大采高综放

大采高综放（精选5篇）

大采高综放 篇1

随着综合机械化水平的提高, 综采放顶煤技术以其效率高、巷道掘进量少、成本低、生产管理集中等优点在厚煤层开采中所占的比重越来越大, 且逐渐成为厚煤层开采的方向[1]。然而, 一次采出煤层厚度的大量增加, 必将造成岩层破坏高度及范围的加大, 导致采场矿压显现不同于一般开采高度的工作面, 矿压显现剧烈必将给综采工作面超前支护、支架选型、端面控制及巷道支护产生重大影响。多年来, 国内学者对大采高综放面的覆岩移动规律、顶板管理以及矿压显现规律进行了大量的研究工作。吴健教授[2,3,4,5]等认为在综放工开釆过程中, 一次开釆的煤层厚度增加了很多, 但是综放采场的矿山压力显现并没有因此而明显的变强烈, 而且少部分的综放采场的矿山压力的显现竟然会有减弱的表现;康立军研究员[6,7]从自己的研究得出, 存在不规则跨落带顶板和顶煤, 并且会在工作面煤壁附近发生断裂, 而断裂之后如果与规则的垮落带的顶板离层, 这样的情况发生以后, 在支架上将会承受很大的载荷, 而这些载荷就是来源于断裂的顶板和顶煤, 这部分载荷就是“给定载荷”, 支架将在这个载荷下工作;陆明心、郝海金[8,9]等在研究综放面的平衡结构的时候, 他们认为与分层开釆相比, 综放开采的方式上覆岩层的平衡机构离采场的距离比较远, 并且是以大变形梁的形式存在, 平衡结构也是在逐渐变化之中的, 平衡结构与其下的顶板和顶煤相互作用就是在这一过程中显现的;贾喜荣[10]以“弹性板与铰接板结构”为力学模型, 应用中厚煤层的开矿压计算的手段运用到了综放开采的顶板来压计算中, 并且通过分析研究, 提出了新的判据, 这些判据主要由完全承载层、过渡层和非承载层。

总结国内关于综放工作面矿压规律的研究, 都集中在来压步距, 支架工作阻力、超前支承压力、覆岩移动规律方面, 研究手段和理论都已基本成熟, 但是由于煤矿的特殊性, 地质条件和开采技术条件不同, 矿压规律也不同。因此, 本文采用理论分析、数值计算及现场实测研究某矿8103工作面矿压显现规律。

1 工程概况

8103工作面为某矿首采工作面, 主采5#煤层厚度7.28~10.23m, 平均厚度9m。工作面标高平均1270m, 地面标高1670m。工作面长度220m, 推进长度1500m。煤层伪顶为厚度0.6~5m的灰黑色泥岩, 直接顶为平均厚度7.5m的白色细砂岩, 老顶为平均厚度20.56m的灰白色细砂岩, 老底为平均厚度10.62m的灰白色中粒砂岩互层。采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤开采方法, 工作面割煤高度4m, 放煤高度5m, 采放比为1:1.25.采煤机采用EickhoffSL~500型, 前刮板运输机采用PF6/1142, 前刮板运输机采用PF6/1342, 支架选用ZF13000/30/45型低位放顶煤支架支护顶板, 采用一刀一放多轮间隔顺序放煤的正规循环进行作业, 循环进度和放煤步距均为0.8m。

8103工作面开采过程中, 覆岩破断、运动与裂隙演化规律不清楚, 工作面超前支护范围不明确, 因此需要对8103综放面矿压规律进行研究。

2 综放面来压步距理论计算

8103工作面为首采面, 四周皆为固支煤壁, 随着工作面推进, 直接顶发生初次垮落, 老顶强度大, 呈悬露状态。为了分析采动影响下工作面覆岩运动规律及计算老顶的来压步距, 此时可将老顶视为一悬露的“板”模型。老顶处于极限悬露状态时, 作用于板的四边弯矩为负值, 最大主弯矩Mmax1在长边中部, 而在采空区板的中心弯矩为正, 其最大主弯矩为。依据薄板理论得:

式中:μ—泊松比;λ0—采空区几何形状系数, λ0=a0/b;q—岩层随动载荷;, kPa;a0—工作面推进距离, m;b—工作面长度, m。

将M=h2RT (h为老顶岩层厚度, RT为老顶岩层抗拉强度度) 代入上式, 求得四周固支条件下老顶初次断裂步距为:

2.1 老顶初次来压步距

根据8103工作面煤层综合柱状图和各岩层的力学参数, 结合老顶随动岩层载荷的计算公式[1]可求得随动岩层载荷q为0.54MPa。通过老顶的抗拉强度RT=1.2MPa、泊松比μ=0.2、第一层老顶厚度h=20.56m、可求得顶板步距准数37.3。

2.2 老顶周期来压步距

老顶的周期来压步距通常依据“悬臂梁”理论来求解, 依据材料力学悬臂梁公式, 周期来压步距可由式4计算得出:

