浅埋深综采（共6篇）
浅埋深综采 篇1
0 引言
我国浅埋煤层开采有近30 a的历史, 取得了诸如短砌体梁模型、承压砌块模型、单一关键层理论等大量的研究成果[1,2,3,4], 对于浅埋煤层开采具有重要指导意义。但针对浅埋煤层的定义, 目前尚无统一的认识[5,6], 对浅埋煤层开采的矿压理论也没有形成共识。因此, 需要在浅埋深综采覆岩结构破坏、支架与围岩关系等方面做更加深入的研究工作。
3DEC数值软件是一种离散元软件, 能够很好地模拟反映出煤层开采后的覆岩破坏状态, 而FLAC3D模拟软件是有限元软件, 对于应力和位移的变化反映较为直观、准确。本文分别针对两种数值模拟软件的特点, 基于在鄂尔多斯地区浅埋煤层工作面长期的现场工作, 并针对该地区的地质条件和开采条件, 以典型矿井凯达煤矿为例进行数值模拟研究。
1 浅埋煤层开采覆岩破坏状态的数值模拟分析
利用3DEC数值软件模拟浅埋煤层开采覆岩运移破坏规律, 凯达煤矿3603 上工作面综合钻孔柱状图如图1 所示。
1.1 模型的建立
根据钻孔柱状图建立立体模型, 其尺寸为300 m×150 m×38 m, 即走向推进长度300 m使覆岩达到充分破坏状态, 工作面长度取150 m一次开挖, 模型高度按照钻孔柱状取38 m。本模拟煤层厚度为3.5 m, 埋深为28 m。固定模型左右侧的水平位移, 底端固定水平位移和法向位移。所建立的模型如图2 所示, 模拟采用的煤岩物理力学参数如表1、2 所示。
1.2 模拟结果分析
考虑到边界效应, 从模型左侧60 m处煤层开挖, 每次开挖工作面长度150 m, 开挖循环为5 m, 每次循环运算时步为10 000 时步, 共开挖走向长度为150 m。开挖60 m时的覆岩垮落状态如图3所示。
由模拟图可知, 覆岩发生整体切落式破坏, 破断直至地表, 该切落式破坏周期性产生, 步距为15 m, 采空区处切落岩层达到稳定状态, 工作面处切落正在发生, 据此可将采动覆岩划分为切落压实区和切落区两部分, 如图3 所示。
根据鄂尔多斯地区的浅埋矿井的开采实践, 伊泰凯达煤矿、大地精煤矿及神东石圪台煤矿等均发生过严重的切顶压架事故, 地表产生显著的台阶下沉, 由此表明模拟结论正确, 符合浅埋深煤层开采的实际情况。
浅埋煤层开采, 覆岩切落位置一般位于工作面后方采空区, 但当支架支护阻力低或初撑力大面积不足时, 顶板容易沿煤壁切落, 从而引发压架事故。因此, 要求浅埋煤层工作面支架的初撑力必须达到规定要求。
2 浅埋煤层开采覆岩应力分布的数值模拟分析
为了进一步认识覆岩切落结构对支架受力的影响, 利用FLAC3D数值软件来模拟浅埋煤层开采覆岩应力分布规律。
本模拟所建立的模型为平面模型, 尺寸为300 m×1 m×38 m。为便于计算, 工作面宽度取1 m一次开挖, 模拟所采用的物理力学参数与上述3DEC模拟相同。同样, 从模型左侧60 m处开挖, 循环开挖5 m, 每次运算10 000 时步, 共采出150 m, 模拟结果如图4 所示。
模拟过程中, 当工作面推进75 m时, 对应地表位移、应力均开始变化, 此后每开挖10 m, 工作面顶板和对应地表位移和应力周期性改变。由图4 可知, 覆岩破坏具有明显的周期性。覆岩应力、位移变化特征具体表现在: (1) 上覆岩层是在拉、压和剪切应力综合作用下发生屈服破坏的, 且以拉、剪切破坏为主; (2) 在地质、开采条件相近的情况下, 切落破坏是等距的。由位移等值线图4 (a) 可知, 工作面每推进10 m即发生一次破坏, 破坏形态和宽度相同, 切落覆岩所有点位移均相同; (3) 工作面前方上隅角煤壁及顶板属于拉应力集中区, 易发生拉伸破坏而煤壁片帮、超前冒落等;工作面后方属于压应力集中区, 工作面支架尾梁可能承受较大载荷。因此, 应注重煤壁和顶板管理工作。
3 浅埋煤层开采支架压力与顶板下沉量关系
支架与围岩相互作用关系主要体现在指支架压力和顶板下沉量的关系, 只有在底板软弱、煤帮不稳定的情况下, 支架与底板和煤壁关系的重要性才突出[7]。采用建立的数值模型, 模拟分析浅埋深工作面支架与围岩关系, 即支架与顶板关系。由于切落从顶板至地表具有整体性, 支架与顶板的关系也是支架与切落岩体之间的关系。
模拟过程是沿工作面推进方向, 对整个工作面的顶板施加变化的压力, 变化幅值为0.2 MPa。从0 递增至1.2 MPa, 记录工作面采动前后阻力施加处顶板不同位置的位移变化量, 并作支架载荷与相应最大位移量的关系曲线, 如图5 所示。
由图5 可知, 施加支护载荷可显著改变顶板的下沉状况。支架阻力越大, 顶板下沉量越小。以往大量的实验和现场实测均证明:一般埋深条件下, 支架载荷与顶板下沉量关系为双曲线关系或类双曲线关系[8,9]。而通过数值模拟发现, 浅埋综采支架与围岩关系和一般埋深条件下有所不同。
顶板下沉量与支架阻力拟合曲线方程 (回归方程) 及相关系数为:
由拟合方程可知, 浅埋煤层综采工作面顶板最大下沉量与支架阻力呈负相关, 且更接近于直线关系。由此, 提高支架支护阻力对于预防顶板离层和切顶压架具有重要作用。
4 结论
基于两种数值模拟方法研究浅埋深综采覆岩移动破坏规律, 得到如下结论: (1) 浅埋综采覆岩发生整体切落式破坏, 地表具有台阶下沉, 可划分为切落压实区和切落区两部分;为防止浅埋煤层切顶压架事故, 开采实践中要求支架的初撑力必须达到规定要求。 (2) 浅埋覆岩破断以拉剪为主, 地质、开采条件相似时具有等距离切落特点, 端面及煤壁处于拉应力集中区, 支架处于压应力集中区, 为来压预报及煤壁片帮防治等提供依据。 (3) 与一般埋深条件下支架与围岩的双曲线或类双曲线关系不同, 浅埋煤层综采支架阻力与顶板最大下沉量呈负直线关系, 由此, 提高支架支护阻力对于预防顶板离层和切顶压架具有重要作用。
摘要：为了充分认识浅埋深综采覆岩破坏状态以及相应的支架与围岩关系, 分别运用有限元软件FLAC3D和离散元软件3DEC, 模拟得出了浅埋煤层综采覆岩破坏状态和支架压力与顶板下沉量关系曲线, 结果表明, 浅埋煤层综采具有切落式破坏的特点, 并且支架压力与顶板最大下沉量之间近似呈负直线关系。研究结果符合现场实际情况, 可为指导生产实践服务。
关键词：浅埋深综采,覆岩破坏状态,支架与围岩关系,数值模拟
参考文献
[1]黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000.
