坚硬厚顶板（精选7篇）
坚硬厚顶板 篇1
0 引言
煤炭作为中国主要能源之一, 在能源生产和消费总量中占有重要比例, 且在能源中占有主体地位。中国特厚煤层每年开掘或维护数量较大, 随着煤炭开采强度和规模的不断增加, 开采技术的飞速发展, 综合机械化的形成, 导致巷道的断面越来越大。在煤炭开采过程中顶板灾害威胁严重, 发生事故频率最高且危害大。部分巷道发生突发性大面积顶板垮塌事故, 造成重大的人员和经济损失。因此为促进该类矿井的安全作业, 需要对坚硬顶板厚煤层回采巷道的控制修复技术进行研究。坚硬顶板具有强度高、厚度大、结构紧密、整体性强的特点, 单轴抗压强度一般在60MPa~200 MPa之间[1]。在进行煤炭开采时, 由于坚硬顶板工作面、煤体、上巷分别受到原岩应力、超前支承压力和侧向支承压力的作用, 顶板来压强度高, 容易发生事故影响工作面的安全。
1 围岩破碎原因分析
巷道围岩压力受到地质和工程两方面的影响。地质因素主要指自然属性, 包括完整性 (或破碎程度) 、力学性质、结构面的分布密度、充填物性质及岩体的强度和性质等因素。工程方面的因素主要有阻止围岩变形、维护围岩稳定、巷道尺度、位置及施工技术等。巷道围岩破坏了围岩整体稳定;围岩松散、冒顶;围岩膨胀底鼓;巷道变形断面缩小等情形。巷道开挖后, 围岩应力遭到破坏需要重新分布。巷道是否稳定由围岩的承载力影响, 如果围岩的承载力大于其承受载荷, 那么巷道就是稳定的。否则, 巷道可能出现变形。其中巷道位置的选择、巷道密度、煤层开采过程中应力变化的影响、深部低压及地质构造等因素都可能引起围岩破碎。
事实上, 围岩破碎有多方面原因:围岩自身承载能力小, 煤层、巷道顶板的强度小, 松软破碎;复合顶板厚, 顶板内夹杂多层软弱煤、岩层容易离层, 导致顶板支撑能力变小, 这样顶板的压力就会被转移到两帮, 在向巷道内移动过程中引起底板鼓起;通过对晋煤集团赵庄煤矿的实地考察研究, 发现围岩破碎主要位于联络巷附近和回风巷顶板处, 破碎较为严重的区域集中在煤柱上和顶板处。为有效分析赵庄煤矿围岩破碎原因, 对其煤层覆盖结构特点和围岩破碎的表征进行分析, 发现造成该煤矿围岩破碎的原因主要有两方面:a) 通过对煤层岩层结构分析, 由于煤层较厚且不够坚硬, 开采过程中承压能力不足, 工作面便承受较大的压力范围, 由此导致的回风巷间的煤柱破碎;b) 通过力学性能测试发现煤层老顶属于坚硬老顶, 岩性为中砂岩, 有较强的抗压、抗拉能力[2]。正是由于坚硬老顶在工作过程中不易断裂, 致使工作面周期来压出现问题。正是由于坚硬后层顶板的大面积外露导致的工作面前方煤壁受力过大, 长期在高应力环境下更容易出现破碎。
2 破碎围岩修复机理分析
2.1 注浆加固机理
巷道修复过程中, 单纯使用撞楔法不易保持人工假顶的稳定性, 需要在破碎煤岩处进行注浆加固, 从而保证巷道的修复效果和施工过程的安全。注浆加固机理主要是指利用浆液填充固结围岩的裂隙面, 充实弱面、将其重新胶结在一起。在破碎煤岩内加注浆液后, 能够起到加固其内聚力、抗剪和抗拉强度。通过改善破碎煤岩的力学参数, 提高其力学性能, 增加围岩的自身承载力和完整程度, 最终达到稳固围岩的作用。注浆加固可使巷道围岩强度显著提高。注浆加固后, 围岩的破坏由强度较高的固结体控制。显著提高破碎区煤体强度的同时保持两帮的稳定。所以, 使用注浆加固技术能有效地保持围岩稳固。
在进行注浆加固时, 要注意以下几点:a) 在注浆材料的选择上, 注浆要解决的问题是顶板破碎还是煤层承压能力不强, 具体选择何种材料要依据注浆的目的和实际情况来定;b) 在布置注浆孔时要根据范围设定角度、间距、深度。如果围岩破碎严重, 需要使用自攻钻杆做为注浆管[3];c) 注浆过程中, 各注浆孔实施交替注浆。注浆时要先对破碎顶板进行注浆加固, 再对煤帮酥软部位进行注浆;d) 注浆压力的选择和注浆量的大小要依据地质条件和注浆材料而定, 注浆时如果浆泵压力明显上升时要停止注浆, 一般将压力调整在2 Pa~3 Pa范围内。
2.2 超前预爆破弱化老顶机理
超前预爆破弱化老顶机理是指通过爆破方式, 促进顶板破断。将炮眼放置在坚硬顶板岩体之中, 用人工方式构造断裂面。爆破后产生的缝隙与工作面自身形成的裂隙相互作用, 裂隙面将向岩体深部和采空区发展。工作原理是通过改变坚硬顶板的物理学特性, 达到工作面围岩压力的降低和弱化坚硬顶板的目的。在使用超前预爆破老顶技术时遵循的原则是“多打眼、少装药”, 操作过程中将炮眼与回风巷中线的夹角调整到25°, 炮眼间距为10 m。总之, 在实施爆破前要综合考虑如何能有效调整回风巷内侧老顶已到达爆破效果, 同时也要考虑减少对回风巷围岩的扰动。
3 破碎围岩修复注意事项
对破碎围岩进行修复时, 要以最大提高围岩强度, 改善闻言应力状态为前提, 其原理是利用岩石本身的抗力来支撑地压。如何预防和降低围岩破碎必须重视:a) 巷道布置时要具备良好的工程地质条件, 选择坚硬的均质岩石。巷道要布置在应力降低区, 来降低井巷周围岩体的应力;b) 巷道断面的选择要合理。巷道周边要采用曲线布置, 避免直线产生的拉应力;c) 注意支架的选择, 根据具体条件进行选择。如果是变形地压可用可缩性支架, 如果是散体地压则可用刚性支架;d) 施工技术要先进, 采用注浆加固技术的同时要加强入场的分析与检测[4]。
4 修复效果
通过对赵庄煤矿的实地研究, 分析找出坚硬顶板条件下厚煤层老顶破断的原因, 老顶在破断前的大面积悬露造成应力增加。在高应力环境下, 回采巷道围岩发生破碎。完成回采巷道破碎围岩修复后, 为保障安全生产顺利进行, 修复后对其进行效果检验。主要采用钻孔窥视、巷道表面位移检测的方式进行效果检测。在注浆完成后的24 h, 开始对破碎的煤体采用钻孔窥视的方式来观察。结果发现破碎的煤体已经重新胶结在一起, 而且内聚力和抗压强度均有增加。注浆效果十分显著, 大大提高了煤体的抗压强度。超前预爆破弱化老顶技术的使用促使工作面围岩压力的降低, 起到了弱化坚硬顶板的作用。回采巷道破碎围岩修复成功的实践说明, 超前预爆破弱化老顶技术与注浆加固技术的结合, 有效修复了坚硬顶板厚煤层条件下回采巷道的破碎围岩。
5 结语
