常村煤矿论文

2024-12-13

常村煤矿论文（精选7篇）

常村煤矿论文篇1

煤炭资源的开发对周围环境的影响是多方面的, 其中对浅层地下水的影响尤为突出。笔者仅以常村煤矿为例进行系统的分析研究, 以期达到以点见面的目的。常村煤矿是山西潞安环保能源开发股份有限公司所属的国有大型矿井, 自1995年投产至今, 已有10多年的开采历史。随着煤炭资源的不断开发, 其所产生的负面影响也逐渐显现, 影响较为严重的是矿区范围内出现了居民点浅层取水点水量逐年减少, 水井水位呈逐年下降趋势, 虽与近几年降水量偏少有关, 但煤矿开采是主要原因。因此, 针对煤矿开采对矿区浅层地下水影响的研究, 对于解决当地居民由于饮水问题与煤矿业主产生的纷争, 以及指导今后煤矿的合理开发具有一定的意义。

1矿区概况

矿区位于山西省屯留县东部, 矿区东西宽7.4 km, 南北长17 km, 面积约为107.4 km2。矿井设计生产能力为400万t/a, 服务年限124 a, 2003年矿井核定生产能力为600万t/a。现开采山西组 3号煤层, 采煤深度为281.31～510.04 m。矿区处于长治盆地中西部, 全区广为第四系黄土覆盖, 地形平缓, 局部黄土冲沟发育, 属山间盆地内的河谷平原区。矿区内主要含水层有:中奥陶统马家沟组灰岩岩溶含水层, 太原组灰岩岩溶裂隙含水层, 山西组砂岩裂隙含水层, 下石盒子组砂岩裂隙含水层, 上石盒子组基岩风化带裂隙含水层, 第四系下更新统孔隙含水层, 第四系中更新统孔隙含水层等。其中浅部基岩风化带及第四系松散含水层水是矿区居民主要的取水水源。

2矿区浅层地下水现状

矿区浅层地下水主要包括第四系松散层孔隙水和基岩风化壳裂隙水, 以矿区所属居民点取水凿井揭露为主。根据居民点水井水位调查成果, 参照20世纪70年代末矿区水井调查资料分析表明, 矿区内浅层地下水水位整体出现下降, 并在现采区范围形成地下水降落漏斗, 见图1。

在采区北部, 即矿区地表分水岭以南丘陵区的栗村水井水位下降1～2 m;在丘陵山前地带的常村、姬村和路村水井水位下降3～6 m;在煤矿采区北面的北浒庄、北渔泽和顾村水井水位下降4～7 m;在采区西面的南浒庄、老军庄和曲庄水井水位下降4～9 m;在采区西部边界的原村和官庄水井水位下降6～7 m;在采区南面的小河北、积石、上村、张家庄和南辛庄水井水位下降8～16 m;在井田的西南边界的水东村水井水位下降不足1 m;在井田东南边界的崔邵村水井水位下降3～4 m;在采区中心地带的南渔泽村水井水位下降幅度较大, 水位下降30多m。

矿区浅层地下水水位的普遍下降, 必然使地下水资源衰减。调查发现多数村庄由于水井水位下降, 致使原来人工挖的较浅 (10～20 m) 水井水量明显减少, 甚至干枯无水。部分居民年年掏井, 也有部分居民因原水井井浅无水废弃而新打深井, 居住在煤矿工业场地附近的居民则选择煤矿集中供水。

3煤矿开采对浅层地下水的影响

浅层地下水水量的减少及水井水位的下降受多方面因素的影响, 包括自然因素和人为因素。自然因素中降水量近几年逐年减少是主要原因, 其次是矿区人口的增加;人为因素中该矿煤炭的开采是主要因素。根据本区实地调查资料, 现从矿区地质勘探时期、矿井建设、正式生产等3个阶段分别进行评述。

3.1地质勘探时期

矿区大规模的地质勘探工作是在1958年之后展开的, 在常村井田范围内曾先后经过地质普查、详查及精查等多次勘探, 共施工钻孔120个。

随着地质勘探不同阶段钻孔数量的增加和孔间距的加密, 由钻孔施工导致浅层地下水下渗而使漏失量增大, 而且由于个别封孔质量较差的钻孔沟通了上部浅层地下水与下部含水层的水力联系, 使局部地区浅层地下水出现持续下渗的局面。据调查, 在20世纪60年代以前矿区浅层地下水水位较浅, 在北渔泽、南渔泽、南浒庄和北浒庄一带浅层地下水水位埋深一般仅1～3 m, 局部地下水出现上溢自流并形成沼泽和渔塘。在1960—1980年代, 随着大规模的地质勘探, 浅层地下水水位出现下降, 地表自流现象逐渐减少直至消失。

3.2筹备建井阶段

常村煤矿于1985年7月开始筹备建井, 于1995年9月26日建成投产。建有主井、副井和风井各1个, 共完成井巷工程36 725.1 m。

建井初期出现了浅层地下水涌入井口的现象, 随着掘井的深入, 大量地下水抽排到地面, 使地下水形成了围绕井筒中心的降落漏斗, 且范围不断地向外扩大, 逐步形成一个大型的降落漏斗。因此, 建井时期是煤矿影响浅层地下水的最突出阶段, 在井筒周围的影响范围内, 浅层地下水一度出现骤然变化, 水井水位大幅下降, 水量明显减少。其中距井筒较近的南渔泽村, 地下水流向位于井筒区域的下游, 村中水井出水量受到直接影响, 从1988年开始村中水井就出现水量减少或干枯, 于是在1991—1992年煤矿专门为村庄供给自来水 (取自深层岩溶水) 。

3.3煤矿正式生产阶段

煤矿正式生产对浅层地下水影响的主要因素包括:矿坑排水、采空塌陷。二者改变了采区周围地下水原有系统的补给、径流和排泄条件, 破坏了地下水的动态平衡, 使浅层地下水与矿坑水发生了水力联系;矿坑排水削减了地下水的储存量, 使地下水资源受到破坏。

3.3.1 矿坑排水

矿坑排水, 首先改变了采区范围内地下水原有的补给、径流、排泄条件, 使地下水的流场、流向发生变化, 在“矿井上三带”影响范围内, 大气降水和地表水补给地下水的几率增大, 地下水进入矿井的途径缩短, 地下水有时可以直接流入矿井;其次, 局部改变了自然条件下降水与地表水、地下水之间的转化关系, 在采区范围内, “三水”均补给矿坑水[1]。

矿坑排水对浅层地下水的影响主要有两种方式:其一因矿坑排水首先使基岩裂隙水位大幅度下降, 基岩出露泉水断流, 河谷干枯, 从而减少了地表水向浅层地下含水层的补给量;其二矿坑排水使原来上下含水层之间的水力平衡状态被破坏, 在采区范围内浅层地下水可能通过断裂破碎带、陷落柱以及采煤形成的导水断裂带向矿坑渗漏。由于本区第四系孔隙含水层具有厚度薄、颗粒细以及富水性和透水性均较差等特点, 因此, 长期的矿井排水必然使浅层地下水形成较大的降落漏斗, 尤其在井筒和采区中心附近的含水层逐步被疏干, 从而导致水井水位下降, 水量减少或干枯。

