层位选择

层位选择（精选6篇）

层位选择 篇1

运输大巷服务整个水平的开采, 有时还把作为下水平开采的回风道, 其总的服务期达十余年以至几十年。为确保人巷畅通, 要使其少受各煤层开采的影响, 方便维护;通常把集中大巷、分组集中大巷设在煤组的底板岩层中, 也可设在煤组底部煤质坚硬、围岩稳固的薄或中厚煤层中。大巷的层位有煤层大巷和岩层大巷, 适用于不同的条件。

1 煤层大巷的选择

它通常用在单煤层大巷布置方式。大巷设在煤层中时, 掘进施工方便, 能实现掘进综合机械化, 掘进速度快;沿煤掘进探明煤层赋存状况;矿井开拓能少掘岩巷, 矿井建设速度快能降低掘进费用。

1.1 煤层大巷应用中的缺点

1) 煤层大巷的巷道维护比较困难。同时, 大巷变形也使路轨、架线、水沟、管线的维修工作量增加。

2) 在煤层褶曲、起伏较多时, 大巷若以一定坡度沿煤层走向掘进, 巷道弯曲转折多, 会影响机车运行, 降低运输能力, 并巷道长度大。

3) 为方便巷道维护, 要在大巷两侧各留30~40m以上的护巷煤柱, 煤柱回收困难, 资源损失量较大。大巷保护煤柱如图1所示。

4) 在煤层有自然发火危险时, 如采区发生火灾, 就要封闭大巷。若护巷煤柱已受采动影响破坏, 则密闭效果不好, 处理火灾更加困难。

1.2 煤层大巷应用的条件

近些年来, 采煤综合机械化的发展和生产集中化程度的提高, 以巷道支护的改进与少掘岩巷的技术要求, 在适当的条件下, 也可采用煤层大巷:

1) 开采近水平煤层、采煤速度快的现代化矿井, 能以开采一个煤层保证矿井产量, 煤质中硬以上、顶板较坚硬要把大巷设在煤层内, 这时需加强巷道支护与巷壁后充填, 并留设宽度为100m左右的大煤柱。

2) 煤组底部有煤质坚硬、围岩稳大巷与保护煤柱没有自然发火危险的薄或中厚煤层, 在进行技术经济比较后, 该煤层中可以设煤层大巷。

3) 煤组中距其他煤层较远的单个薄或中厚煤层煤层大巷。

4) 井田走向长度不长、煤层厚度较小、大巷服务年限较短、巷道维护方便的中小型矿井也可采用煤层大巷。

5) 煤层赋存不稳定、地质构造复杂的小型矿井, 采用煤层大巷有利于探明地质构造, 及早布置和准备采区。

2 岩层大巷 (岩石大巷) 的选择

岩层大巷通常用在集中大巷布置方式。为单一厚煤层设置的岩层大巷在本质上也是集中大巷。岩层大巷可较好适应地质构造变化, 便于保持一定的方向和坡度;能较长距离直线布置, 弯曲转折少, 方便铺设带式输送机, 对提高列车运行速度和大巷通过能力有利;巷道维护条件好, 维护费用低, 并能少留或不留护巷煤柱, 有利于安全生产和预防火灾;另外, 岩层大巷布置灵活, 对布置采区煤仓和车场巷道的连接有利。岩层大巷的缺点是:掘进量多, 速度不快, 费用较高。岩层大巷的优越性非常显著, 因此, 我国大中型矿井一般采用岩层大巷。

选择大巷在岩层中的位置要注意, 防止受上方煤层采动的不良影响, 与煤层保持一定的距离, 围岩条件较好, 便于巷道维护, 有利于采区车场和煤仓的布置及矿井的安全生产。选择时要注意以下问题和布置要求:

1) 大巷距煤层的远近关系到大巷受采动影响的大小。由开采形成的支承压力经煤柱传递至煤层底板, 在底板岩石内也形成一应力升高区, 大巷必须避开应力升高区, 要与煤层隔开一定的距离。支承压力在底板岩石内传递的范围因岩性不同而异, 岩石坚硬时传递的范围广而向下的强度较弱, 大巷距煤层可以近一些;岩石松软时, 传递的范围窄而向下的强度较大, 大巷距煤层的距离要远一些。由于各矿区大巷围岩条件不同, 顶板管理的方法也各不相同, 大巷至煤层的距离也不等。如图2所示。

2) 选择岩性好的岩层对确定岩层大巷位置有决定性意义。为方便大巷维护, 要选择稳定的、较厚的、坚硬的岩层, 如砂岩、石灰岩页岩等, 防止在岩性松软、吸水膨胀、易风化的岩层中布置大巷。

