松软厚煤层（精选8篇）
松软厚煤层 篇1
长期以来, 软岩巷道支护问题一直困绕着煤矿的安全发展。汪家寨煤矿具有近40年开采历史, 开采深度已达400 m, 矿压显现较为剧烈, 尤其是在属于“三软”的11#煤层巷道支护问题更加突出, 巷道因失修无法满足安全生产需要, 从而打乱了正常的生产秩序。近年来, 汪家寨煤矿把巷道支护改革作为矿长工程, 坚持“巷道不治、矿无宁日”的理念, 把巷道治理作为矿井安全技术管理的重要工作。该矿经过4年多时间的摸索实践, 掌握了锚网喷注巷道支护的合理参数和施工流程, 为破碎“三软”厚煤层巷道支护总结出一套切合矿区实际的支护方式, 从而达到治理巷道、提高矿井安全管理水平、实现矿井高产稳产的目标。
1矿井概况
汪家寨煤矿位于六盘水市钟山区汪家寨镇境内, 井田处于大河边向斜中段, 走向长7.96 km, 倾斜宽2.5 km, 面积约19.89 km2。
矿井由斜井、平硐井两个独立的自然井构成, 共用一个工业广场。平硐井建于1958年, 1970年7月1日移交生产。斜井建于1965年, 1972年2月移交生产。矿井核定生产能力为270万t/a, 其中平硐井为150万t/a, 斜井为120万t/a。2008年矿井原煤产量160.1万t, 2009年原煤产量205万t, 2010年原煤产量203.5万t, 2011年预计产量270万t。矿井采用平硐、斜井开拓方式, 单水平上、下山开采, 煤层群集中联合布置, 采用走向长壁后退式开采方法, 薄及中厚煤层 (1#、7#、8#煤层) 采用综合机械化采煤工艺开采, 厚煤层 (11#煤层) 采用综合机械化放顶煤工艺开采, 全垮落法控制顶板。
2支护方式的变革
汪家寨煤矿的巷道支护大致经历了4个时期:
1) 砌碹支护。矿井在建设初期的井筒施工中, 主要采用砌碹支护。
2) 棚式支护。此阶段又大致经历了木棚支护→水泥预制板支护→11#矿用工字钢梯形支护→“U”型钢可缩性支护过程。从20世纪70年代一直到2001年, 主要使用木棚支护→水泥预制板支护;从20世纪70年代一直到2008年, 主要使用11#矿用工字钢梯形支护→“U”型钢可缩性支护。
3) 锚杆支护。在20世纪70年代就尝试了各种锚杆支护, 主要有钢丝绳浇灌锚杆、管缝锚杆、胀壳锚杆、木锚杆、树脂锚杆支护等。
4) 锚网喷注联合支护。2006年开始使用“U”钢可缩性支架+网+喷浆+注浆支护, 2010年开始使用锚杆 (索) +网+喷浆+注浆支护。
3锚网喷注联合支护
3.1锚网喷注原理[1]
用锚杆 (锚索) 将软弱的直接顶板吊挂于其上的坚固老顶上, 或是用锚杆 (索) 将因巷道开挖而引起松动的岩石连接在松动区外的完整坚固岩体上, 使松动块体不致下滑;喷射混凝土以较高的速度喷入张开的节理裂隙, 产生如同石墙灰缝一样的黏结作用, 从而提高岩体的黏聚力和内摩擦角, 既提高了围岩的强度, 同时喷射混凝土层又封闭了围岩, 能防止因水和风化作用造成围岩的破坏和剥落;锚杆与喷射混凝土的联合作用, 可以防止局部岩块的松动和垮落, 从而加固并提高岩石拱的承载能力;在喷射混凝土之前敷设金属网, 喷后成为钢筋混凝土层, 提高喷层的整体性, 改善喷层的抗拉性能, 形成锚网喷注联合支护, 能有效地支护松散破碎的软弱岩层。注浆加固后可形成主动有效的全断面锚注支护结构和多层组合拱 (梁) 结构, 实现与巷道围岩的共同承载, 提高支护结构的整体性和承载能力, 并使支护体内锚杆、锚索均转化为全长锚固, 保证巷道围岩和支护结构较长时间的稳定。
3.2锚网喷注的特点
巷道顶板使用长8.3 m的锚索锚固进入老顶的细砂岩中, 发挥顶板细砂岩的强度, 增强顶板与煤层的摩擦力, 控制围岩变形。将长1.9 m的帮锚杆改为长4.3 m锚索, 有利于保证巷道结构的完整性[2], 减缓两帮的应力集中。锚网喷注支护与架棚支护相比, 其支护机制发生了根本改变, 锚网喷注支护属于主动支护, 不仅能及时加固围岩, 而且还能充分发挥围岩的自身承载能力, 达到与围岩共同承载的目的。注浆是利用浆液将松散岩体的各个弱面进行充填, 重新胶结起来, 改善围岩的物理力学性能, 提高围岩整体性和自承能力, 从而提高围岩的整体稳定性[3]。
3.3锚网喷注的实践
3.3.1 锚网喷注试验
2006年开始, 先后在P41102里段运输巷、回风巷, X41103运输巷、回风巷等地点通过近4年时间的反复实践和不断改进, 总结出适合矿区实际的联合支护参数, 较好地解决了巷道支护问题。
2010年9月施工X41104回风巷, 该巷道与X41102采空区运输巷相距13～16 m沿空掘巷, 开始200 m段采用长6.3 m、直径为15.24 mm的顶锚索配合长2.5 m的帮锚杆, 托板规格为100 mm×100 mm, 喷注浆工艺, 但顶帮压力较大, 巷道变形量大, 见图1。
之后将顶锚索改为长8.3 m、直径为21.6 mm, 将帮锚杆改为长4.3 m的锚索 (直径15.24 mm) , 托板规格改为250 mm×250 mm, 锚索孔口直径扩至42 mm、深600 mm, 预埋直径10 mm的Z形铁管, 用型号为K2335树脂药卷进行封孔, 然后通过预埋的Z形铁管对锚索钻孔孔隙部分注水泥浆全长锚固, 同时对巷道围岩进行注浆, 取消了过去按2.0 m×2.0 m间排距单独施工注浆孔这一工序。锚网喷注一体化联合支护工艺技术实施后, 效果十分明显, 见图2。
3.3.2 工作面概况
X41104回风巷位于斜四采区北翼二片口, 南至二片口运输石门, 北至采区技术边界线。斜上方有X41102工作面采空区, 顶部有X40702、X20109、X20110、X20112工作面采空区。沿C409煤层底板掘进780 m, 总工程量约883 m。
巷道在C409煤层中沿底板掘进, 地表最大标高为2 090 m, 最小标高为1 980 m, 与地表最小高差为525 m, 最大高差为662 m。C409煤层顶板为深灰色泥质粉砂岩, 含丰富的动物化石, 底板为黏土岩, 往下为灰白色黏土质粉砂岩或细砂岩, 底板为黏土粉砂岩。
3.3.3 主要参数及施工工艺
1) 巷道形状及尺寸[4]
采用拱形断面施工, 净宽4.5 m, 净高3.3 m, 见图3。
2) 锚索及相关参数
顶锚索长为8 300 mm, 直径为21.6 mm, 间排距为1 000 mm×800 mm;帮锚索长为4 300 mm, 直径为15.24 mm, 间排距为800 mm×800 mm。每根锚索用3节型号为K2840, 规格为Φ28 mm×400 mm的药卷。钢筋网规格为1 400 mm×900 mm, 喷浆的砂浆配合比为水泥∶砂子=1∶2.9 (体积比) , 喷浆厚度为100 mm。封孔采用树脂药卷进行端锚, 再用水泥浆把剩余的部分进行全部锚固, 实现锚杆 (索) 的全长锚固, 并对周围围岩裂隙进行封堵加固, 以达到高强度、高预紧力的要求。在施工过程中, 喷浆前需对锚索再预紧1次。
3) 施工流程
采用预留围岩松动圈爆破成巷→手镐开挖成形→挂网锚索支护→安装注浆锚索→安装托板并拉紧→初喷浆→复喷浆→注浆→封孔。
4) 技术要求
施工:掘进施工中巷道周边预留300 mm围岩松动圈[5], 以便手镐开挖成形, 减少放炮破坏巷道周边围岩。
喷浆:巷道施工结束后立即进行初喷浆对巷道围岩进行封闭, 喷浆厚度达到措施规定要求, 以确保有效封闭围岩;要求初喷到迎头, 确保围岩不被风化, 喷浆后及时注浆, 使巷道顶帮围岩及时胶结成一个整体, 形成有效的组合拱。
注浆:打注浆管眼→安装注浆管→封孔→喷浆→注浆。采用425#普通硅酸盐水泥, 水泥和水的配合比为1.4∶1。注浆期间, 先注两帮底眼, 再按从帮到顶的顺序逐个注浆。
锚索质量:锚索布置必须横成排、纵成线, 并紧贴岩面, 锚索及时拉紧, 严禁松动, 钢筋网逢钩必联;锚索与巷道轮廓线 (或岩面) 的夹角必须大于75°;临时支护必须紧跟掘进工作面, 当临时支护超过800 mm时, 必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
顶板监测:在巷道内每50 m安装1组顶板离层仪对顶板进行实时监测, 根据收集到的数据及时调整相关支护参数, 使之更加合理有效。
4锚网喷注联合支护的效果
观测数据表明, 未改变支护参数时, 巷道顶板下沉量和两帮收缩量分别为28.6 mm/d和14.3 mm/d, 改变支护参数后, 巷道顶板下沉量和两帮收缩量分别为3 mm/d和1 mm/d, 巷道变形量明显减小。锚网喷注联合支护避免了锚头部位锚索间岩土体的松脱和风化, 起到加强锚索等锚固构件的作用[6]。注浆后, 既将松散破碎岩块胶结成整体, 又使普通锚杆 (索) 变成全长锚固锚杆 (索) , 锚杆 (索) 与围岩形成整体, 充分发挥锚杆 (索) 锚固作用, 组成可靠有效的组合拱。浆液充填围岩裂隙, 与锚网支护相结合, 形成多层组合拱, 扩大了支护结构的有效承载范围, 提高了支护结构的整体性和承载能力。节约支护成本:同等条件下比“U”型钢支架支护, 每米巷道节约2 800元 (“U”型钢支架支护每米巷道约5 700元, 锚网喷注约2 900元) , 每年掘进和巷道维修节约资金达1 900万元, 并降低了工人的劳动强度。P41102
里段工作面采用该工艺, 保证了工作面运输巷和回风巷的有效断面, 实现了巷道免维护, 工作面月产量达到15.6万t。
5结语
汪家寨煤矿X41104回风巷的试验结果表明, 锚网喷注联合支护可充分发挥巷道围岩的自身强度, 变被动支护为主动承载;对于软岩巷道和“三软”煤层巷道有较好的适应性, 支护效果好, 是软岩巷道、松软破碎厚煤层巷道支护的有效措施;具有操作简单、节约生产成本等优点, 有较好的推广应用价值。
摘要：软岩巷道支护是制约汪家寨煤矿生产能力发挥的关键问题。通过现场反复试验, 摸索总结出软岩巷道锚网喷注的合理参数及支护工艺, 改变了巷道的承压方式, 有效地解决了长期影响矿井安全生产、制约生产能力发挥的巷道支护问题, 实现了矿井原煤产量的大幅度提升。
关键词：松软围岩,巷道支护,锚索,喷注,联合支护
参考文献
[1]东兆星, 吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.