矿坑排水使浅层地下水水位下降, 包气带厚度增大, 进而使大气降水补给浅层地下水的入渗途径变长, 水体与岩土的水岩反应效应增强, 岩土进入水体的溶滤成分相应增多;浅层地下水水量的减少, 又使水体容纳盐分的容量衰减, 相应浅层地下水的盐分浓度增高, 水质发生变化。据水质化验结果, 与以往相比局部地区浅层地下水总溶解固体量 (矿化度) 有所增高, 水化学类型发生了明显改变。

矿坑排水如果随意排放至地表, 首先会污染地表水, 其次当其下渗时又会使浅层地下水受到污染。目前, 常村煤矿矿坑水抽上地面均经过水质处理后再利用, 既减少了污染又提高了水资源的利用率。

根据该矿矿井涌水情况和矿井充水因素分析, 矿井主要充水来源为3号煤层顶板以上砂岩裂隙水。因此, 矿坑排水以疏干煤层顶板砂岩水为主。按导水断裂带高度推算, 3号煤层采空后, 煤层顶板以上至上石盒组底部砂岩含水层, 可接受上覆基岩风化壳含水层和第四系松散含水层的补给。目前, 浅层地下水在该矿采区中心已形成了地下水降落漏斗, 而浅层地下水在采区地表范围内又无较大排泄点。由此可以说明矿坑排水对采区范围内的浅层地下水已产生影响。

3.3.2 采空塌陷

采空塌陷是通过影响地下水补给方式、改变含水层结构、加大储水空间和减少地下水可用资源量对地下水系统造成影响。由于地裂缝、塌陷洞等增加了采空区地表污水的入渗通道, 致使地下水污染进一步加剧[2]。

在本区, 浅层地下水主要靠降水入渗补给。由于采空塌陷造成的地裂缝的存在, 当降水强度很大, 地面出现积水并产生径流时, 径流经过塌陷裂缝时会被截流, 从而缩短了降水入渗补给时间, 减少蒸发量, 加大入渗量。因此, 采空塌陷使降水入渗补给量增加。采空塌陷往往破坏了浅层地下水含水层结构, 使其与地下采空区发生一定的联系, 加大地下水的储水空间。在天然条件下, 煤、水资源共存于地质体中, 并且各有其自身的赋存条件和变化规律。由于塌陷渗漏, 使浅层地下水向矿坑汇流, 在其影响半径内, 地下水流速加快, 水位下降, 贮存量减少, 使地下水运动受到明显影响。因此, 采空塌陷加大了地下水储水空间, 并改变了地下水的运动规律, 导致地下水流场发生变化, 形成以矿井为排泄点的新的地下水排泄方式。

由于采空塌陷形成的塌陷裂缝、塌陷洞等的存在, 增加了各种污染物进入包气带和含水层的渠道, 从而对地下水造成污染。

目前常村煤矿开采3号煤层, 其顶板多为粉砂岩或泥岩, 老顶多为中粒砂岩, 顶板采用全陷落法控制, 顶板导水断裂带高度则按以下公式计算[3]:

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式中: Hf为导水断裂带高度, m;M 为累计采厚, m;n为煤层分层开采层数。

在该矿现有采区范围内, 采煤深度为281.31～510.04 m, 3号煤层厚度为4.87～6.90 m。按照目前常村煤矿采用的一次采全高放顶煤回采方法, 利用公式 (1) 计算得到采区内导水断裂带高度为73.69～102.28 m。采区内第四系沉积平均厚度和基岩风化壳平均厚度均以50 m计算, 则浅层地下水含水层底板平均深度为100 m, 而采区内采煤最小深度为281.31 m, 经计算可得采区内煤层顶板至浅层地下水含水层底板最小间距为181.31 m, 大于煤层顶板最大导水断裂带高度102.28 m。因此, 采空区内地面出现的地表变形应属于采空塌陷弯曲带, 岩层的整体性未受到破坏, 其对浅层地下水的影响程度相对较小。但在局部薄弱地带存在导水裂隙与浅层含水层沟通的现象。

4结语

常村煤矿自地质勘探时期矿区浅层地下水水位已发生下降, 在筹备建井阶段浅层地下水水量发生突变衰减, 自煤炭开采以来浅层地下水主要是受采煤因素的间接影响, 其主要影响因素是矿坑排水和采空塌陷。

浅层地下水是维持当地居民生产及生活的重要水源, 是维护属地区域自然生态环境平衡的重要保障, 尤其在人口集中且工农业较发达的平原地区, 浅层地下水一旦出现衰减或缺失, 会直接影响居民正常生产及生活秩序, 制约整个地区的经济发展, 还会对生态环境造成一定的破坏。因此, 在地面下伏煤矿藏的平原地区, 在煤炭开发之前, 必须统筹规划, 以可持续发展的理念为指导, 认真处理好煤炭资源开发与地下水资源保护的矛盾, 既要合理地开发煤炭资源, 又要有效地保护地下水资源。

摘要：根据近期对常村煤矿平原区浅层地下水现状调查, 发现浅层地下水水位下降和水量减少较为明显, 其原因主要是受采煤影响所致。分别从煤矿建设前期的地质勘探阶段、筹备建井时期和正式生产以来等3个时段进行分析, 结果表明, 地质勘探时期浅层地下水水位已出现下降, 在筹备建井阶段浅层地下水水量发生突变衰减, 自煤炭开采以来浅层地下水主要是受采煤因素的间接影响, 其主要影响因素是矿坑排水和采空塌陷。

关键词：浅层地下水,煤炭开采,平原矿区,矿坑排水,采空塌陷

参考文献

[1]狄效斌.大同矿区水环境问题分析及水资源保护对策探讨[J].矿业安全与环保, 2007 (2) :64-66, 69.

[2]张发旺, 赵红梅, 宋亚新.神府东胜矿区采煤塌陷对水环境影响效应研究[J].地球学报, 2007 (6) :521-527.

[3]GB/T12719—1991, 矿区水文地质工程地质勘探规范[S].

常村煤矿论文篇2

参观学习心得体会

潞新二矿综掘一队 2012年6月13日

常村、余吾煤矿取得的成就，靠的是无穷的群众力量。在他们的心中，安全是政府的高压线，是企业的生命线，是矿工的生命线，是干部的政治线。而他们能够得到上级部门及各级领导认可，靠的就是“成败在管理、管理必须严格”的管理理念。通过完善各种制度，采取行之有效的工作机制和方法管理现代化矿井，使得全矿一心抓安全生产，充分调动了广大干部职工的积极性。通过重奖重罚的手段，激励职工按章操作，按标准施工，取得了较好的效果。他们的付出也收获了累累的硕果——质量标准化达到一流水平。

三、严格的生产管理模式为企业带来了更好效益。

作为煤矿企业主要在井下生产，时刻面临着各类灾害的威胁，施工现场危机四伏，因此，他们制定了严格的管理制度，并在现场严格执行，始终执行“有掘必探、有采必探，先探后掘、先放后采”的探放水原则。

掘进工作面：严格按照工程质量达标的要求进行施工，文明生产、定置化管理效果显著。特别是常村煤矿，他们采用了先支护顶板，再支护两帮的方式，使整个掘进工作面的工程质量保持了较好的水平，虽然投入大、成本高，但是为今后的工作面回采打下了基础。他们施工处的巷道底板平整卫生干净，可以看出他们有着严格的管理制度、良好的职工素质和精干的操作水平，这些都是我们学习的重点。