3) 对水文地质条件复杂的矿井, 要区别情况布置大巷。

4) 在复杂地质构造带布置大巷, 在走向上要力求平直, 大巷通过断层时要与断层面大角度交叉, 防止沿断层面掘进巷道, 以减小大巷掘进和维护的困难。

5) 为控制好岩层大巷的方向和位置, 使其与煤层能保持设计的合理距离, 要在煤层内布置一条副巷, 预先探明煤层的走向及地质情况, 及时调整大巷方向, 这对掘进时的通风有利。

摘要：运输大巷服务整个水平的开采, 有时还把作为下水平开采的回风道, 其总的服务期达十余年以至几十年。大巷的层位有煤层大巷和岩层大巷, 适用于不同的条件。本文主要阐述了煤层大巷的选择和岩层大巷 (岩石大巷) 的选择等技术问题。

关键词：矿井,运输大巷,层位,选择

参考文献

[1]石伟等.煤矿区段护巷煤柱合理尺寸研究.煤炭技术, 2010.

[2]李启元.刍议煤矿水文地质引发事故的原因及对策.大科技:科技天地, 2011.

[3]章永凤.加强矿井水文地质工作遏制乡镇煤矿透水事故.能源与环境, 2010.

[4]赵翠华.论地质报告对矿井设计和经济效益的影响.江西煤炭科技, 2012.

[5]金铁平.改进巷道布置降低岩巷掘进率.山东煤炭科技, 2009.

层位选择 篇2

1 UDEC数值模型建立

1.1 工程条件分析

高抽巷一般布置于砂质泥岩岩层中, 砂质泥岩的顶底板一般为较坚硬的砂岩, 因此巷道一般有两种层位布置方式:沿坚硬顶板掘进, 沿坚硬底板掘进。巷道的顶板及两帮通常有支护, 而对于底板的控制由于施工较为困难, 一般没有支护, 底鼓严重时仅通过卧底修复。决定高抽巷沿顶板掘进还是沿底板掘进需考虑巷道的控制难点是在顶板还是底板, 如果巷道控制难点在底板, 巷道沿坚硬底板掘进会降低巷道的维控难度, 如果巷道控制难点在顶板, 问题会变得不确定, 另外控制难点本身是难以判断的, 根据具体地质条件进行数值模拟是研究此问题的较好方法。

因此, 本文将通过改变巷道的顶底板岩性, 来模拟巷道沿坚硬顶板掘进和沿坚硬底板掘进两种状况, 来探讨哪种掘进方式有利于巷道的维护。

1.2 模型岩层岩性

UDEC数值模拟中, 除岩石的力学参数外, 岩块划分的大小以及节理的参数对于模拟的结果也有较大的影响, 块体的大小可根据勘探钻孔柱状图以及综合柱状图对于岩层碎裂程度的描述 (块状、层状) 进行划分, 然而节理的力学参数一般缺乏现场的实测数据, 只能根据经验进行选取, 再根据现场的实测变形多次进行调整, 最终使结果接近实际。

2 模拟结果分析

2.1 高抽巷围岩应力沉降场特征

由图1可知, 在平距为25 m, 法距为26.7 m的情况下巷道掘进期间高抽巷与轨道顺槽的垂直应力场没有叠加形成应力增高区, 避开了相互之间的开掘扰动, 高抽巷回采侧垂直应力峰值达到27.8 MPa, 应力集中系数为1.51, 非回采侧垂直应力峰值达到31 MPa, 应力集中系数为1.68, 非回采侧与回采侧应力分布基本相同, 也说明高抽巷基本处于轨顺开挖影响范围之外, 应力显著增加的区域在应力峰值向外2 m, 2~15 m区域应力缓慢减小, 在15 m以外进入原岩应力区。

2.2 方案比较

丁集煤矿实际巷道顶板沿2.3 m厚的中细砂岩掘进, 巷道布置于5.7 m厚的砂质泥岩中, 底板为2.5 m厚的砂质泥岩, 将顶板为中细砂岩底板为砂质泥岩的视为方案一, 即为沿坚硬顶板掘进的方案, 方案二将顶板0.8 m的粉砂岩和2.3 m厚的中细砂岩变为砂质泥岩, 将2.5 m厚的砂质泥岩变为中细砂岩, 即沿坚硬底板掘进的方案。为方便叙述, 沿坚硬顶板布置巷道称为方案一, 沿坚硬底板布置巷道称为方案二。在巷道掘进期间, 方案二的顶底板移近量为方案一的90%, 比方案一小40 mm, 由于方案二的顶板强度较方案一的低而底板强度较高, 因此顶板下沉量变大, 而底鼓量变小, 方案二的顶板下沉量为方案一的135%, 方案二的底鼓量为方案一的62%。两种方案下帮部变形基本相同, 方案二略大。