[2]张延伟, 章磊, 张延航, 等.柳海矿软岩巷道围岩控制技术[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (5) :5-7.
[3]朱永建, 余伟健.构造带极不稳定注浆围岩注浆加固效果数值分析[J].煤炭科学技术, 2011, 39 (3) :15-16.
[4]张荣立, 何国纬, 李铎.采矿工程设计手册[K].北京:煤炭工业出版社, 2010.
[5]涂耀辉, 涂建山.提高岩巷锚网支护率的有效途径[J].矿业安全与环保, 2004, 31 (3) :60-61.
[6]袁亮.煤矿总工程师技术手册[K].北京:煤炭工业出版社, 2010.
河流下厚煤层限厚开采实验研究 篇2
关键词：河下开采；限厚；导水裂隙带；防水煤岩柱；模拟实验
中图分类号：TD823.83 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2014）26-0165-03
井田内的常年性河流主要流经矿井北翼范围；由于煤层埋藏较浅，在靠近河流地段进行开采时，由于导水裂隙带的影响，地表水可能会进入井下，导致矿井涌水量明显增大；另外，首采面开切眼区域受富含水断层F1（与第四纪含水层沟通）的威胁。根据河流保护煤柱设计范围，河下压覆首采面走向长度多达180 m，剩余有效开采距离不足400 m。因此，为了提高开采效益，降低资源损失，有必要对河流下厚煤层安全开采厚度进行研究。
1 采矿地质条件
1.1 地质条件
井田范围内钻孔揭露地层从老到新依次有：上三叠统延长群、中侏罗统延安组、直罗组与安定组、上第三系甘肃群和第四系。按其含水性与水力特征可划分为，3组承压含水层（延长群（T3yn）、延安组第一段（J2y1）、甘肃群第一段（Ngn1））和1组潜水含水层（第四系全新统（Q4））以及3组有效隔水层[延安组第一段（J2y1）、直罗组与安定组（J2z-J2a）、甘肃群第二段（Ngn2）]。矿井中部以南，河床直接与煤层顶板含水层不整合相接，河床潜水与煤层顶板的含水层成为一体，在井田北部边界存在F1导水大断层。
1.2 采矿条件
井田内存有的常年性河流，流量为0.691～0.702 m3/s，主要接受地表水和大气降水的补给，随季节变化明显，矿井开采受到基岩含水层透水和地表河流的威胁。
井田内含煤地层为中侏罗统延安组地层，主采5#煤厚度为5～11 m（厚-特厚煤层），平均7.27 m；煤层倾角24～28 ？觷（大倾角煤层）；煤层埋深150～400 m，设计采用厚煤层综放开采技术。煤层覆岩以泥岩、粉砂岩、中粒砂岩、粗细砂岩为主，覆岩综合岩性为中等坚硬类型，开采煤层覆岩的岩石物理力学参数见表1。
2 安全开采关键技术分析
2.1 导水裂隙带的分析
《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中给定条件的“导高”预计公式计算值偏差较大，不能满足该区第四系全新统潜水含水层条件下“两带”的预计。依据“兴隆庄矿实测资料”，拟合出了第四系松散含水层下综放开采，覆岩破坏“两带”高度计算公式。
式中：Hk为垮落带高度，m；Hd为导水裂缝带高度，m；M为累计采厚，m。
经计算，当采高为3 m时，导水裂隙带高度为48.6 m；当采高为4 m时，导水裂隙带高度56.7 m；当采高为5 m时，导水裂隙带高度为63.3 m；当采高为6 m时，导水裂隙带高度为68.7 m；当采高为7 m时，导水裂隙带高度为73.3 m；当采高为8 m时，导水裂隙带高度为77.5 m。
裂采比是确定采高的有效方法，以拟合公式计算结果为依据，河流下煤层开采最大的裂采比为16。
2.2 安全防水煤岩柱的分析
按照规程防水安全煤岩柱的垂直高度（Hsh）应≥导水裂缝带的最大高度（Hd）加上保护层厚度Hb。即：按照覆岩层“中硬”计算，考虑到煤层倾角较大，保护层厚度取为5 h；结合选定的16倍的裂采比预计防水安全煤岩柱高度，见表2。
3 限厚开采数值计算模拟
为了探究在首采面不同采厚的情况下导水裂隙带的发育规律，即分析F1断层附近首采工作面的安全开采上限。本模拟设定断层保护煤柱为70 m，采厚设计，按煤厚8 m或限高4 m，分别分析特厚煤层综放开采和限高开采条件下，导水裂隙带发育规律及其与F1断层的影响关系。
3.1 模型的建立
应用FLAC3D软件建立特厚煤层综放开采三维数值计算模型，模型仅含一个首采工作面，模型尺寸为825 m×330 m×430 m。模型中均采用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，并且均不考虑塑性流动（不考虑剪胀），采用大应变变形模式，整个模型由39 050个单元组成，包括44 459个节点。
三维模型中首采面沿X轴正方向推进，工作面长度为130 m，走向推进480 m，煤层厚度为8.0 m，煤层倾角为25 ？觷，F1断层倾角约为75 ？觷，三维数值计算模型如图1所示。
3.2 模拟结果及分析
3.2.1 煤层开采厚度为8 m
当工作面煤层开采厚度为8.0 m时，导水裂缝带最大高度为109 m，约为采高的13倍，即裂采比为13；上覆岩层移动破坏边界接近发展至断层处，导水裂缝带虽未与断层沟通，但由于边界的破坏，对断层影响较大，如图2、图3所示。
3.2.2 煤层开采厚度为4 m
当工作面煤层开采厚度为4 m时，导水裂缝带最大高度为57 m，约为采高的14倍，即裂采比为14；覆岩移动破坏并未波及到断层处，导水裂缝带明显未与断层相沟通；即覆岩破坏形成的导水裂缝带距河床潜水层有一定的安全距离，开采工作面安全可靠，如图4、图5所示。
4 河流下煤层开采限厚区域划分
通过安全防水煤岩柱的理论分析及断层附近煤层安全开采数值模拟结果，结合河流下煤岩层覆存状态，划分河流下煤层开采的最大厚度。
河流下断层煤柱拟定为70 m，紧邻煤柱50 m范围内限高4 m，在29#勘探线以北限高6 m以内，在29#～28#勘探线间限高4 m以内，28#勘探线以南，建议构筑地表河道防护渠（煤层顶板承压含水层（Jzy3、Jzy2）与河流潜水层间缺失第二隔水层（J2Z），而直接沟通）。
首采面从开切眼起80 m范围内开采厚度按4.0 m限高开采（只采不放），此后按煤层厚度进行正常放顶煤全厚开采，如图6所示。
5 结 语
①采用工程类比法，选择了适合该矿条件的覆岩破坏“两带”高度计算公式，进而确定了河流下煤层开采最大裂采比为16，以此分析了河下开采的安全防水煤岩柱高度。
②运用FLAC3D，模拟了F1断层附近的导水裂隙带高度，结果显示当开采高度为4 m时，最大导水裂缝带高度为57 m，并未与断层沟通；当开采高度为8 m时，最大导水裂缝带高度为109 m，严重影响了断层附近围岩的稳定。
③结合防水煤岩柱高度和数值模拟结果，考虑河下煤岩层的含（隔）水层特征，综合划分了保证河下安全开采的不同限厚区域，同时确定了首采工作面的合理开采方案。
参考文献：
[1] 国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000.
[2] 许延春，李俊成.综放开采覆岩“两带”高度的计算公式及适用性分析[J].煤矿开采，2011，（2）.
[3] 黄阳，刘宁.彬长矿区导水裂隙带高度的确定方法[J].陕西煤炭，2010，（6）.
[4] 许延春，刘世奇.水体下综放开采的安全煤岩柱留设方法研究[J].煤炭科学技术，2011，（1）.
[5] 葛中华，沈文.水文地质条件对水下开采中安全保护层留设的影响[J].煤田地质与勘探，1990，（6）.
[6] 谭志祥，周鸣，李志恒.断层对“两带”影响的模拟研究[J].矿山压力与顶板管理，1999，（2）.