将工作面参数带入到得到周期来压步距17.86m。

综上所述, 通过理论计算得:8103综放工作面开采过程中, 初次来压步距为46.0m, 周期来压步距为17.86m。

3 综放面矿压规律数值模拟

3.1 模型建立

为了形象直观的得到综放面不同推进距离下上覆岩层移动规律, 以某矿8103面地质开采条件为原型, 采用离散元UDEC2D模拟软件模拟大采高综放面不同推进距离顶板垮落情况布规律。为计算方便, 采用平面应变模型, 模型长200 m, 高200 m。模型上部施加10 MPa上覆岩层重力, 模型底部及左右均为固定边界, 计算模型如图2所示, 力学参数如表1所示。

3.2 模拟结果

不同推进距离下顶板垮落情况如图2、图3所示。

从图2、图3可以看出:当工作面推进20m时, 直接顶初次垮落, 范围较小;当工作面推进30m时, 直接顶大范围垮落;当工作面推进到45m时, 老顶初次垮落, 认为老顶的初次来压步距为45m;当工作面推进到60m时, 老顶第一次周期来压出现, 认为老顶的周期来压步距为15m。

4 现场实测

为了掌握8103综放面开采的矿压显现规律, 对8103首采面矿压进行观测, 通过对实测数据的统计规律分析结合矿压理论, 对工作面支架等支护设备选型及其利用作出科学合理的评价, 并为本工作面后续工作面开采顶板管理提供可靠的技术支撑。

8103工作面采用KJ513矿山压力检测系统, 对工作面液压支架的支护阻力实时在线监测。整个监测系统实现了井下到井上集中控制与管理。工作面矿压监测区布置见图4所示。

下部第8站监测结果如图5所示。

从图5可以看出:

初次来压步距为46.5m, 周期来压步距为10.7~15.2m不等, 平均13.0m, 来压影响范围1.8-3.0m。非来压期间, 支架平均工作阻力为6975kN, 平均支护强度为21.69MPa, 占额定支护强度的53.7%。来压期间, 支架阻力平均10459kN, 支护强度32.53MPa, 占额定支护强度的80.5%, 动载系数1.41~1.60, 来压明显。每天的最大工作阻力平均9225kN, 是额定工作阻力的71.0%。

同时, 为进一步了解煤壁前方支承压力分布, 随工作面推进, 在运输巷超前工作面60m内安设10台钻孔应力计, 监测不同推进距离下煤壁前方60m的支承压力分布情况, 为工作面超前支护范围与强度奠定基础。具体布置示意图如6所示。

从图6可以看出:

(1) 工作面自开切眼开始推进到40m过程中, 煤壁前方支承压力峰值集中系数逐渐增大, 集中系数由1.5增加到2.45, 峰值点位置逐渐向煤壁深处转移, 与煤壁距离由5m增加到15m左右。超前支承压力范围由20m增加到40m。

(2) 当工作面由40m推进到60过程中, 支承压力峰值点应力集中系数基本保持不变, 维持在2.35~2.45之间, 峰值点与煤壁的距离变化也不大, 维持在13~15m。超前支承压力范围保持在40m。

5 结论

以某矿8103综放面地质和开采条件为背景, 采用理论分析、数值模拟以及现场实测的方法研究了某矿8103综放面的矿压显现规律, 得出如下结论:

(1) 将顶板视为一悬露的“板”, 建立力学模型, 计算得出8103工作面的初次来压步距为46m, 周期来压步距为16m左右。运用UDEC软件模拟得到老顶的初次来压步距为45m, 周期来压步距为15m。

(2) 采用KJ513矿山压力检测系统对液压支架的支护强度及工作性能进行了监测, 得出支架的工作阻力10405kN, 占额定支护阻力的80.5%, 动载系数1.41~1.60, 来压明显。非来压期间, 支架平均工作阻力为6975kN, 占额定支护阻力的53.7%。

(3) 采用钻孔应力计对工作面前方支承压力分布规律进行了研究, 得出正常开采阶段超前支承压力影响范围40m, 应力集中系数为1.85~2m, 峰值点距煤壁13~15m。

摘要：大采高综放面矿压规律是指导工作面安全高效高回收率生产的依据, 以某矿8103工作面地质和开采条件为背景, 采用理论分析、数值模拟、现场实测等研究手段对大采高综放面矿压显现规律进行了研究。研究成果得出:8103工作面初次来压步距为45m左右, 周期来压步距为1315m, 来压期间, 支架工作阻力为10400KN, 占额定工作阻力的70%, 动载系数为1.45左右;超前支承压力影响范围40m, 应力集中系数为1.852m, 峰值点距煤壁1315m。研究成果为8103工作面顺利回采奠定了基础。

关键词：大采高综放,矿压规律,数值模拟,现场实测

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]吴健, 张海戈, 田楚华.“三软”厚煤层放顶煤工作面控制液压支架架前冒顶的理论与实践[J].岩石力学与工程学报, 1994, 13.

[3]吴健, 王家臣.厚煤层现代开采技术国际专题研讨会论文集[M].北京:煤炭工业出版社, 1999.

[4]吴健, 张勇.综放采场支架一围岩关系的新概念[J].煤炭学报, 2001 (4) :366-370.

[5]吴健, 赵景礼, 孟宪锐.全国第三届放顶煤开釆理论与实践研讨会论文集[C].徐州:矿山压力与顶板管理杂志社, 1998.