回采期间两种方案下巷道收敛对比可知动压影响下, 方案二的顶底板移近量为方案一的63%, 比方案一小53 mm, 其中方案二的底鼓量为方案一的72%, 比方案一小35 mm, 方案二顶板下沉量减少18 mm。由巷道的帮部变形可知方案二的两帮移近量为方案一的88%, 比方案一小6 mm, 两种方案下帮部变形也基本相同。

3 结语

通过UDEC数值模拟, 研究了高抽巷在动压影响下巷道围岩应力及沉降规律并探讨了高抽巷层位对巷道维护的影响, 得到如下结论:

(1) 两种方案的差异主要表现在顶底板移近量上, 沿坚硬顶板掘进还是沿坚硬底板掘进对于巷道两帮变形的影响差异不大。

(2) 两方案对于巷道变形的影响主要表现在工作面回采期间即受动压影响期间, 巷道掘进期间巷道因方案的不同变形量差异较小。

(3) 根据分析来看, 在此种地质条件下, 巷道沿坚硬底板掘进比巷道沿坚硬顶板掘进巷道变形要小, 巷道更容易维护。实际工程中巷道底板可沿2.3 m厚的中细砂岩掘进高抽巷。

参考文献

[1]王林, 王兆丰, 赵豫祥, 等.采用顶板走向高抽巷治理综放面采空区瓦斯技术实践[J].能源技术与管理, 2010 (6) :49.

高位裂隙带钻孔最佳层位研究 篇3

1 3210 工作面概况

3210 工作面位于3#煤层二盘区东北侧, 工作面长度约220 m, 平均煤厚5. 5 m, 平均倾角8°, 属于近水平工作面。实测最大瓦斯含量为9. 80 m3/ t, 风排瓦斯涌出量约10. 68 m3/ min, 工作面预抽钻孔瓦斯流量约0. 312 m3/ min, 采空区瓦斯抽采量为1. 477m3/ min。3 号煤层直接顶为砂质泥岩、粉砂岩, 局部为砂岩; 底板为黑色泥岩、砂质泥岩, 局部为粉砂岩。工作面采用双U型通风方式。

2 采空区上覆岩层冒落带高度确定

冒落带是下部煤层开采以后岩块呈不规则的垮落而形成的[1,2,3,4,5,6,7]。影响冒落带的因素除采高以外, 还与岩石的碎胀系数有关。一般来说, 岩石比较软时, 岩石碎胀系数就小; 岩石比较硬时, 岩石碎胀系数就大。不同的岩石碎胀系数Kp值见表1。

霍尔辛赫煤矿3#煤层顶板主要由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成。泥岩层层理发育、破碎, 岩石强度较弱, 砂岩层裂隙发育。冒落带的最大高度Hm为:

式中, Hm为冒落带的最大高度; M为采高; α 为煤层的倾角; Kp为冒落岩层的碎胀系数。

3210 工作面为大采高综采工作面, 煤层平均厚度为5. 5 m, 煤层平均倾角为8°; 结合霍尔辛赫煤矿3210 工作面的地质条件, 考虑到实际顶底板岩性分布的不均匀性, 取中硬岩的平均值, Kp取1. 25。根据式 ( 1) 可计算出, 大采高综采工作面采空区上的冒落带的最大高度Hm= 22. 2 m ( 取Kp= 1. 25) 。即3210 工作面采空区上覆岩层冒落带高度为22. 2 m。

3 数值模拟“两带”高度

应用3DEC数值模拟软件对3210 综采面顶板垮落状态进行了模拟分析, 模拟结果如图1 所示。

由图1 可以看出, 当工作面推进20 m时, 泥岩直接顶完全垮落, 冒落高度为2. 2 m, 裂隙发育区域距离煤层顶板约为7. 6 m, 无顶板弯曲下沉区域; 当工作面推进40 m时, 厚度为5. 3 m的砂岩完全垮落, 冒落高度约为9. 2 m, 裂隙带发育高度为26. 3m, 顶板弯曲下沉现象不明显; 当工作面推进60 m时, 冒落高度增加到13. 4 m, 裂隙发育区高度距离煤层顶板为34. 8 m, 顶板弯曲下沉现象不明显; 当工作面推进80 m时, 冒落高度增加到20. 8 m, 裂隙高度发育进一步增加, 距离煤层顶板约为51. 1 m, 顶板出现明显弯曲下沉区域, 弯曲下沉区域超过模型大小; 当工作面推进100 m时, 冒落高度和裂隙高度均没有大的变化。

