大采深煤层（精选4篇）
大采深煤层 篇1
冲击地压是一种复杂的矿山动力现象, 其形成的力学环境、发生的地点、宏观和微观上的显现形态多种多样, 冲击破坏强度和所造成的破坏程度也各不相同, 事关煤矿的安全生产和职工的生命安全, 落实好掘进巷道的冲击危险性评价及卸压措施意义重大。
1 掘进巷道冲击危险性机理、评价及治理
断层、相变、褶皱等构造对冲击地压具有诱发作用。其中断层、相变形成的构造应力和掘进工程形成的支承压力叠加;褶皱向斜轴部、翼部存在的残余应力与采掘工程的形成的支承压力叠加。
掘进巷道临近构造复杂带时, 构造形成的构造应力与采掘形成的超前支承压力叠加, 易发生冲击地压。
对于掘进巷道, 其冲击地压危险性监测不仅在掘进迎头, 而且波及到巷道后部处于高应力区域。因此。为确保巷道掘进期间整个巷道的安全, 需要对巷道迎头和后部巷道进行冲击地压危险性监测。监测方法根据整个巷道冲击危险性等级分布特征进行选取, 掘进迎头及后部巷道均应加强防治。
为了及时客观地评价各采掘地点的冲击危险程度, 必须实时确定支承压力峰值的大小和位置。峰值愈大, 距煤壁愈近, 冲击倾向程度愈大。但直接测定煤层应力相当困难, 一般多采用相对评价的方法, 即煤粉钻屑法。其原理为通过测量钻孔煤粉量的大小以确定相应的煤体应力状态, 若将煤粉钻孔视为在冲击危险区开掘了一个微型巷道, 则制造煤粉钻孔就犹如进行规模缩小的冲击地压模拟实验。打钻时钻孔冲击、粒度、煤粉量、推进时间和推进力的变化及钻杆被夹持等有关动力效应, 作为鉴别冲击危险性的依据。
冲击危险程度的最大检测深度一般为3~4倍采高, 梁宝寺矿井掘进迎头煤粉孔检测深度一般为16m, 两帮煤粉孔检测深度为11m。
掘进巷道常规卸压措施包括施工大直径卸压孔、放卸压炮及煤层高压注水等。
2 典型案例分析
以3400配风巷迎头动力现象显现为例进行分析。
梁宝寺矿井3400配风巷掘进工作面临近3228工作面采空区, 为沿空送巷掘进, 该掘进工作面施工开始, 现场煤炮频繁发生, 迎头及帮部煤粉钻屑值超标, 最大煤粉值3.3kg/m, 迎头煤体有明显掉渣现象, 几处锚杆、锚索发生折断, 退后迎头两帮十米范围内几处锚盘出现一定程度的翻盘, 施工卸压孔至10-14m时, 孔内煤炮频繁发生, 钻杆卡住。具体发生位置如图1中黑心点所示。
从图1中可以看出, 3400配风巷迎头方向右侧为3228采空区, 可能处于该采空区形成的侧向支承压力范围内, 且当天掘进位置已靠近黄河李背斜的轴部, 褶皱残余的构造应力与掘进工作面形成的超前支承压力相互叠加, 造成煤体应力集中, 该掘进工作面300m范围内巷道分布较为密集, 表现为该工作面当班煤炮频繁, 煤粉值超标现象, 煤粉颗粒逐渐加大, 且施工过程中钻具被挤压在钻孔内无法抽出。
该工作面被列入防冲管理重点区域, 正迎头每班、每掘进5m面向迎头及左帮, 各进行一次放炮卸压, 炮眼深度12m, 装药6m, 炮眼封满炮泥 (卸压炮眼布置位置如图2) ;放炮卸压后, 在正迎头施工一个准42mm的小直径钻孔, 进行动力观察, 若无顶、卡、吸钻现象则可以正常掘进。否则, 需要再次施工卸压炮进行动力观察, 直至无动力现象为止 (监测深度18m, 布置在卸压炮侧1.0m处) 。帮部放卸压炮4小时后在两卸压炮眼中间进行煤粉检测, 若煤粉超标则在两炮眼之间施工卸压孔 (孔深18m) 。
按照既定的防冲措施施工, 3400配风巷至透巷期间, 巷道安全掘进, 煤炮数量明显减少, 未发生任何煤层冲击现象。
3 掘进巷道煤层冲击防治措施
(1) 超前进行防冲隐患排查
结合采掘工程平面图及防冲工程平面图, 对各掘进巷道的应力分布情况及转移规律进行细致分析, 对构造区域周围受采动影响中可能出现的应力集中及安全隐患地点做好排查, 提前制定防冲卸压措施超前实施卸压。