通过参观我们同样发现潞安集团及上级主管部门对他们的要求是非常严格的，对煤矿安全加大了资本投入力度，切实保证了矿井安全。只有生命安全得到了切实保障，才能调动和激发人们的创造力和生活激情，只有重特大事故得到遏制，大幅度减少事故造成的创伤，社会才能安全和谐，才能使企业快速发展。

1、顶板管理方面：他们加大投入，采区顺槽均采用锚网带加锚索支护，主要集中巷道还采用“U”型棚支护。严格临时支护管理，任何情况下严禁空顶作业。

常村煤矿论文篇3

山西潞安矿业 (集团) 有限责任公司常村煤矿位于山西省屯留县境内, 常村煤矿近年的持续高产, 矿井+520水平的开采已接近尾声, 逐步过渡到+470水平开采。根据常村煤矿采掘衔接计划, 结合常村煤矿5年生产衔接计划及长远规划, 利用常村煤矿的矿井通风仿真系统对+470水平通风系统提前进行预测分析, 对+470水平通风系统进行全面、系统分析, 为通风系统设计、生产顺利衔接、通风系统调整提供技术支持, 使常村煤矿矿井通风系统稳定可靠运行, 确保矿井安全高效生产。

2 通风现状测试与仿真系统模拟

2.1 通风现状测试

要利用矿井通风仿真系统进行通风系统预测分析, 必须首先掌握当前矿井通风阻力分布状况以及通风网络各分支巷道的风阻参数[1,2,3]。采用倾斜压差计法、精密气压计的同步法混合测试对矿井进行了全面的通风阻力测定, 为常村煤矿的仿真系统的建立提供真实可靠的数据[4]。

2.2 仿真系统模拟

在通风测试的基础上, 开发常村煤矿通风仿真系统。对矿井通风系统进行仿真调试, 并要求与测阻时的矿井通风状态参数相吻合[4]。

现在利用常村煤矿的矿井通风仿真系统对+470水平通风系统提前进行预测分析, 将提出的各种优化改造方案通过计算机仿真模拟, 根据仿真结果的比较, 确定最优化方案。

3 常村矿+470水平方案设计

利用常村煤矿的矿井通风仿真系统对+470水平采区通风系统提前预测分析, 不仅要满足现有的通风系统的要求, 并且还要结合常村煤矿5年生产衔接计划及长远规划。因此, 根据通风测试数据, 以矿井通风仿真系统为工具, 对未来对+470水平采区通风系统提前进行预测分析, 对最终选出来的两种设计方案进行分析比较。

3.1 方案1

3.1.1 生产布置。

结合常村煤矿5年生产衔接计划及长远规划, +470水平北翼中部风井, 北翼西部布置一个采区, 即23采区双翼布置, 外加东侧25采区、+470水平南翼风井中部风井条带布置生产布置。北翼23采区生产, 为通风困难时期, 安排一个采面 (2307工作面) 、一个备用面、一个回撤面、四个掘进面;主要硐室:架空人车道, 永久避难硐室, 单轨吊1#充电硐室, 卡轨车1#、2#换装站, 23采区1#、2#变电所、单轨吊加油硐室、单轨吊2#充电硐室等, 25采区四个掘进面。

3.1.2 主要用风点用风量、断面面积确定。

采面、掘进工作面配风量参考现有实际生产进行确定, 具体如下: (1) 采煤工作面顺槽掘进, 1500m3/min; (2) 备用工作面, 1500m3/min; (3) 采煤工作面, 3500m3/min, 4000 m3/min; (4) 硐室:240 m3/min。

3.1.3 方案模拟结果。

(1) 采煤工作面按4000 m3/min配风。北翼回风由北翼回风井、王村回风井共同负担;南翼回风由南翼回风井负担。阻力较大, 主要原因是最大阻力路线通过2307工作面, 采用一进一回通风方式, 顺槽长2800m, 风量大, 整个工作面阻力消耗2630, 占矿井总阻力近50%, 是造成矿井总阻力偏大的主要原因。 (2) 采煤工作面按3500 m3/min配风。根据以上布置, 北翼回风由北翼回风井、王村回风井共同负担;南翼回风由南翼回风井负担。阻力仍然较大, 主要原因是2307工作面采用一进一回通风方式, 顺槽长近2800m, 整个工作面阻力消耗1991, 占矿井总阻力近40%, 是造成矿井总阻力偏大的主要原因。

3.2 方案2

3.2.1 生产布置。

+470水平北翼中部风井、下山两个采区23采区、22采区, 外加东侧25采区、+470水平南翼风井中部风井条带布置生产布置。同比方案1比较, 增加一个采区, 用风地点增加一备用面, 增加另一个采区的主要硐室风量配置, 其它与方案1相同。

3.2.2 方案模拟结果。

(1) 采煤工作面按4000m3/min配风。阻力较大, 主要原因是2211工作面采用一进一回通风方式, 顺槽长2650m, 工作面风量大, 整个工作面阻力消耗2562, 占矿井总阻力53%, 是造成矿井总阻力偏大的主要原因。 (2) 采煤工作面按3500m3/min配风。根据以上布置, 北翼回风由北翼回风井、王村回风井共同负担;南翼回风由南翼回风井负担。阻力较大, 主要原因是2211工作面采用一进一回通风方式, 顺槽长近2650m, 整个工作面阻力消耗1932, 占矿井总阻力44%, 是造成矿井总阻力偏大的主要原因。

3.3 方案模拟结果比较

根据方案模拟分析比较得出: (1) 方案2各采区通风相对独立, 其南、北两翼回风量与通风阻力较为均衡, 为后续系统稳定运行、风机选型匹配创造良好条件。方案1北翼通风压力大, 23采区通风由北翼和王村风井共同负担, 从经济角度考虑, 方案2优于方案1。 (2) 方案2的22采区工期进度快, 能尽早投入使用的优点, 可有效解决通风接续问题, 实现顺利生产。在回风量相同条件下, 方案2风量富余量大, 矿井通风阻力小, 方案2优于方案1。 (3) 工作面用风量为4000m3/min时, 方案2比方案1矿井总阻力小700Pa;工作面用风量为3500m3/min时, 方案2比方案1矿井总阻力小780Pa; (4) 方案1布置相对集中, 符合高产高效矿井集约化生产方式的现代化矿井模式, 巷道掘进少, 压煤量少, 回采率高, 方案1优于方案2。

4 结论

a.通过对两套方案的仿真系统模拟结果的综合比较, 方案2优于方案1, 因此选择方案2。b.另根据风速要求, 工作面风量配置为4000m3/min时, 有效通风断面为16.75m2, 采区回风下山, 回风大巷最大风量可达到104m3/min, 其断面面积应为17.33m2。建议辅运巷不变为现有的20m2, 胶带巷净断面增加至18m2, 进风大巷净断面增加至18m2, 回风大巷净断面增加至20m2。回风下山大巷净断面不小于18m2。工作面顺槽建议断面为20m2。c.增加断面面积后, 上述同等条件方案2北翼风井计算的总阻力:工作面风量为4000m3/min时, 总阻力为3562Pa, 同比减少1240Pa;工作面风量为3500m3/min时, 总阻力为3107Pa, 减少1040Pa。

摘要：山西潞安常村煤矿矿井+520水平的开采已接近尾声, 逐步过渡到+470水平开采。利用常村煤矿的矿井通风仿真系统对+470水平采区通风系统提前进行预测分析, 并进行了方案对比分析。通过矿井通风仿真系统的模拟仿真, 最终得出了对+470水平采区通风系统提前进行预测分析的最佳设计方案。

关键词：仿真系统,通风系统,模拟仿真,设计方案

参考文献

[1]淮南煤炭学院通风安全教研室.矿井通风技术测定及其应用[M].北京:煤炭工业出版社, 1980.[1]淮南煤炭学院通风安全教研室.矿井通风技术测定及其应用[M].北京:煤炭工业出版社, 1980.