[2]李凤仪.浅埋煤层长壁开采矿压特点及其安全开采界限研究[D].辽宁工程技术大学, 2007.
[3]侯忠杰.浅埋煤层关键层研究[J].煤炭学报, 1999, 24 (4) :359-363.
[4]任艳芳, 刘江, 齐庆新.薄基岩浅埋深长壁工作面覆岩结构运动特征[J].煤矿开采, 2011, 16 (3) :35-37.
[5]黄庆享.浅埋煤层的矿压特征与浅埋煤层定义[J].岩石力学与工程学报, 2002, 21 (8) :1174-1177.
[6]任艳芳, 齐庆新.浅埋煤层长壁开采围岩应力场特征研究[J].煤炭学报, 2011, 36 (10) :1612-1618.
[7]金智新, 于海湧.特厚煤层综采放顶煤开采理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.
[8]刘长友, 钱鸣高, 曹胜根.采场直接顶对支架与围岩关系的影响机制[J].煤炭学报, 1997, 22 (5) :471-476.
[9]史元伟.液压支架与围岩力学相互作用及支架选型研究[J].煤炭科学技术, 1999, 27 (5) :26-31.
浅埋深综采 篇2
我国西北地区贮存着丰富的优质煤炭资源,该地区多是典型的浅埋深、薄基岩、厚松散层的浅埋煤层,可采煤层多、煤层厚、煤质优良。主要有神府东胜大煤田、陕北榆神煤田、宁夏的灵武煤田、新疆的吐哈煤田等,对于此类煤层可以通过以下指标进行判定:埋深不超过150m,基岩与载荷层厚度之比小于1,顶板体现单一主关键层结构特征,来压具有明显动载现象。20世纪80年代初,在浩瀚的毛乌素沙漠下发现了大量的浅埋深煤层煤炭资源,仅神府东胜煤田储量达2000多亿t,是我国现己探明较为典型的浅埋深煤层矿区之一。
现有研究针对该区域煤炭开采对地表植被影响产生了两种不同的认识:第一,认为煤炭资源开发对生态环境造成了严重破坏[1],水土流失加剧[2],地下水地表水环境改变、地面变形、地裂缝和地表塌陷、边坡滑坡塌陷等环境地质问题[3,4],进而导致植被破坏量增加[5,6];第二,矿产资源开发使得矿区的生态环境不断改善[7],土地沙漠化在逆转[8],各地的植被覆盖率都得以提高,整个生态环境向良性方向发展。基于上述观点的争论,笔者的研究以神府东胜矿区煤炭资源开采对地表植被的影响为出发点,结合浅埋深煤层煤矿的特征及研究区自然概况的特殊性,综合分析煤矿开采对植被的影响,主要调查采煤矿区植被类型、覆盖度等特征,分析其影响因素,以期对浅埋深煤层煤炭资源开发对地表植被的影响做出科学准确的评价。
2 研究区概况
研究矿区处于陕北黄土高原与毛乌素沙漠南缘地区,西部及中部处在以波状起伏、风蚀为主的毛乌素沙漠边缘,东部为黄土丘陵,由风沙区及黄土丘陵区二大地貌组成,矿区地处我国西部内陆,属典型的中温带半干旱大陆性气候。2000~2010年神东矿区年产煤量、降水量、平均温度详见表1,总体来说,该区域地表植被稀少,水土流失和沙漠化十分严重,生态环境较为脆弱。
3 研究方法
文献调研法:研究数据主要来源于CNKI中国学术期刊网,检索时间设定为2015年10月20日,以“神东”、“植被”、“覆盖度”、“演变”等为主要检索主题;筛选和剔除重复、不切题的文献,最终得到有效中文文献样本为68篇。
实地样方调研法:项目区植被调查于2012、2014和2015年分3次进行。植被实地调查主要采用样方法,首先根据遥感影像大致判别出项目区植被类型种类,在每一植被类型中选择有代表性的地段设置样方,详细记录样方中的植物种类、株数、盖度、高度、建群种等信息,并记录生境特征。两次调查共设置了5个样方,其中2m×2m的塌陷样方4个,在相同地貌条件下选择1个未塌陷区作为对照。
4 研究内容
4.1 开采塌陷对地表植被的影响研究
研究样地选取非塌陷样方与塌陷样方,定期调查两类样方的植被覆盖情况,结果显示非塌陷样方的植被量明显大于塌陷区,且随着时间的推移,开矿时间越早的矿区植被恢复越好,植被覆盖度越高,反之则植被覆盖度低。此结果与其他研究者的成果比较一致。谢少少[9]以植被净初级生产力(NPP值)为表征对象,使用处理软件MRT(Modis Reprojection Tool)对神东矿区、10km缓冲区、矿区对比区域等3个区域的NPP值,得出对比区年NPP>缓冲区年NPP>神东矿区年NPP,说明矿区植被在一定程度上受到了煤矿开采的负面影响。叶瑶[10]通过对神府东胜-补连塔矿采煤塌陷区植物群落物种组成,与对照区相比,塌陷区植物种类显著减少,降低了31.03%~44.83%,植株密度显著下降;相关研究均指出塌陷区的土壤含水量、土壤容重都小于非塌陷区[11],进而影响开采区植被的覆盖度。