[6]康立军.综放开采顶煤与支架耦合力学作用探析[J].煤矿开采, 1999 (4) :15-18.

[7]康立军.缓倾斜特厚煤层综放工作面矿压显现特征研究[J].煤炭科学技术, .1996 (11) .

[8]陆明心, 郝海金, 吴健.综放开采上位岩层的平衡结构及其对釆场矿压显现的影响[J].煤炭学报, 2002 (6) :591-595.

[9]郝海金, 张勇, 袁宗本.大釆高采场整体力学模型及采场矿压显现的影响[J].矿山压力与顶板管理, 2003, S3:21-27.

[10]贾喜荣, 翟英达, 杨双锁.放顶煤工作面顶板岩层结构及顶板来压计算[J].煤炭学报, 1998 (4) .

大采高综放工作面瓦斯防治研究 篇2

1 大采高综放工作面瓦斯灾害

大采高综放开采工艺具有回采高度大、开采强度高、采空区面积广等特点, 工作面瓦斯涌出量大, 给煤矿安全生产带来不安全因素。因此, 大采高综放工作面瓦斯防治需要煤矿工程技术人员重视。

1.1 工作面瓦斯来源

在生产实践观测中发现, 大采高综放工作面的瓦斯主要来自工作面煤壁、开采出的原煤和采空区, 其中开采出的原煤析出的瓦斯和采空区涌出的瓦斯占很大比重。

由于大采高综放工作面回采高度一般较大、工作面长度一般较长, 采煤机回采过程中一次落煤量较大, 在相同采放比的条件下, 放煤量也随之变大, 随着开采出的原煤量增加, 在相对瓦斯涌出量不变的情况下, 绝对瓦斯涌出量增大。所以, 大采高综放工作面具有开采强度大的优势同时, 工作面瓦斯涌出量也较大。

由于厚煤层赋存条件制约, 当工作面回采至顶煤不易冒落的区域、煤层厚度超过最大放煤高度的区域, 必然在采空区留有浮煤, 加上综采放顶煤工作面回采率较低, 进一步增加了采空区的浮煤, 为采空区上方瓦斯积聚提供了条件。

大采高综放开采工艺为高效集约化的生产模式, 工作面不仅回采高度较大, 工作面长度较长, 推进速度也较快, 形成的采空区面积较大, 给瓦斯聚集提供了足够的空间。当顶板周期来压时, 采空区上覆岩层的下沉运动使采空区瓦斯大量涌出, 常常造成工作面局部 (尤其是上隅角) 回风流瓦斯超限, 严重制约了矿井的安全生产[2]。

1.2 工作面瓦斯灾害

瓦斯灾害给煤矿安全带来巨大威胁, 是矿工的第一杀手。工作面瓦斯大量涌出造成的直接后果是瓦斯超限, 当煤矿瓦斯超限, 若存在火源和充足的氧气则会发生瓦斯爆炸, 造成重大的人员伤亡和巨大的经济损失, 历史上我国曾经因为工作面瓦斯超限发生过大量的惨痛事故。《关于进一步加强煤矿瓦斯防治工作若干意见的通知》 (国办发[2011]26) 第十九条明确规定, 因瓦斯防治措施不到位, 一个月内发生两次瓦斯超限的矿井必须停产整顿。

根据现场实践经验, 大采高综放工作面瓦斯超限一般有以下几个因素:一是高瓦斯矿井瓦斯抽采未达标, 导致工作面煤层中残余瓦斯量大, 在落煤、放煤过程中造成大量瓦斯析出;二是随着工作面的回采, 临近煤层中的瓦斯涌向工作面后方的采空区, 造成瓦斯含量变大;三是瓦斯矿井工作面回采过程中遇到断层等地质条件复杂区域, 局部地点存在瓦斯积聚;四是顶板初次来压、周期来压期间和大气压发生变化期间, 采空区积聚的瓦斯通常会从上隅角大量涌出;五是由于大采高综放开采工艺采高较大, 在回采过程中易产生偏帮、冒顶, 导致工作面被掉落的煤矿堵住, 影响通风系统正常工作, 造成瓦斯超限。

2 大采高综放工作面瓦斯防治措施

大采高综放工作面瓦斯防治要根据煤矿现场实际情况采取综合措施。针对高瓦斯矿井, 根本方法是瓦斯抽采先行, 必须做到瓦斯抽采达标。当高瓦斯矿井抽采效果不佳时, 可视工作面瓦斯涌出情况采取顶板瓦斯排放巷、顶板裂隙带走向长钻孔、顶板高抽巷等方式对瓦斯抽放, 它利用顶煤中出现的大量裂隙和瓦斯上浮效应, 将积存在采空区上部的大量瓦斯排出, 从而有效地避免了瓦斯的积聚发生[3]。