[2]张国枢, 杨运良, 谭允桢, 等.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.[2]张国枢, 杨运良, 谭允桢, 等.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

[3]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.[3]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

常村煤矿论文篇4

1 影响瓦斯赋存的主要因素

1.1 区域构造演化

常村煤矿含煤岩系形成于寒武纪中期的加里东隆起带风化带上, 成煤后历经印支、燕山运动及表层滑动构造等多期改造。构造演化阶段清晰, 形式多样, 由隆拗、剪切平移、伸展掀斜及表层滑脱多期变形叠加而成。偃龙矿区含煤地层经历了印支和燕山早、中期的构造运动, 区域构造应力场发生了多次改变[1]。印支期形成的北西—北西西向的主体逆冲推覆构造在燕山早中期受北北东—北东向构造的强烈挤压使煤田的构造煤普遍发育[2], 燕山期晚和喜山期, 由于华北板块向东蠕散, 使得断层反转为正断层, 不仅有利于瓦斯的释放, 而且断层两盘的围岩层也受到了不同程度的破坏, 破坏了煤系地层的含水层, 有利于地下水的活动, 地下水的活动使得煤层瓦斯大量逸散。在喜山期的晚白垩世至古近纪, 北北东向的挤压应力反转为拉张应力, 出现了拉张裂陷活动, 引发了著名的豫西重力滑动构造[3]。在重力滑动的过程中, 煤层发生破碎、粉化、揉流等破坏作用, 使矿区二1煤层形成鳞片状构造煤, 且成层、全层发育。

1.2 煤厚

二1煤层厚度变化是由多种因素综合作用的结果, 影响二1煤层厚度的主要因素有3个[4]:煤层形成的原始沉积环境、后期河流冲刷作用和重力滑动构造作用。二1煤层属构造煤, 受挤压揉皱现象明显, 多以粉状、鳞片状产出, 层面中滑动镜面发育。滑动构造使常村煤矿煤层厚度变化较大 (0~14.6m) , 厚薄相间, 煤厚变异系数γ=0.87, 成为“鸡窝煤”, 可采指数Km=0.85。煤层厚度大的地方, 生成大量瓦斯, 这是造成瓦斯赋存不均的主要原因;另一方面, 煤层的透气性相对比围岩差些, 煤层厚的地方, 靠近煤层顶底板的煤层分层, 阻止了相对于中间分层的瓦斯逸散作用, 使得煤层中的瓦斯含量较高, 厚的煤层较容易形成瓦斯分层, 但是对于薄煤层来讲, 煤层没有外分层的阻挡, 瓦斯直接向围岩逸散, 使得全层瓦斯含量较低。

1.3 煤层埋深

煤层露头处的瓦斯与空气交换导致煤层中的瓦斯含量变小, 空气成分增加。随深度增加, 地应力增大, 围岩透气性降低, 瓦斯向地表运移的距离相应增大, 这些变化有利于封存瓦斯[5]。所以, 在瓦斯带内, 瓦斯含量、涌出量及瓦斯压力主要随煤层埋藏深度增加而变大。

常村井田二1煤层总体为近东西走向、向北倾斜的单斜构造, 煤层瓦斯变化情况符合随埋深增大而增加的特点, 通过对常村煤矿首采区瓦斯含量数据的收集, 整理出煤层瓦斯含量与煤层埋深关系的散点图, 经回归分析, 得到煤层瓦斯含量与煤层埋藏深度的线性关系 (图1) 。

从图1可以看出, 常村矿井煤层埋深与瓦斯含量的关系明显, 随埋深的增加瓦斯含量不断增高, 瓦斯涌出量也不断增大, 埋深显然是瓦斯含量的主控因素之一。

1.4 顶底板岩性及厚度

煤层顶底板的岩性影响着煤层瓦斯的运移条件, 孔隙率高、渗透率大的岩体, 有利于瓦斯逸散, 孔隙率低、渗透率小的岩体, 有利于瓦斯保存[6]。二1煤层顶底板受滑动构造及张性断层影响, 总体不利于瓦斯保存。用泥岩和砂岩厚度回归了顶底板与瓦斯含量的线性关系, 得到煤层顶底板内泥岩厚度与瓦斯含量的关系。从图2、图3中可以看出, 顶板泥岩和砂岩厚度与煤层瓦斯含量的相关性系数为0.796, 底板泥岩厚度和瓦斯含量的相关性系数为0.06, 相关性很差;瓦斯含量有随着顶板泥岩厚度增加而变大的趋势。

2 利用多元线性回归分析主控因素

通过分析二1煤层构造演化、煤厚、埋深、顶底板泥岩厚度、水文地质条件等对瓦斯赋存的影响, 可以确定煤层埋深和煤层厚度与瓦斯含量关系明显, 顶板泥岩厚度、底板泥岩厚度也对瓦斯含量分布产生了一定的影响, 所以, 埋深一定是二1煤层瓦斯含量的主控因素, 煤层厚度、顶底板泥岩厚度可能是主控因素, 也可能不是主控因素, 需要通过进一步分析来确定[7]。

2.1 建立预测模型

地质构造、上覆基岩厚度、埋深、底板标高、顶底板泥岩厚度、水文地质和煤厚等都对煤层瓦斯含量有影响, 某些条件的变化可能会造成瓦斯含量的急剧变化。例如在水流大的地方, 由于水的运移作用使瓦斯含量较低, 在断层处和煤层较厚的地方容易积聚瓦斯等, 考虑到单因素回归确定的相关性可能存在其他因素的干扰, 故将多个因素共同作为考察对象, 在此由于条件限制, 将埋深x1、顶板泥岩厚度x2、底板泥岩厚度x3和煤层厚度x4作为自变量, 瓦斯含量y作为因变量, 建立回归方程:

式中, b0为截距 (各因变量都为0时) ;b1, …, b4为偏回归系数 (自变量对应的回归系数) 。

通过对现有瓦斯数据对应的煤层埋深、顶底板厚度、煤层厚度的整理, 筛选出了11组数据。

2.2 数据统计分析及计算

用SPSS软件对整理的11组数据进行分析 (进入法) , 得到表1。

表1给出了回归系数、回归系数的标准差、标准化的回归系数值以及各个回归系数的显著性t检验, 偏回归系数用于不同模型的比较, 标准偏回归系数 (标准系数) 用于同一个模型的不同系数的检验, 其值越大表明对因变量的影响越大[8]。从表1中可以看出常数项和解释变量中的煤层埋深、煤层厚度, 其t统计量对应的P值小于显著性水平0.05, 说明它们通过了t检验。从标准系数可以看出, 与瓦斯含量关系最密切的是煤层埋深, 其余依次是煤层厚度、顶板厚度、底板厚度。

由表1得到多元线性回归方程为:

3 结论

(1) 由单因素的定性定量分析得出:构造演化作用使常村煤矿构造煤层发育, 并破坏了煤系地层的含水层, 地下水的活动使得煤层瓦斯大量逸散, 煤层瓦斯含量较低;顶板和底板泥岩厚度对瓦斯含量分布产生一定的影响;煤层埋深和煤层厚度对煤层瓦斯含量的影响较大。

(2) 根据多元线性回归分析得出, 煤层埋深是常村煤矿二1煤层瓦斯含量主控因素。

(3) 影响瓦斯含量分布的地质因素比较复杂, 分析单因素对瓦斯含量的影响大小并不能定量得到影响瓦斯赋存的主控因素, 多元回归分析方法是分析影响瓦斯含量赋存主控因素的较好方法之一。

参考文献

[1]河南省地质公司.河南晚古生代聚煤规律[M].武汉:中国地质大学出版社, 1991.