根据模拟结果, 可以得出霍尔辛赫煤矿3210 工作面顶板冒落带最大高度约为20. 8 m, 裂隙带高度约为51. 1 m。

4 现场探测冒落带高度

根据采空区瓦斯运移规律, 采空区瓦斯在漏风流作用下向回风巷上隅角汇聚, 设计顶板裂隙钻孔抽采采空区瓦斯时, 并不是钻孔向工作面延伸越长越好, 这样不仅钻孔工程量大, 也造成钻孔浪费, 抽采效果改善并不明显, 所以一般控制回风巷侧30 ~40 m, 截抽瓦斯即可[8]。

现场探测采用返水计量法, 在3210 工作面辅助回风巷向采空区顶板施工钻孔, 以钻孔是否返水或返水量递减情况考察冒落带高度, 结合数值模拟结果, 确定采空区冒落带高度。钻孔施工2 排, 每排施工3 个返水孔, 第1 排钻孔开孔位置位于工作面后方50 m, 第2 排钻孔位于工作面后方80 m。钻孔施工如图2 所示。

施工钻孔到一定深度, 钻孔将不再返水或返水量突然减少, 说明钻孔施工到较大裂隙层位中, 也即钻孔施工到冒落带层位, 水流失在采空区内, 记录此时施工钻杆数, 确定钻孔深度。由各钻孔深度及钻孔倾角, 计算各钻孔终孔点的垂高, 以此确定冒落带高度, 钻孔角度越大, 冒落带高度越大。钻孔竣工参数见表2。

根据表2 数据可知, 工作面后方80 m处, 探测范围内冒落带最大高度19. 41 m, 说明采空区后方80 m处冒落带高度大于19. 41 m; 距工作面后方50m处, 探测范围内冒落带最大高度12. 12 m, 说明采空区后方50 m处冒落带高度大于12. 12 m。由此可见, 3210 工作面采空区后方80 m内冒落带高度约19. 41 m。因此, 设计顶板裂隙钻孔时, 根据钻孔投影长度不同, 钻孔终孔层位应控制在煤层顶板20m左右, 终孔距巷道30 ~ 40 m为佳。

5 抽采效果

根据以上分析, 最终确定了顶板裂隙钻孔的最佳层位, 按照20 ~ 25 m的终孔层位重新设计顶板裂隙钻孔的参数后, 85% 的顶板钻孔抽采浓度达到64% 以上, 最高单孔抽采纯量1. 54 m3/ min, 平均抽采纯量0. 78 m2/ min, 钻孔抽采效果显著提高。

6 结论

( 1) 分别从经验公式、数值模拟与现场实测三种途径确定了3210 工作面冒落带高度, 采用经验公式计算的最大冒落带高度为22. 2 m, 采用数值模拟分析得出的最大冒落带高度为20. 8 m, 采用返水计量法确定的最大冒落带高度为19. 41 m。

( 2) 采用返水法测定的冒落带高度为19. 41 m, 与采用经验公式计算的最大冒落带高度差值2. 79m, 与数值模拟分析结果相差1. 39 m, 误差较小, 证明采用返水计量法现场探测值与数值模拟分析结果具互补性、可靠性, 探测结果可作为采动覆岩冒落带高度。

( 3) 根据冒落带高度分析结果, 霍尔辛赫煤矿顶板裂隙带钻孔设计参数时, 终孔层位应高于20m。重新设计抽采钻孔后, 顶板裂隙钻孔抽采效果显著增加。

摘要：高位裂隙带钻孔是解决工作面上隅角瓦斯超限的常用方法, 高位钻孔抽放最主要的影响因素是合理层位选择, 其钻孔参数应根据采空区冒落带高度来设计。以霍尔辛赫煤矿3210综采工作面为试验对象, 通过理论分析、数值模拟和现场考察等手段, 分析确定采空区冒落带高度, 依据冒落带高度设计高位裂隙带钻孔终孔层位, 优化采空区抽采工艺, 提高瓦斯抽采效果, 有效解决工作面上隅角瓦斯超限问题。

关键词：高位裂隙带钻孔,上隅角瓦斯超限,钻孔终孔层位,采空区冒落带高度

参考文献

[1]王兆丰, 李青松, 杨利平, 等.下石节矿综放工作面上覆岩层位移冒落带高度确定[J].煤矿安全, 2007 (5) :13-15.