针对瓦斯含量较低的煤层和已经抽采达标的煤层, 在生产现场中应注意加强安全管理, 防止瓦斯灾害发生, 具体可采取下列措施: (1) 在保证通风系统的稳定性和可靠性的基础上, 适当加大工作面的供风量, 以此稀释瓦斯浓度, 将积聚的瓦斯吹散; (2) 在工作面隅角挂风帘、挂风幛或者是砌筑隔离墙, 减小采空区漏风, 同时封堵上隅角涌出瓦斯, 确保回风顺槽和上隅角瓦斯不积聚; (3) 回风顺槽的上隅角是瓦斯防治重点区域, 必要时可以工作面回风顺槽上隅角安设风机, 稀释处理瓦斯, 或者在井下安设移动式瓦斯抽放泵站, 在上隅角插管对采空区瓦斯进行抽放; (4) 在煤层瓦斯含量大的区域适当降低开采强度, 减小采煤机截深和牵引速度, 从而减小落煤量, 降低落煤的瓦斯析出量; (5) 加强工作面支护, 防止片帮、冒顶产生的煤块堵住工作面, 保证工作面断面合理、通风系统稳定; (6) 合理控制放煤, 尽量在回采过程中不将顶煤留到采空区; (7) 加强初次来压、周期来压和大气压发生变化期间的瓦斯监测, 预防采空区顶板大面积垮落和气压原因引起的采空区瓦斯涌出。

3 大采高综放工作面瓦斯防治实践

中煤平朔井工二矿为瓦斯矿井, 煤层Ⅱ类自燃, 最短发火期3-6个月, 且具有爆炸性。29209综放工作面位于29208工作面东部、29210工作面西部, 南部为安家岭露天矿, 北部为地方小煤窑采空区, 工作面长度为300.5m, 推进长度为1571m, 煤层平均厚度为12.25m, 煤层平均倾角为2.3°。29209综放工作面采用大采高综放开采工艺, 采煤机采高为3.5m, 采放比1∶2.5, 采用全部垮落法管理顶板。该工作面属于硬顶板、硬煤层, 部分区域地质条件较为复杂, 顶板和煤壁破碎, 底板较软, 且存在小煤窑采空区, 工作面顶板初次来压和周期来压现象比较明显。工作面落煤和采空区的瓦斯是矿井瓦斯的主要来源。

根据29209大采高综放工作面的实际情况, 在地质条件复杂区域、小煤窑采空区影响区域和工作面来压期间, 采用加强瓦斯监控监测, 提高工作面支护强度和质量, 在工作面隅角挂风帘、挂风幛, 备有风机稀释瓦斯等措施确保了瓦斯不超限, 保证了工作面在开采过程中未发生瓦斯灾害。

4 结论

大采高综放开采技术在厚煤层开采中的应用日益广泛, 工作面瓦斯灾害在一定程度上限制了大采高综放开采的优势。大采高综放工作面瓦斯灾害受到多方面因素影响, 不同煤矿在不同开采条件和不同的技术装备水平下, 采取的瓦斯防治手段也不同, 煤矿工程技术人员应根据所在煤矿工作面瓦斯涌出情况, 对瓦斯涌出原因和分布特点加以分析研究, 按照现场实际制订大采高综放工作面瓦斯治理的有效措施。

摘要：煤炭是我国主要的能源, 在我国国民经济发展中占据不可取代的地位。厚煤层是我国煤炭资源赋存的主要形式之一, 厚煤层的煤炭产量处于高位。大采高综放开采是厚煤层高效开采的方法之一, 在采用大采高综放开采的过程中, 瓦斯灾害给煤矿安全生产带来巨大威胁。本文分析了大采高综放工作面的瓦斯涌出特点, 根据在大采高综放工作面开采取得的实践经验, 提出几点瓦斯防治措施。

关键词：大采高,综放,工作面,瓦斯,防治

参考文献

[1]任前程.深井大釆高综放工作面矿压特征研究[D].安徽理工大学, 2012.

[2]张铁岗.矿井瓦斯综合治理师范工程[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

大采高综放 篇3

1 地质条件

14200工作面老顶为19.24m厚的粉砂岩、中砂岩, 直接顶为2.2m厚的泥岩, 直接底为10.1m砂质泥岩, 老底为5.2m硅质泥岩。煤层平均厚度为4m。煤层倾角5°~11°, 平均7°, 整体上中部较高, 局部褶曲变化较大, 形成因素主要为成煤初期基底不平、地质构造运动和成煤期后古河流冲蚀作用。该工作面顶板岩性松软破碎、伪顶较不稳定, 未揭露断层。

2 液压支架架型选择与支护压力的确定

大采高综放工作面液压支架与普通综放开采有很大区别, 而大采高综放开采成功的关键为工作面液压支架选型是否合理。

2.1 液压支架架型选择

根据我国综放开采液压支架发展现状以及综放支架的选型原则, 考虑到煤层的条件和其他矿井综放开采工作面支架的情况, 建议采用正四连杆式低位放顶煤支架。同时, 支架采用伸缩梁并设置护帮板, 这可以有效避免因端面距过大而引起工作面端面冒顶。按照煤矿大采高综放开采技术要求, 主要依据以下四个方面选择液压支架的架型[2]: (1) 煤层采深较大而强度较低, 可能存在片帮、冒顶, 并且需即时支护, 支架须设置防片帮机构; (2) 工作面推进长度大, 要求设备可靠性高; (3) 工作面瓦斯涌出量大, 需要工作面通风断面大; (4) 支架重量不能太大。