[2]卫军光.夏店煤矿瓦斯地质规律研究与瓦斯预测[D].焦作:河南理工大学, 2011.

[3]张子敏.瓦斯地质学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[4]石铨曾, 尉向东, 李明立, 等.河南省东秦岭山脉北缘的推覆构造及伸展拆离构造[M].北京:地质出版社, 2004.

[5]郭达, 蔡康旭, 王晓东.煤层顶底板等效岩性的确定方法[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2012, 31 (5) :668-672.

[6]尹世才, 赵玉琳, 王海泉.影响煤层瓦斯赋存的岩体结构分析[J].中州煤炭, 2009 (3) :24-26.

[7]周霏, 胡文懿, 苗国强.多元线性回归法在预测煤层瓦斯含量中的应用[J].中州煤炭, 2013 (8) :107-109.

常村煤矿论文篇5

近年来,随着我国煤炭行业投资的不断增加,集中涌现出一批大型、特大型煤炭企业。此类煤矿企业共同的特点在于井田面积大,开采强度大,采掘衔接非常紧张。煤矿企业的主要生产线在井下,因此,合理开拓方式不仅对于矿井正常生产非常重要,长远来看,对于矿井未来若干年的采掘衔接意义更为重要。

1 矿井简介

山西潞安矿业(集团)有限责任公司常村煤矿位于沁水煤田东部中段,南距长治市23km,行政区划属山西省长治市郊区屯留县所辖。常村煤矿井田面积107.38km2,原设计生产能力400万吨/年,1995年9月建成投产。目前核定生产能力为6.00Mt/a,其开拓方式为立井开拓,目前开采+520m水平3号煤层。因该矿自建成投产至今近20年的持续高产,+520m水平剩余可采储量接近枯竭。+470m水平作为现有开采水平的接替水平,其开发建设迫在眉睫。

2 现有+520m水平开拓方式简介

常村煤矿采用立井、2个水平开拓方式,第一水平为+520m水平(目前的生产水平),主要运输大巷布置在3号煤层下约30m岩层中,开采3号煤层的浅部;第二水平为+470m水平,作为接替水平,开采3号煤层的深部。

矿井工业场地布置有主立井、副立井和回风立井。

2.1 矿井现有井筒情况

(1)主立井

主立井井筒净直径为6.5m,井筒深度494.0m。主立井核定提升能力为6.13Mt/a。

(2)副立井

副立井井筒净直径为8.0m,井筒深度447.0m。副立井核定提升能力为6.90Mt/a。

(3)回风立井

回风立井净直径为6.5m,井筒深度375.0m,装备有梯子间。主要担负矿井的+520m水平的回风任务,兼做安全出口。

矿井南、北两翼采用三条大巷布置,+520m水平在3号煤层底板岩石中设水平轨道大巷,在3号煤层中设胶带输送机大巷和专用回风大巷。

3+470m水平开发原则

1)尽量利用已形成的井巷工程及设施,发挥现有设备的能力;

2)技术上先进可靠、生产上安全。尽量利用先进的采、掘、运输设备装备工作面,体现集约、高效,多做煤巷,少做岩巷,对于承压水、瓦斯、断层等不安全因素采取相关措施,确保安全生产;

3)创造有利生产、施工条件,尽量减少井巷工程量,缩短建井工期,做到投资少,见效快、效益高。

4+470m水平开拓方案

4.1 水平接替后新增井筒数目及用途

(1)主井

常村煤矿现主立井净直径为6.5m,井筒深度494.0m,提升机为引进德国SIEMAG公司的5绳摩擦提升机,提升容器为一对30t箕斗。

矿井核定生产能力为6.00Mt/a,现有主立井的核定提升能力6.13Mt/a,由于水平延深后生产能力并未增加,现主立井满足水平延深后矿井提升要求。

(2)副井

常村煤矿现有副立井装备两套提升容器,一套为双层单矿车双罐笼提升;另一套为专门升降长材和零散人员的长材罐并配平衡锤组成。2005年副立井核定提升能力为6.90Mt/a。

水平延深后,+470m水平最终需要布置2个综放回采工作面、4个综掘面和1个普掘面,辅助运输量将有一定的增加,经核算,现有副立井能够满足矿井水平延深后辅助提升的需要。但由于水平延深后为满足通风要求需在王村场地增设进、回风立井,设计就+470m水平延深工程实施后的副提升考虑了2个方案:

方案一:利用现有副立井

该方案利用现有副立井担负矿井+520m、470m水平的提升任务,另在路村乡王村东侧、1029号钻孔西北约220m处开凿王村进风立井,井筒净直径7.5m,井深480m,不装备,只担负矿井+470m水平的进风任务。

方案二:对新开凿的王村进风立井进行装备

将方案一的王村进风立井装备为副立井,井筒净直径7.5m,井深500.8m,装备进口落地式多绳摩擦式提升机1台,担负矿井+470m水平辅助提升任务兼进风。

两个方案的优缺点见表1:

根据上述的技术分析比较设计认为,方案一利用现有副立井井筒,虽然具有投资相对较少等优点,但其缺点也相对明显;方案二是将延深后需开凿的进风立井装备为副井,其增加的井筒装备费用与长期的井下辅助运输费用相比增加的相对有限,还可实现液压支架不解体直接下井,同时增加一个提升通道大大增强了矿井的防灾、抗灾能力。经综合分析设计推荐方案二。

(3)风井

矿井接替后期,风量需要增加至513m3/s,经核算现有回风立井和西坡回风立井无法满足通风要求,必须在井田深部新布置一个回风立井。

4.2+470m水平开拓方式

根据井田深部3号煤层赋存情况、地面高速公路以及村庄压煤情况并结合矿井开拓现状,确定矿井延深开拓方式如下:

(1)主运输

矿井水平延深后的主提升仍由现主立井担负,设计对一、二水平之间的煤炭运输提出以下两个方案:

方案一:利用、延深原S1采区胶带机下山

利用原S1采区胶带机下山,并延深至二水平(新掘巷道2350m),将其作为一二水平之间的煤炭运输的联系巷道。

方案二:在原井底煤仓西侧新布置胶带输送机大巷

一、二水平之间通过新掘的东翼胶带输送机大巷联系,大巷内设铺设B=1.4m、N=2×450k W胶带机,通过转载皮带进入+520m水平井底车场原螺旋煤仓;+470m水平设集中煤仓,直径8m,容量1500t。

方案一的特点是充分利用已有巷道,巷道工程量少,投资小。但由于+520m水平南翼胶带机运输能力只有1500t/h,不能满足水平延深后矿井+520m水平南翼和整个+470m水平的煤炭运输,需要对+520m水平南翼胶带机进行改造,对矿井生产影响大;而且原S1采区煤仓容量小,对+470m水平煤炭运输起不到很好的缓冲作用。