[2]张军, 王建鹏.采动覆岩三带高度相似模拟及实证研究[J].采矿与安全工程学报, 2014 (3) :249-254.

[3]王福厚.高位钻孔抽放瓦斯冒落带及裂隙带高度确定方法[J].煤炭技术, 2008 (8) :75-77.

[4]李焕, 吕自伟等.高位钻孔瓦斯抽放冒落带与裂隙带高度的测定方法[J].现代矿业, 2011 (1) :49-51.

[5]张发亮, 何启林.工作面上覆岩层冒落导水裂隙两带高度确定[J].矿业工程研究, 2012 (12) :66-70.

[6]刘金凯, 张春雷, 霍利杰, 等.近水平煤层大采高综放开采冒落带高度研究[J].煤矿安全, 2014 (7) :23-25.

[7]张羽, 王晓蕾, 孙晓艳.冒落带高度探测方法研究[J].中州煤炭, 2012 (8) :4-6.

层位选择 篇4

1 精细地层对比与常规层位标定

在区域地层对比过程中, 标志层的确立是关键。由于区域标志层是全区稳定发育的, 在标志层上下往往是岩性分异的界面, 因此在地震上都容易形成较连续的、能量较强的反射界面, 通常表现为连续稳定的波峰或波谷反射。

层位标定的目的是将地震数据体赋予准确的地质含义。由于地震波在地层中的传播速度是变化的, 地震波频率从浅层到深层往往发生明显的衰减, 因此采用时变子波比常规的雷克子波标定结果更为准确, 通常的做法是, 首先从井旁地震道分段提取子波, 融合成时变子波;然后利用声波曲线计算反射系数, 生成合成地震记录, 之后根据标志层的地震相特征对合成记录进行上下漂移, 从而达到合成记录和井旁地震道的最大程度吻合。

2 储层精细标定

储层精细标定是在常规层位标定的基础上进行的, 其目的是明确目标砂体反射特征, 提高储层预测精度, 以满足油田开发需要。通常的做法是, 在常规层位标定的基础上, 分析目标储层与上下地层在岩性上的变化, 对速度和密度造成何种影响;由于合成记录取决于地震反射系数, 而反射系数R= (ρ2V2-ρ1V1) / ( ρ2V2+ρ1V1) , 因此分析上述影响能够确定目标储层的地震反射特征, 据此完成目的层合成记录和井旁道的最佳匹配。如港东油田G3-37 井明Ⅲ-6 砂体, 砂体上部为大套泥岩, 从泥岩到砂岩, 速度由低到高, 故在该处形成强反射界面, 明Ⅲ-6砂顶标定于波谷位置, 对应反射特征为:中-高频、中-强振幅, 与下波峰呈平行反射结构, 同相轴连续性好。结果显示, 合成记录与井旁道吻合程度较高 (图1) 。

3 拓频处理前后层位标定情况对比

由于地震资料采集受自然环境、天气等因素影响, 地震分辨率往往偏低, 从而不能实现针对目标层位的精细储层标定, 影响后续工作的准确性, 因此往往需要对地震资料进行拓频处理。拓频原理在于加强地震采集信号中有效反射波的高频成分, 拓展地震波有效频带宽度, 从而提高分辨率。

图2 为港东地区X断块拓频处理前后层位标定结果对比。钻井资料显示, G3-54 井Nm4-8-3、Nm4-9-1 单砂层发育两套4-5m的薄砂层, 在原始地震道上表现为一大套弱的复波反射, 分辨率较低, 只能采用低频率子波标定, 并且标定结果不能指导砂体预测。高频拓展处理后, 地震波反射细节得到丰富, 复波反射被分离成两套正相位强反射, Nm4-8-3、Nm4-9-1 在地震上均有明显的响应特征, 合成记录和井旁道吻合程度更好, 分辨率明显提高, 已经达到储层预测的精度要求。

4 结语

综采工作面末采层位精确贯通技术 篇5

1 原贯通方式及存在问题

纳林庙煤矿二号井搬家使用多通道快速回撤技术, 该技术是在设计终采线时预先布置主回撤通道, 在主回撤通道之外相距25～30 m布置辅助回撤通道, 在主、辅回撤通道之间根据工作面长度, 相距50～60 m布置几条联络巷道, 收尾回撤通道布置如图1所示[2]。工作面离主回撤通道一定距离 (一般12 m) 开始挂网上钢丝绳, 然后与主回撤通道平行贯通。贯通后利用多通道实现多处同时回撤, 从而实现快速回撤。