(2) 常规化煤粉检测
掘进迎头每班及滞后迎头5m两帮各施工一个煤粉检测孔, 当煤粉量大于等于2.6kg/m时, 及时采取相应的卸压措施 (施工卸压孔、煤层注水、施工大直径卸压孔等) 当煤粉量大于等于3.5kg/m时, 立即停止施工, 撤出施工人员, 安排防冲专业人员解危, 待煤粉值降至标准值以下时, 方可进入施工。
(3) 超前卸压
构造附近 (断层、向背斜轴部、煤层相变等) 煤岩体内的应力集中程度高。当掘进工作面接近该区域时, 可对工作面迎头、两帮实施大直径钻孔或施工卸压炮, 使应力向煤岩体深部转移, 从而达到卸压的目的。根据多个矿井的实践, 比较可靠的卸压钻孔参数为:钻孔直径110~150mm, 钻孔间距不大于2m, 钻孔深度不小于20m, 孔口高度1.2~1.5m;卸压炮炮眼深度12m, 装药6m。
4结论
(1) 掘进巷道煤层冲击显现特征包括短时间较大煤炮连续发生、煤粉检测值连续超标、锚盘翻盘、锚杆弹出等, 均为应力集中的显现特征, 应提高重视, 列为防冲工作重点。
(2) 掘进巷道应力集中, 原因多为地质构造、采掘产生的支承压力或残余的构造应力的叠加影响:其中褶皱区域存有残余的构造应力与弹性能, 受采动影响而释放;断层及煤层相变区域为构造形成的支承压力与工作面超前支承压力叠加。
(3) 掘进巷道应加强冲击危险性评价, 掘进迎头及两帮执行好煤粉检测, 并根据检测结果及时采取卸压措施。当煤粉值超标时, 应立即施工大直径卸压孔、放卸压炮或进行煤层注水等方式解危, 并再次进行煤粉检测。
摘要：本文结合梁宝寺矿井掘进巷道煤层冲击显示特征, 分析其形成原因, 进而探究冲击地压作用机理, 根据现场条件及时采取了卸压措施, 起到了防冲效果。
关键词：煤矿,煤层冲击,构造,显现机理,应力叠加
参考文献
[1]窦林名, 何学秋.煤矿冲击矿压的分级预测研究[J].中国矿业大学学报, 2007, 36 (6) :717-722.
[2]姜耀东, 赵毅鑫, 何满潮, 等.冲击地压机制的细观实验研究[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (5) :901-907.
大采深煤层 篇2
1工作面概况
临沂矿务集团王楼煤矿1105工作面位于矿井的西南部,采用走向长壁综合机械化开采方法,回采煤层为1#煤,煤层厚度为0.8m~3.1m,平均煤厚为2.0m,煤层走向以NE向为主,煤层倾角为3°,是近水平煤层。煤层底板标高为-1012m~-1050m,第1部分工作面走向长约为1200m,工作面宽度约为120m,第2部分工作面走向长约为1000m,工作面宽度约为110m,总面长2200m。1#煤直接底为粉砂岩,基本底以灰岩为主,灰岩累厚5.05m~18.24m,中夹石灰岩、粉砂岩。王楼煤矿范围内奥灰是1#煤开采底板的直接充水含水层,厚10.30m~28.00m,平均17.10m,距1#煤底板28.00m~47.00m,平均38.00m,裂隙发育程度较大,单位涌水量0.50L/(s·m),最高承压水水压4.7MPa,平均涌水量为130m3/h。由于奥灰具有埋藏深、水压大的特点,因此1#煤在开采过程中奥灰底鼓水害威胁不容忽视。
2数值模拟
2.1模型建立