经过比较,设计推荐采用方案二。

(2)辅助运输

现副立井主要担负+520m水平的生产采区的辅助提升任务,+470m水平(二水平)的辅助提升任务主要由新开凿的王村副立井担负。设计对一、二水平之间的辅助运输提出以下二个方案:

方案一:新掘东翼辅助运输大巷(单轨吊)

在原S1采区材料换装站的适当位置开凿+520m水平西翼辅助运输石门,石门巷道内布置材料换装站,然后再沿3号煤层布置+470m水平东翼辅助运输大巷,巷道内敷设单轨吊设备,主要担负材料运输任务;一二水平之间的设备、材料经过换装站,实现+470m水平生产初期单轨吊直达工作面的“一条龙”运输。

方案二:新掘暗斜井(绞车)+轨道石门(蓄电池电机车)

在井底车场9号交岔点附近向西布置暗斜井,然后沿+470m水平开凿轨道石门;一水平的设备、材料经过暗斜井下放至+470m水平轨道石门,通过蓄电池电机车牵引矿车运至各采区上下山,再换装至单轨吊运至工作面。

两个方案的优缺点见表2:

综上所述,设计推荐方案一,即在原S1采区材料换装站的适当位置开凿+520m水平西翼辅助运输石门,石门巷道内布置材料换装站,然后再沿3号煤层布置+470m水平东翼辅助运输大巷,巷道内敷设单轨吊设备,主要担负材料运输任务。原S1胶带下山作为一、二水平之间的进风、施工措施巷。

(3)+470m水平巷道布置

根据以上方案即在王村附近布置副立井和回风立井,+470m水平的井底车场布置在3号煤层底板岩石中。在+470m水平中部布置南北翼大巷,并通过+470m水平东翼大巷与+520m水平沟通。+520m水平至+470m水平延深开拓方案详见图1。

5系统目前运行情况

常村煤矿+470m水平接替工程于2010年9月开工建设,2015年1月竣工投产。目前,地面及井下各系统均运行正常,实现了从+520m水平向+470m水平的顺利过渡。

参考文献

[1]编写组.采矿工程设计手册[S].北京:煤炭工业出版社.

常村煤矿论文篇6

常村煤矿采深逐年增加, 冲击地压已制约安全生产。因此, 冲击地压已是常村煤矿急需解决的问题。通过对21132工作面频发冲击地压情况进行研究, 揭示了该面发生冲击地压的主要原因。

1 常村煤矿采区冲击地压事故发生概况

21深部采区为常村矿的主力采区, 走向长度为2 141~3 226 m, 倾斜长1 438 m, 可采面积为3.9 km2。常村矿开采进入21深部采区后, 自2008年至今在采掘过程中, 有记录的冲击事故19次, 而发生在21132工作面次数高达14次, 累计破坏巷道上千米, 造成大量设备损坏, 所幸没有人员伤亡。其冲击地压分布及发生位置如图1所示。

根据图1可知, 在掘进期间, 冲击地压发生主要集中在21132工作面下巷150~500 m范围内, 这个区间冲击地压发生的频率最高;在回采期间工作面超前范围是冲击地压的高发区域, 这符合冲击地压发生的普遍规律。而在回采期间, 距离回采工作面500 m以外范围发生了较多显现强烈的冲击事件。因此, 研究该区域地质条件和开采技术历史条件是搞清楚该工作面区域频发冲击地压的基础与关键。

冲击地压的发生与自然地质条件、开采技术条件和组织管理等因素有关。根据地质条件分析, 在21132工作面无明显煤层突变及较大的断层等构造, 因此排除地质异常因素的影响。在加强组织管理的同时, 分析主要是开采技术方面的因素。

2 21132工作面巷道布置及冲压地压频发原因分析

2.1 21132工作面巷道布置情况

21132工作面位于21采区煤轨下山东翼, 上部为已采毕的2111工作面, 下部为未开采的2115工作面, 东侧为F16断层煤柱, 西侧为21采区3条下山煤柱。21132工作面上巷布置在21131采空区下, 该巷道内错21131下巷5 m, 下巷自21131腰巷开口距21131下巷下错25 m, 在实煤体内。在21132工作面靠近下山煤柱侧为1个延伸工作面。21132工作面整条下巷处于煤柱区, 而靠近上分层停采线附近的下巷更是处于煤柱的叠加区。

2.2 21132工作面冲压频发区域原因分析

21132工作面下平巷受工作面外错式布置以及延深工作面侧向压力双重影响, 工作面下巷正好位于煤柱的高应力区域, 这加剧了21132工作面的冲击地压灾害。采空区侧向压力对下巷的作用, 使得21132下巷150~500 m范围内是多煤柱的应力叠加区域频发冲击地压。该区域的应力叠加影响因素, 主要由以下几个方面构成: (1) 延深工作面的侧向支承压力形成的高应力; (2) 上分层工作面的侧向支承压力以及直角应力区域的应力; (3) 该工作面下巷外错上分层采空区25m布置, 形成煤柱高应力区域。基于上述分析, 可以确定该工作面冲击地压频发的主要原因是煤柱高应力叠加形成的。

3 21132工作面数值模拟研究

采用数值模拟模型模拟2111工作面和21132工作面的倾向长度范围, 如图2所示。模型采用摩尔-库仑准则计算, 模型在煤层的顶板底板中部设计了3条应力监测线, 用以分析应力的变化情况。模型开挖主要分为以下几个步骤: (1) 整体开挖2111工作面; (2) 开挖21131工作面; (3) 开挖21132工作面上、下巷; (4) 开挖21132工作面。每次开挖后, 分析应力的重新分布状态。

3.1 初始平衡后分析

模型初始平衡后, 煤层底板初始状态的应力分布如图3所示。从图3中可以看出, 原岩应力区域的最大应力为1.15E7 MPa。

3.2 2111工作面平衡后分析

2111工作面回采后, 在2111采空区的两侧形成了支承应力, 采空区右侧的煤柱应力集中程度最高, 此煤柱的长度为30 m, 垂直应力升高为-2.37E7 MPa, 比原岩垂直应力升高了2倍。直接顶垮落, 2111上方其他岩层出现了塑性应力区域。2111工作面回采后应力分布变化情况如图4所示。

从图4中可以看出, 工作面回采后煤层的顶板、底板、煤层中部垂直应力都发生了很大的变化。图4 (a) 中表明, 2111采空区中部底板出现垂直应力升高, 这是由于顶板的垮落, 使得底板重新受力;图4 (b) 、 (c) 中表明, 垂直应力在采空区位置几乎为零。

3.3 21131平衡后分析

21131开挖平衡后, 发现模型中的煤柱区域形成应力弹性核。此时垂直应力最大值为-3.21E+07, 比原岩应力升高了3倍。21131回采后模型应力分布变化如图5所示。

从图5中可以看出, 采空区内的受力很小, 3个煤柱对应3个垂直应力峰值, 说明采空区周围煤柱的受力很大。说明了采用外错式布置下分层巷道的不合理性, 也解释了在掘进过程中下巷冲击地压频发的原因。

3.4 21132上、下巷开挖平衡后分析

21132下巷布置在高应力区域, 上巷布置在低应力区域, 从上、下巷变形量的比较上看, 下巷的变形量要远远大于上巷的变形量, 这解释了下巷的巷道底鼓量和两帮移近量要比上巷大得多的原因。21132上、下巷开挖平衡后垂直应力分布比较如图6所示。