2.2 液压支架支护阻力确定

液压支架支护阻力计算分为两种, 具体分析如下。

(1) 估算法

实验表明, 确定阻力的基本条件为:割煤高度3.4m, 工作面煤层的厚度5.50m, 放煤高度2.26m, 采深560m~580m, 支架支护强度计算公式如下:

式中:q-支架支护强度;Kd-基本顶失稳系数, 取Kd=1.8;qm-岩层自重应力, 取值25kN/m3;qc-顶煤自重应力, 取值13.5kN/m3;

代入数据可得

q=737.6kPa

支护工作阻力公式为

式中:lk-顶距, 取值为0.367 m;ld-顶梁的长度, 取值为4.56m;B-支架的宽度, 取值为1.4m;Ks-支撑效率, 取值为0.85。

代入数据得

p=6442kN

(2) 数值模拟法

根据FLAC3.0数值模拟程序进行如下模拟, 其中支架支护的强度q取0、0.2、0.4、0.6、0.8、1.0MPa, 由数值模拟运算结果, 可得到控顶区内支架顶煤的离层量与支护强度之间的关系。增大支架支护的强度会减小顶煤下沉量, 其中煤壁处顶煤下沉量对煤壁的稳定性有很大影响, 下沉量越小, 煤壁就越稳定。与煤壁前方相距0.4m内的煤体一直受压缩力, 而且压缩量会跟随支架支护强度的增加而减小。特别是, 当支架支护的强度大于0.8MPa临界值时, 顶煤离层量将缩小到0.6mm, 冒顶的问题也会有效防止[3]。所以, 为了防止工作面片帮、冒顶的发生, 支架的支护强度取值需要大于0.8MPa。当支架支护的强度超过0.8MPa, 再增加支护强度对顶煤下沉量影响不大。而且, 支架自重与支架支护强度成正比, 当架支护强度过大时, 增加了支架的运输和安装难度, 煤矿工作面初期的投资也过大, 增加了矿山成本[4]。所以, 在选择支架时, 支架支护的强度不宜太大, 工作面支架支护的强度一般取值为0.8MPa~0.9MPa。根据支架的顶梁长度、配套尺寸以及空顶距, 可计算得出支架工作阻力:

由上述2种方法得到的结果, 再结合煤矿整层开采条件, 支架设计工作阻力确定取7000kN, 工作高度取1940mm~3800mm, 选择ZF7000/1916/38型支架。

3结论

实践表明, 大采高综放开采既可以满足瓦斯煤矿的生产要求, 又具备布局适当、高效率、质量可靠度高与安全性能好等特点。

参考文献

[1]毛德兵, 康立军.大采高综放开采及其应用可行性分析[M].煤矿开采, 2003, 01.

[2]李磊, 等.提高岩巷掘进速度的途径[J].煤炭技术, 2007, 08.

[3]刘结高.大断面岩巷快速掘进实践与探讨[J].中州煤炭, 2008, 02.

大采高综采煤壁片帮机理与控制 篇4

煤壁片帮几率会随着煤层开采高度的增大而不断增大, 特别是在大采高工作中, 一旦出现片帮现象就会对生产的正常、有序进行造成极大阻碍[1]。同时, 煤壁发生片帮后还会对工作面顶板造成影响, 加剧顶板裂隙的发育并使得支架出现受力不均现象, 严重的甚至会致使支架部件受损而导致顶板事故发生, 对作业人员生命安全造成威胁。所以探究大采高条件下综采工作面煤壁片帮的机理与控制技术有着极为重要的现实意义。

1大采高综采煤壁片帮概述

1.1片帮原因分析

大采高综采工作面出现煤壁片帮现象的主要原因是煤壁受到重力、塑性膨胀、支撑压力等的联合作用。 在这些影响因素中, 支撑压力对塑性区宽度及煤壁片帮范围均有着直接的密切关联, 这也是引起片帮现象的主要诱因。同时, 因重力而导致的煤壁滑落片帮则是大采高工作较为常见的片帮形式, 这是因为煤体强度偏低且工作面直立高度较大所引发的。此外, 在工作面来压期间易出现压剪式煤壁片帮, 此类片帮多深度较大, 并极易诱发顶板冒落事故。

1.2片帮的主要形式

大采高综采面煤壁片帮形式大致可划分为3种, 即拉裂式破坏、鼓出式破坏和剪切式破坏, 其示意图见图1。图1中, H为采高, m;P为地应力, MPa。其中拉裂式与鼓出式破坏多出现与硬度较大的煤层中, 随着采高增高, 顶板压力和煤壁自重作用不断增大, 使得煤壁受到垂直作用力的影响而产生了水平应力, 而这种应力又无法被煤壁的鼓出变形所抵消, 逐渐地当水平拉应力大于煤壁抗拉强度时, 煤壁就会失稳发生片帮;剪切式破坏则多出现于硬度较小的煤层中, 煤体在其自重及上部压力作用下也会受到一定的水平应力作用, 但由于煤质偏软, 煤体可塑性较强, 煤壁可实现较大的变形从而有效缓解煤壁所受横向作用力, 直至自重及压力作用大于煤体自身抗剪强度使得煤壁发生剪切破坏。

