. 8 m, 2节顶梁长度2 655 mm, 柱长3 129 mm, 下扎角75°, 梁柱搭接长度500 mm, 每个搭接处采用2副双槽夹板式卡缆固定, 规格长 × 宽 × 厚= 300 mm × 100 mm × 20 mm, 卡缆间距200 mm, 卡缆螺母扭矩不小于300 N·m。在采空区侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 锚杆规格 ф20 mm × 2 000 mm, 锚杆间排距为500 mm × 600 mm, 自下而上与水平线的夹角依次为- 15°、5°、15°、25°、35°、55°, 用K2850树脂药卷进行全长锚固。扩掘时, 采用2节带扎角平顶拱形断面U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 顶梁长4 055 mm, 柱长3 129 mm, 扩掘后宽 × 高= 8. 0 m × 2. 8 m, 扩掘后在回采侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 其他与掘进时相同 ( 图2) 。
2. 2 3102煤柱工作面开切眼 ( 方案2)
鹤煤九矿3102煤柱工作面主采山西组二1煤层, 切眼长175 m, 煤层倾角9° ~ 17°, 平均煤厚7. 9 m, 埋藏深度540 ~ 650 m, 四周均为采空区。采用走向长壁综采放顶煤采煤法, 采用ZF5600 /18 /32型支撑掩护式放顶煤支架、MG250 /600-QWD型采煤机和SGZ-764 /200* 2型刮板机, 割煤高度2. 8 m, 采放比为1∶ 1. 82。
掘切眼采用一端弯曲U型钢顶梁配合U型钢支柱进行支护, 采空区侧采用拱形断面, 回采侧采用梯形断面, 断面宽 × 高= 5 120 mm × 3 010 mm, 顶梁长度3 301 mm, 拱形侧柱长3 301 mm, 梯形侧柱长3 548 mm, 下扎角75°。掘进时靠煤壁一侧采用直梁, 在距梁头0. 5 m处加焊U型挡头, 支柱采用U型钢, 柱头焊接150 mm长横向U型钢卡槽。扩掘时采用直梁, 梁长3 070 mm, 支柱高3 548 mm, 下扎角75°, 两梁搭接耦合长度0. 5 m, 采用2副U型卡固定, U型卡间距0. 2 m, 扭矩为250 ~ 300 N·m, 在两梁连接处加U型钢可伸缩点柱加固。打锚杆加固巷帮方法同方案1。扩掘后宽 × 高= 8 140 mm × 3 010 mm, 在回采侧一帮打6排玻璃钢锚杆进行加固, 其他与掘进时相同 ( 图3) 。
3试验效果分析
2个工作面切眼掘进完毕后, 在内切眼和外切眼2个安全口及中部各设置了4个监测点, 对巷道顶板和两帮移近量和变形速度进行了观测, 连续观测了20 d, 观测数据见表1、表2。
对监测数据分析可以看出, 3108工作面由于四周为煤体, 巷道压力较小, 变形量和变形速度相对较小。3102煤柱工作面由于四周均已回采, 属于孤岛煤柱工作面, 巷道变形量和变形速度相对较大。2个工作面切眼变形主要以底板鼓起和柱腿外蹬为主, 局部U型钢支架轻微变形, 但不影响巷道整体面貌, 支护效果明显改善。
4结语
鹤壁矿区已开采了近60年, 采深不断增加, 在地压和采动压力双重影响下, 巷道失修率一直居高不下, 已成为制约安全生产的主要问题。近年来, 鹤煤公司在巷道支护技术研究方面做了大量的试验研究, 取得了一定的效果和经验, 但放顶煤工作面开切眼巷道因服务时间短、巷道断面大, 而且围岩顶板和两帮均为煤体, 其自承能力很差, 无法采用锚网索等支护方式, 因此, 需要加强架棚支护。通过在四矿3108、九矿3102煤柱2个工作面的试验可以看出, 虽然U型钢支架加工工艺及掘进施工相对复杂, 但基本达到支护要求, 而且U型钢支架具有良好的可塑性, 可以根据实际需要加工成任意形状, 在煤体松软破碎的巷道适应性较好。
摘要：随着大型综采设备的广泛应用, 开切眼断面不断增加, 在地压和采动压力的影响下, 开切眼巷道支护日益困难, 尤其是放顶煤工作面。通过分析工字钢支护的变形原因及变形特征, 对2种断面形状的U型钢支架进行了试验研究, 确定了合理的支护参数, 通过现场实测, 巷道变形量和变形速度明显降低, 支护强度和稳定性明显提高。