从图6分析可知, 开挖平衡后, 下巷最大垂直应力-4E7 MPa, 上巷最大垂直应力-2.7E7 MPa, 下巷的垂直应力比上巷高1.5倍。因此, 从应力分布方面分析, 下巷的外错式布置也是合理的。这也从应力方面解释了为何下巷冲击频发的原因。

3.5 21132工作面开挖平衡后分析

21132回采平衡后下巷应力分布如图7所示。从图7分析可知, 21132工作面开挖平衡后, 上覆岩层的重量主要压在了大煤柱区域, 如果采用小煤柱护巷, 上覆岩层的重量可以均分到巷道的底板上, 这样可以避免应力的集中程度, 从而减少冲击地压的发生。数值模型中承受的最大垂直应力为-2.46E+07 MPa, 为原岩应力的2.5倍, 较21132上下巷开挖平衡后垂直应力有所下降, 主要原因是由于上覆岩层垮落、采空区底板受力使得煤柱的集中应力有一定程度的降低。

21132下巷周围最大应力较上、下巷开挖平衡后要小, 但巷道的整体受力较21132工作面回采前要大, 这解释了掘进时的巷道变形量没有回采时巷道变形量大的原因。同时, 采空区悬吊顶板及时断裂对防冲极为重要。

3.6 开挖过程中的底板水平应力变化

底板冲击地压是否会发生, 很大程度上取决于水平应力的大小和当时底板岩层的物理性质以及完整程度。因此, 研究底板水平应力的变化可以在一定程度上预知发生底板型冲击地压的危险程度。2111、21131、21132面回采平衡后的底板水平应力分布变化如图8~10所示。

由图8~10可知, 2111回采后底板的水平应力为-1E7 MPa, 21131回采后底板的水平应力为-1.8E7 MPa, 21132回采后底板的水平应力为-1.9E7 MPa。同时可知, 煤柱中的水平应力是急剧升高的, 当巷道开挖在煤柱中时, 底板中的水平应力也是急剧增加的。特别是对于常村矿的底板岩性来说, 高水平应力极其容易导致碳质泥岩底板发生底板型冲击地压。因此, 合理选择巷道位置与及时卸压是预防底板型冲击的根本措施。

4 结论

(1) 常村矿21132工作面冲击地压频繁发生的原因是由于煤柱高应力的叠加造成的。深井开采条件下, 留设的煤柱容易聚集大量的弹性能, 为冲击地压的发生提供了力源条件。

(2) 巷道不应布设在煤柱高应力区域。从数值分析结果可知, 当21132下巷开挖平衡后最大垂直应力、水平应力分别为原岩应力的4倍、2倍, 而开挖在采空区下的21132上巷垂直应力较小, 通过上下巷的应力对比可知, 下巷是不应该开挖在煤柱中的。

摘要：以常村煤矿21132工作面冲击地压显现为研究背景, 通过对掘进及回采期间冲击地压事件分析, 揭示了煤柱高应力叠加是造成冲击地压事件发生的主要原因。根据该工作面地质条件、开采背景等, 采用数值模拟对该面周围的工作面实际开采情况进行模拟, 得出了2111工作面、延伸工作面和采空区煤柱产生的高应力对21132工作面回采的影响, 同时得出了随着工作面的回采, 21132巷道系统应力分布的变化特征, 说明该工作面冲击地压频发是由于巷道布置不合理导致应力叠加造成的。

常村煤矿论文篇7

1 工作面概况

21150工作面位于21采区3条下山东翼, 西侧为21采区3条下山煤柱, 东侧为F16断层煤柱, 工作面上部为已回采的21132工作面, 下部为未开采的21170工作面。工作面可采长度为983 m, 切眼长度180 m, 煤层倾角8°~15°, 平均煤厚10.5 m, 可采储量243万t, 工作面地面标高+525~+551 m, 工作面标高-92.969~-156.639 m, 工作面最大采深707 m。

1.1 工作面冲击危险性评价

在常村矿21150工作面, 根据地质条件, 分析地质因素评价指数Wt1为0.63;根据开采技术条件, 分析开采技术条件评价指数Wt2为0.64;利用公式Wt=max{Wt1, Wt2}, 确定21150工作面的危险性等级综合指数Wt为0.64。根据分析结果, 21150工作面存在中等冲击危险性, 因此在回采过程中必须采取相应冲击地压监测预警和防冲解危措施。

1.2 工作面冲击危险区域划分

21150工作面上部为21132工作面采空区, 回风巷与21132采空区留8 m煤柱内错布置, 运输巷位于实煤体中, 根据工作面“见方”理论及地质构造因素等[1,2], 将该工作面的划分为6个重点冲击危险区域 (图1) 。

(1) 第一危险区域 (工作面回采至基本顶初次垮落) 。根据常村煤矿采煤工作面回采矿压观测数据总结, 推测该工作面回采至距切眼25~40 m时, 基本顶将初次来压, 同时受到东部F16逆冲断层的构造应力影响, 该区域容易诱发冲击地压灾害。

(2) 第二危险区 (工作面回采至首次“见方”区域) 。当21150工作面回采至距切眼180 m附近, 开始进入工作面首次“见方”和基本顶周期来压位置, 此区域附近岩体单位面积释放的震动能量很大, 该区域前后50 m范围内发生冲击地压的危险性较大。

(3) 第三危险区 (工作面回采至二“见方”区域) 。当21150工作面回采至距切眼360 m附近, 工作面逐渐进入到与21132工作面采空区双“见方”的位置, 由于2个工作面采空区上方高位岩层悬露面积较大, 尤其是倾向支承压力增加的幅度较大, 易诱发工作面超前100 m范围内巷道发生冲击地压。

(4) 第四危险区 (断层等地质构造区域) 。当21150工作面回采至切眼390 m时, 运输巷会揭露F21150-2断层, 落差0.6 m。断层区域属高应力积聚区, 同时受上部岩体重力、采空区上方岩层侧向支撑压力影响, 故回采至断层附近, 该区域前后50 m范围冲击地压发生的危险性较大。

(5) 第五危险区 (工作面回采至三“见方”区域) 。当21150工作面推进距切眼540 m之后, 工作面与21112工作面、21132工作面采空区逐渐形成三“见方”的位置, 此区域采空区主关键层巨厚砾岩有可能突然大面积垮落, 造成工作面支承压力分布范围进一步增大, 峰值较高, 易诱发工作面超前100m范围内巷道发生冲击地压。

(6) 第六危险区 (工作面回采至剩余150 m煤柱时) 。当21150工作面回采至距21区延深煤柱仰斜工作面东采空区边缘150 m (即该工作面设计终采线100 m) 附近之后, 此区域前后150 m范围内, 煤柱应力、工作面超前支承压力及采空区上方岩层侧向支撑压力共同叠加, 容易形成应力集中, 是发生冲击地压的高危区域。

(7) 其他。21150工作面回风巷虽确定为弱冲击危险区域, 但在工作面回采过程中必须加强监测和数据分析及预警工作, 一旦发现存在冲击危险, 必须及时采取相应的解危措施 (卸压爆破、钻孔卸压等) 进行卸压, 直至确认安全。