[7] 吕强.亭南煤矿洛河砂砾岩含水体下合理开采厚度的研究[J].煤矿开采，2007，（3）.
[8] 赵靓，汝连会.刘桥一矿遇断层开采底板突水数值模拟分析[J].中州煤炭，2012，（8）.
摘 要：文章通过对矿井地质条件、覆岩岩性、含（隔）水层特征进行分析，在应用工程类比法确定矿井最大裂采比的基础上，计算了河下安全开采的防水煤岩柱高度，同时运用FLAC3D模拟了断层附近河下安全开采上限，综合拟定了浅部河下特殊开采的原则，划分了河下安全开采的不同限厚区域。
关键词：河下开采；限厚；导水裂隙带；防水煤岩柱；模拟实验
中图分类号：TD823.83 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2014）26-0165-03
井田内的常年性河流主要流经矿井北翼范围；由于煤层埋藏较浅，在靠近河流地段进行开采时，由于导水裂隙带的影响，地表水可能会进入井下，导致矿井涌水量明显增大；另外，首采面开切眼区域受富含水断层F1（与第四纪含水层沟通）的威胁。根据河流保护煤柱设计范围，河下压覆首采面走向长度多达180 m，剩余有效开采距离不足400 m。因此，为了提高开采效益，降低资源损失，有必要对河流下厚煤层安全开采厚度进行研究。
1 采矿地质条件
1.1 地质条件
井田范围内钻孔揭露地层从老到新依次有：上三叠统延长群、中侏罗统延安组、直罗组与安定组、上第三系甘肃群和第四系。按其含水性与水力特征可划分为，3组承压含水层（延长群（T3yn）、延安组第一段（J2y1）、甘肃群第一段（Ngn1））和1组潜水含水层（第四系全新统（Q4））以及3组有效隔水层[延安组第一段（J2y1）、直罗组与安定组（J2z-J2a）、甘肃群第二段（Ngn2）]。矿井中部以南，河床直接与煤层顶板含水层不整合相接，河床潜水与煤层顶板的含水层成为一体，在井田北部边界存在F1导水大断层。
1.2 采矿条件
井田内存有的常年性河流，流量为0.691～0.702 m3/s，主要接受地表水和大气降水的补给，随季节变化明显，矿井开采受到基岩含水层透水和地表河流的威胁。
井田内含煤地层为中侏罗统延安组地层，主采5#煤厚度为5～11 m（厚-特厚煤层），平均7.27 m；煤层倾角24～28 ？觷（大倾角煤层）；煤层埋深150～400 m，设计采用厚煤层综放开采技术。煤层覆岩以泥岩、粉砂岩、中粒砂岩、粗细砂岩为主，覆岩综合岩性为中等坚硬类型，开采煤层覆岩的岩石物理力学参数见表1。
2 安全开采关键技术分析
2.1 导水裂隙带的分析
《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中给定条件的“导高”预计公式计算值偏差较大，不能满足该区第四系全新统潜水含水层条件下“两带”的预计。依据“兴隆庄矿实测资料”，拟合出了第四系松散含水层下综放开采，覆岩破坏“两带”高度计算公式。
式中：Hk为垮落带高度，m；Hd为导水裂缝带高度，m；M为累计采厚，m。
经计算，当采高为3 m时，导水裂隙带高度为48.6 m；当采高为4 m时，导水裂隙带高度56.7 m；当采高为5 m时，导水裂隙带高度为63.3 m；当采高为6 m时，导水裂隙带高度为68.7 m；当采高为7 m时，导水裂隙带高度为73.3 m；当采高为8 m时，导水裂隙带高度为77.5 m。
裂采比是确定采高的有效方法，以拟合公式计算结果为依据，河流下煤层开采最大的裂采比为16。
2.2 安全防水煤岩柱的分析
按照规程防水安全煤岩柱的垂直高度（Hsh）应≥导水裂缝带的最大高度（Hd）加上保护层厚度Hb。即：按照覆岩层“中硬”计算，考虑到煤层倾角较大，保护层厚度取为5 h；结合选定的16倍的裂采比预计防水安全煤岩柱高度，见表2。
3 限厚开采数值计算模拟
为了探究在首采面不同采厚的情况下导水裂隙带的发育规律，即分析F1断层附近首采工作面的安全开采上限。本模拟设定断层保护煤柱为70 m，采厚设计，按煤厚8 m或限高4 m，分别分析特厚煤层综放开采和限高开采条件下，导水裂隙带发育规律及其与F1断层的影响关系。
3.1 模型的建立
应用FLAC3D软件建立特厚煤层综放开采三维数值计算模型，模型仅含一个首采工作面，模型尺寸为825 m×330 m×430 m。模型中均采用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，并且均不考虑塑性流动（不考虑剪胀），采用大应变变形模式，整个模型由39 050个单元组成，包括44 459个节点。
三维模型中首采面沿X轴正方向推进，工作面长度为130 m，走向推进480 m，煤层厚度为8.0 m，煤层倾角为25 ？觷，F1断层倾角约为75 ？觷，三维数值计算模型如图1所示。
3.2 模拟结果及分析
3.2.1 煤层开采厚度为8 m
当工作面煤层开采厚度为8.0 m时，导水裂缝带最大高度为109 m，约为采高的13倍，即裂采比为13；上覆岩层移动破坏边界接近发展至断层处，导水裂缝带虽未与断层沟通，但由于边界的破坏，对断层影响较大，如图2、图3所示。
3.2.2 煤层开采厚度为4 m
当工作面煤层开采厚度为4 m时，导水裂缝带最大高度为57 m，约为采高的14倍，即裂采比为14；覆岩移动破坏并未波及到断层处，导水裂缝带明显未与断层相沟通；即覆岩破坏形成的导水裂缝带距河床潜水层有一定的安全距离，开采工作面安全可靠，如图4、图5所示。
4 河流下煤层开采限厚区域划分
通过安全防水煤岩柱的理论分析及断层附近煤层安全开采数值模拟结果，结合河流下煤岩层覆存状态，划分河流下煤层开采的最大厚度。
河流下断层煤柱拟定为70 m，紧邻煤柱50 m范围内限高4 m，在29#勘探线以北限高6 m以内，在29#～28#勘探线间限高4 m以内，28#勘探线以南，建议构筑地表河道防护渠（煤层顶板承压含水层（Jzy3、Jzy2）与河流潜水层间缺失第二隔水层（J2Z），而直接沟通）。
首采面从开切眼起80 m范围内开采厚度按4.0 m限高开采（只采不放），此后按煤层厚度进行正常放顶煤全厚开采，如图6所示。
5 结 语
①采用工程类比法，选择了适合该矿条件的覆岩破坏“两带”高度计算公式，进而确定了河流下煤层开采最大裂采比为16，以此分析了河下开采的安全防水煤岩柱高度。
②运用FLAC3D，模拟了F1断层附近的导水裂隙带高度，结果显示当开采高度为4 m时，最大导水裂缝带高度为57 m，并未与断层沟通；当开采高度为8 m时，最大导水裂缝带高度为109 m，严重影响了断层附近围岩的稳定。
③结合防水煤岩柱高度和数值模拟结果，考虑河下煤岩层的含（隔）水层特征，综合划分了保证河下安全开采的不同限厚区域，同时确定了首采工作面的合理开采方案。
参考文献：
[1] 国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000.
[2] 许延春，李俊成.综放开采覆岩“两带”高度的计算公式及适用性分析[J].煤矿开采，2011，（2）.
[3] 黄阳，刘宁.彬长矿区导水裂隙带高度的确定方法[J].陕西煤炭，2010，（6）.
[4] 许延春，刘世奇.水体下综放开采的安全煤岩柱留设方法研究[J].煤炭科学技术，2011，（1）.
[5] 葛中华，沈文.水文地质条件对水下开采中安全保护层留设的影响[J].煤田地质与勘探，1990，（6）.
[6] 谭志祥，周鸣，李志恒.断层对“两带”影响的模拟研究[J].矿山压力与顶板管理，1999，（2）.
[7] 吕强.亭南煤矿洛河砂砾岩含水体下合理开采厚度的研究[J].煤矿开采，2007，（3）.
[8] 赵靓，汝连会.刘桥一矿遇断层开采底板突水数值模拟分析[J].中州煤炭，2012，（8）.