煤矿开采地表沉陷对植被景观的影响主要表现在以下几个方面。(1)植被根部被拉扯拉断,直接导致植被枯萎死亡[12]。(2)地下水位下降,进而使得植物缺水,而影响生长[13]地下水位的下降,会使地表水的水流量减小[14]。(2)沉陷裂缝增加了土壤水分蒸发,影响植物生长,尤其是在干旱年份里,其影响尤其突出。(4)水土流失严重引发土壤沙化,进一步影响植被生长。浅埋深煤层开采后引发地表塌陷,会使地表水沿着裂缝下渗,由此引发的后果是出现更多的土沙移动,加剧水土壤沙化和水土流失,地表植被的生长受到严重影响。
4.2 采煤塌陷区植被覆盖度变化特征
开采沉陷破坏植被的生长环境,大规模地对矿产资源的开采,将对植被覆盖度产生一定影响,就现有的研究来看,地表塌陷会对植被覆盖产生短期的影响,尽管每年的开采量在逐渐增加,但植被覆盖度近10年内总体呈现出改良趋势。吴立新等[15]利用SPOT-VGT-NDVI遥感数据,采用沙化土地分级变化检测与一元线性回归方法,对神东矿区1999~2008年植被覆盖和土地沙化的动态变化进行了分析,揭示了10年来神东矿区的植被覆盖和土地沙化变化趋势;信忠保等[16]研究黄土高原1981~2006年植被覆盖度的时空变化时,发现黄土高原地区植被覆盖整体呈现增加趋势,并存在明显的空间差异。谢少少[17]收集遥感数据利用生理生态过程模型(BLOME-BGC模型)估算2000~2010年的年植被净初级生产力NPP,结果表明随着神东矿区煤炭开采量的总体增长,矿区植被并未持续受到负面影响,反而在某些年份有所改善。
从总体趋势来看,植被覆盖率明显提高,沙漠化程度有所减轻,研究区的植被覆盖率都得以提高,整个生态环境向良性方向发展。
4.3 采煤塌陷区植被群落多样性特征
项目组对神府东胜-大柳塔矿采煤塌陷区植物群落物种组成进行实地调查,塌陷样地有7科14属16种,优势物种为沙蒿、狗尾草、沙米、沙打旺等;而对照区有11科27属29种,以豆科、禾本科、菊科、藜科植物为主,优势物种为假苇拂子茅、碱蓬、紫翅猪毛菜等等。从植物生活型来看,塌陷区以一二年生草本植物为主,其次为多年生草本、半灌木和灌木植物,而对照区则以多年生草本植物为主。表明采煤塌陷对多年生草本、灌木以及乔木的影响最大。项目组以神木县大保当煤矿为例,在查明自然植被种类、类型和分布的基础上,煤矿开采后矿区景观破碎度上升,景观异质性降低,植被类型发生变化,优势种以叉子圆柏、北沙柳、斜茎黄耆的灌木丛向以黑沙蒿的灌草丛转化。这与其他学者的研究成果基本一致。石占飞等[18]研究神木矿区煤炭开采后,在自行恢复过程中物种数量短时间内较难达到很高的水平,植被群落以草本为主,野生灌木呈零星状分布,天然乔木已基本消失,人工种植的侧柏、小叶杨等树种长势较差,白草、硬质早熟禾、阿尔泰狗娃花等草本植物重要值较大,为矿区植被群落中的优势物种[19]。
优势种的调查结果显示,优势植被类型由多年生草本植物转变为一二年生草本植物,不同塌陷年限样地内的优势种无明显变化,但与对照区相比有明显差异,并且采煤塌陷后地表植物物种种类数量发生明显变化。
5 结果与讨论
5.1 降雨量对植被生长的影响
在干旱、半干旱区,尤其是受采煤塌陷的影响区域,降雨量是决定矿区植被生长的关键因素,降雨对植被的生长状况和空间分布具有决定性作用。基于时间序列分析1990年、2000年和2010年某浅埋深煤层矿区3个年份平均植被覆盖度与年均温度与年均降雨量的关系,如图1所示,平均植被覆盖度与年均降雨量的相关性显著,图中两者数值变化趋势和走势大体一致,证实了降雨量大小对植被覆盖度起到决定性作用的观点。吴立新[15]指出1998~2001年的历史罕见干旱情况,加之逐年增加的煤炭采空面积,致使这一期间神东矿区植被覆盖度下降明显,但2001年以后,如图2所示,在2001~2010年中,神东矿区年降水量逐渐增大,相对应的土地覆盖植被有了明显的恢复,再次证实降雨量是矿区植被生长情况没有持续恶化的主要因素之一。
5.2 植物群落的多样性
采煤塌陷区与对照区的植被物种组成、物种分布差别较大,与对照区相比,塌陷区植物种类数量明显减少,植株密度显著下降;典型物种和优势种均发生明显改变,地表植被以北沙柳、斜茎黄耆为优势种的灌木丛向以黑沙蒿为优势种的草本植被转化。叶瑶等调研结果表明,物种分布与采煤塌陷有显著相关性,进一步说明采煤塌陷对植物群落种类组成有较大影响,会直接导致物种数和植株密度显著降低,影响了植物群落的多样性[10]。