以赵庄煤矿为基础对回采巷道围岩破坏原因进行分析得出两方面原因:煤层老顶属于坚硬老顶, 岩性为中砂岩, 抗压、抗拉能力较强;开采过程中矿体承压能力不足。对赵庄煤矿破碎围岩的成功修复说明注浆加固与超前预爆破结合的方法可以有效修复围岩。减少了巷道的维护成本, 缩短了巷道的维护时间。在整个矿井开采过程中具有重大意义, 不仅提高了经济效益, 更重要的是为矿井开采人员提供了一个安全工作环境。此项技术现已在赵庄煤矿区广泛应用, 并取得了良好效果, 缓解了矿区出现的巷道维护难问题。
参考文献
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坚硬厚顶板 篇2
在我国的地下煤层开采中, 坚硬顶板条件下进行开采较为常见如:安徽淮北矿区、山西大同矿区[1]等。由于薄煤层巨厚坚硬顶板岩石抵抗破坏的极限强度大, 因而会在煤层开采后, 在采空区形成大面积悬顶, 在短时间内不容易自然垮落。但是由于顶板悬空面积大, 一旦垮落, 那么岩层折断时产生的强烈动荷载会损坏或推倒大量工作面支架, 从而顶板常沿煤壁切断造成工作面垮落事故;同时可能形成破坏性巨大的飓风和冲击地压, 这样会对井下安全生产带来极大的威胁[2,3]。同时因为煤层厚度薄, 满足不了综采机的最小采高, 此时需要综采机钻头切割顶板或底板, 而当工作面岩石较硬时, 综采机钻头将无法切割顶板或底板岩石。因此, 控制薄煤层巨厚坚硬顶板垮落步距, 且要满足综采机的工作条件, 成为薄煤层巨厚坚硬顶板工作面安全生产急需解决的问题[4]。
1薄煤层巨厚坚硬顶板垮落数值模拟
1.1 模型参数设计
薄煤层巨厚坚硬顶板, 其煤层厚度不超过1.5 m, 顶板厚度超过20 m, 强度高、整体性强、自承能力强, 但强节理裂隙发育差, 薄煤层巨厚顶板的示意图如图1所示。
由于巨厚顶板高度一般大于20 m, 超过了薄板理论宽厚比为1/5～l/20的假设, 所以在进行薄煤层巨厚坚硬顶板的周期垮落步距数值模拟时, 不可以用岩板模型来对巨厚顶板进行计算, 只可以采用岩梁模型, 如图2所示。根据弹塑性理论和薄煤层坚硬顶板在煤层开挖时的受力特点, 决定采用Ansys静力学部分, 主要对薄煤层坚硬顶板周期垮落步距进行数值模拟分析。采用三维建模分析, 模型是由岩石和煤层组成, 整个模型分为三层, 第一层为上覆岩层模型, 中间层为顶板模型, 底层为煤层模型。岩梁模型采用三层soild45单元建创单塑性的DP模型进行模拟岩梁模型, 其三边固支, 一边悬空的悬梁。顶层和中间层的solid45单元的具体参数参考表1中的粉土夹粉砂岩和中粗砂岩物理力学性质参数, 底层的参数则使用煤层的物理力学参数。各种岩层的物理力学性质可根据实验室试验求得, 在实际施工现场应考虑裂隙系数[5]。本文取安徽淮北矿区煤岩层参数作为参考 (见表1) 。
本文取工作面高度h为5 m, 长度为100 m, 顶板厚度H为25 m, 顶板岩层为中粗砂岩, 煤层为未开采煤层, 厚度为1.3 m, 而中粗砂岩岩石的抗拉强度和抗剪强度由岩石力学参数手册查出, 抗拉强度为4～6 MPa[6], 取为5 MPa, 考虑裂隙系数后, 取裂隙系数为0.6, 则岩石的抗拉强度为3 MPa, 抗剪强度为18 MPa。
1.2 周期垮落步距计算
随着工作面的推进, 当薄煤层坚硬顶板初次垮落后, 顶板结构将发生严重变化。如将坚硬顶板视为岩梁, 则顶板结构由双支点岩梁结构转化为悬臂梁结构, 悬臂梁的固支端由工作面前方的煤壁支撑, 当坚硬顶板的上覆岩层为整体性岩层时, 一般将顶板的压力看成均布载荷, 其力学模型如图2所示。因此, 根据煤岩平均容重和地应力计算公式, 开采深度下地应力τ约为:
τ=γ′h (1)
式中, γ′为煤岩层平均容重, kN/m3;h为开采深度, m。
坚硬顶板的自重q为:
q=γh (2)
式中, γ为顶板岩层平均容重, kN/m3;H为顶板厚度, m。
由材料力学可知, 悬臂梁的最大弯矩Mmax位于工作面处:
undefined (3)
式中, q为顶板受到的均布荷载, kN/m2;L为坚硬顶板悬臂梁的极限跨距, m。
此时悬臂梁的最大拉应力σmax位于工作面上方与煤层的交点处:
undefined (4)
当最大拉应力大于许用应力即σmax≥[σ]时, 岩层发生冒落, 此时的极限跨距L:
undefined (5)
在顶板岩层结构不发生突变的情况下, 悬臂梁的极限跨距L可以看做顶板的周期垮落步距。
由 (1) 式, 取煤岩层平均容重为20 kN/m3, 则500 m深处地应力为τ=γ′h=10 MPa;同时由式 (2) 可以得到上覆岩层对坚硬顶板的均布载荷即:
q=γH=24.6×103×35=0.861 MPa。
跨距L采用岩梁的周期垮落步距公式 (5) 进行计算, 代入相关数据:即
undefined
求得极限跨距L=37.72m。
1.3 数值模拟分析
根据前面计算结果, 同时建立周期跨距为35 m和40 m的两种模型, 计算模型尺寸如图3所示, 数值模拟时建立的周期垮落时的岩梁立体模型如图4所示[7,8], 其中A点为岩梁所受应力最大处。
因此, 根据相关参数, 模拟分析后得到周期垮落步距分别为40m和35m时薄煤层巨厚坚硬顶板的X和Y向的质点应力, 如图5～6所示。由图5可知, 当周期垮落步距为40 m时, 顶板上部A点处水平拉应力大约为3.0 MPa, 根据前面计算, 己经达到岩石的抗拉强度, 顶板岩石将被拉断, 工作面处产生周期垮落;而当周期垮落步距为35 m时, 顶板上部A点处水平拉应力只有只有2.5 MPa左右, 未超过岩石抗拉强度, 因此岩石不会被拉断, 也就是工作面悬顶还没有达到最大垮落步距, 分析结果与式 (3) 计算出最大垮落步距为37.32 m相一致。
由图6可知, 当周期垮落步距等于跨距为40 m时, 工作面沿线上方最大垂直压应力为14.4 MPa;而当取周期垮落步距为35 m时的最大垂直压应力为16.1 MPa, 均没有达到岩石的抗剪强度18 MPa, 所以不会造成岩石剪切破坏。