2影响大采高综采工作面煤壁片帮现象的要素

2.1采高的影响

工作面采高一直是影响综采面片帮现象的主要要素之一。根据以往工程实践调查显示, 随着工作面开采高度的增加, 工作面顶板压力及前方煤壁所承受的支撑压力都会相应增加, 进而导致了煤壁出现片帮的几率。一般而言煤壁片帮深度会随着工作面采高的增加呈现非线性增长, 一旦超过某一数值, 片帮深度就会发生骤增。这是因为塑性区范围内煤体多处于极限平衡状态, 大采高导致煤壁前方支撑压力的增加, 从而破坏了原有平衡而致使片帮发生[2,3]。

2.2煤层节理发育的影响

综采工作面前部煤体本质上属于一种结构独特的煤体, 其在力学上表现出显著的不连续性与转化性, 也就是说其在无裂隙组或裂隙较少时具备显著的各向差异性, 而当其裂隙组较多时就会呈现处各向同性, 从而大幅降低煤体强度。因此, 煤层中节理裂隙的发育状况会对煤体强度造成直接影响, 从而成为诱发煤壁片帮的内因。特别是在断层、褶曲等地质构造区域, 煤层裂隙往往发育完善, 煤体呈现松散破碎状, 工作面在通过这些区域时就极易发生煤壁片帮现象。

2.3工作面推移速度的影响

在工作面推移时, 若推移速度过慢, 则会导致还处于峰后松软状态的前方煤壁在应力的残余作用下出现塑性变形乃至蠕变变形, 从而对片帮深度及长度产生促进作用, 其关系如图2所示。而提升工作面推移速率, 则能有效降低支撑压力的影响区域, 避免其对煤体产生长时间作用, 进而降低煤壁片帮可能。

2.4停采时间的影响

通过对过去综采工作面矿压显现的监测数据分析可知, 工作面顶板下沉量同工作面停采时间之间存在正相关, 停采时间越久, 则工作面顶板下沉现象越显著, 而顶板下沉对前方煤壁的破坏程度也越厉害。此外, 鉴于煤层中节理面无法绝对平整, 当两面间位移较低时, 节理面间凹凸咬合, 会使得两者间摩擦力增大;但当两面间位移足够大时, 这一约束效果便会失效, 从而导致工作面煤壁台阶下沉乃至大面积片帮的出现。

2.5支架支撑力不足

对于大采高综采面而言, 其上部顶板压力是由前方煤壁与后部液压支架一起承担的, 若液压支架支撑力出现不足的情况, 则大部分顶板压力就会作用到煤壁上, 当这一压力超出煤壁承受极限时, 就会导致煤壁片帮发生。而液压支架支撑力的不足多由液压泵供压不足、支架支撑状态不达标或移架支护不及时而导致。

3规避大采高综采面煤壁片帮的应对措施

3.1在煤壁顶端增设防片帮板

在对煤壁进行切割采煤前, 先于采煤机1个~2个架次放下护帮板, 让工作面前方煤壁能始终处于护帮板支撑保护下。根据实践调查显示, 在大采高综采工作面, 煤壁片帮程度同工作面是否布设有护帮板有着直接关联。在未布设护帮板的情况下, 煤壁片帮概率是有护帮板时的3倍以上。通过在煤壁顶端布设护帮板能对煤壁施加侧向约束力, 从而有效约束煤壁发生水平位移的可能, 从而一定程度上降低煤壁片帮概率与程度。

3.2对煤壁进行加固

针对松散破碎煤层, 为避免其发生片帮现象可通过一定手段增强煤壁强度, 较为常见的方法有化学加固与锚杆加固两种。

a) 化学加固。这种方法主要时针对煤壁节理发育完善、工作面顶板压力较大或地质构造破坏严重等各类易片帮区域, 借由马丽散预先对煤壁进行采前加固, 从而提升煤壁强度与完整性, 规避煤壁片帮的出现。 具体实施上, 首先应依照相关施工流程在煤壁上钻设注浆控, 随后为钻孔布设注射装置与封孔装置, 最后通过注浆泵将马丽散注入煤壁, 实现加固效果;

b) 锚杆加固。这种方法适用于煤体仍具备一定自稳性的煤壁片帮现象, 即片帮时煤壁呈现大面积片状跨落。对此, 可选用长度2 m左右的锚杆并配合树脂药卷实现对煤壁的有效加固。通过这种方法不仅能增强煤壁完整性, 提升其内部摩擦, 且锚杆自身也可起到良好抗剪效果, 从而避免煤体出现剪切下滑。

3.3增快工作推移速率

根据上文分析可知, 工作面推移过慢导致煤壁长时间暴露会使得片帮可能大幅提升。因此适度提升采煤工作面推移速率, 能有效削减超前支撑力的影响区间, 并降低其对煤壁的影响实践, 同时还有助于减少工作面顶板下沉量, 从而有效实现煤壁片帮概率的降低。此外, 当工作面需进行停产检修时, 应尽可能选择采高相对较低、煤层薄且顶板条件好的区段, 并适度增设单体液压支柱, 以加强支护效果, 从而削弱煤壁片帮的可能[4,5]。