而上述结果与植被覆盖度的好转并不矛盾,其根本原因在于草本植被的根系基本分布于土层1 m以内,其生长主要靠大气降水,随着2001~2010年神东矿区年降雨量的趋势,草本植被呈现出较好的长势。与此同时,杨树等深根性乔木树种根深可达10m以上,主要利用地下潜水,地下水水位的高低决定了其生存与否。而在研究区内煤矿开采的扰动以及违背客观规律的矿井疏排水,采矿后发生冒落和塌陷,破坏了地下水的径流平衡,改变了地表水径流和汇水条件,使得地下水位大幅度下降,直接限制了乔木的生长,进而形成其植物群落中以一年生草本植物占优势的情况。
该地区乔木、多年生灌木对浅层地下水具有较强的依赖性,只有草本植被主要依靠大气降雨量。煤矿开采会引起地下水位下降,甚至疏干,继而造成地表植被优势植被的转变。
5.3 研究区生态系统稳定性
研究区属于地处陕北毛乌素沙漠前缘草滩地,地表植被稀少,水土流失和沙漠化十分严重,生态环境原本就较为脆弱。受煤炭开采影响,优势植被转变为一二年生的草本植被,对矿区生态环境保护作用有限。与裸地相比,生长1年的植被对土壤沙化有一定的减缓作用,但不同植被对土壤沙化的减缓效应顺序为乔木>灌木>草本;草本植被根系欠发达,扎根较浅,对外界不良干扰因素的抵抗力弱,在不良环境因素的影响下,草本植物死亡率高。一旦气候恶化,尤其是在干旱年份里,将直接影响矿区自然生态系统的良性发展,总体来说,开采导致矿区生态系统稳定性减弱。
6 结语
浅埋深综采 篇3
1 工程概况
隧道位于山东省沂源境内,该隧道长760 m,隧道双向4车道,分离式单向行车双线隧道。隧道主要穿越地层为砂岩以及页岩,属于软岩范畴。文章选取某一典型断面,采用数值模拟计算,对该浅埋软岩隧道的初期支护效应进行分析研究。在数值模拟分析中,对围岩及初期支护体系的材料进行了如下假定:1)用梁单元模拟初期支护的钢拱架与喷射混凝土;2)围岩各向同性体,弹塑性本构关系;3)锚杆采用杆单元来进行模拟;4)在进行模拟计算中,初始地应力计算只考虑岩体本身的自重应力,不考虑构造应力对地应力的影响。
2 模型建立
根据相关的理论,对于隧道施工开挖后周边围岩的应变和应力,在计算中只考虑距洞室中心3倍～5倍的开挖跨度范围,对于超出这一范围我们可认为对围岩的应力和应变无影响。因此,在建立实际开挖隧道平面模型时,为避免尺寸效应带来的误差,计算模型尺寸具体如下:宽为120 m,隧道底面以下取40 m,隧道顶至地表为37 m。模拟计算中模型的具体边界条件:地表为自由边界,左右两侧为:竖向自由,水平方向有位移约束;底部:水平和垂直方向都有位移约束。模型采用2D单元beam3模拟喷射混凝土和钢拱架,采用2D单元PLANE42模拟围岩,2D单元Link1模拟锚杆,模拟计算模型如图1所示,支护结构模型如图2所示。
3 计算参数的选择
根据隧道勘察资料显示,在计算隧道初次支护以及围岩的稳定性时,对围岩和支护材料的力学参数可按表1提供的参数进行取值。
在锚喷支护作用发挥前,主要是工字钢钢拱架来维持围岩的稳定,钢拱架同时能提高初期支护强度,对地下沉有着很好的抑制作用。因此根据相关的计算理论,对钢拱架弹性模量进行折算成C20混凝土的弹性模量,折算后钢拱架相当于混凝土弹性模量E=25.1 GPa。
隧道数值模拟按照原隧道设计参数对未支护、喷射混凝土+锚杆、钢拱架+喷射混凝土、钢拱架+锚杆+喷射混凝土四种支护模式下的支护效应进行计算分析研究。
4计算结果
针对隧道埋深为15 m,20 m,25 m,30 m,40 m这5种情况,对隧道的初期支护为钢拱架+锚喷联合支护下的支护效应进行对比分析。具体分析结果如表2所示。
根据数值计算结果,对隧道拱顶位移、仰拱位移、锚杆最大轴力、钢拱架最大轴力、支护最大弯矩以及支护最大剪力随隧道埋深的变化进行了分析,分别见图3～图8。
从表2和图3～图8可以看出,对于隧道支护中的锚杆轴力以及支护弯矩、支护轴力、支护剪力这几个在设计中最为关心的问题,受隧道的埋深影响很大。拱顶位移、仰拱位移、锚杆轴力、钢拱架轴力、支护最大弯矩以及最大剪力等这些变量与隧道的埋深呈线性关系,随隧道埋深的增加而增大。
5结语
隧道的埋深对其初次支护中的锚杆轴力影响很大,锚杆上的轴力随隧道的埋深线性增加。沿锚杆全长承受拉应力,在隧道的拱顶和隧道的周边,锚杆受力的拉应力基本相等,变化不大。锚杆轴力是距隧道中心距离越远其值越小。设计中可以根据锚杆的具体位置对其长度进行调整。
摘要：以工程实例为背景,采用数值模拟的方法,对浅埋隧道在不同深度下(15 m,20 m,25 m,30 m,40 m)初期支护时的支护效应进行了分析,同时对支护时的不同力学特性作了阐述,为今后类似工程建设积累了经验。
关键词：浅埋隧道,埋深,初期支护,支护效应
参考文献
[1]博弈创作室.APDL参数化有限元分析技术及其应用实例[M].北京:中国水利水电出版社,2004.