结合图5～6可知, 周期垮落步距为35m时巨厚顶板尚未垮落, 即并没有达到垮落条件, 而40 m时岩石的拉应力刚好达到考虑裂隙系数的岩石的抗拉强度, 形成垮落。因此, 可以得到薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落的判定依据为:当采掘工作面沿线顶板上部的拉应力超过岩石的抗拉强度时, 此时将会达到最大周期垮落步距, 即图3中A点处拉应力大于岩石抗拉强度, 使得顶板垮落。因此, 如何控制顶板岩石最大周期垮落步距是防止薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落的有效途径。
2防止垮落方法
根据数值模拟分析结果, 如何解决综采工作面周期垮落的问题, 其关键就是如何尽快填充采空区, 进而缩短综采面的周期来压的步距, 减少采空区悬顶面积, 保证支架不被压死或采空区顶板不突然大面冒落。由于薄煤层巨厚坚硬顶板工作面主要以高硬度岩性为主并且胶结程度很高, 其周期垮落步距较长, 所以要实现随工作面推进, 使得顶板自然垮落, 以此消除大面积悬顶、瓦斯浓度风暴及瓦斯囤积一起自然火灾等重大安全隐患就必须采用一种人工强制放顶技术以解决问题。
目前, 人工强制放顶的方法主要有三种:沿切顶边缘向顶板钻孔爆破、顶板水压致裂弱化法和超前深孔松动爆破法[9]。沿切顶边缘向顶板钻孔爆破软化顶板, 主要用于综采面初次强制放顶, 对于周期放顶, 影响矿井产煤;水压致裂主要用于研究煤层致裂增透和岩层主应力, 很少用于顶板致裂软化的研究;超前深孔松动爆破方法适用于周期放顶, 对煤岩层的地质和技术条件适应性强, 钻眼与回采可进行平行作业, 对工作面正常回采影响较小。
深孔松动爆破强制放顶技术工作原理是:在半无限介质中爆破, 炸药在炮孔内爆炸后, 产生大量高温高压爆生气体和超强应力波。综采面巨厚坚硬顶板超前深孔松动爆破的目的, 就是利用炸药爆炸在炮孔周围产生的裂隙带, 使整体性完好的巨厚坚硬顶板, 形成一定距离的人工条状裂隙带, 当回采面推进到条状裂隙带时, 顶板及时冒落, 消除顶板周期来压对支架的影响[10], 将减少初次来压后顶板周期垮落的可能性。因此, 采用超前深孔松动爆破的人工强制放顶技术, 使得薄煤层厚硬顶板破碎, 不会形成完整连续的顶板, 从而缩短周期垮落布距, 减小悬顶面积, 即可达到减少冲击地压, 实现防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落。
3结论
笔者利用大型有限元软件ANSYS建立了薄煤层巨厚坚硬顶板计算机模拟模型, 对薄煤层巨厚坚硬顶板进行了周期垮落步距分别为40 m和35 m的数值模拟分析, 得出经过数值模拟后得到的数据符合理论计算的周期垮落步距, 揭示出薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落与其周期垮落步距之间的关系, 为了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落即得控制周期垮落步距。同时根据分析结果得出薄煤层巨厚顶板具有垮落步距长, 悬顶面积大, 工作面沿线剪切应力大, 来压强烈的特点。
随着工作面的继续推进, 假如巨厚坚硬顶板抗拉强度很大, 超过5 MPa, 那么当顶板上部达不到到最大拉应力时, 巨厚顶板将不会垮落。但是此时工作面沿线的垂直压应力不断增大, 一旦工作面沿线的垂直压应力超过岩石的抗剪强度, 就会形成剪切破坏, 造成沿工作面的垂直垮落, 由于巨厚顶板的自重大, 悬顶面积大, 产生的破坏也比普通顶板要严重, 形成的冲击地压必定造成严重事故。
最后根据薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落特征, 提出了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落的方法, 即采用超前深孔松动爆破技术对工作面前方顶板进行深孔松动爆破, 使之成为不完整、不连续的顶板, 从而缩短来压步距, 防止周期跨落。
参考文献
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坚硬厚顶板 篇3
坚硬厚顶板具有强度高、节理裂隙不发育、整体性好和自稳能力强等特点。在开采过程中顶板断裂失稳会形成剧烈的矿压, 在具有瓦斯的矿井中, 会因为顶板的大面积垮落造成工作面瓦斯浓度超限, 甚至会产生瓦斯爆炸等严重的事故。因此对于开采此类顶板条件下的工作面矿压显现规律的研究非常重要[1,2]。
对工作面矿压显现规律的研究主要集中在理论分析、现场试验、相似模拟和数值模拟等方法上, 其中数值模拟方法既方便又快捷。随着计算机运行速度和性能的提高, 数值模拟软件有针对性地设计功能, 数值模拟方法成为研究矿压显现规律的重要手段。本文研究工作面来压情况主要参考因素有两个, 一是顶底板移近量, 二是覆岩受采动影响应力变化规律。两者均可判断工作面来压周期情况, 也起到相互验证的作用。最终为相似条件工作面的矿压显现规律研究提供一种有效的方法。
1 工程背景
古书院矿15#煤层三盘区位于白马寺逆断层以东, 凤凰山井田保护煤柱以南, 15#煤层西二盘区轨道巷、胶带巷、回风巷以西, 北岩煤矿保护煤柱以北。盘区内地压较大, 局部煤层松软, 瓦斯含量较大, 局部地方属带压开采区域。15#煤层起伏较稳定, 煤层平均厚度为1.9 m, 煤层顶板为K1灰岩, 平均厚度为9 m, 局部顶板为泥质灰岩, 易离层或片帮, 顶板有淋水。直接底为厚2.25 m泥岩, 老底为厚8.66 m铝土泥岩。
153302工作面为15#煤层三盘区的首采工作面, 设计走向长度为2 028 m, 倾斜长度180 m, 煤层倾角平均为6°, 采用一进一回两巷布置。
2 矿压显现规律研究方法及内容
工作面矿压观测主要体现在常规的“三量”观测, 观测的内容主要有液压支架活柱下缩量、工作阻力和顶底板移近量。还可以通过观察采空区悬顶情况煤壁片帮深度、超前支护应力范围锚杆支护轴向拉力、顶板离层及顶板动态来判断超前支护长度表面位移等。根据FLAC3D数值模拟来研究古书院煤矿15#煤层三盘区来压情况既省时省力, 又可方便快捷、较为准确地反映工作面来压情况, 还能够较为直观地通过布设监控测点和显示位移、应力的云图等发现规律。