结合1105工作面的水文地质情况,并综合考虑本数值模拟的目的,将研究区内岩层按其基本性质及参数划分为砂质泥岩、粉砂岩、中砂岩、细砂岩、煤层、粉砂岩、白云质灰岩、石灰岩、奥灰含水层等9个地质岩组。建立数值模型的体积取X×Y×Z为200×180×120,煤层厚度取2m,煤层顶板厚度取61m,底板厚度取57m,工作面倾向方向设置为Y方向,其走向方向设置为X方向,煤层垂直方向设置为Z方向。模型四周侧面采用水平方向固定自由边界,模型底面采用垂直方向固定自由边界,模型顶部按照980m岩石重载的补偿荷载垂直施加到顶部边界,垂直力约为18.30MPa,我们此次主要研究的是沿煤层走向方向,煤层采动后底板塑性破坏深度的数值模拟,数值仿真模型如图1所示。
2.2分析底板塑性区破坏特征
根据FLAC3D数值模拟得到了底板塑性破坏区云图(见图2)
3结论
(1)煤层采动后必然会引起地层各应力的重新分布,根据现场实测得出煤层底板岩体破坏深度介于13m~16m之间。
(2)采用FLAC 3D数值仿真模拟的方法,对大采深煤层采动后底板塑性破坏深度进行综合研究,得出1105工作面底板采动塑性变形破坏深度约为13.5 m。
(3)1105工作面采动塑性破坏深度模拟值与实测值较为接近。证明FLAC 3D数值仿真技术在模拟底板采动破坏深度方面较为可靠。
摘要：近年来煤炭资源使用率仍占国家总资源使用的50%以上,因此我国煤炭开采的深度不断在增大,大采深煤层在工作面回采后底板破碎导致突水灾害频发,并呈逐年递增的趋势。因此,能够正确地了解煤层底板在采动后其破坏深度和地应力分布的规律对于预防煤层底板突水具有重要的作用。运用FLAC 3D数值模拟技术研究底板破坏深度及应力分布规律具有重要的意义。
关键词：flac,3D,大采深煤层,破坏深度
参考文献
[1]张金才,等.岩体渗流与煤层底板突水[M].北京:地质出版社,1997.
[2]王作宇,刘鸿泉.承压水上采煤[M].北京:煤炭工业出版社,1992.
[3]刘伟韬,等.底板采动破坏深度实测与模拟[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2013(32):1585-1589.
大采深煤层 篇3
地表裂缝是煤炭开采对地表造成破坏的常见形式之一[1],裂缝发育的程度和形态对地表生态环境造成了严重破坏。因此,在厚松散层开采条件下研究地表裂缝发育特征及成因分析具有十分重要的意义。在地表裂缝的形成机理以及厚松散层条件下的开采沉陷的研究上,国内外学者做了大量工作,取得许多有价值的成果。胡振琪等[2]研究了风积沙区地表裂缝分布特征及发育规律。李永树等[3]分析了厚冲积层条件下地表裂缝的形成机理。刘辉等[4]运用基于薄板理论的基本顶“O-X”破断理论,研究了开采引起的地表塌陷坑型裂缝的形成机理。陈俊杰等[5]研究了在高强度开采条件下地表裂缝的发育特征及形成机理究。本文以河北唐山林南仓矿1118工作面为研究对象,通过现场调查以及实验模拟的研究方法分析了在厚松散层大采深条件下开采引起的地表裂缝的发育形态及形成机理,以期为其他类似地质条件下的开采提供技术参考。
1 研究区概况
林南仓矿位于河北省唐山市玉田县林南仓境内。井田东西走向约为7 km,南北宽约3.5 km,1118工作面主要开采11煤层,煤层埋藏深度600~700 m,煤层厚度为0~12.07 m,平均4.05 m,煤层倾角15°,采用条带开采上行开采方式开采煤层。煤层底板为粉砂岩、泥质石灰岩和砂质泥岩,上覆岩层为粉砂岩、泥岩和中、细粒砂岩,岩层岩性属中硬偏软性岩层性质。上覆第四系含水松散层厚达218 m,主要由砂层、黏土层、砾石层及少量卵石层组成,且松散层中含水量比较丰富。
2 地表裂缝发育形态及分布特征