[2]李权.ANSYS在土木工程中的应用[M].北京:人民邮电出版社,2005.
[3]JTG D70-2004,公路隧道设计规范[S].
[4]傅鑫彬.浅埋软弱围岩大跨隧道的施工技术研究[D].成都:西南交通大学硕士学位论文,2006.
浅埋深综采 篇4
中煤集团大屯煤电公司龙东煤矿西辅采区7煤层赋存较浅, 接近开采上限, 属浅埋深松散层下采煤, 该矿一直没有停止对该区域回采过程的地表移动变形规律的研究。通过前期研究表明该采区地质条件特殊, 回采过程中, 对地表影响较大, 尤其是分层开采下分层回采对地表影响以及大沙河坝体的影响, 缺乏深入研究。为此, 该矿在西辅采区7144 (下) 工作面回采时, 全面监测地表移动沉陷过程, 分析煤层埋深、煤层厚度、采煤工艺以及地质条件对地表的影响程度, 以对该采区沉陷规律进行综合分析, 为此后在该采区回采提供帮助。
1 工作面概况
龙东井田位于黄淮海冲积平原西北部的丰沛平原, 地势平坦, 全区被厚195 m左右的第四系地层覆盖。7144 (下) 工作面处于该矿西辅采区, 东南为7143工作面采空区, 东北为7121工作面采空区, 西北靠近煤田自然边界风氧化带, 整个工作面处于大沙河及其坝体正下方。该面采用走向长壁布设, 走向长817~870 m, 倾向长81~136 m, 开采深度为-188.5~-229.0 m, 地面标高为+34.96~+36.12 m, 煤层平均倾角为5°, 平均采高2.5 m, 老顶为9.20~11.50 m灰黄色粉砂岩, 裂隙发育, 严重风化;直接顶为7.50~11.50 m上分层冒落再生顶板, 胶结松散;直接底为1.10~4.42 m深灰色粉砂岩。工作面概况及沉降观测点布置如图1所示。
2 地面沉降观测与大坝监测
2.1 监测点、观测线布设
由于7144工作面上分层已经于2006年结束回采并塌陷, 周围是7143及7121工作面采空区塌陷地, 塌陷区已经被水淹没, 只有贯穿此处的大沙河大坝在水面以上, 不再具备布设多条观测线的条件, 因而沿坝体走向 (与工作面走向重合) 布设一条观测线, 由2个起算点“桥东”、“运5” (矿区三等水准联测点) 及6个定期监测点LT1、LT2、LT3、LT4、LT5、LT6组成, 其中LT2、LT3、LT4位于工作面内, 如图1所示。
2.2 沉降观测及结果
监测点布设好后, 于2010年1月底进行了监测前水准联测, 并制定出测量方案, 于2010年5月进行了第一次监测, 此后每月进行一次观测。进入回采期前后, 开始每半个月进行一次, 汛期再加密, 前后历时22个月, 共计35次观测, 全程用三等水准的技术要求进行, 掌握了第一手的数据, 为此后的研究分析提供了基础保障。大坝下沉观测数值如表1所示。
3 沉降观测与大坝监测结果分析
最大下沉测点LT3下沉速度与下沉曲线如图2所示。由图2分析: (1) 下沉15 mm时为下沉期开始时间; (2) 连续5个月下沉值不超过30 mm时, 可以认为地表下沉期结束; (3) 从地表下沉期开始到结束, 整个时间称为地表下沉期延续时间; (4) 在下沉期内, 地表最大下沉速度为67 mm/d;最大下沉值为3 810 mm, 远超过平均采高2.6 m; (5) 结合井下回采顶板来压情况以及前期7144上分层研究成果 (上分层回采时该地点最大下沉量为3 088 mm) , 累计下沉量超过总采高 (5.3 m) 。 (6) 工作面回采时离开切眼的推进距离100 m左右时, 地表开始明显移动变形, 移动下沉为非连续的离散态 (由于该区域处在松散含水层下近风化带, 井巷围岩容易失稳破坏, 工作面采空区顶板易大面积切顶垮落) , 移动超前影响距离为110~130 m。
4 结论
(1) 该区域煤层埋深较浅, 煤体履层较松散易垮落, 地质条件特殊, 受煤层倾角及采动对地下水体的影响等, 特别是靠近风氧化带, 冒落裂隙可能直接沟通风化基岩含水层, 造成含水层疏干, 引起下沉值增大, 使最大塌陷值超过采高, 因而该矿常用的地表塌陷系数0.7~0.9在该区域不适用。
(2) 煤层埋深、松散层厚度和基岩厚度的比值不同, 对地表移动下沉的影响较大。随着煤层埋深变化或松散层厚度与基岩比值的变化, 其下沉系数、影响角正切、边界角也跟着变化, 对地表破坏的影响范围也随之变化, 两方面因素结合, 使地表下沉和变形呈非线形复杂化。因此在该区域进行此次研究, 特别是分层开采, 通过对前后两组数据结合进行分析比对, 发现深陷影响范围有所加大, 这对“三下”采煤、地表治理有很大的必要性。
(3) 依据开采沉陷理论开采方法对覆岩破坏高度有着明显的控制作用;在相同采厚条件下, 分层开采的覆岩破坏高度要小于综放开采;分层开采条件下覆岩破坏高度随各分层间隔开采时间不同而不同, 控制分层间隔时间可控制覆岩破坏发育高度。因此在该区域以分层开采方式回采, 易于控制对地表的破坏程度, 特别是坝体下采煤, 可以使坝体受到的损害最小, 而且分层开采、分次修复, 可最大限度保证汛期安全。