3.4及时进行支护

采煤机开采迁移后, 应仅滞后采煤机1个~2个架次就及时进行移架支护, 并及时放出护帮板。此外, 移架时应遵循“少降、快拉、快升”的移架原则, 以保证支护效果最优化。通过及时开展移架支护, 能有效削减上部顶板压力对煤壁的压缩效果, 从而避免煤壁受压变形、破坏。此外, 还应定期对液压支架进行检修, 替换损毁的液压管路及密封圈, 以保证液压支架供压的稳定。

4结语

工作面煤壁片帮作为开采中的多发事故, 不仅会影响生产的正常开展, 还会对工作面顶板造成影响, 加剧顶板裂隙的发育并使得支架出现受力不均现象, 严重的甚至会致使支架部件受损而导致顶板事故发生, 对作业人员生命安全造成威胁。因此, 一名合格的煤炭技术人员, 必须充分联系实际生产需求, 以不断进取的精神投入到相关技术与措施的探究中, 为煤炭行业的长久持续发展提供助力。

摘要：介绍并分析了大采高综采面煤壁片帮的原因与主要形式, 归纳总结了回采中影响煤壁片帮的主要因素, 提出了有效规避大采高综采面煤壁片帮的应对措施。

关键词：大采高综采面,煤壁片帮,发生机理,应对措施

参考文献

[1]殷帅峰, 何富连, 程根银.大采高综放面煤壁片帮判定准则及安全评价系统研究[J].中国矿业大学学报, 2015 (5) :800-807.

[2]王兆会, 杨敬虎, 孟浩.大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制[J].煤炭学报, 2015 (1) :42-49.

[3]常聚才, 谢广祥, 张学会.特厚煤层大采高综放工作面煤壁片帮机制分析[J].岩土力学, 2015 (3) :803-808.

[4]陶勇俊.大采高综采工作面煤壁片帮的分析与防治[J].山东煤炭科技, 2014 (7) :13-14.

大采高综放 篇5

世界煤炭工业发展的主流就是煤炭资源的安全高效回收, 与此同时这也是煤炭工业在我国发展的必然趋势。在我国综采放顶煤技术广泛的运用在厚及特厚煤层高效集约化开采当中, 综采放顶煤技术经过几十年的发展已经将其独特的优势展示在我国的厚煤层开采当中了。在进行厚煤层开采的过程当中, 顶煤运移规律会因为顶煤物理力学的不均匀性而具有相当大的难度。含矸率的降低、采出率的提高、顶板控制以及综放工作面的放冒效果等都会因为顶煤的变形破坏与运移特征而受到直接的影响。本文主要针对厚煤层大采高综放开采的煤岩冒放规律及放煤工艺参数进行了研究, 希望能够对我国煤矿开采业的长远发展起到一定的帮助作用。

1 影响厚煤层大采高综放开采的煤岩冒放规律的主要因素概述

开采技术因素和地质赋存因素是影响煤层综放采场的顶煤冒放性的决定因素。在这两个因素当中起到客观决定作用的就是地质赋存因素, 而且地质赋存因素还是进行顶煤冒放的首要条件, 其中能够进行人为控制调节的上就是开采技术因素, 所以在进行厚煤层大采高综放开采时必须要选择可以使顶煤冒放性得以改善或者可以与之相适应的开采工艺参数来进行[1]。

1.1 顶煤冒放性受到的地质赋存因素的影响

(1) 开采深度的影响:支撑压力以及原岩应力的大小直接受到了煤层赋存深度的影响。煤体内的应力随着开采深度的不断加大也会变得越来越大, 而且还会具有越来越强大的对顶煤的破坏作用。受到超前支承压力的影响, 综放面煤壁前方顶煤会出现一定程度的松散、破碎或者变形, 顶煤能不能够被顺利的放出的前提就是这些变化程度。 (2) 煤层自身的强度:煤层本身的破坏难易程度得以衡量的主要标准就是所谓的煤层强度。从严格意义上来讲, 煤层强度是一个复杂的综合指标, 其中包括煤体的硬度、裂隙发育程度以及煤体的厚度等都与煤层强度有着直接的关系[2]。根据相关的实验表明, 煤层拥有越大的抗压强度, 煤体受到破坏就会出现越大的所需要的应力, 最终导致煤体很难受到破坏, 并降低了顶煤的破碎程度。 (3) 顶煤节理裂隙的影响:地质弱面和构造不同程度的存在于一般岩体当中, 这种情况同样在煤层中存在。在形成以后, 煤层经历的地质历史发展过程是及其漫长的, 很多的构造运动都出现在这一时期, 所以, 有大量的原生裂隙存在于煤层当中, 与此同时, 煤层中裂隙的变化也可以由开采时的震动热造成。所以, 裂隙的产生、发展和压实就成为了煤体破坏和变形过程中的主要表现。因为裂隙的发展和贯通会导致煤体的破坏, 所以对顶煤破碎进行控制的主要因素就是煤层的采动裂隙以及原生裂隙, 从而这里我们可以看出, 顶煤的可放性以及破碎程度受到了贯通裂隙的方向和密度的直接影响。裂隙的贯通过程以及煤层微裂隙的发育就是煤层破坏的实质[3]。节理裂隙发育的煤层以及具有较差完整性的煤体, 所以在支撑压力的作用下, 顶煤很容易发生破碎的现象, 所以通常来讲, 顶煤具有冒放性好的特点。