2016年1月6日—2016年1月12日,笔者对该矿区进行了实地调查,并对地表裂缝的发育形态及分布特征进行了总结分析。通过总结分析发现,受该工作面采动影响,工作面上方地表裂缝发育特征主要有:(1)工作面上方地表裂缝发育密度小,宽度小。根据现场调查和井上下对照图可知,工作面上方地表裂缝呈“一”字形或斜“一”字形发育如图1所示。裂缝延伸方向大致平行于工作面走向方向,倾向方向无裂缝发育。经现场调查,地表裂缝发育为单一主裂缝,裂缝宽度约10~20 cm,平均宽度16 cm,周围没有伴随裂缝生成,在裂缝发育分布区域内,周围20 m范围内无其他伴随裂缝生成,裂缝发育密度较小,并且随与工作面边界距离增加,裂缝发育密度逐渐减小。(2)裂缝宽度不一,伴有台阶型裂缝生成。在对煤层进行开采的过程中,随着工作面的推进,在采空区边界外侧的上方地表沿工作面走向方向地表产生宽度不等的裂缝,并伴有错台或台阶的生成如图2所示。经现场调查发现,裂缝宽度最大可达0.1~0.3 m,裂缝深度6~10 m不等,台阶落差0.3~0.6 m,根据井上下对照图发现,裂缝在倾斜主断面位置最宽,台阶落差大,裂缝宽度最大可达0.3 m,台阶落差最大可达0.6 m,之后沿煤层走向方向两端逐渐减小。
3 地表裂缝的成因分析
3.1 裂缝形成的理论分析
在工作面的推进过程中,受采动影响,在采空区上方形成下沉盆地,在采空区边界与下沉盆地边界之间,地表下沉不均匀,地面移动向下沉盆地中心方向倾斜,产生拉伸变形,当这种变形传递到松散层时,松散层上部为厚度5 m以上的地表黄土层,黄土结构松散、孔隙度高(易形成垂直裂隙)、直立性强。黄土层中的垂直裂隙发育导致其抗拉伸能力低,这些垂直裂隙在土层中形成结构弱面,阻碍了土层中的移动变形向外传递,从而形成了集中释放拉伸变形的载体并使得地表形成的裂缝不断扩张加宽。由于松散层中砂土含量较高,砂土流动性较强,对一些小的裂缝具有愈合作用,所以在地表表现为主裂缝拉伸发育,无伴随小裂缝生成。在水的影响作用下,水砂相互作用,使砂子胶结能力增强,促使裂缝两边的砂子胶结在一起,形成台阶式裂缝。
3.2 相似材料实验的模拟
3.2.1 模型的建立
该工作面采深600 m左右,采厚4 m,松散层218 m,约占采深的1/3,对地表变形起着关键性作用,因此建立三维立体模型(长宽高:1 m×1 m×1 m),对松散层进行模拟,用湿度与矿区湿度相似的细砂土进行模拟,几何比例采用1∶200,建立模型如图3所示。
3.2.2 模型的开挖
建立模型后,对模型进行开挖,分条状间隔20分钟依次次进进行行开开挖挖。。开开挖挖出出第第一一条条和和第第二二条条刚刚板板,,砂砂子表面基本无明显变化发生。开挖出第三条后,在沿工作面左侧距开采边界13 cm出沿走向方向出现一条裂缝,裂缝宽度1 mm如图4所示。开挖出第四条后,第一条裂缝发育宽度2 mm,并在其左侧5 cm处出现第二条裂缝,裂缝宽度1 mm如图5所示。开挖出第五条后,左侧第一条裂缝逐渐愈合,第二条裂缝宽度达到最大2 mm,同时工作面左侧边缘区域出现一条裂缝,宽度1 mm。开挖出第六条后,左侧裂缝宽度达到最大,两侧裂缝基本对称,同时在工作面停采线上方沿工作面倾向方向出现台阶式裂缝。
3.2.3 实验结果分析
通过建立三维立体模型,模拟厚松散层对地表采动裂缝的影响作用过程。实验结果表明:在模型开挖过程中,模型表面地表裂缝的发生,发育形态,与矿区调查结果基本一致,基本验证了理论分析。
4 结语
(1)在厚松散层大采深开采条件下,地表裂缝发育为单一拉伸型裂缝,密度小,并伴有台阶型裂缝和塌陷坑的生成。(2)分析了裂缝发育特征与地质采矿条件的关系。由于松散层中含水影响,水砂相互作用,增强了砂子的胶结力,上覆岩层在发生移动和变形的同时,沿着断层面发生滑动,当这种滑动传递到松散层时,受含水松散层的影响,地表发育成台阶式裂缝。
参考文献
[1]何国清,杨伦.矿山开采沉陷学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1991.