摘要：通过对中煤集团大屯公司龙东煤矿西辅采区7144 (下) 工作面回采过程中对地表塌陷特别是大沙河大坝的沉降观测与监测结果, 结合上分层回采沉降观测结果, 分析煤层埋深、煤层厚度、采煤工艺以及地质条件对地表的影响程度, 为大沙河大坝监测、加固提供依据, 为汛期安全以及“三下”采煤工作面布置、采煤工艺选择提供理论依据。
浅埋深综采 篇5
1 自然发火基础参数测试项目
在B901综放工作面选择有代表性的煤样, 测试其水分、挥发分、灰分、真密度;进行煤的元素分析、煤全硫分析、煤发热量分析;并对煤的自燃倾向性予以测定。
2 自然发火预测预报体系的建立
通过对不同自然发火发展阶段的标志气体浓度、煤温等参数的对比分析, 优选不同火灾发展阶段最灵敏的标志气体及其指标 (如增率、拐点、各标志气体浓度之间的比值等) , 研究其与自然发火程度相关联的规律, 确定分段预测预报火灾态势的主要指标和辅助指标, 建立多指标、火灾发展全过程的预测预报体系。
3 B901工作面采空区自燃“三带”划分
对于采用全部垮落法回采工作面来说, 随着工作面向前推移, 切顶线之后附近的采空区顶板垮落和压实程度不同, 对应的漏风情况、煤氧化程度和散热作用也不同。据此可将切顶线之后的采空区依次划分为 “散热带”或“冷却带”、 “氧化带”和“窒息带”。
3.1 “散热带”与“氧化带”的界定方法
1) 方法及原理。
在划分“三带”范围时, 综合考虑了以下因素:①煤自燃氧化的临界氧浓度;②漏风流在采空区中的分布状态;③煤层顶板的垮落状态;④采空区内温度的分布状态。就“三带”的实质来看, “散热带”与“氧化带”之间的界限应以漏风量为主指标进行划分, 即依据临界风流速度, 在临界风速之上的区域, 煤氧化放热速度小于蓄热速度, 界定为散热带, 反之为氧化带。
2) 采空区边界漏风条件测定。
针对安家岭井工矿的具体情况, 在露天不采区B901工作面, 沿工作面风流方向在全断面布置测点, 如图1所示。测定每个断面的风量, 从风量的变化来确定渗流进采空区的漏风风量。
3.2 “氧化带”与“窒息带”界定的现场测试
1) “三带”划分主指标。
“氧化带”与“窒息带”之间的主要区别是看浮煤周围的氧气浓度能否满足煤炭氧化的需要。如果浮煤周围的氧气浓度高于临界氧浓度, 浮煤的氧化就能够持续进行, 则处于“氧化带”, 反之, 如果浮煤周围的氧气浓度低于临界氧浓度, 浮煤的氧化就会因缺氧而延缓, 此时则处于“窒息带”中。因此, “氧化带”与“窒息带”之间范围的确定应以临界氧浓度为主指标划分为宜。
2) 采空区测点布置。
沿工作面切顶线方向, 布置5个测点, 如图1所示, 每个测点内安设束管采样器、温度探头等。随着工作面的推进, 预埋束管。随着回采工作面的推进, 束管依次进入“散热带”、“氧化带”与“窒息带”, 观测采空区浮煤的各个氧化阶段的气体产物特性及温度变化规律。
3) 采空区束管采样系统的建立。
①由距工作面150 m地方, 沿工作面材料巷向里铺设5根单根束管和5根双绞线;沿工作面切顶线方向, 在综采 (综放) 支架后部均匀布置5个测点, 见图1;每个测点安装1个采样器和温度探头, 每个采样器连接1路束管, 温度传感器连接1路双绞线;②束管采样端布置1台真空泵, 将各路气样分别采集至5个球胆内, 在井上利用气相色谱仪进行气体组分分析;③利用测温仪测定各测点温度值。
4) 观测内容与方法。
井下实际观测的有O2, N2, CO, CH4, C2H4, C2H2和温度t, 具体方法如下:
a. 针对工作面推进较快的情况, 每班采集1次气样、测定1次温度;
b. 用便携式气体分析仪测定气样中的氧气浓度, 并与上几次采样的分析结果进行对比, 如果氧气浓度值有突变, 特别是浓度值有较大幅度的上升时, 应及时分析并查找原因, 以免因气路故障影响气样的真实性;
c. 各路气样采集完毕后, 分别测定各路测点的温度, 做好纪录。温度测值同样要与前几次的测值进行比较, 以便于及时发现故障;
d. 采样测试完毕后, 测量工作面推进位置并做好记录;
e. 将气样送至井上化验室, 进行气体组分分析, 包括:O2, N2, CO, CO2, CH4, C2H6, C2H4, C2H2等, 气样必须在24 h内分析。
3.3 “散热带”、“氧化带”与“窒息带”的确定
一般工作面采空区散热带深度为0～30 m, 氧化带深度为30～60 m, 窒息带深度为60 m以后。根据对B901工作面煤层顶板的垮落状态观察分析, 以及对采空区温度、氧气浓度等综合分析, 得出该工作面采空区散热带在切顶线以后0～23 m, 氧化带深度为23～75 m, 窒息带深度为75 m以后。
4 氮气防灭火技术