摘 要：文章通过对矿井地质条件、覆岩岩性、含（隔）水层特征进行分析，在应用工程类比法确定矿井最大裂采比的基础上，计算了河下安全开采的防水煤岩柱高度，同时运用FLAC3D模拟了断层附近河下安全开采上限，综合拟定了浅部河下特殊开采的原则，划分了河下安全开采的不同限厚区域。
关键词：河下开采；限厚；导水裂隙带；防水煤岩柱；模拟实验
中图分类号：TD823.83 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2014）26-0165-03
井田内的常年性河流主要流经矿井北翼范围；由于煤层埋藏较浅，在靠近河流地段进行开采时，由于导水裂隙带的影响，地表水可能会进入井下，导致矿井涌水量明显增大；另外，首采面开切眼区域受富含水断层F1（与第四纪含水层沟通）的威胁。根据河流保护煤柱设计范围，河下压覆首采面走向长度多达180 m，剩余有效开采距离不足400 m。因此，为了提高开采效益，降低资源损失，有必要对河流下厚煤层安全开采厚度进行研究。
1 采矿地质条件
1.1 地质条件
井田范围内钻孔揭露地层从老到新依次有：上三叠统延长群、中侏罗统延安组、直罗组与安定组、上第三系甘肃群和第四系。按其含水性与水力特征可划分为，3组承压含水层（延长群（T3yn）、延安组第一段（J2y1）、甘肃群第一段（Ngn1））和1组潜水含水层（第四系全新统（Q4））以及3组有效隔水层[延安组第一段（J2y1）、直罗组与安定组（J2z-J2a）、甘肃群第二段（Ngn2）]。矿井中部以南，河床直接与煤层顶板含水层不整合相接，河床潜水与煤层顶板的含水层成为一体，在井田北部边界存在F1导水大断层。
1.2 采矿条件
井田内存有的常年性河流，流量为0.691～0.702 m3/s，主要接受地表水和大气降水的补给，随季节变化明显，矿井开采受到基岩含水层透水和地表河流的威胁。
井田内含煤地层为中侏罗统延安组地层，主采5#煤厚度为5～11 m（厚-特厚煤层），平均7.27 m；煤层倾角24～28 ？觷（大倾角煤层）；煤层埋深150～400 m，设计采用厚煤层综放开采技术。煤层覆岩以泥岩、粉砂岩、中粒砂岩、粗细砂岩为主，覆岩综合岩性为中等坚硬类型，开采煤层覆岩的岩石物理力学参数见表1。
2 安全开采关键技术分析
2.1 导水裂隙带的分析
《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中给定条件的“导高”预计公式计算值偏差较大，不能满足该区第四系全新统潜水含水层条件下“两带”的预计。依据“兴隆庄矿实测资料”，拟合出了第四系松散含水层下综放开采，覆岩破坏“两带”高度计算公式。
式中：Hk为垮落带高度，m；Hd为导水裂缝带高度，m；M为累计采厚，m。
经计算，当采高为3 m时，导水裂隙带高度为48.6 m；当采高为4 m时，导水裂隙带高度56.7 m；当采高为5 m时，导水裂隙带高度为63.3 m；当采高为6 m时，导水裂隙带高度为68.7 m；当采高为7 m时，导水裂隙带高度为73.3 m；当采高为8 m时，导水裂隙带高度为77.5 m。
裂采比是确定采高的有效方法，以拟合公式计算结果为依据，河流下煤层开采最大的裂采比为16。
2.2 安全防水煤岩柱的分析
按照规程防水安全煤岩柱的垂直高度（Hsh）应≥导水裂缝带的最大高度（Hd）加上保护层厚度Hb。即：按照覆岩层“中硬”计算，考虑到煤层倾角较大，保护层厚度取为5 h；结合选定的16倍的裂采比预计防水安全煤岩柱高度，见表2。
3 限厚开采数值计算模拟
为了探究在首采面不同采厚的情况下导水裂隙带的发育规律，即分析F1断层附近首采工作面的安全开采上限。本模拟设定断层保护煤柱为70 m，采厚设计，按煤厚8 m或限高4 m，分别分析特厚煤层综放开采和限高开采条件下，导水裂隙带发育规律及其与F1断层的影响关系。
3.1 模型的建立
应用FLAC3D软件建立特厚煤层综放开采三维数值计算模型，模型仅含一个首采工作面，模型尺寸为825 m×330 m×430 m。模型中均采用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，并且均不考虑塑性流动（不考虑剪胀），采用大应变变形模式，整个模型由39 050个单元组成，包括44 459个节点。
三维模型中首采面沿X轴正方向推进，工作面长度为130 m，走向推进480 m，煤层厚度为8.0 m，煤层倾角为25 ？觷，F1断层倾角约为75 ？觷，三维数值计算模型如图1所示。
3.2 模拟结果及分析
3.2.1 煤层开采厚度为8 m
当工作面煤层开采厚度为8.0 m时，导水裂缝带最大高度为109 m，约为采高的13倍，即裂采比为13；上覆岩层移动破坏边界接近发展至断层处，导水裂缝带虽未与断层沟通，但由于边界的破坏，对断层影响较大，如图2、图3所示。
3.2.2 煤层开采厚度为4 m
当工作面煤层开采厚度为4 m时，导水裂缝带最大高度为57 m，约为采高的14倍，即裂采比为14；覆岩移动破坏并未波及到断层处，导水裂缝带明显未与断层相沟通；即覆岩破坏形成的导水裂缝带距河床潜水层有一定的安全距离，开采工作面安全可靠，如图4、图5所示。
4 河流下煤层开采限厚区域划分
通过安全防水煤岩柱的理论分析及断层附近煤层安全开采数值模拟结果，结合河流下煤岩层覆存状态，划分河流下煤层开采的最大厚度。
河流下断层煤柱拟定为70 m，紧邻煤柱50 m范围内限高4 m，在29#勘探线以北限高6 m以内，在29#～28#勘探线间限高4 m以内，28#勘探线以南，建议构筑地表河道防护渠（煤层顶板承压含水层（Jzy3、Jzy2）与河流潜水层间缺失第二隔水层（J2Z），而直接沟通）。
首采面从开切眼起80 m范围内开采厚度按4.0 m限高开采（只采不放），此后按煤层厚度进行正常放顶煤全厚开采，如图6所示。
5 结 语
①采用工程类比法，选择了适合该矿条件的覆岩破坏“两带”高度计算公式，进而确定了河流下煤层开采最大裂采比为16，以此分析了河下开采的安全防水煤岩柱高度。
②运用FLAC3D，模拟了F1断层附近的导水裂隙带高度，结果显示当开采高度为4 m时，最大导水裂缝带高度为57 m，并未与断层沟通；当开采高度为8 m时，最大导水裂缝带高度为109 m，严重影响了断层附近围岩的稳定。
③结合防水煤岩柱高度和数值模拟结果，考虑河下煤岩层的含（隔）水层特征，综合划分了保证河下安全开采的不同限厚区域，同时确定了首采工作面的合理开采方案。
参考文献：
[1] 国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000.
[2] 许延春，李俊成.综放开采覆岩“两带”高度的计算公式及适用性分析[J].煤矿开采，2011，（2）.
[3] 黄阳，刘宁.彬长矿区导水裂隙带高度的确定方法[J].陕西煤炭，2010，（6）.
[4] 许延春，刘世奇.水体下综放开采的安全煤岩柱留设方法研究[J].煤炭科学技术，2011，（1）.
[5] 葛中华，沈文.水文地质条件对水下开采中安全保护层留设的影响[J].煤田地质与勘探，1990，（6）.
[6] 谭志祥，周鸣，李志恒.断层对“两带”影响的模拟研究[J].矿山压力与顶板管理，1999，（2）.
[7] 吕强.亭南煤矿洛河砂砾岩含水体下合理开采厚度的研究[J].煤矿开采，2007，（3）.
松软厚煤层 篇3
1工作面概况
平禹煤电公司方山矿新井二1-11041回风巷位于矿井北翼, 南起胶带下山, 西部、北部为矿井边界, 东部为二1-11041工作面未回采实体煤及运输巷。工作面设计标高-28 m, 对应地面标高为458 m, 垂深486 m, 煤厚在1.73～14.96 m, 平均厚度在5.00 m以上, 煤层倾角16°。煤层直接顶多为砂岩, 局部为砂质泥岩;基本顶为大占砂岩;底板为砂质泥岩。瓦斯含量10.74～12.08 m3/t, 瓦斯压力1.9 MPa, 煤层坚固性系数为0.12～0.19, 抽放半径为1.9 m。支护形式为锚网+锚索;巷道断面规格为4.2 m×3.0 m (宽×高) , 斜梯形。
2支护改进