纳林庙煤矿二号井621-01、621-02综采工作面在主回撤通道往工作面方向, 每隔50 m掘1条探巷, 探巷长度20 m;根据探巷的顶板高度调整工作面的采高。因为6-2煤层厚度约6.4 m, 工作面中间离探巷较远的地段仍然处于无基准的状态, 贯通精度下降, 使得工作面顶底板与主回撤通道顶底板出现台阶 (图2) 。有的工作面顶板超高主回撤通道顶板达到1.0 m, 有的工作面底板比主回撤通道底板低至0.8 m, 这样造成刮板输送机无法推至主回撤通道, 使用绞车无法拉移液压支架。工作面底板与主回撤通道顶板间距不到2.7 m, 采煤机滚筒直径为2.7 m, 采煤机通过时造成撕网、漏顶, 危及作业人员安全。

如果在不能正常贯通区域对底板进行放炮处理, 形成斜坡, 使支架能够推进至主回撤通道, 则会浪费大量的人力、物力、工时、材料, 同时也存在较大的安全隐患。621-02工作面由于末采层位贯通较差, 贯通时出现台阶, 不得不对底板进行放炮处理, 导致搬1次家时间达到26 d。

2 工作面末采层位精确贯通施工方法

根据621-01、621-02综采工作面与主回撤通道之间存在无法顺利贯通的问题, 观察发现纳林庙煤矿二号井6-2煤层有2层条带标志层, 第1层位于巷道第1层夹矸上部约2.0 m处, 宽0.2 m;第2层位于第1层标志层上部约1.0 m处, 宽度也为0.2 m, 沉积比较稳定, 于是决定将第1层亮煤条带作为标志层。

在621-03主回撤通道内, 以第1层亮煤带为参考线, 利用卷尺每隔5 m对巷道坡度、撇底煤厚度、巷道高度进行素描。再在工作面相应位置, 即每架液压支架将要与主回撤通道贯通的对应位置处, 量出顶底板与标志层的距离。从工作面距离主回撤通道10 m开始, 以回撤通道内标志层与顶底板的距离为标准, 调整提卧刀, 使工作面内顶底板与标志层的距离与回撤通道内的标准距离逐渐一致。由技术人员每刀进行层位对照, 得出每架支架处顶底板与主回撤通道的关系, 再指导采煤机司机何时提刀, 何时刹刀, 并控制合理采高 (图3) 。

以此为对照标准, 技术人员指导采煤机司机掌握好提卧刀标准, 使工作面内顶底板与标志层的距离与图中参照距离逐渐调整一致 (图4) 。

621-03综采工作面于2009年1月8日0:00班与工作面主回撤通道顺利贯通, 贯通后的工作面顶板略低于主回撤通道顶板, 支架前梁上部刚好与主回撤通道的工字钢梁下平面一致, 支架前梁托住工字钢梁后, 工作面顶板不下沉;贯通后的工作面底板略高于主回撤通道底板, 高度控制在0～100 mm, 便于回撤支架。工作面顶底板与主回撤通道顶底板误差控制在0～100 mm, 工程优良率达97%。此次回撤共投入432人, 搬家共用12 d。

3 应用效果

通过层位对照技术, 能够准确、合理地进行工作面与主回撤通道贯通, 保证了搬家回撤工作的安全、高效。621-03综采工作面使用末采层位精确贯通技术, 回撤时间较621-02工作面缩短了14 d, 大大节省了人力、物力, 给综采工作面安全快速搬家提供了技术保证。

4 结语

根据标志层位实施精确贯通, 简单实用, 只使用卷尺即可实现, 投入非常少, 在有标志层的煤层中可以广泛推广。针对没有标志层的煤层, 可以从主回撤通道向工作面施工水平钻孔, 以水平钻孔作为标志层, 此法可以在使用多通道回撤技术的厚煤层煤矿中推广应用, 具有广泛的推广应用价值。

参考文献

[1]吕世明, 王君嵬.综采工作面安全优质快速回撤技术[J].煤炭技术, 2010, 29 (4) :79-80.