由于氮气分子结构稳定, 在常温常压下很难与其他物质发生化学反应, 所以是一种良好的惰性气体。在封闭空间内, 随着氮气浓度的增加, 氧气浓度必然下降。当氧气浓度降到5%～10%时, 可有效地抑制煤的自燃氧化的进行, 当氧气浓度降到3%以下时, 可有效地抑制煤的阴燃和复燃。
采空区注氮防灭火技术, 适用于综采放顶煤等采空区垮落高度和空间体积大、采用黄泥灌浆和注阻化剂等常规防灭火技术措施难以奏效, 以及因近水平开采或俯采的采空区无法进行注浆、注阻化剂等防灭火工作的情况。特别是对综采放顶煤和俯采的采空区, 由于氮气比空气轻, 进入采空区后, 可以向上浮动充满整个采空区的裂隙和空隙中, 达到良好的防灭火效果。另外, 根据以往的经验, 采空区自燃火灾往往发生在顶板或垮落区内较高的位置, 采用注浆、注阻化剂等常规的防灭火措施时, 这些防灭火材料往往不能到达发火的区域, 起不到有效的防灭火作用。B901工作面为近水平的俯采工作面, 采用氮气惰化防灭火非常适用。
4.1 注氮方法
安家岭二号井工矿采用埋管注氮和拖管注氮方法。由于B901工作面采空区氧化带宽度为23～75 m, 而拖管注氮仅适用于采空区以里20 m以内的区域, 因而选用埋管注氮。
4.2 注氮量计算
1) 综放工作面采空区注氮总量Qz=WHLK1K2
=1 700×11.5×240×2.5×0.7
=8 211 000
式中:Qz为工作面采空区注氮总量, m3;W为工作面走向长度, m;H为工作面采、放煤高度, m;L为工作面倾向长度, m;K1为采空区气体置换系数, 取2～3;K2为采空区松散系数, 取0.5～0.9。
2) 每日注氮量计算
Qn=bLHK1K2K3
=1.6×240×11.5×2.5×0.7×0.8
=6 182.4
式中:Qn为间歇式注氮时每日注氮量, m3;b为工作面日推进度, m;K2=0.8～0.9;K3为工作面推进速度校正系数, K3= (Lmax-Lmin) /Lmax;Lmax, Lmin分别为采空区氧化带自燃危险区边界距工作面的最大、最小距离, m。
如果注氮量按550 m3/h计算, 那么每日注氮时间为11.3 h。
4.3 “三带”工作进行前的注氮口位置及轮换方式
根据现场实践, 氮气的扩散半径取15～20 m, 而氧化带与窒息带界限距工作面距离为75 m。则氮气释放口间距取30 m, 氮气释放口距工作面的最小距离为30 m, 最大距离为60 m。
当前1个注氮口距工作面达30 m时, 从主管路上另接1路支管, 并设置释放口;当前注氮口推移到距工作面30 m时, 打开支管路的阀门, 开始注氮;当注氮口推移到距工作面60 m时, 关闭注氮阀, 并将阀门和支管同时拆除, 如此循环。
5 堵漏风防灭火技术
为了减少采空区漏风, 配合采空区注氮, 应在工作面上风侧采取堵漏风措施, 具体做法是:沿工作面切顶线位置, 在进风巷处每隔20～30 m用砂袋垒筑堵漏风墙, 并在砂墙以里进行水砂充填或灌注粉煤灰等不燃性物质, 杜绝向采空区漏风。如果下风侧漏风较大时, 也需要在下风侧实施同样的堵漏风措施。
6 局部垮落及破碎区防灭火技术
工作面安装及回收期间, 为了防止高冒空区、破碎煤柱等局部区域自然发火, 首先应加强监测, 对危险区域的火灾气体进行定时分析, 而当局部出现高温火点时, 则应针对性地采用压注凝胶阻化剂、阻化剂、高分子材料、粉煤灰、黄泥浆等防灭火材料进行灭火。
7 结语
上述技术对策实施后, 定期取B901采空区中的气样进行色谱分析, CO体积分数最大为0.003 2%, 回风流CO体积分数稳定在0.000 6%～0.001 8%, 直至工作面采至终采线, 回撤完毕, CO体积分数未出现上升。保证了该工作面的顺利回采和回撤。
应当指出, 对自然发火比较严重的采煤工作面, 采用单一的防治技术措施很难杜绝自然发火事故。必须根据现场自然条件, 有针对性地采用以自然发火标志气体预测预报为基础、以注氮惰化采空区为主的氮气防火技术, 结合工作面漏风通道的封堵充填、局部破碎带压注黄泥浆或高分子灭火材料等防灭火技术, 形成对工作面火灾防治的“预、防、灭”一体化的综合防灭火技术体系, 才能有效地杜绝自然发火事故。
参考文献
[1]王省身, 张国枢.矿井火灾防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1990.
[2]王家棣.矿井防灭火技术[M].北京:中国经济出版社, 1987.
[3]陈水峰.煤矿自燃火灾防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.
[4]国家安全生产监督管理总局.煤层自然发火标志气体色谱分析及指标优选方法[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.