随采煤工程的深入地下, 煤岩层岩性的不同必须在数值模拟中加以考虑。FLAC3D内置strain-hardening/softening模型简称ss模型, 其比较适用于模拟薄板层状材料破坏后的力学行为。此模型是一种与剪切流动法则不相关联但与拉力流动法则相关联的摩尔-库伦模型, 其屈服函数和势函数, 塑性流动法则和应力修正与mohr模型一样, 其主要不同于mohr模型的特点是塑性屈服后, 其粘聚力、摩擦角和抗拉强度发生变化, 这种模式通过在每个时步增加硬化参数来计算总的塑性剪切应变和拉应变, 并以此促使材料的性质同用户定义的函数保持一致, 该模型硬化参数的增量形式为:
式中Δe1ps、Δe3ps分别表示主方向上的塑性剪切、拉伸应变增量。
抗拉硬化参数Δept用于计算累积的张拉塑性应变, 它的增量定义为:
式中Δe3pt表示主应力方向上的张拉塑性应变增量。
数值模拟中涉及岩石力学的参数如表1所示。
建立的几何模型为长320 m×宽61 m×宽2 m的一个近似二维数值模拟模型。采煤工作面长为160 m、两侧煤柱分别为80 m, 共模拟开采煤层上16个岩层以及底板5个岩层, 采用平面应变分析形式对模型四周进行约束, 即模型的左右两侧、前后两侧及底面限制位移、速度为零;模型的上边界采用自由边界处理并在此基础上施加均布荷载 (该荷载为上覆围岩折算载荷) , 设置最大不平衡力监测, 随时查看模型是否达到平衡阶段。
3 工作面矿压显现规律分析
由于工作面采空区在初次垮落之前, 采空区可以近似表征为梁或者板结构, 其位移变化最大位置处于采空区中间位置, 图1是工作面采空区纵向位移所反映的工作面回采后顶底板均有向采空区位移的情况。
3.1 根据顶底板移近量分析工作面初次来压显现规律
根据邻近矿井同地质单元内观测顶底板移近量预测矿压规律以及现场实际情况可知, 当顶底板移近量接近30~35 mm的情况时, 为一个工作面来压周期, 由于K1石灰岩顶板的特殊性, 重点观测K1顶板的整体移近量。当整体移近量达到或接近30~35 mm时, 认为其为古书院煤矿15#煤层三盘区采煤工作面的一个来压周期。监测点主要布置在采空区中间距采空区底板1 m、5 m和距采空区顶板1 m、5 m、9 m和13 m位置处, 其监测位置如图2所示。
为了能够真实反映工作面推进覆岩的位移情况, 将模拟工作面推进的步长设为2 m, 从而获得更准确的数据信息。图3是随着工作面推进各位移监测点监测数据;图4是随工作面推进各位移监测点位移变化梯度;图5为顶底板移近量的变化情况。
综合图3、图4和图5分析可知, 工作面在切眼形成并开始回采初期, 随着工作面的推进, 顶板悬顶的面积越来越大, 顶底板移近量也越来越大。当顶底板移近量处于顶板初次来压时期, 底板位移监测点位移变化较缓慢, 顶板位移监测点位移变化较剧烈, 因此可以认为古书院煤矿15#煤层三盘区采煤工作面初次来压步距为20~22 m, 初次来压步距平均值为21 m。
3.2 根据受采动影响覆岩应力变化规律分析工作面初次来压显现规律
由于15#煤层上覆坚硬顶板K1石灰岩, 其单轴抗拉强度为2.2~6.1 MPa, 平均单轴抗拉强度为4.0 MPa。采煤工作面在初次来压之前直接顶如果存在破坏则属于拉剪破坏, 依据其K1石灰岩抗拉强度达到4.0 MPa左右来判断工作面初次来压步距, 具有一定理论依据, 可以用来研究工作面矿压显现规律。工作面推进18 m、20 m、22 m的垂直应力变化云图如图6~8所示。
根据图6~8分析可以得知, 当工作面推进到18~22 m时, 坚硬顶板K1石灰岩整体垂向应力在4.0 MPa左右, 即为拉剪破坏临界时期。因此根据受采动影响覆岩应力变化规律可知, 古书院煤矿15#煤层三盘区采煤工作面初次来压步距为18~22 m, 初次来压步距平均值为20 m。该结果与应用顶底板移近量分析工作面矿压显现规律结果相似, 从而验证了利用FLAC3D数值软件分析矿压规律的正确性。
3.3 工作面周期来压规律分析
由于篇幅原因, 不将模拟的所有云图在本论文中一一列出。根据工作面推进至32~36 m、50~54 m等位置处的垂向应力变化云图, 根据应力分布的明显增大这一特征, 通过云图应力显示, 综合分析可得, 15#煤层三盘区采煤工作面周期来压步距为14~18 m, 平均周期来压步距为16 m。
4 结论
①根据顶底板移近量分析工作面初次来压显现规律, 得到采煤工作面初次来压步距为20~22 m, 初次来压步距平均值为21 m。②根据受采动影响覆岩应力变化规律分析工作面初次来压显现规律, 得到采煤工作面初次来压步距为18~22 m, 初次来压步距平均值为20 m。③通过应力分析及其变化云图得到工作面周期来压步距为14~18 m, 平均周期来压步距为16 m。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
坚硬厚顶板 篇4
1 研究区概况
矿井主要开采的石炭系太原组庚20煤层埋藏深度600 m, 煤层顶底板分别为石炭系太原组L5和L6+7灰岩, 平均煤厚1.8 m, 属可开采中厚煤层, 煤层倾角8°～12°。自开采庚组煤以来, 曾发生多起顶板事故, 严重制约矿井安全生产。
2 矿压监测数据分析
此次观测地点设在顶板压力大、突水严重的庚20-21040采煤工作面。
该面采用目前先进的KBJ-2004B型矿用多功能压力监测仪, 实行针对性的24 h在线监测, 且监测工作贯穿回采工作全过程。共设5个监测分站, 每个监测分站有4个监测点。每个测点主要对所采用的ZY4000-12/25型掩护式支架初撑力变化、循环末阻力、支架最大阻力、采煤工作面上下出口及顶板破碎区压力变化进行监测。
根据整个回采期间监测数据, ZY4000-12/25型掩护式支架最大初撑力1 227 kN, 最小590 kN, 初撑力合格率保持在80%以上;工作阻力最大2 060 kN, 最小1 472 kN, 平均1 815 kN, 为额定工作阻力的80%;距回风巷最近的2个监测点初撑力、工作阻力值均较高, 工作阻力接近安全阀开启值 (2 060 kN) , 且安全阀开启次数是其他位置的2倍。