[2]胡振琪,王新静,贺安民.风积沙区采煤沉陷地裂缝分布特征与发生发育规律[J].煤炭学报,2014(1):11-18.
[3]李永树,王金庄,周竹军.厚冲积层条件下开采沉陷地区地表裂缝形成机理[J].河北煤炭,1996(2):8-9.
[4]刘辉,何春桂,邓喀中,等.开采引起地表塌陷型裂缝的形成机理分析[J].采矿与安全工程学报,2013(3):380-384.
大采深煤层 篇4
1松软突出煤层钻进困难原因分析
松软突出煤层具有强度低、富含瓦斯、解吸速度快、透气性差等特点,钻头在轴向压力的作用下侵入煤体,同时在回转扭矩的作用下切削破碎煤壁。在钻头和钻杆的扰动下,孔壁破裂失稳,煤体由约束状态转变成表面状态、流变准平衡状态转变成变形速度较大的状态[4,5],大量瓦斯解吸,钻孔前方与后方出现较大的瓦斯梯度,形成瓦斯激流,激流边运送边粉化破坏煤颗粒。由于钻孔孔径较小,破坏的煤颗粒难以顺利排出孔外,使形成的瓦斯梯度增强,瓦斯由涌出演变成爆发性喷出,发生喷孔、顶钻,致使钻孔深度达不到要求。此外,钻孔排渣量远小于产渣量,大量煤屑在孔底堆积、压实,形成煤屑楔(图1),煤屑楔向上支撑起钻杆,容易造成卡钻事故。
2双动力协同排渣深孔钻进方案
及时、顺畅地排除煤渣是实现深孔钻进的关键。光面圆形钻杆钻进时,排渣动力主要是外界的流体动力,难以满足排渣要求,容易形成煤屑楔,阻碍钻进。螺旋钻杆协同水力钻进时,破碎的煤颗粒除受到水的携带作用外,还受到螺旋钻杆的输送作用,实现了机械和水力双动力协同排渣,提高了排渣能力,消除煤屑楔的阻滞作用,实现均匀、安全、快速排渣。其排渣路线如图2所示。此外,采用水力排渣有助于抑制粉尘的产生,可改善工作环境。
3现场应用及效果分析
3.1工作面概况
淮北杨柳矿10414工作面是104采区(首采区)的首采工作面,位于第7个区段。上邻10412工作面,下接10416工作面(两面均未准备)。南翼(切眼侧)以小沈家断层煤柱为界,北翼到3条大巷(东翼轨道大巷、东翼运输大巷、东翼回风大巷)保护煤柱。工作面走向长1 050 m,倾斜宽180 m,回采二叠系山西组10煤层,采用综合机械化采煤方式,自由垮落式控制顶板。工作面底板标高-610～-558 m。工作面位于牛小集背斜轴部。背斜两翼宽窄不等,较缓,波幅数十米。煤层赋存条件复杂,经常遇断层。煤层突出危险性预测指标值:瓦斯压力2.0 MPa;瓦斯含量12.02 m3/t;瓦斯放散初速度ΔP为20;坚固性系数f为0.36;煤破坏类型为Ⅲ—Ⅳ类;钻屑瓦斯解吸指标K1为0.69;钻屑瓦斯解吸指标Δh2为360;极限吸附常数a为27.65 m3/t,具有突出危险性。
3.2钻孔设计
10414工作面采用穿层钻孔和顺层钻孔相结合的钻孔设计方法,钻孔布置如图3所示。以往顺层钻孔施工时,主要采用ZL850型钻机,光杆Ø50 mm复合钻头,采用压风排渣,但存在钻机平移劳动强度大、钻机扭矩小、钻孔跑偏率大、施工环境差、夹钻方式不安全等缺点,不能适应目前煤巷机械化掘进和连续化运输的需求。因此,引进CMS1-6200/80型履带式钻机,该钻机扭矩达6 200 kN,采用Ø98 mm螺旋钻杆,宝塔形钻头,自旋式排渣方式,适合长距离顺层钻孔施工,能适应高地应力、高瓦斯压力、松软煤层的钻孔施工条件。地质构造异常带施工顺层钻孔,除采用大功率钻机外,针对不同的地质条件,采用循序递进、瓦斯抽采、穿层孔补充等手段,保证工作面瓦斯治理到位。