由于在执行局部防突措施时钻孔终孔位置需要控制到巷道轮廓线10 m以外, 且钻孔数量较多, 造成巷道两帮以外隐性空顶严重处长达3 m。鉴于这种情况, 为有效减缓顶板下沉速度, 避免产生应力集中现象, 在采用锚网索支护的同时, 针对隐性空顶进行补强支护, 在施工中要求工作面50 m范围内, 加打单体液压支柱, 沿上下帮布置, 间距不大于1 m, 单体液压支柱上下带帽;工作面50 m以外, 加打永久贴帮柱, 间距不大于锚杆排距, 贴帮柱采用直径≥200 mm松木或2节U型钢拼接的可缩直腿, 搭接500 mm, 上下加焊底盘, 并用拉钩连锁加固。另外又增强了锚网支护的强度, 顶、帮增加了Ø14 mm钢筋梯子梁, 将顶、帮形成一个封闭的整体, 增强、改善了围岩自身的抗压强度。支护方面的改进有效改善了巷道前掘后修的状况, 为正规循环率的提高奠定了基础。
3施工方法改进
为满足综采支架的安装要求, 巷道施工高度按中高3 m控制, 煤层倾角16°, 因此上帮高度在3.5 m以上。由于二1煤层煤体松软并且比较破碎, 煤质疏松, 硬度系数仅有0.15, 按以前的施工方法在帮锚支护时极易片帮, 因此在施工时, 采用了台阶施工法, 即在距工作面5 m范围内高度按2 m进行施工, 上帮上部2.0 m的支护紧跟掘进面, 距工作面5 m以外的下部支护与前面平行作业, 使下半部的拉底、破煤、刷帮、支护等工作在上部2.0 m已支护稳定的前提下进行。这样, 不仅保证了工作面施工所要求的高度, 也杜绝了在原来进行上帮支护时由于一次破煤刷帮过高而造成大面积片帮、支护困难的状况。采用这种施工方法后, 前后平行作业, 形成正规循环, 杜绝了片帮的发生, 提高了锚杆支护的内在质量, 巷道的整体外观也有了明显改善。
4钻装机的应用
平禹煤电公司方山矿新井主采煤层是二1煤层, 平均厚度在5 m以上, 煤体酥软且较破碎, 原使用钻具打钻时易出现卡钻、夹钻情况, 易塌孔, 不宜成孔, 影响成孔率和瓦斯抽放效率;掘进过程中的瓦斯治理难以满足快速掘进的需求, 每月打钻时间约20 d, 而正常生产时间仅为10 d。因此, 对三软煤层深孔打钻的研究就显得格外重要与迫切。根据调研情况并结合实际工作经验, 矿井采用ZMX-55型防突钻装机进行防突措施孔和效检孔的实施及正前掘进煤岩的装运。通过使用钻装机, 无论是打钻速度还是掘进出渣速度均得到了有效提高, 主要表现在:①原执行的区域措施孔12个, 60 m深, Ø89 mm, 时间由原来需要的4 d缩短为2 d。②原执行的局部措施孔33个, 20 m深, Ø89 mm, 时间由原来需要的4 d缩短为不到3 d。③利用钻装机实现机械化出渣后, 不仅有效地提高了出渣速度, 每班进尺由原来的不到2排上升并稳定在2排, 同时又极大地降低了工人的劳动强度, 解放出来的人员充实到后边进行施工贴帮柱等平行作业。④正规循环进度由原来的1个月不到1个大循环 (执行60 m深的区域措施孔后, 允许进尺40 m, 保留20 m超前距) 提高到1.25个大循环以上, 由原来的1个月3个小循环 (区域措施执行后, 为安全起见, 仍需执行局部措施, 即打20 m局部措施孔后, 允许进尺10 m, 保留10 m超前距) 提高到5～6个小循环, 即月进尺由原来的30～35 m提高到55 m以上。
5结语
松软厚煤层 篇4
煤矿瓦斯事故是最严重的矿井自然灾害之一, 也是长期制约着我国乃至全世界煤矿安全生产工作的“瓶颈”, 尽管国内外专家、学者对其防治工作进行了较为深入的研究和探索, 并取得了很大的技术突破。在瓦斯综合治理过程中, 由于煤矿瓦斯赋存、分布、涌出、运移和流动规律的影响因素较多, 且两淮地区地质条件复杂, 瓦斯治理难度是全国之首;目前矿区突出煤层瓦斯治理最根本有效的方法是施工超前抽采钻孔, 而在强突煤层施工穿层抽采钻孔, 造成超强突喷煤与瓦斯现象频频发生, 超强突喷的特大量的煤与高浓度瓦斯得不到根本防治, 严重威胁着矿井的安全生产。
1 原防治技术与创新防治技术
1.1“多次改进”原孔口抽采器防治技术
目前, 淮北矿业8煤层钻孔施工采用的是ZDY-3200S钻机, 钻具选用排查效果较好的三棱钻杆, 在穿煤过程中, 为了有效控制突喷的高浓瓦斯, 采用的是“孔口管+孔口抽采器+防喷抽采器”抽采瓦斯。限于巷道或钻场工作空间小, 钻机主机前段与孔口距离短, 不能满足孔外抽采器的安装使用, 而孔口器空间小, 常发生孔口堵塞, 排渣、抽采不顺。原孔口器经过“多次改造升级”, 固定、安装较为方便, 对于弱突煤层钻孔钻进瓦斯抽采效果较好;但对于强突煤层中钻孔超强突喷煤与瓦斯无法预防和治理。
1.2 创新孔内防喷抽采器和防治技术
1.2.1 创新技术思路
创新孔内抽采器和防治技术, 采用“3+3”模式, 即:第一个“3”, 实现三级抽采 (一级孔内抽采、二级孔口抽采、三级孔外管路抽采) ;第二个“3”, 三种新型装置组合 (组合式孔内防喷抽采器+孔口新型抽采器+气动螺旋输送机或组合式集中抽采箱) ;通过创新装置的现场应用和三级强化抽采, 有效解决强突的煤粉造成后路堵塞和瓦斯超限现象, 实现安全钻探。
1.2.2 三级抽采理念
1) 一级孔内抽采。一是受巷道空间的限制;二是受开、扩孔空间不足;三是受技术条件约束, 孔内固管和孔口抽采器空间小, 遏制了大量煤粉喷出畅通, 堵塞瓦斯抽采通道;为突破以上“屏障”转变理念、创新思路, 将钻孔直径扩孔153 mm以上、深度至少2 m, 将创新的孔内防喷抽采器 (管径≥146mm) 组合后安装在孔内, 实施一级强抽。
2) 二级孔口抽采。升级版的新型孔口器, 一是增加了腔体空间 (直径300 mm以上) ;二是采用耐磨封闭套件, 密封了进杆口;三是扩大排渣 (6寸) 口和抽采口 (4寸) ;利用此孔口器实施二级抽采瓦斯。
3) 三级孔外管路抽采。利用喷煤通道管路和组合式抽采箱进行三级管路抽采, 抽采煤粉 (渣) 瓦斯余量。
2 瓦斯抽采参数监测与分析
2.1 监测流程与方法
1) 抽采管路提前拨设不小于4寸的三通拔哨, 保证抽采负压不少于28 k Pa, 流量不小于1.2 m3/min;
2) 在A、B、C、D孔分别增设专用观测孔;测定仪器采用CJG100光感甲烷测定器和防水、防尘负压采样器。
3) 测定方法采用人工手动测定, 一是钻进至见煤点时测定一次 (A、B、C、D) ;二是突喷时每钻进1 m测定一次;三是停钻加钻杆时测定一次。
4) 测量内容为: (1) 停钻和钻进时, 孔内抽采浓度、孔口抽采浓度、孔外混抽浓度。 (2) 喷孔和停抽时回风侧瓦斯浓度。
5) 使用原孔口器穿煤钻进时测定方法与以上相同。
2.2 数据监测结果分析
在强突煤层中施工钻孔, 为根本解决超强突喷煤与瓦斯难以控制的这一全国性难题, 我们从年初开展了这一课题的研讨, 提出了“3+3”创新装置和防治技术思路与构想, 制定实施方案, 于2015年8~10月分别对“多次改进”原装置和防治技术与创新装置和防治技术在同一区域、同一煤层、同一地点实施, 对钻进过程中突喷的煤与瓦斯进行了实测和观察。两种装置和防治技术实施情况整理统计如图1、图2。
3 结语
强突煤层中钻孔超强突喷“3+3”防治技术, 经过现场实施与应用, 取得了显著效果。
1) 有效防止了强喷的煤造成通道被严重堵塞现象。
2) 通过三级抽采, 突涌特大量的煤粉中瓦斯浓度大幅度降低, 杜绝了回风侧瓦斯超限现象。
3) 特大量的煤能够顺畅排出, 通过螺旋输送机输送到指定地点, 大幅度降低了职工劳动强度。
4) 钻孔穿煤实现了安全连续钻进, 提高了施工效率。
5) 此项防治技术的创新和实施, 不仅创造了经济效益, 更创造了社会和安全效益。
摘要：本防治技术思路冲破了现有孔外防治技术思路, 一是在钻孔内部用钻机拓扩一定量的空间, 把现有钻场的“防喷抽采器”进行创新安装在孔内, 实现强化抽采和大量煤粉顺畅排出;二是对孔口器进行了改造升级, 解决了防突、防喷、防瓦斯超限问题;三是喷出的大量煤粉通过螺旋输送机实现机械化清理, 大大降低了劳动强度, 提高了施工效率。
关键词：松软厚煤层,钻孔施工,防喷技术,防瓦斯超限
参考文献
[1]国家安全生产监督管理总局, 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, 2009.
[2]温永康.瓦斯防治[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.