随着工作面的推进, 矿压显现程度不断变化, 主要表现在采空区顶板悬露面积增大, 顶板压力增大, 支架支护阻力增大。初次来压时, 工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加, 支架压力增大, 矿压显现程度比较剧烈, 尤其是工作面中部、机头位置压力较大。来压时工作面中部最大工作面阻力为3 880 kN, 为支架额定工作阻力的97%, 工作面两侧来压时循环阻力分别为额定工作阻力的86%, 85%。周期来压时, 中部支架最大荷载平均3 603.3 kN/架, 为支架额定工作阻力的90%。
3 矿压显现规律分析
3.1 工作面推进速度对矿压显现的影响
工作面推进速度对矿压有较大影响。快速推进时顶板的垮落步距较大, 直接顶初次垮落步距大, 基本顶初次来压步距大, 周期来压步距平均值大。当工作面以5～6 m/d速度快速推进时, 顶板的垮落步距较大。与普通综采面推进速度相比, 其周期来压步距平均大2.7 m。顶板初次垮落后, 顶板一般有2～3 m的悬顶。周期来压时, 上下位基本顶断裂的时间基本一致, 断裂线位置超前煤壁4～5 m;当工作面以3～5 m/d速度快速推进时, 直接顶一般有1～2 m的悬顶, 断裂线超前煤壁3 m左右。工作面推进速度决定顶板的破坏影响范围, 两者呈负相关关系, 即推进速度快时断裂线超前煤壁的距离较长, 对顶板的破坏影响范围小;推进速度慢时断裂线超前煤壁的距离较短, 对顶板的破坏影响范围大。工作面快速推进与一般推进相比, 快速推进时顶板下沉量大于一般速度推进时的下沉量, 且快速推进时下沉速度有一突变点。例如测点距煤壁7～8 m, 顶板下沉速度变化很快, 直到顶板发生垮落, 而之前顶板下沉速度则低于后者, 表明工作面快速推进时顶板垮落具有突发性的特点。工作面推进距离与顶板下沉量、下沉速度关系如图1所示。
3.2 工作面快速推进矿压显现特点
(1) 来压影响时间短, 影响范围小。
由于工作面的快速推进, 来压后工作面可较快摆脱来压影响, 使得工作面来压的影响时间缩短, 影响范围减小。
(2) 来压次数增加。
工作面平均来压步距29.6 m, 最大33 m, 按工作面日推进6 m/d计算, 则平均4～5 d就有1次来压。
(3) 整个工作面来压时间趋于一致。
来压步距最大相差10 m, 即不到2 d的时间, 基本呈平稳趋势。
(4) 构造对顶板来压影响大。
节理、裂隙、断层越发育, 来压影响范围、影响度及来压强度越明显。
4 坚硬顶板控制
庚组工作面顶板虽然较坚硬, 但遇到复杂的断层构造时, 局部顶板相对较脆, 伴生的节理、裂隙多, 易断裂破碎, 容易发生冒顶事故。因此, 必须加强顶板支护和现场管理, 从而实现安全生产。
4.1 加强顶板支护
(1) 加强端头支护。
当工作面上下端头出现缺梁、缺柱或无支柱时必须立即补齐, 及时支护。
(2) 加强特殊地段支护。
当采面过断层、破碎带、地质条件发生变化时, 应超前支护, 并加大支护密度。
(3) 带压擦顶移架。
移架时, 同时打开降柱和移架手把, 及时调整降柱手把, 使顶梁紧贴顶板, 支架移动后停止降柱, 移架到规定步距后立即升柱, 从而减轻移架时由于顶板岩层活动而造成的影响。
(4) 铺网护顶。
将金属网铺设在煤层与支架顶部, 割煤拉架后将其置于支架上, 它能有效将顶矸阻挡在支架之上, 既保证顶板不漏顶不冒顶, 又能保证生产的原煤不受矸石污染, 提高原煤质量。
(5) 倒挑梁篷顶配合液压支架。
当工作面顶板状况恶劣, 工作面液压支架超前拉出实现及时支护后, 仍不能维护煤壁机道空顶, 端面距仍超过规定时, 必须采用煤壁垂直工作面倒挑梁篷顶的支护方式配合液压支架管理煤壁空顶。
4.2 加强现场管理
(1) 制订针对性强、操作性强的技术措施, 并严格落实。
当遇到断层等地质构造时, 参考矿压情况, 及时制订专门的、针对性强的安全技术措施, 相关管理部门认真监督贯彻执行。
(2) 强化班组建设。
班组是煤炭企业最小生产单位, 是企业实现安全生产的基础, 也是有效控制事故发生的基本环节。要实现煤矿的安全生产, 安全管理的各项工作, 包括操作规程、作业规程、安全技术措施等都必须要在基层班组中认真落实;其次要切实加强班组建设, 特别是加强对班组长的培训和安全教育, 提高他们的技术水平和安全意识, 使他们在顶板控制中发挥积极作用。
(3) 加强监察执法力度。
安检科等监察部门要严格执行《煤矿安全管理条例》, 坚持“四不放过”原则, 严查“三违”人员, 一经查出, 必须参加“三违”学习班, 学习合格后方可上岗。
5 结语
(1) 庚组工作面坚硬顶板的复杂多变, 通过分析研究矿压监测数据, 探索出基本顶来压规律, 总结出工作面推进速度对矿压的影响及工作面的矿压显现总体特点。
综采工作面坚硬顶板安全控制技术 篇5
1 采面概况
平煤股份四矿庚20-21010工作面位于庚一采区东翼上部, 为庚一采区首采工作面, 相邻的南部、北部均未布置工作面;西与胶带下山、轨道下山及回风下山相通, 东至二矿井田边界20 m, 边界以东20 m为二矿庚20-21080切眼, 已回采;位于王家村以南500 m的东西带, 为低山丘陵, 垂深640～780 m。该工作面走向长815 m, 倾向长175 m, 回采面积达到160 555 m2, 平均煤厚1.76 m, 工业储量395 607 t, 可采储量383 739 t。
该采面通过两巷及切眼掘进揭露:煤厚变化幅度较大, 为1.10～2.60 m (底部夹矸下煤除外) , 大部分煤层厚1.60～1.90 m, 平均厚1.76 m。庚20煤层有2～3层夹矸, 厚0.01～0.20 m, 为浅灰色泥岩夹矸, 较软。煤层走向:西部75°～84°;中部86°～95°;东部76°～90°。煤层倾角:西部9°～9°30′, 中部7°30′～9°;东部平均8.8°。该采面无伪顶, 直接顶为石灰岩, 厚5 m, 属坚硬顶板;基本顶为粉砂质泥岩, 厚11 m, 为Ⅱ类顶板。工作面在回采过程中顶板不易垮落, 需处理顶板, 防止出现大面积空顶现象。