层位选择 篇6

1 破碎煤岩体空隙率与渗流风量关系

巷道漏风风流在作为漏风介质的巷道破碎煤岩体中的流动、渗流、扩散受到很多因素的影响。如破碎煤岩体中的裂隙、空隙是否联通、规则与否、方向如何都会影响巷道漏风状态。为了凸显主要因素, 对在一定误差范围内的巷道漏风规律进行研究, 将巷道松散、出现裂隙或破坏的煤岩体简化为符合流体力学的多孔介质, 同时其空隙率及渗透率不变, 通过线性达西定律等理论对巷道漏风规律进行分析推导。达西在大量的水渗流实验中总结出了线性达西定律, 认为在流速较低的情况下, 流量与压力梯度、渗流断面面积、密度、渗透率等参数有关。

式中, Q为流量;A为与流动方向垂直的截面积;μ为风流的渗透率;ρ为密度。

然后将破碎煤岩体视为一维均质的多孔介质, 那么煤岩体内任意实验点处的渗透率都可以等效为整个介质的平均渗透率。使其内部的渗透率保持各向同性便可得到动量方程:

忽略重力的影响, 则上式可化为:

再通过连续性方程联立则得:

可化简为:

由于Q=Aφ=πR2, 则有:

根据多孔介质流体力学知识可知, 多孔介质的空隙率对于其渗透率具有重要影响, 它们之间存在着一定的函数关系, 同样可以认为巷道周围煤岩体破碎后, 产生很多裂隙及空隙, 这些空隙对巷道漏风的影响远大于巷道周围煤岩体颗粒间的间隙。这里设巷道周围破碎煤岩体的渗透率与空隙率间的函数关系为:

式中, n为巷道周围煤岩体的空隙率;k'为系数;ks为碎胀系数。

联立公式 (1) 、 (2) 可得:

由公式可以看出, φ/ (ΔH·ΔL-1) 是空隙率的函数, 它会随着破碎煤岩体空隙率的变化而变化。通过该式分析可知, 防止漏风可从降低风压梯度、风流流量及其漏风介质的空隙率、渗流系数等入手。

此外, 传统放顶煤开采巷道掘进时留设较小的煤柱时, 煤柱受到工作面采动及残余支承压力及巷道掘进的影响, 会产生大量裂隙及空隙, 产生漏风通道, 成为重要的漏风介质。在漏风介质并不能产生漏风现象, 必须存在煤柱两侧巷道与采空区之间的风压差, 漏风过程才能形成。包含巷道与采空区内风压在内的巷道与采空区之间的漏风强度计算表达式为:

式中, H1为巷道内气流风压;H2为采空区内气流风压。

从式 (3) 可看出, 巷道与采空区间的漏风强度与其两空间中的气流风压有关, 煤柱内的漏风强度随着风压差的增大呈线性增长关系。而煤柱两侧的风压差又与矿井的地质条件、煤层的巷道布置方式及煤柱的留设等有关。例如, 放顶煤开采遗留浮煤过多, 产生的大量热量就会加大煤柱两侧的风压, 不但会造成漏风, 还会给安全生产留下隐患。而防止煤柱两侧漏风的最好方法就是维持煤柱的稳定, 减少煤柱裂隙的贯通。对于错层位巷道布置下接续工作面的开采, 由于与上个工作面搭接处不留端头顶煤及巷道顶煤, 即开采过程中去除了浮煤, 进而减少了因浮煤氧化升温对接续工作面开采过程中采空区侧巷道风压差的影响, 有利于巷道侧的漏风防治。

2 错层位巷道布置简介

错层位巷道布置采全厚采煤法[3]是于1998年发明并获得专利的, 该技术提出以立体化巷道系统为特征, 实现了完全无煤柱开采, 在立体化巷道系统下使无煤柱开采成为一种常态。其漏风特性及规律也出现新的变化。错层位巷道布置如图1所示。

错层位巷道布置下由于只保留较小的三角煤柱, 提高了工作面采出率[4,5]。接续工作面进入周期垮落阶段后, 与上个工作面顶板连成整体, 关键层向地表发展的范围更广, 对垮落岩体的压力更大, 采空区将形成“超长工作面”垮落特点, 搭接处将处于“超长工作面”的中部重新压实区, 垮落岩体碎胀系数小, 空隙率小, 漏风风阻较大, 对于防止向采空区漏风有利 (图2) 。而传统放顶煤工作面间留设区段煤柱 (图3) 将对顶板起到支撑作用, 煤柱两侧形成的基本顶结构及上覆岩层的垮落角将起到对垮落岩体的保护作用, 位于此处的垮落岩体碎胀系数将小于采空区中部, 空隙率较大, 漏风风阻较小, 在风压差相同情况下将小于传统放顶煤开采;错层位巷道布置放顶煤开采条件下接续工作面向本工作面采空区中进、回风巷侧漏风量均将小于传统放顶煤开采。