松软厚煤层 篇5
自从1982年我国实行综放开采技术以来, 经过近30 a的推广发展它已成为厚煤层矿井安全高产高效生产的主要途径[1]。放顶煤开采是煤矿开采厚煤层时, 在煤层下部布置工作面, 利用矿山压力破煤与自重落煤将顶煤放出、运走的一种新型工艺[2]。
这种工艺表现出高产、高效的优越性, 该采煤方法愈来愈为现场接受和推广。对综放开采顶煤破碎机理和运移过程前人已经做了大量的研究, 取得了很多的研究成果[3,4,5,6], 这些研究成果为放顶煤开采的深入研究奠定了基础。在大倾角松软厚煤层条件下, 为了分析掌握顶煤的冒放规律、合理确定放煤工艺参数、采取有效的端面顶煤稳定性控制措施, 需要掌握顶煤的运移规律。
为此, 本文基于泉店煤矿12050大倾角松软厚煤层综放面生产技术条件, 对顶煤运移规律进行了实测分析。
1 工作面地质及生产条件
泉店煤矿12050综放面位于井田西北部, 倾向长150 m, 标高在-510~-420 m之间。工作面煤层倾角20°~38°, 平均33°, 煤层两极厚度1.18~10.38 m, 平均5.5 m, 容重1.42 t/m3。直接顶板以砂质泥岩, 粉砂岩为主, 厚度一般1.5~5 m, 直接底板主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩, 局部为细粒砂岩或中粒砂岩, 厚度30~33 m, 岩石致密, 抗拉强度0.67~2.80 MPa。工作面端部斜切进刀, 机采高度2.5 m, 平均放煤厚2.94 m, 采放比为1∶1.2, 工作面循环进尺为0.6 m, 支架有效支撑高度1.8~2.8 m。观测地点煤层厚度为9.41 m, 工作面已经连续推进157.2 m, 煤层倾角33°。
2 顶煤运移规律观测方案
2.1 主要观测内容
观测内容包括:始动点位置;基点围岩的破断及垮落位置;基点在煤壁正上方和煤壁后方的总位移量;不同层位顶煤的运移规律。
2.2 观测方法及测站布置
顶煤运移实测采用深基孔位移跟踪法。在工作面的上顺槽不同层位的顶煤体与顶板中布置深基点钻孔, 置入带有钢丝的逆止爪。测量期间只需每天测定外露在巷道中的钢丝长度, 用前一天的外露量减去当天的外露量即可算出当天随着工作面推进, 顶煤不同层位在距工作面距离煤壁不同位置的合位移。基点深入工作面煤体内应达到一定的长度以便消除边界效应, 基点的走向投影长度应大于最大控顶距。
钻孔布置在运输平巷, 在运输平巷超前工作面90 m开始布置观测钻孔。钻孔直径65 mm, 各钻孔孔口沿工作面走向相距0.5 m。孔内安设测点, 测定不同层位的顶煤随工作面推进的移动规律和顶煤放落的垮落特征。
根据泉店煤矿12050工作面的实际煤层情况, 观测钻孔布置参数如表1、图1所示。
3 顶煤运移规律
3.1 顶煤始动点位置
图2和表2分别为工作面放顶煤液压支架上方顶煤不同层位测点运移量与工作面煤壁距离的关系曲线和顶煤运移特征表。
图2和表2表明, 始动点超前工作面距离最远为34.23 m, 顶煤的始动点主要受超前支承压力的影响, 但现场实测超前支承压力影响范围为32 m, 顶煤始动点与煤壁距离较远, 说明煤层较软时, 工作面前方顶煤在开始受到支承压力之前就产生位移, 不同高度顶煤的始动点不同, 顶煤位置越高始动点位置越超前, 即下位顶煤较上位顶煤运移滞后。
3.2 顶煤基点位移规律
一般情况下, 自工作面煤壁前方, 顶煤由于受纵向约束条件的限制, 其运移主要表现为水平挤压现象;而在煤壁后方随着采煤机割煤, 下位顶煤在支架的反复支撑卸载作用下, 纵向约束明显减弱, 这时的顶煤运移主要表现为顶板断裂沉降引起的垂直运移。由表2的统计结果表明, 工作面煤壁前后顶煤累计运移量分别为65 mm和136 mm, 占总位移量的32.34%和67.66%。工作面煤壁前以水平运移为主, 工作面煤壁后方为垂直运移为主。该条件下顶煤在煤壁前方和煤壁后方的位移量的比值为0.48, 说明软煤条件下, 顶煤体在煤壁前方的位移较大, 顶煤破碎严重, 会造成煤壁片帮和冒顶严重。在割煤应及时支护, 打开护帮板, 防止煤壁片帮。
3.3 顶煤垮落特征
由表2可知, 在煤壁的后方, 垂直高度距离煤层底板分别为3.42 m、4.6 m、6.84 m、8.48 m的各个基点, 其垮落位置分别位于工作面煤壁后方6.9m、7.1 m、5.7 m、6.4 m。由此分析可得到, 随着基点在顶煤中层位升高, 其冒落位置逐渐超前, 顶煤垮落角大于90°, 约为105°。顶煤垮落角较大说明顶煤的破碎效果较好, 有利于顶煤的放出。
4 结论
(1) 始动点超前工作面最远距离约为34.23 m, 大于超前支承压力影响范围, 顶煤移动比较超前, 顶煤层位越高始动点位置越超前, 即下位顶煤较上位顶煤运移滞后。
(2) 顶煤从始动点至煤壁上方位移量平均为65 mm, 占总位移量的32.34%, 顶煤基点从煤壁至支架后方冒落前位移量平均为136 mm, 占总位移量的67.66%, 顶煤在煤壁前方和煤壁后方的位移量的比值为0.48, 说明软煤条件下, 顶煤体在煤壁前方的位移较大, 顶煤破碎超前, 会造成煤壁片帮和冒顶严重。
(3) 工作面煤壁前以水平运移为主, 工作面煤壁后方为垂直运移为主。顶煤垮落角约105°, 顶煤垮落角较大说明顶煤的破碎效果较好, 有利于顶煤的放出。
摘要：为了研究大倾角松软厚煤层综放条件下顶煤破坏运移规律, 应用深基点位移计进行了现场实测, 由观测结果分析得出:顶煤始动点随顶煤层位的不同而不同, 顶煤层位越高始动点位置越超前, 顶煤始动点超前工作面距离最远为34.23 m;顶煤从始动点至煤壁上方位移量平均为65 mm, 占总位移量的32.34%, 从煤壁至支架后方冒落前位移量平均为136 mm, 占总位移量的67.66%, 总位移量平均为201 mm;工作面煤壁前以水平运移为主, 工作面煤壁后方以垂直运移为主, 顶煤垮落角约为105°;研究结果为分析判断顶煤的冒放性、合理确定放煤工艺参数, 提高顶煤回收率提供了依据。
关键词：大倾角,松软厚煤层,顶煤运移,综放开采
参考文献
[1]赵旭清, 张海戈.“三软”厚煤层综放开采顶煤运移特征分析[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2000, 19 (6) :569-573
[2]闫少宏, 吴健.放顶煤开采顶煤运移实测与损伤特性分析[J].岩石力学与工程学报, 1999, 15 (6) :155-162
[3]张榜雄.耿村煤矿综放开采顶煤运移与破碎特征[J].煤矿开采, 2002, 7 (4) :48-48
[4]王晓强, 李瑞刚, 刘张立.综放面矿压显现及顶煤运移规律[J].煤炭科技, 2009 (4) :19-21
[5]邢士军, 张连勇, 陈龙高.综放面顶板 (顶煤) 运移规律实测研究[J].矿山压力与顶板管理, 2002 (2) :8-10
松软煤层深孔钻进工艺实践 篇6
关键词：松软煤层,钻进工艺,打钻
实现松软煤层中打深孔,必须从钻孔设计、打钻设备到打钻工艺等方面采取综合办法来解决。对于定型的钻机和钻孔设计,优化的钻进工艺不但可以提高打孔的深度,还保证了施工的安全,减少卡钻、喷钻和打钻引发的煤与瓦斯突出等灾害;而且在软煤中打深孔是各种防突措施的前提。因此对打钻工艺的研究具有非常重要的现实意义。
1 钻进机理和孔周围的应力应变分布
打钻使钻孔周围出现塑性带,在钻孔周围形成的非弹性变形带具有应力减小的特征,在应力发生变化时,煤体裂隙的发育是塑性变形的前提,位于弹性各向同性介质中的裂隙,其边缘所受的应力τ边=σBHT+σBH。其中,σBHT为施加于裂隙的拉应力;σBH为负值,是远离裂隙的外部压应力。由于煤体的移走,去掉外部压应力时,拉应力(σBHT)增大,使软煤产生更多的塑性变形来消耗弹性能。因此松软煤层塑性带沿轴向位移明显大于硬煤,钻进时需排更多的钻粉。同时因σBHT的作用,煤体沿轴向不断对排出的钻粉进行补充,使钻进阻力增加。
2 打钻常见问题
2.1 垮孔
采用水力排渣,水量大时对孔壁的冲刷作用较大,使孔壁容易垮塌。水量小时由于水的渗透,回流水量小,排渣不好。在钻进仰孔时,当钻具起出孔口后,由于钻孔有一定的仰角,水随即全部流出孔口,孔壁也易垮塌。采用风力排渣时,则风力排渣粉尘大,风压大时对孔壁的风蚀明显,风压小时因沿途压力损失,容易在孔内造成煤粉淤积。加上煤质软,矿压大,也很容易出现垮孔。当钻孔较深时,钻杆脱节或掉钻头的可能性就较大。
2.2 喷孔
钻孔喷孔应看作是钻孔中出现的动力现象,这种现象的出现类似于煤与瓦斯突出,主要是高压瓦斯、应力集中和软煤存在3个因素综合作用的结果。煤体沿钻孔径向可分为弹性带和塑性带,在弹性带和塑性带边缘处径向应力分量恒等,该边界处的径向应力可写成
στ=-2τSln(r/R0) (1)
式中,στ为径向应力;τS为剪切强度;r 为塑性带半径;R0为钻孔半径。
由式(1)可知,R0越大,στ越小。塑性带是随钻进时间形成的,钻进速度越快,塑性带越窄。在高速钻进时,理论上塑性带将有最小值r=R0,στ=0,这时因无塑性变形,应力不对外做功,弹性能聚集,喷钻几率增加。软煤的塑性态可以用有内摩擦力的塑性介质模型表示为
τH=k+σHtanρ (2)
式中,τH为极限面的切应力;k为内聚力;σH为极限面的正应力;ρ为摩擦因数。
如果取τH=τS,则由(1)式可知,στ由σH决定。考虑到煤层工作面附近正应力的分布和支承压力的存在,στ由采矿深度和钻孔深度决定,这与松软煤层钻孔达到一定深度时易于喷钻和卡钻的事实相符。当钻孔进入软煤分层时,钻头的切削旋转对软煤产生冲击和破碎,煤体中裂隙沿径向的非弹性带迅速发育,非弹性带内的煤体破裂和粉碎使煤体瓦斯快速解吸,使流入钻孔中的瓦斯激增,沿钻孔径向和轴向都出现较大的瓦斯梯度,因而出现明显的瓦斯激流或射流,承压的瓦斯激流或射流对破坏的煤颗粒起边运送、边粉化的作用,同时还继续沿钻孔径向和轴向扩张非弹性带。由于钻孔孔径小,钻孔出现堵孔、排渣不力,瓦斯激(射)流和粉化的煤颗粒难以顺利地向孔外排出,进一步增加了钻孔轴向的瓦斯压力梯度,致使瓦斯爆发性涌出,形成喷孔。