2 岩石爆破损伤断裂机理分析
在岩石爆破机理研究中, 一般认为岩石破坏是冲击波和爆生气体膨胀压力共同作用的结果。冲击波作用只表现在对形成初始径向裂纹起先导作用, 而大量破碎岩石则依靠爆生气体膨胀压力作用。对均质岩体以应力波为主;而对于整体性不好、节理裂隙发育的岩体, 以爆生气体作用为主。
岩石爆破过程在炮孔周围的空间上可分为3个区域:爆破近区 (强烈冲击区, 不大于2～3倍的炮孔直径) ;爆破中区 (非线性过渡区, 不大于2～6倍的炮孔直径) ;爆破远区 (线弹性区) 。
爆破作用下岩石破坏、断裂过程可分为2个阶段:①爆炸应力波使压碎区产生宏观裂纹, 并激活、扩展破裂区的原始裂纹;②爆生气体的准静态作用使爆炸应力波形成的裂纹产生二次扩展。
3 坚硬顶板预裂软化设计方案
坚硬顶板强度高, 节理、裂隙不发育, 具有整体性好和自稳能力强等特点, 在开采过程中容易形成大面积悬顶, 给工作面安全生产带来隐患。因此, 必须对顶板进行处理, 改变顶板岩体的物理力学性质, 以减小顶板悬露面积, 防止或减弱大面积顶板来压。
爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断, 使一定厚度的顶板冒落形成矸石垫层。切断顶板可以减小顶板垮落面积, 减弱顶板垮落时产生的冲击力;形成的矸石垫层则可以缓解顶板冒落时产生的冲击波及风暴。目前, 爆破弱化的方法有浅孔放顶、步距深孔爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔放顶等。
根据庚20煤层具体情况, 结合邻近矿井开采庚20煤层的经验, 确定庚20-21010首采工作面初采采用超前深孔预裂爆破的方式控制顶板。超前深孔预裂爆破主要作用:切断坚硬顶板, 减小顶板垮落面积。具体做法:在工作面巷道和切眼内向顶板打深孔, 预先破坏顶板的完整性。通过超前深孔预裂爆破的方式弱化顶板, 减少初次来压步距和周期来压步距。
(1) 工作面设备安装后, 在切眼内距采空区侧巷帮1
m处的顶板上打双排眼, 排距1.5 m, 并在工作面两端头向外侧打一组扇形炮眼。175 m长的切眼共布置32组炮眼, 每组2个 (如a1、a′1) , 共64个炮眼。其中工作面内布置30组炮眼 (分别为a2—a8、a′2—a′8、b1—b8、b′1—b′8、c1—c8、c′1—c′8、d1—d7、d′1—d′7) , 共60个炮眼;工作面两端头各布置1组炮眼 (分别为a1、a′1和d8、d′8) , 共4个炮眼。炮眼布置如图1所示, 工作面超前预裂爆破参数见表1。
(2) 切眼爆破时间。
在工作面从切眼处开始推进3～4刀后, 即2.4～3.2 m时, 在切眼液压支架后进行装药、连线和爆破, 爆破前, 工作面通风系统按回采时的通风系统不变。
(3) 切眼炮孔爆破。
起爆顺序是从运输巷端头开始向回风巷侧端头依次起爆。每次起爆2个炮孔, 为分组装药, 分次爆破。一茬炮连线采用“局部并联, 总体串联”的方式进行 (即2个炮孔串联, 1个炮孔内并联) 。起爆顺序:d8、d′8→d7、d′7→…→d2、d′2→d1、d′1→…→c2、c′2→c1、c′1→…→b2、b′2→b1、b′1→…→a2、a′2→a1、a′1。
4 顶板控制技术措施
(1) 施工前, 在整个开切眼支架后方的空顶范围内打一排单体支柱, 柱距为2 m。在顶板较破碎区域要加强支护;在第1轮放炮后, 对第2轮炮眼的顶板要补强支护。
(2) 钻孔施工应选择在顶板支护完好地点, 如施工地点支护不完好必须首先加强支护 (打点柱) , 否则不得施工。施工期间, 施工单位必须指派专人进行全过程的顶板安全监护。
(3) 施工钻孔需剪网时, 以不影响钻孔施工为宜, 尽量缩小剪网范围, 且必须将钻孔周围的悬矸危岩全部找掉。
(4) 放炮后, 必须由外向内进行顶板检查, 执行自外向内、自上而下的“敲帮问顶”制度, 并由1人进行, 1人监护。
(5) 爆破现场100 m范围内备用10架以上工字钢棚及其附件, 发现顶板下沉、掉渣等冒落迹象时, 必须立即自外向内进行架棚加固。
5 应用效果分析
庚20-21010首采工作面实施深孔预裂爆破取得了良好的效果。在支架后侧炮眼爆破后, 顶板出现了一条较深的“沟槽”裂隙。当工作面推进3个循环以后, 顶板开始大面积冒落, 垮落由两巷端头向工作面中部延伸, 冒落范围达到工作面的1/3左右;工作面继续向前推进10 m左右, 顶板全部冒落, 并出现随采随落的现象, 支架后部空间被冒落的矸石充填密实。在初采放顶推进过程中, 未出现切顶、压架和瓦斯瞬间大量涌出的现象。此次首采工作面坚硬顶板深孔爆破较好地实现了顶板预裂的目的, 防止了工作面因顶板瞬间大面积来压引发破坏工作面综采设备、危害作业人员人身安全等事故的发生, 保证了工作面正常安全高效生产。
6 结语
(1) 通过采取坚硬顶板预裂软化技术, 安全、有效地解决了坚硬顶板悬露不冒的问题, 同时也避免了采空区悬露不冒造成的瓦斯积聚, 消除了在采空区高瓦斯环境下处理坚硬顶板危险性大的现象。
(2) 预裂软化技术可以根据顶板的坚硬、 厚薄程度改变眼深、 眼距和每眼装药量, 以提高预裂爆破的效果。
(3) 对于坚硬顶板, 除采用预裂爆破技术外, 还可以采用高压注水软化顶板、松动煤体等综合措施改变顶板冒落性能, 达到顶板充分冒落的目的。
摘要：针对平煤股份四矿庚20-21010工作面的坚硬顶板的实际情况, 深入分析了岩石爆破损伤断裂机理, 利用超前深孔预裂爆破的方式控制顶板, 实现了顶板预裂的目的, 避免了工作面因顶板瞬间大面积来压引发破坏工作面综采设备、危害作业人员人身安全等事故的发生, 保证了工作面正常安全高效生产。
煤矿坚硬顶板水力致裂技术研究 篇6
1 工程地质概括
龙顶山煤业开采的15#煤层平均厚度4.29 m, 直接顶为K2石灰岩, 厚度7.42~8.5 m, 平均8.00 m, 致密坚硬, 节理裂隙较发育, 在井田内该岩层特别稳定, 单向抗压强度平均127.57 MPa, 单向抗拉强度平均7.56 MPa;抗剪强度平均16.11 MPa, 属坚硬顶板。由于直接顶岩层厚度大, 致密坚硬, 回采过程中不易垮落, 易形成大面积悬顶。因此, 为了安全开采, 需要对直接顶进行弱化处理。