3.3钻孔施工
10414工作面受地质构造影响,内部存在多个断层和褶曲异常带,地质情况复杂,不利于钻孔设计和施工。为提高钻孔施工效率,根据“边探边掘”的工作思路,采取递进式的钻进施工方式(图4)。其中A和B孔作为前期探查孔,探查开孔2.5 m半径范围内煤层赋存状况,A和B两孔设计倾角一仰一俯,倾角相差6°,根据探明的地质情况为顺层孔施工提供设计依据。
依据杨柳矿顺层钻孔抽采半径5 m的情况,1组钻孔内的3个孔开孔间距为2.5 m,方位为140°,垂直巷帮,其中任意钻孔的有效抽采段都能对其半径5 m范围的煤层进行有效抽采,通过3个钻孔有效抽采段的有序结合和探查互补,对该区段的瓦斯进行有效治理。褶曲段煤层和断层段煤层钻孔布置如图5、图6所示。
受地质构造影响,工作面局部地段存在高瓦斯赋存区,钻孔施工过程中,喷孔、夹钻、顶钻等孔内瓦斯动力现象明显,极易造成瓦斯超限等事故。针对此情况,结合10煤层瓦斯赋存特点,利用现有的瓦斯抽采系统,当钻孔喷孔严重时,先临时封孔,采用高负压(20 kPa)抽采钻孔瓦斯,待抽采1～2 d、抽采浓度降至5%以下,在距1#孔5 m处开2#孔;如果瓦斯依然喷孔严重,则临时封孔抽采,然后在1#和2#钻孔中间开3#钻孔;如果3#钻孔依然喷孔,则临时封孔抽采,套1#和2#钻孔,这样对3个钻孔依次抽采和套孔,利用相互的抽采影响范围来降低瓦斯压力和地应力,保证钻孔顺利施工到位(图7)。
3.4效果分析
(1)钻进。
为了比较采取综合措施后的钻进效果,统计了措施前后各7 d的钻进数据,结果见表1。
由表1可知:双动力协同排渣技术结合辅助措施效果明显,平均单孔钻深提高了41.94%,平均日进尺提高了57.71%。
(2)瓦斯抽采。
钻孔施工完毕,接入抽放管路进行瓦斯抽采。每天读数1次,统计实施措施前后瓦斯抽采参数的变化如图8所示。采取措施后平均单孔瓦斯纯流量、浓度明显提高。最高单孔瓦斯纯流量达到0.80 m3/min,较措施前的0.55 m3/min提高了45.5%。最高单孔浓度达到85%,较措施前的50%提高了70%。双动力协同排渣实现了深孔钻进,煤体暴露面积增大,瓦斯抽采效率得到提高。
4结论
(1)松软突出煤层钻进时,瓦斯解吸速度快,形成瓦斯激流,粉碎、携运煤粉。产渣量远大于排渣量,形成煤屑楔,导致各种瓦斯动力现象,阻碍深孔钻进。双动力协同排渣充分发挥机械输运和水力携运的双重作用,实现了均匀、安全和快速排渣,有助于深孔钻进。
(2)复杂地质构造带采用递进式钻进施工方式及钻孔有效抽采段的有序结合,保证了瓦斯治理的质量。
(3)采取综合措施后,平均单孔钻深提高了41.94%,平均日进尺提高了57.71%。单孔瓦斯纯流量、浓度得到了明显提高。
参考文献
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[3]马红伟.平煤十矿本煤层深孔施工装备及工艺研究应用[J].煤炭科学技术,2009,37(10):7-10.
[4]邹全乐,林柏泉,徐幼平,等.螺旋式切煤诱喷增透防突技术研究及应用[J].中国煤炭,2012,38(6):89-93.