喷孔也可能产生于堵孔后。由于煤层中含水或结核,钻头切削的煤粉难以顺利排出,造成孔内堵塞,在钻孔的浅部(10～20 m的范围内)出现堵孔;或是打钻风压和风量不够,排渣不力,出现堵孔。堵孔造成钻孔前方和周边的瓦斯无法排出,孔内瓦斯不断涌出,孔内外形成较大的压力梯度,达到某个极限时,发生喷孔。
2.3 卡钻
卡钻是与喷孔有直接联系且随之发生的一种现象,喷孔时未能及时退出钻杆,破碎的煤体将钻杆和钻头箍紧;或是孔内出现垮孔和堵孔、排渣不力、孔内积粉增多,此时若仍然钻进,则使堵孔、塌孔的范围不断扩大,造成钻杆和钻头箍紧,钻头无法进退。
3 深孔钻进工艺
3.1 稳固钻机
首先要根据钻孔设计确定钻机位置,固定好钻机,防止钻进过程中的振动。钻机振动将会造成钻杆在钻进过程中摆动或闪动,形成钻杆偏离中心,增加阻力,削弱钻进扭矩,或孔壁受钻杆摆动影响而破坏,增加垮孔、塌孔、堵孔的形成条件。稳固钻机是打钻前重要环节,也是打深孔的基础。
3.2 保证排渣顺畅
排渣是一个关键环节,要做到不堵孔,减少喷孔,降低喷孔强度都靠排渣,排渣是否顺畅,直接关系到钻孔的成败。风力排渣时,排渣不顺畅会摩擦发热产生高温,严重时导致钻孔内起火,带来安全隐患。钻孔排渣顺畅依托2个条件:①保证打钻风压和风量;②规范操作。
焦作工学院“九五”期间曾在平顶山十矿开展“松软煤层打钻技术及装备研究”,研制了扶正器和可收缩钻头,并且侧重进行了打钻工艺的研究。提出了“低压慢速、边退边进、掏空前进”十二字软煤打钻工艺的思路。
含水煤层孔内煤粉变成煤泥糊或煤泥团,单纯送风往往难以达到孔内通畅的效果,多退钻、反复退和提高风压是完全必要的,在此时也可以采用水力排渣来解决。但不能强调钻进速度,否则欲速则不达。
钻粉的多少综合反映了应力、瓦斯压力和煤的力学性质三因素。在相同打钻工艺条件下,应力越大,瓦斯压力越大,煤的强度越低,所产生的钻粉越多。支承压力的分布对钻粉产生和排出的影响非常明显,支承压力的分布区钻粉多,钻孔径向塑性带变宽,孔内排渣困难,往往易卡钻、喷孔和垮孔,多退钻、反复退是钻孔过支承压力带的关键。为了提高钻进速度,可以有计划地进行钻具排渣、风力排渣和水风排渣的替换。实践已证明,这是提高钻进速度和打深孔的有效途径[1]。
3.3 给进压力、钻进速度和钻机转速相互配合
在软煤中打深孔需要给进压力、钻进速度和钻机转速互相配合。钻机给进压力的极限是固定的,不同层段要掌握不同的给进压力,压力升高的原因:①穿层;②孔内出现堵孔;③钻具损坏。当给进压力突然变化时,必须采取果断措施,一是停止钻进,加大排渣力度;另一种是撤钻退钻。钻进速度必须保持适当,软煤分层中钻进主要是降速,通过高转速、低钻进速度延长排渣时间,充分排渣,减少沉渣,同时也起到降低给进压力的作用,提高钻机转速使孔壁光滑,这是后期保证成孔深度的重要环节。资料表明,通过提高钻机转速和排渣风压,软煤中可以打出90 m的深孔[2,3]。
4 应用实例
义马煤业集团某矿12011工作面煤体坚固性系数为0.1～0.4,使用ZDY-5全液压坑道钻机,给进压力0.3～0.5 MPa,钻头Ø75 mm,钻杆长1 m,打钻孔87个,测定钻进每根钻杆最慢为10 min,最快为1 min,按次数统计,在钻进每根钻杆所用时间小于2 min时,发生了严重喷孔。按钻进速度大小分为3个统计区间:<2 min/m,2～5 min/m,>5 min/m。统计表明:孔深小于30 m时,2～5 min/m的速度可以保证安全钻进,其中大于7 min/根杆的各孔钻进平稳。在给进压力5～6 MPa,钻进速度7～9 min/根杆时孔深都超过了75 m。
5 结语
(1)稳固钻机、保证排渣顺畅、注意给进压力、钻进速度和钻机转速的优化配合是打深孔的关键。
(2)高转速低钻进速度,延长排渣时间充分排渣,减少沉渣,既保证了施工的安全,又减少了卡钻、喷钻和打钻引发的煤与瓦斯突出等灾害。
参考文献
[1]唐永志,王子龙.松软高突煤层顺层钻孔施工方法[J].矿业安全与环保,2000,27(4):20-21.
[2]白铁刚,刘伟,佟敬勋,等.MYB-50型全液压钻机的研制与应用[J].煤矿安全,2001(6):38-39.
浅谈松软煤层钻进工艺及推广应用 篇7
随着多数软煤矿区生产规模的扩大和开采深度的增加, 施工的煤层地质条件越来越复杂, 打钻难成为松软煤层瓦斯抽采的瓶颈。特别是以松软突出煤层为主采煤层矿井, 松软突出煤层一般煤质松软、渗透性极差, 但瓦斯含量却特别高, 同时松软煤层的瓦斯压力往往较高, 在这样的煤层中钻进, 容易发生喷孔、塌孔、卡钻等孔内事故, 造成钻孔成孔深度浅、成孔率低、瓦斯抽采效果差, 导致防突成本和瓦斯抽采成本很高。
松软煤层瓦斯抽采钻孔施工常见的钻进方法有干式螺旋钻进和空气钻进, 目前, 使用常见的钻进方法钻孔存在成孔率低或成孔深度浅、瓦斯抽采效率低等一些问题, 严重影响着煤矿安全高效生产。近年来, 我院在承担国家发改委的“松软突出煤层中风压空气钻进装备研制与配套工艺开发”项目中研发了松软突出煤层中风压空气钻进成套装备及工艺。该项技术在减少孔内事故、提高钻进效率和成孔深度及成孔率等方面具有很大优势。
二、中风压空气钻进工艺
在煤矿井下常用的钻进方法中, 根据钻进介质的不同, 钻进主要分为清水钻进、空气钻进两种钻进方式。按照钻进用钻具的不同, 又分为螺旋钻进和外平钻杆钻进。空气钻进按照空气压力的不同, 又分为常风压 (P≤0.75MPa) 钻进、中风压 (0.7MPa
随着煤矿井下用中风压移动防爆空压机的出现, 对于松软强突煤层采用中风压钻进沿煤层瓦斯抽放钻孔引起了广大煤矿钻探人员的关注。中煤科工集团西安研究院有限公司承担了“煤矿瓦斯综合治理与利用重大关键技术研发与装备研制”专项课题“松软突出煤层中风压空气钻进装备研制与配套工艺开发”。项目的任务是: (1) .针对目前常风压过低, 不能有效携粉排渣的问题, 利用风压大于1.2MPa的中风压防爆空压机; (2) .针对松软突出煤层钻进时易抱钻、喷孔及成孔难, 钻机能力弱不能及时有效处理孔内事故的问题, 研制开发大功率的钻机及配套装备; (3) .针对松软突出煤层成孔后孔壁坍塌, 堵塞钻孔, 不能有效抽采瓦斯的问题, 研发钻杆内下放抽采瓦斯套管护孔技术。最后形成适合我国煤矿情况并具有自主知识产权的装备及工艺技术, 解决该类煤层瓦斯治理的难题。
三、中风压钻进装备
压风钻进同常规回转钻进相比, 主要是冲洗介质的不同, 在钻进设备方面没有本质的区别。
1. 钻机
同地面钻进相比, 煤矿井下钻进所用设备比地面钻进设备多了防爆的要求。近年在煤矿井下常用的全液压坑道钻机中, 以中煤科工集团西安研究院有限公司研制的ZDY全液压坑道系列钻机为主要代表 (图1) 。该系列钻机具有机械化程度高、分体或整体式结构、场地适应性广、搬迁灵活、特有的通孔式结构、工人劳动强度低等优点而深受广大煤炭企业的欢迎。
2. 钻杆
压风钻进用钻杆要求在保证钻进安全、钻杆外平的前提下, 尽量扩大钻杆 (尤其是接头部位) 的内通孔的面积。为了适应压风钻进的这一特殊要求, 中煤科工集团西安研究院有限公司成功研制了φ73mm矿用高强度摩擦焊接1:10锥度锥型扣外平钻杆;φ50mm、φ63.5mm矿用摩擦焊接锥型扣钻杆;φ73/75mm大通孔钻杆。上述几种钻杆为压风钻进的普及与推广打下了坚实的基础。
3. 钻头
与水作介质的普通回转钻进用钻头的工况相比压风钻进用钻头的特点有:
(1) 对钻头的冷却效果与水相比要差很多;
(2) 钻头主要施工松软突出煤层, 钻进中对钻头的磨损等相对都要弱一些;
(3) 风压多是中低压 (0.3MPa≤P≤1.25MPa) 、恒压输出 (风量不超过额定值) , 钻杆、钻头的过流面积对风量的影响较大, 因此, 钻头的水眼要尽量大。
综上, 压风钻进用钻头常选用翼片式、大水眼硬质合金钻头。
4. 中风压钻进应用实例
中风压钻进在国内一些煤炭企业例如淮沪煤电公司丁集矿、晋城煤业集团公司成庄矿、通化矿业集团松树镇煤矿均已成功应用。现以淮南煤业 (集团) 公司、通化矿业集团实施情况为例。
(1) 地质勘探工程处在丁集矿11-2煤层掘进巷道开展大直径长钻孔消突试验为例。施钻地点煤层较为平缓, 倾角0~-3°, 平均厚度为2.4m, 中下部有0.2m的夹矸, 煤层硬度f值0.6~0.7, 相对瓦斯涌出量5.2m3/t, 瓦斯压力0.6MPa。
钻孔设计参数如表1所示。
(2) 根据松软突出煤层中风压空气钻进的要求, 结合松树镇煤矿地质底层条件, 采用的钻探设备和机具如表1所示:
结果分析:
各设备在钻孔现场的布置如图3所示。试验期间在Ⅱ层煤共施工钻孔4个, 总进尺315m, 最大孔深102m, 纯钻进效率约40m/h;各钻孔施工情况如表2, 根据钻进现场情况分析:1#钻孔和2#钻孔由于进入顶板岩层停止钻进, 3#钻孔和4#钻孔终孔时进入火成岩侵入区域。中风压空气钻进工艺适合于松树镇煤矿Ⅱ层煤瓦斯抽采钻孔施工;配套ZDY3200S钻机操作方便、性能可靠;防爆空气压缩机使用效果良好, 工作状态稳定
结论
(1) 在相同条件下, 中风压钻进配套设备及工艺具有钻进效率高, 钻孔深度大, 成孔率高的优点。
(2) 在条件允许的情况下, 优先选用外平、大通孔钻杆进行松软煤层沿煤层瓦斯抽采钻孔施工, 它具有相对孔深大、钻进效率高的特点。
(3) 中风压钻进因压缩空气压力较高, 现场煤尘大, 必须妥善解决钻进中孔口集尘、除尘的问题, 改善工人的劳动环境, 可以利用孔口集尘器和无动力多级除尘器组成的除尘系统操作简便、效率高, 能够有效地解决钻进过程中的粉尘污染问题。
(4) 压风钻进有利于钻进过程中及成孔后煤层瓦斯的释放, 瓦斯抽采效果好, 特别对于煤层松软、瓦斯突出, 难以用水、泥浆等介质钻进成孔的煤矿, 是一种目前较为先进的、值得推广的施工工艺。
摘要：松软煤层占我国在采煤层的60%80%, 其特点是煤层破碎、稳定性差, 瓦斯含量往往较高、压力大, 本煤层钻孔施工过程中容易出现喷孔、垮孔和卡埋钻等事故。针对煤矿井下本煤层瓦斯抽放孔施工成孔率低, 钻孔短等技术难题, 通过中风压钻进和配套设备的选择, 为后续的松软煤层施工提供参考和选择。
关键词：瓦斯抽放孔,中风压钻进,松软突出煤层,螺旋干式钻进
参考文献
[1]石智军, 胡少韵, 姚宁平等.煤矿井下瓦斯抽采 (放) 钻孔施工新技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2008.