1.2 顶煤冒放性受到的开采技术因素的影响

(1) 采放比:通常来讲, 在软媒层中的顶煤具有冒放性好以及一语破碎的特点, 然而在大采高情况下很难对端面顶煤进行控制, 所以可以将采放比适当的予以减小, 从而将放顶煤开采的优势充分的发挥出来;采用加大底部采高的方法来针对中硬煤, 促进顶煤放落空间的加大来实现顶煤冒落效果的提高。 (2) 放煤步距:放煤工艺方式的重要参数就是放煤步距, 在工作面推进方向上顶煤的落放距离就是放煤步距决定的。与顶煤垮落角、支架架型以及顶煤厚度等相适应这是对合理的放煤步距的要求。

2 厚煤层大采高综放开采放煤工艺参数研究

机采煤高度在厚煤层大采高综放开采条件下增加了, 与此同时, 顶煤厚度也相应的减少了, 从而造成了破煤作用以及工作面矿压的改变, 顶煤破碎冒落的空间也因为采放比的变化而增大, 对促进顶煤冒落破碎效果的增大十分有利, 下面针对厚煤层大采高综放开采放煤工艺参数进行了研究[4]。

2.1 针对厚煤层大采高综放开采放煤工艺参数的优化

2.1.1 顶煤损失分析

相对于其他采煤方法而言, 综放开采的煤炭损失组成是具有一定相似性的, 与此同时, 也包括了工作面开采损失以及采区布置的损失这两个非常重要的方面。放煤损失在机采高度增加以后出现了一定程度的改变[5]。以不同的顶煤冒落的空间位置为根据, 可以将顶煤放落区划分为两个不同的区域, 也就是可放区以及不可放区。将能滚落到放煤口位置范围以及将支架放煤口打开予以反映的就是所谓的可放区, 通常是指矸安息角以内的区域;将放煤口打开, 却一直无法在煤口范围落下的就是所谓的不可放区, 通常是指煤矸自然安息角以外区域。

2.1.2 放煤步距的合理性

对于含矸率的降低以及采出率的提高而言, 选择科学合理的放煤步距是非常重要的, 如果太大的放煤步距, 就会造成采空区有顶煤的窜入, 出现丢煤的现象;而如果太小的放煤步距, 就会导致窗口容易有矸石混入, 从而使煤质受到影响, 同时还会导致操作者认识上的误差, 认为已经将煤放尽, 出现了操作上的丢煤[6]。相对于放煤口的长度来讲, 放煤步距一定要大, 从而使放煤一开始就混矸的现象得以避免。

2.2 确定放煤工艺参数

(1) 首先要确定采高、放煤步距:考虑到顶煤的冒落规律会在不同的机采高度条件下会有所不同, 所以必须要使放煤步距在相应采高条件下的匹配性得以确定, 在放煤口要同时纳入顶部和采空区侧的矸石, 这是最佳放煤步距[7]。 (2) 确定放煤方式:顶煤的回收率以及含矸率会受到不同的放煤方式的直接影响, 可以将顶煤的回收率进一步的提高上去, 与此同时, 还要控制含矸率在一定的范围之内。

3 结语

厚煤层大采高综放开采放煤时, 要想得到成功的应用和推广, 并且将其自身低耗、高效以及高产的的技术优势充分的发挥出来, 必须要对其中的关键技术进行研究和分析, 与此同时, 还要科学合理的对放煤工艺参数进行确定, 希望本文的研究能够帮助到大家。

摘要：随着我国社会经济的快速发展以及人们生活水平的不断提高, 我国的能源需求量也变得越来越大。所以依靠先进的科学技术促进煤炭生产力的提高、矿井高效生产的实现变得越来越重要。本文针对厚煤层大采高综放开采的煤岩冒放规律及放煤工艺参数研究进行了分析和研究, 供大家参考。

关键词：厚煤层,煤岩冒放规律,放煤工艺参数

参考文献

[1]范维唐, 蔡站.中国厚煤层综采技术现状和发展方向[J].煤炭学报, 1993 (1) .

[2]闫少宏.水峪煤矿综放工作面顶煤冒落机理研究[J].煤炭科学技术, 1977, 07.

[3]常春, 王泳嘉等.人工神经元网络评估综放开采顶煤可放性研究[J].矿山压力与顶板管理, 1992 (3) .

[4]郑雨天等.综采放顶煤开采顶煤可放性与技术经济指标预测[J].煤炭科学技术, 1995 (3) .

[5]刘长友.直接顶岩层力学特性对综放采场煤岩破坏的影响规律[J].矿山压力与顶板管理, 2002 (1) :64-66.

[6]富强.顶煤较薄煤层综放开采放煤工艺研究[J].矿山压力与顶板管理, 2000 (3) :2-3.