浅埋深综采 篇6
1.1 煤层
赵固一矿主采的二1煤层位于山西组底部, 平均厚6.32 m, 属较稳定型厚煤层。煤层倾角0.5°～5.0°, 推进方向近似煤层走向。煤层节理、层理发育, 局部含有薄层夹矸, 而且性脆, 煤的硬度f=0.98～1.80, 煤层埋深为568.8 m。
1.2 顶底板
该工作面顶板基岩较薄, 覆岩厚度呈北西厚东南薄形态, 为40～75 m, 平均厚为56 m。伪顶主要为薄层泥岩、炭质泥岩, 随采随落, 直接顶多为泥岩或砂质泥岩, 多节理、裂隙, 类似挤压破碎状, 局部夹有煤线, 基本顶为厚8～12 m的中粗粒砂岩, 局部为砂质泥岩, 岩块强度较高, 但高角度节理、裂隙较为发育。
底板以泥岩、砂质泥岩为主, 属于软岩类岩石, 底板岩层抗变形能力差, 稳定性较差。
1.3 采煤方法及主要设备
工作面采用综采分层采煤法, 采用架后铺底网的方法铺设金属网假顶, 全部垮落法控制顶板。工作面设计采高3.5 m。工作面选用ZFG7200/20/38型放顶煤液压过渡支架和ZF6800/20/38型放顶煤液压中间支架, 选用MG300/700-WD型采煤机。
2 工作面矿压观测
2.1 测试内容
(1) 底板比压测试。
测定煤层底板岩层的抗压强度、底板允许比压等底板岩层力学参数, 对指导和加强回采工作面底板管理工作, 确定液压支架的支护强度, 提高工效和降低成本具有重要意义。
(2) “三量”观测。
即支护阻力 (初撑力R0、最大阻力Rp、时间加权阻力Rt的总称) 、活柱缩量、顶底板移近量。
(3) 统计观测。
观测综采围岩变形分布, 如冒顶高度、面积, 片帮深度, 裂隙间距方位等;支架受载损坏状况, 安全阀开启率, 部件损坏数量等;采空区上覆岩层垮落、移动和悬顶程度。
(4) 两巷观测。
对两巷的表面变形进行观测, 总结出工作面的应力超前影响范围。
2.2 测试方法及测站设立
2.2.1 底板比压测试
底板比压仪分为静压式和冲击式2种, 此次测试采用BPN型内注式静压比压仪。在东总回风巷和东通风行人联络巷两地点进行了测试。测试时, 东总回风巷已掘140 m, 东通风行人联络巷掘20 m, 在新掘地点处各建2个测点, 测试层位均为煤层顶板下3 m。
2.2.2 工作面测站布置
工作面设置4个测站 (图1) :上测站、中1测站、中2测站、下测站。下测站观测3架支架, 分别为107#、106#、105#架;中1测站观测4架支架, 分别为75#、74#、73#、72#;中2测站观测4架支架, 分别为46#、45#、44#、43#架;上测站观测3架支架, 分别为12#、11#、10#架。每架支架安设1台YHY60 (B) 数字压力计。
2.2.3 两巷观测
(1) 进行表面变形观测。
采用正交十字法布基点, 沿切眼向外、运输巷距开切眼25, 45, 65, 115 m分别设置了运输巷1#站、2#站、3#站、4#站, 观测巷道的表面变形。
(2) 进行片帮、底鼓、顶板挠曲、支架变形等观测。
3 测试结果及分析
3.1 底板比压测试
(1) 东总回风巷。
极限比压及刚度系数测试结果及分析测试结果见表1。该地点的底板极限比压为20.5 MPa, 底板的刚度系数为0.57 MPa/mm。底板允许比压qc=cqm=15.4 MPa。
(2) 东通风行人联络巷。
极限比压及刚度系数测试结果分析见表1。该地点的底板极限比压为24.0 MPa, 底板的刚度系数为1.02 MPa/mm。底板允许比压qc=cqm=18 MPa。
(3) 两地点平均底板比压。
平均极限比压及刚度系数:平均极限比压qm=22.3 MPa;刚度系数Km=0.80 MPa/mm。平均底板允许比压:qc=16.7 MPa。根据底板分类标准, 工作面底板类别为中硬。
3.2 工作面来压分析
(1) 从工作面支架平均载荷随工作面推进变化曲线 (图2) 可以看出, 工作面直接顶初次垮落步距7 m左右, 初次来压步距为22 m左右, 周期来压步距为7～10 m。
(2) 工作面直接顶为炭质泥岩和砂质泥岩2层岩石, 厚度为4 m左右, 在回采时随采随垮, 来压时煤壁片帮严重, 部分地段直接顶在新巷就已经冒落, 给回采造成了一定的困难。
3.3 工作面支架工况及分析
赵固一矿11011工作面目前使用四柱支撑掩护式放顶煤液压支架, 设计初撑力P0=6 181 kN/架, 额定工作阻力PH=6 800 kN/架, P0/PH=91%。对支架初撑力、工作阻力、安全阀开启情况及顶板维护情况进行了观测分析, 统计结果见表2—4。
kN
(1) 实测初撑力及分布。
由表2可知:后柱的初撑力和末阻力大于前柱的初撑力和末阻力, 支架平均初撑力为4 097 kN, 占额定初撑力的66.3%, 说明支架初撑力偏小。支架平均末阻力为5 977 kN, 占额定工作阻力的87.9%, 支架的额定工作阻力偏小。
(2) 工作面安全阀开启率。
由表3可知, 工作面来压前支架安全阀开启率最大为46.9%, 平均为35.8%;来压时支架安全阀开启率最大为71.9%, 平均为54.6%。安全阀开启率频繁, 直接表明支架额定工作阻力偏小。
(3)
由表4可知, 来压时支架的平均工作阻力为5 942kN, 来压前支架的平均工作阻力为5 357 kN, 来压时工作阻力/来压前工作阻力为1.11, 说明工作面来压显现不明显。
3.4 工作面统计观测分析
工作面来压时, 支架安全阀开启频繁, 煤壁片帮、顶板冒落严重。工作面老巷垮落良好, 没有悬顶现象。
3.5 巷道变形观测分析
运输巷3#、4#测站表面变形速度观测曲线分别如图3、图4所示。从图3、图4可以看出, 工作面超前影响范围为65 m左右, 剧烈影响范围为40 m左右, 巷道变形受来压影响较大, 两帮收缩大于底鼓。
4 结论
(1) 对工作面矿压显现规律进行了现场观测, 总结了工作面直接顶和基本顶的来压特征及来压规律, 明确了初次来压步距和周期来压步距。
(2) 对工作面底板比压进行了现场测试, 为支架选型提供了科学的参考依据。
(3) 对工作面支架工作载荷进行了长期的观测与分析, 对工作面支架的适应性进行了评价分析。
(4) 对工作面矿压超前影响范围进行了分析研究, 为工作面的两巷超前维护提供了依据。
摘要：为掌握赵固一矿工作面顶底板分类、两巷支护效果、液压支架适应性、支架荷载分布、支架与围岩相互作用关系、巷道及煤壁前方支承压力分布规律, 实现对工作面的科学管理, 为接替工作面支架选型提供依据, 对赵固一矿首采工作面进行矿压观测研究, 总结了工作面基本顶和直接顶的来压特征及规律。