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沿空留巷在松软煤层巷道的施工 篇8
关键词：沿空留巷,软煤层,联合支护
1 概述
我国20世纪70年代引进使用沿空留巷技术, 对沿空留巷的矿压显现、适用条件、合理支护形式及新型支护材料等都进行了大量研究。从薄煤层到厚煤层, 从缓倾斜煤层到急倾斜煤层, 都已有沿空留巷的成功经验。但是, 在沿空留巷研究与应用中仍存在着不足之处, 使得一些矿井在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果, 并限制了沿空留巷技术在我国更广泛的推广。经过几十年的发展, 我国一些矿区在沿空留巷方面取得了可喜成绩, 一些矿井取得了非常可观的经济效益。我矿现在施工西三采区3#煤层, 由于受到影响, 采用沿空留巷掘进左五付巷工程。
2 松软煤层巷道施工中存在的问题
2.1 松软煤层巷道初期来压快、变形量大, 如不加控制很快就会发生煤体冒落、巷道破坏, 如果用不适应其大变形特点的刚性支架必将很快被压坏。支护设计必须适应这一点, 要在控制之下允许变形并在变形稳定后围岩仍以一定速度发生流变, 因此必须有足够的支撑能力加以控制, 否则变形将加速支架破坏、巷道失稳。
2.2 围岩变形有明显的空间效应。其一, 通常围岩在距工作面1倍宽以远的地方就基本上不受掘进工作面影响;其二, 主要表现为巷道所在深度不仅对围岩的变形或稳定状态有明显的影响, 而且影响程度比稳定煤层巷道大得多;其三, 表现为在不同的应力作用下, 巷道变形具有明显的方向性。
2.3 松软煤层巷道不仅顶板下沉量大和容易冒落, 而且底板也强烈鼓起并伴随两帮剧烈位移, 引起两帮破坏、顶板塌落。
2.4 围岩变形对应力扰动和环境变化非常敏感, 表现为松软煤层巷道受邻近开掘或修复巷道、水的浸蚀、爆破振动以及采动等的影响时, 都会引起巷道围岩变形急剧加大。
由于上述因素差异, 松软煤体的自稳时间通常很短, 有的顶板一暴露就立即冒落, 这主要取决于围岩暴露面的形状和面积、煤体的残余程度和原岩应力。因此, 在决定巷道掘进方式和支护措施时必须考虑到巷道围岩的自稳时间。
3 巷掘进地质分析介绍
由于该煤层煤体结构疏松, 密度小, 空隙度啊, 并且受地质构造破坏形成许多弱面, 破坏了煤体的强度, 使煤体易破碎、易滑落, 容易形成顶板下沉和两帮片帮的现象。确定本煤层为松软煤层。3#层纯煤厚1.91米, 夹矸两层, 0.08米和0.10米的页岩, 伪顶为0.10米页岩, 往上为4.5米灰色层状细砂岩, 地板为细砂岩, 煤层倾角12°。该范围地质构造复杂, 小断层及裂隙发育。水文地质条件比较简单, 局部岩层可能含水。预计掘进过程中遇断层、裂隙有淋、滴水现象, 预计最大涌水量10m3/小时。由3#层左五巷工程预计自X8点前可能存在积水区 (现暂无法进入调查) , 预计最大积水量为29137m3。施工到该处请进行探放水进行, 西三采区瓦斯相对涌出量为17.76m3/T, 瓦斯绝对涌出量20.43m3/min;二氧化碳相对涌出量为4.71m3/T, 二氧化碳绝对涌出量为4.34m3/min, 煤尘爆炸指数为65%, 具有强爆炸性。角12°-18°。
4 巷道的施工方案
4.1 巷道施工方位及断面的确立
在认真搞清矿井地质, 特别是工程地质和水文地质条件、地质构造情况、应力场状态以及主要煤、岩层的岩性条件等情况下, 决定采取留取10米的煤柱, 根据地压的大小和方向的变化特点, 以及巷道的使用期限, 确定选用矩形断面。在西三3#层左五下山L4点后6.85米为正中心方位N86°, 沿3#层煤施工800米, 采取炮掘30米之后上综掘的掘进方式。炮掘过程中每班前进时, 打3个前探眼, 探眼按中心对称布置, 探眼间距为0.5m, 左右探眼水平角度为60°~70°, 探眼深度不得小于3.0m, 同时, 缩小循环进度, 其循环进度不得大于1m, 并在探眼处认真检查瓦斯, 煤尘的浓度, 如瓦斯、煤尘超标或有透水预兆, 应立即汇报, 制定针对性措施。
4.2 支护方式的选取。
工作面支护方式采用锚网索联合支护。每次开始掘进之前, 在工作面巷顶利用管缝锚杆现行支护, 按35-40°倾角考虑在工作面巷顶打一排锚杆, 锚杆间距0.8m, 形成伞状结构护顶, 超前控制顶板不少于1.5m, 超前支护不少于5根。用管缝锚杆进行临时支护, 并且打好护顶点柱, 在护顶临时支护下打锚杆。永久支护采用五排锚杆三排锚索加钢带联合支护, 间排距为1.0m×0.85m。帮支护锚杆采用玻璃钢和金属网。顶板采用螺纹钢锚杆, 锚杆采用直径22毫米, 长2.0米, 支护间排距为1.0×0.85米。
锚固剂为树脂锚固剂, 打锚杆时锚固剂使用不少于两段。锚杆采用气动扳手紧固螺杆螺母, 每根锚杆预紧力不小于5T, 锚固力不小于10T。锚杆拉力计型号为:LSZ-30。锚索采用直径15.24mm钢绞线, 锚索长6.0m, 每根锚索初锚力必须达到≥30MPa, 锚固力必须达到16T, 锚索滞后工作面不大于20米。顶板破碎时锚索必须紧跟迎头。
锚索托盘长180mm×宽180mm×厚15mm钢板。锚固剂为树脂锚固剂。
4.3 动力区巷道支护设计。
锚杆采用直径22毫米, 长2.0米螺纹钢锚杆, 支护间排距为1.0×0.85米, 锚杆托盘为长120mm×宽120mm×厚6mm钢板。锚索采用直径17.8绞线, 锚索长8m, 每根锚索初锚力必须达到≥30MPa, 锚固力必须达到16T, 锚索必须紧跟迎头。拉门口向里200米为动压区, 全封闭挂网、三索一梁间排距为2×1.5m米, 支护必须紧跟迎头, 锚杆直径22毫米、长2米。锚索直径17.8毫米、长8米。钢带宽300毫米、厚3毫米。两帮支护:Φ18mm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆, 长1500mm, 锚杆间排距1000×1200mm, 每排锚杆为2根, 每孔用药卷CK2350一块, 金属网为1500×130mm。在工作面推进20米后, 开始出现顶板下沉, 而且底板也强烈鼓起并伴随两帮剧烈位移, 引起两帮破坏、顶板下移, 上帮尤其明显。为此修改掘进措施, 采用单体支柱加强上帮的顶板支护, 在上帮每个五米打一个单体支柱, 在锚杆支护基础上另打锚索, 支护间排距1.5m×1.5m, 锚深6.0m, 把帮锚杆由树枝锚杆更换为锚索, 保持原来的帮锚间距。每隔30米安装一个顶板离层仪。
4.4 截割方式的选择
在松软煤层中掘进巷道, 最好以不破坏或少破坏巷道围岩为原则, 尽量减小对围岩的振动。因此在掘进机截割时应尽量避免快速截割, 并根据各个矿井的操作习惯采取与之相适应的入刀方式和截割顺序, 因此采用顶板开始进刀的方式, 部分情况采用风镐落煤。
5 结论