1.3 不同冲击危险区巷道的支护方式

常村煤矿21150工作面, 坚持“以主动支护为主、被动支护为辅”的原则, 超前巷道支护坚持以巷道支架为主体的“整体框架结构”的支护方式。

(1) 工作面两巷一般防冲区域采用锚网 (索) 架36U型钢拱形支架复合支护形式, 巷中支架下打长3.6 m的12#工字钢对焊点杆加强支护 (图2) 。

(2) 对两巷重点冲击危险区域采用锚网 (索) 架36U型钢拱形支架复合支护形式, 沿巷道走向在巷中支架下打设一道连续液压抬棚加强支护 (图3) 。

(3) 采用ZT2×4000/23/50型巷道液压支架进行工作面两巷超前支护, 巷道液压支架顺巷道两侧布置, 回风巷超前支护不低于150 m, 运输巷超前支护不低于300 m (图4) 。

2 综合监测预警

常村煤矿建立了以“应力监测为主、微震监测为辅、钻屑效检抽查”的监测预警方法, 实现了微震—区域性监测预测、应力—局部监测预警和煤粉钻—现场抽检预警的三参量综合监测预警体系。

2.1 煤岩体应力监测

利用KJ-550监测系统对21150工作面运输巷煤岩体应力情况进行实时监测。该系统监控工作面前方约500 m范围内应力分布和变化情况, 工作面两巷应力计测点距工作面60 m开始布置, 共需布置20组, 组间距为25 m, 每组有2个应力计, 孔深分别为12, 18 m。通过实时在线监测工作面前方采动应力场的变化规律, 找到高应力区及其变化趋势, 实现冲击地压危险区和危险程度的实时监测预警。

2.2 顶板压力监测

在回采工作面安装KJ-216顶板压力动态监测系统, 工作面支架安装10个监测单站进行支架工作阻力实施监测, 掌握全面支架受力情况, 及时对工作面顶板来压情况进行全面分析预报, 总结工作面周期来压变化规律, 为工作面安全推采提供可靠的顶板来压预报, 同时在冲击地压发生前对采场顶板活动进行监测。

2.3 微震监测

利用SOS微震监测定位系统对全矿的微震事件进行总结分析。工作面两巷各布置2个基站, 通过监测记录微震频次及释放的能量, 对发生的微震信号及时进行准确定位, 并预测预报冲击地压发生的趋势及应力释放情况, 为冲击地压预测预报及综合治理提出有效方案。21150工作面微震探头布置如图5所示。

2.4 钻屑监测

对21150工作面两巷, 超前40~120 m内施工钻屑法监测孔, 钻屑孔间距10~15 m;孔径42 mm, 孔深15 m;标准煤粉量为3.9 kg/m, 每周循环检测1次, 记录钻进时的动力效应, 如声响、卡钻、吸钻、钻孔冲击等现象, 作为鉴别冲击危险的参考指标[3,4]。

3 重点冲击危险区域地震CT反演应力

3.1 PASAT-M微震CT探测系统布置

21150工作面回采至21区煤柱附近, 煤柱应力和采动应力叠加容易造成应力集中, 是发生冲击地压的高危区域[5,6] (第六重点冲击危险区域) 。通过采用PASAT-M微震CT探测系统, 在21150工作面回风巷布置检波器, 在21150工作面运输巷布置激发炮, 现场激发28炮 (外加一个测试炮) , 实际有效接收27炮, 共接收有效数据为324道。其中, 回风巷检波器平均道间距12 m, 运输巷激发炮平均炮间距6.5 m;回风巷探测长度136 m, 运输巷探测范围长度182 m, 实际探测面积约2.5万m2。PASAT-M探测系统布置如图6所示。

3.2 PASAT-M微震CT探测结果

利用地震CT技术对常村煤矿21150工作面超前约200 m范围内煤岩体进行冲击危险性探测, 波速分布范围为1 700~3 100 m/s。依据煤岩体物理力学特性以及应力状态与波速存在正相关关系, 划分出了如下不同等级的应力集中异常区域;其中, 在超前工作面150 m内 (图7) , 波速大于等于2 900m/s, 受煤柱应力、超前支承压力以及两巷的侧向支承压力共同叠加形成了应力增高区, 判定为强冲击危险区。

4 综合防治解危措施

4.1 降低开采强度

常村矿21150工作面从降低开采强度、缓解冲击地压的角度出发, 将该工作面推采速度从原来的55~60 m/月降为40 m/月, 降低该面开采强度, 减少应力集中程度, 降低冲击危险等级和冲击危险性。

4.2 大直径钻孔卸压

大直径钻孔造成钻孔周边一定深度煤体发生结构破坏, 形成一个弱化带, 同时促使煤层支承应力峰值位置沿水平方向向煤体深部转移, 从而使巷道周边围岩处于低应力区, 降低冲击危险[6,7]。在21150工作面两巷超前200 m范围回风巷下帮、运输巷两帮打设卸压钻孔, 其中孔深20 m, 孔径120 mm, 孔间距0.8 m, 钻孔距底板1.5 m;钻孔方向沿煤层倾角打设。

4.3 煤层注水

通过煤层注水, 可减弱或消除煤层冲击地压危险[7,8]。注水孔直径75 mm, 在21150工作面回风巷下帮、运输巷下帮和工作面煤墙注水孔深度40 m, 运输巷上帮注水孔深度20 m, 注水孔间距按煤的透水性确定, 一般为15~20 m (透水性差的煤层孔间距应取较小值, 透水性好时取大值) 。注水压力不小于12 MPa, 每孔流量3 m3/h。

4.4 断底爆破

在重点防冲区域, 通过采取断底爆破, 使煤体中形成破碎带, 使高应力区变为低应力区, 降低发生冲击地压的危险性[9,10]。断底爆破钻孔孔深以见底板岩层为准, 孔径75 mm, 钻孔与煤层底板呈-45°打设, 间隔装药爆破, 未装药的钻孔内灌水湿润煤体, 以达到软化底板、释放底板煤岩体内的弹性能的作用。

4.5 效果检验

当煤体应力、微震等综合监测数据异常, 预警有冲击危险时, 通过及时实施局部综合卸压解危措施, 并采用钻屑法在异常区域进行煤粉量的效核检验, 采用孔径42 mm, 孔数2个, 孔深15 m, 标准煤粉量为3.9 kg/m, 如此循环, 直至消除冲击危险。

5 结论

(1) 在采用综合指数法对常村21150工作面冲击危险程度预测的基础上, 将该工作面划分为6个重点冲击地压危险区域, 有助于优化不同冲击危险区域的巷道支护方式。

(2) 利用PASAT-M微震CT透射技术对重点冲击危险区域进行煤岩体应力探测, 能够详细标定冲击危险区的分布范围, 为针对性采取综合解危措施提供了科学依据。

(3) 通过微震监测等对工作面冲击地压危险区域进行综合预警, 结合煤层注水、钻孔卸压、爆破卸压综合防冲解危措施, 进一步利用煤粉监测进行效果检验, 形成了一套适应于常村煤矿的冲击地压综合防治体系, 最大限度地防止了破坏性冲击地压的发生。

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.

[2]潘俊锋, 秦子晗, 夏永学, 等.冲击地压危险性预评价与实践[J].煤炭工程, 2011 (10) :83-86.

[3]曲效成, 姜福兴, 于正兴, 等.基于当量钻屑法的冲击地压监测预警技术研究及应用[J].岩石力学与工程学报, 2011, 30 (11) :2346-2351.

[4]孙学会.复杂开采条件下冲击地压及其防治技术[M].北京:冶金工业出版社, 2009.

[5]齐庆新, 窦林名.冲击矿压防治技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.