2 坚硬顶板弱化机理
坚硬顶板弱化的主要目的是减小顶板初步垮落的极限步距, 其主要原理是减小顶板悬顶面积, 释放顶板聚积的能量[1]。其具体措施如下。
(1) 改变坚硬顶板在工作面发生切顶的应力条件, 一般采取强制放顶来实现, 手段为爆破法弱化坚硬顶板。
(2) 改变坚硬顶板岩层的物理化学性质, 一般通过顶板预注水弱化顶板来实现, 手段分为高压水和静压水。
爆破弱化的方法是利用炸药爆炸形成的人工破碎区和裂隙区将坚硬顶板大面积破坏, 从而大大降低顶板岩体的强度, 提高顶板节理和裂隙的发育程度, 进而极大降低顶板抗剪切破坏的能力, 使其容易破碎冒落。同时, 爆破弱化还对顶板岩石剪应力分布进行再次调整和弹性能量的释放, 避免在工作面支架处发生切顶断裂及台阶下沉, 从而避免顶板大范围垮落形成飓风灾害。
注水弱化是利用钻头在坚硬顶板中形成钻孔, 注入高压水或静压水实现破坏顶板整体性、降低强度的方法。高压水在钻孔端部形成水楔, 产生巨大应力作用使顶板微小原生裂隙得到大幅扩展, 从而破坏其整体性以减轻顶板来压强度。静压水能溶解顶板岩石层理间的胶结物和部分矿物, 减小层理间粘结力, 同时岩石的软化性增强、强度显著降低, 从而达到弱化坚硬顶板的目的。
3 坚硬顶板水力致裂控制方案
3.1 坚硬顶板需控岩层确定
按照垮落带直接顶和老顶分层碎胀后能填满采空区空间的原则, 得出理论的垮落带高度计算公式h, :
碎胀系数KZ取1.3, 设计采高3.3 m, 则需要控制的最大顶板厚度为11 m。由此初步确定工作面顶板岩层处理范围为沿工作面顶板至上方11 m的垂直高度, 11 m岩层中下部为平均厚度8 m石灰岩直接顶, 8 m以上3 m老顶分层的为中细粒砂岩。
3.2 水力致裂参数的确定
(1) 注水压力的确定
式中:Pf——破裂水压力;
σz——垂直应力;
λ——侧压力系数;
σth——直接顶岩体抗拉强度;
ps——瓦斯压力。
作用在单元体上的竖向应力来自上覆岩层的岩石重量, 一般为:
式中:σz——竖向主压力, MPa;
H——直接顶埋深, m, 取130 m;
g——重力加速度, 9.8 m/s2;
ρs——上覆岩层密度, 平均取2.6 t/m3;
竖向应力取3.31 MPa, 直接顶岩石抗拉强度7.56 MPa, 瓦斯压力取0 MPa, 计算得不同侧压力系数下的破裂水压力见表1。
考虑到管路损失, 注水泵的额定压力应在20 MPa以上。具体水力致裂破裂水压力可通过井下现场调压试验确定。
(2) 注水流量与注水时间的确定
注水流量 (也称注水速度) 是指单位时间内的注水量。为了便于各钻孔注水流量的比较, 通常以单位时间内每米钻孔的注水量表示。由于岩体的节理裂隙相对较为发育, 在水力致裂过程中水的滤失较为严重, 滤失一方面减低裂尖扩张的净水压力, 同时会导致煤岩体大量吸水, 在一定的岩层条件下, 钻孔的注水流量随钻孔长度、孔径和注水压力的不同而增减, 钻孔50 m深, 矿上现用200 L/min的泵来满足注水要求。
根据矿上现有泵站情况以及钻孔情况, 初步确定单孔最长压裂时间约为25分钟, 为保障安全, 水力致裂时间不宜超过30分钟。
3.3 钻孔布置
在综采工作面两条顺槽中每隔30 m布置一个钻场, 利用现有钻场, 每隔30 m向顶板打一个钻孔。其中钻孔与巷道中线夹角53°, 与水平面夹角20°, 钻孔深度为50 m。为保证顶板充分致裂, 在钻孔中利用水力割缝每预置多条裂缝, 实际裂缝数根据现场实际情况定[2]。
同时为保证顶板能充分致裂, 根据前期水压致裂效果和现场实际情况, 可在两顺槽超前支护段垂直顶板向上打补充钻孔, 保证两顺槽三角区顶板充分致裂, 靠近工作面煤壁每隔8 m打一个, 钻孔深度9 m, 钻孔深度较浅, 可用锚索钻机φ32钻头施工, 具体见图1。
3.4 封孔
(1) 封孔方式
封孔器具有使用方便, 操作简单, 以及可以重复使用等优点, 并且考虑到钻孔深度较大, 顶板坚硬致裂所需水压力较大, 所以初次放顶期间用于弱化顶板的钻孔采用高压膨胀胶管封孔器封孔。钻孔封孔段的孔径要圆, 孔壁要平, 弯度要小, 孔壁直径比封孔器胶筒直径大5~10 mm为宜。封孔器封孔法操作方便, 简化封孔工艺, 且封孔器可以重复利用, 材料消耗少, 封孔成本较低。按注水压力选择与其适应的封孔器型号, 按钻孔大小选择合理的封孔器直径[3]。
(2) 封孔深度
封孔深度取决于注水压力、顶板岩层的裂隙发育程度、岩层的渗水性及钻孔方向等。一般对于注水压力高、顶板岩层裂隙发育及渗水性能强的上向钻孔, 其封孔深度要大;而顶板岩层裂隙发育少时, 则可以适当减少封孔深度。本次水力致裂用于弱化顶板, 为确保顶板致裂效果, 钻孔深度50 m, 预置水力割缝, 所以确定封孔深度不小于2 m, 封孔时应尽量先深封孔, 在注水过程中监测到水压力有明显下降后可将封孔器向外拔出一段再继续水力致裂, 使裂缝充分扩展。封孔段有效长度应不小于1 m。
4 现场效果
综采工作面按设计的水压致裂参数进行了工业性试验, 通过对工作面垮落步距实测数据的分析, 工作面水压致裂取得了如下效果:顶板的垮落步距明显减小, 矿压显现缓和。经过工作面水压致裂处理后, 直接顶初次垮落步距为5 m, 基本顶初次来压步距为31 m, 周期来压步距为8 m。
5 结论
(1) 坚硬顶板工作面在回采过程中, 悬顶面积过大, 在来压或顶板垮落时容易引起冲击地压等地质灾害, 利用水力致裂法可有效坚硬顶板整体性和致密性, 有助于提高坚硬顶板工作面回采作业的安全水平[4]。
(2) 工业性试验表明, 该方案能有效缓和顶板矿压显现, 防止顶板突然垮落时引起地质灾害, 从而证明对于龙顶山煤业15#煤层综采工作面坚硬顶板弱化是合理的[5]。
参考文献
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[2]朱德仁, 钱鸣高, 徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨[J].煤炭学报, 1991, 16 (2) :11-18.
[3]宋永津.大同煤矿采场坚硬顶板控制方法与工程效果[J].煤炭科学技术, 1991 (12) :18-22.
[4]闫少宏, 宁宇, 康立军, 等.用水力压裂处理坚硬顶板的机理及实验研究[J].煤炭学报, 2000, 25 (1) :32-36.
坚硬厚顶板 篇7
关键词：坚硬顶板,煤层开采,人工强制放顶
当煤层之上无直接顶或直接顶很薄, 垮落后不能填满采空区, 而基本顶为坚硬、完整和厚度大的砂岩、砾岩或石葳岩时, 这类基本顶称为坚硬顶板。坚硬顶板的强度很高, 而裂隙又不发育, 其分层厚度一般在4~10m以上, 单向抗压强度一般达80~100MPa以上, 弹性模量达20~40GPa。坚硬顶扳, 特别是厚层难冒坚硬顶板存在的问题是, 当采用刀柱采煤法或长壁垮落采煤法开采时, 坚硬顶板能在采空区悬露很大面积而不垮落, 初次来压和周期来压步距大, 来压时产生动压冲击, 容易损坏支架, 严重情况下采空区悬顶面积可达几千、几万平方米。过去我国主要采用煤柱支撑法管理这类顶板, 由于需要留设大量煤柱, 工作面的采出率只有40%~60%。在坚硬顶板下采煤, 顶板需要特殊处理。
人工强制放顶是在开采坚硬顶板条件下的煤层时, 为减少采空区大面积悬顶对采场及人身威胁而向煤层顶板打深钻孔, 并进行爆破, 从而使坚硬完整的顶板离层、开裂以致软化。最终达到减少采空区顶板悬露面积, 减小顶板初次来压和周期泰压步距, 减缓来压时的冲击载荷, 减小对工作面设备和人员威胁的目的。
1 井下长壁工作面强制放顶
要按工作面长度、顶板的岩性、结构及构造发育程度估算顶板初次来压和周期来压步距, 而后设计人工强制放顶参数。按设计参数向顶板打一排或两排钻眼, 装药爆破, 迫使顶板开裂。
强制放顶工作在回采巷道内超前工作面进行时, 即预先爆破强制放顶法, 在强制放顶工作在工作面上、下端头及中部位置, 并与采煤工作同步进行时, 称同步爆破强制放顶法。在工作面顶板的人为破断线是大致平行于工作面的直线时, 即一字形放顶法。当顶板的人为破断线为平行于工作面的阶梯状折线时称为台阶式强制放顶法。
1.1 步距式一字形放顶法
第一, 超前工作面预先爆破强制放顶法。该放顶法的全部工序, 包括钻孔、装药和爆破等都是在工作面顺槽内, 或在工作面开采前方进行。采用该放顶法的目的是使坚硬完整的顶板产生爆破裂隙, 并在采煤工作面经过时扩展, 形成弱面, 以降低顶板的垮落难度。在采煤工作面前方, 按照一定间距向坚硬顶板钻深钻孔, 进行预爆破松动, 使坚硬岩层形成裂隙发育时, 并在工作面经过时扩展, 形成弱面, 在移架或回柱后尽快垮落。一般认为, 当工作面长度小于120~150m时, 可采用单巷钻孔布置, 当工作面长度大于150m时, 可采用双巷钻孔布置。放顶的主要爆破参数是顶板处理高度、钻孔间距和钻孔的空间布置。为防止顶板沿煤壁切落, 每组钻孔水平方向呈扇形布置, 在垂面上, 呈仰角12°~35°, 钻孔长度随工作面长度变化, 一般不超过60m, 一组钻眼的间距小于周期来压步距。放顶工作一般要超前采煤工作面80~120m或工作面长度的2/3以上。超前工作面预先爆破强制放顶法的特点是:预爆破顶板的所有工序都在超前工作面的回采巷道中进行, 采煤和预爆破顶板互不干扰, 预爆破对采扬支护影响小。
第二, 同步爆破强制放顶法。该放顶法的全部工作都在采煤工作面上、下端头及中部进行, 放顶的部分工作需要工作面停产, 其特点是:放顶步距可随工作面的情况调节, 直接顶垮落的同时, 使基本面产生裂隙, 缩短来压步距, 减少来压时的巨大冲击载荷。能适应于高瓦斯煤层的开采。采煤工作相互干扰, 制约了采煤工作面的生产效率。爆破产生的冲击载荷对工作面支护不利。
1.2 台阶放顶法
在沿采煤工作面布置方向上, 将采空区顶板切落线分成2 段或3 段, 使底板的切落线形成平行于工作面的阶梯形折线, 这样的放顶称为台阶放顶法。在准备班内完成各段的钻眼、爆破等工序, 一般综采工作面内前后台阶错距为2m, 普采工作面错距为1.0~1.5m, 钻眼孔径一般为60~64mm, 孔深小于4 倍采高。这种放顶法同时放顶的规模小, 顶板垮落时对采场支护的影响小, 由于作业人员较多, 对采煤工作影响较大, 适用于周期来压强烈, 但来压步距差不明显的坚硬顶板。
2 井下刀柱工作面强制放硕
2.1 刀柱间通头放顶法
这种放顶方法是在采空的刀柱工作面内, 沿工作面全长以一定间距向顶板打一排放顶钻跟, 然后装药爆破, 迫使顶板断裂放落, 钻孔布置及爆破参数要根据现场具体条件确定。根据放顶线及放顶作业方式, 该放顶法分为正台阶放顶法和反台阶放顶法。
2.2 刀柱间封口救顶法
这种放顶方法是刀柱工作面采空后, 在刀柱工作面的上、下两端, 沿顶板向采空区方向钻跟爆破, 迫使顶板垮落, 堵死通向采空区的通道, 以防止采空区顶板大面积垮落时造成灾害。
参考文献
[1]霍丙杰, 张宏伟.煤层复杂性评价理论探讨[J].世界科技研究与发展, 2010, (10) :76.