3 工程概况与数值模拟分析

以山西省镇城底矿为依托, 所研究的8#煤厚平均为5 m, 煤层整体呈一单斜构造, 倾角6°~11°, 平均8°, 煤层易自然发火, 瓦斯具有爆炸性。数值模型以该矿实际地质开采条件分别模拟传统放顶煤开采和错层位巷道布置下放顶煤开采, 各岩石力学参数见表1。

首先对传统及错层位巷道布置下放顶煤首采工作面进行开挖, 模拟工作面推进100 m。然后开挖接续工作面的巷道, 传统放顶煤及错层位巷道布置下放顶煤接续工作面都留设5 m煤柱, 并对2种情况下煤柱处应力及位移的分布进行模拟, 垂直应力分布如图4所示, 等值线条数相同且等值线梯度相同, 由应力分布可知, 传统放顶煤留设5 m煤柱与错层位留设5 m煤柱, 其最大应力集中系数都达到3.25, 但其相同应力集中系数区域的面积并不相同, 传统放顶煤留设5 m煤柱时, 应力集中系数由3.25到2.25的区域将5 m煤柱贯通;而错层位巷道布置下放顶煤留设5 m时, 由上个工作面回风巷及本工作面进风巷向煤柱深部方向其应力集中系数由3.25逐渐减低至2.5但并未贯通, 而是由应力集中系数为2.25的区域隔开。对于传统放顶煤留设10m煤柱及15 m煤柱的垂直应力分布如图5所示, 对于传统放顶煤留设10 m煤柱的情况, 其应力集中系数为3.00及以上的区域没有贯通煤柱, 而应力集中系数3.00以下到2.25的区域贯穿煤柱。对于传统放顶煤留设15 m煤柱的情形, 由于留设的煤柱较宽, 其应力集中系数2.25及以上的区域没有贯通煤柱, 但应力集中系数为2.25的区域未贯通的区域很小, 于错层巷道布置下留设5 m煤柱应力集中系数为2.25的区域已经贯通但该区域很小, 所以错层位留设5 m煤柱, 煤柱所受破坏程度、空隙率及渗漏系数等参数相似, 基本可以起到传统放顶煤留设15 m煤柱所形成的对漏风的防治效果。由以上可知, 留设相同煤柱时错层位巷道布置较传统放顶煤开采, 其巷道侧向采空区漏风要小, 具有相同防治漏风效果, 通过错层位巷道布置可以留设较小的煤柱宽度, 减少煤炭资源损失。

位移分布如图6所示, 由此可知, 两种情况下位移分布趋势大体相同, 即由煤柱向已采工作面中部逐渐增大, 由于错层位巷道布置下上个工作面的起坡段采高逐渐减小, 并且上工作面回风巷与下工作面进风巷处于不同的层位其距离将会增大, 因此错层位巷道布置下煤柱位移与传统放顶煤留设5 m煤柱时其对应位置相比, 位移量小, 反映出煤柱所受到的破坏程度较小, 其对应的空隙率、渗透系数较小, 错层位巷道布置下相对于传统放顶煤条件下留设相宽度煤柱时对于防治巷道向采空区的漏风更有利。对传统放顶煤留设10, 15 m煤柱情况下的位移分布如图7所示, 其位移分布与错层位巷道布置留设5 m煤柱相似, 支持了以上得出的错层位巷道布置下相对于传统放顶煤对防治漏风的有利影响。

4 结论

(1) 传统放顶煤及错层位巷道布置初采时由于不放顶煤及顶板处于4面固支状态, 如不能及时垮落, 漏风现象比较严重, 需加强采取挡风帘、挡风墙等防漏风措施。错层位巷道布置条件下, 由于接续工作面巷道位于首采面采空区下, 采空区垮落后为上部岩层, 不会有松散浮煤的堆积, 减少了巷道自然发火的可能性, 同时避免了热力风压造成的漏风。

(2) 错层位巷道布置条件下, 接续工作面顶板进入周期性垮落阶段后, 处于未开采部分的三角煤柱, 由于处于上工作面的采空区内回风巷侧大结构下方, 三角煤柱处于低应力区, 有利于三角煤柱的稳定及防漏风, 但接续工作面顶板为垮落的岩体, 漏风将大于传统放顶煤开采, 可采取上工作面进风巷侧采空区注浆等措施进行解决, 即使存在一定漏风, 由于起坡段不留顶煤也可减小自然发火的概率。

(3) 错层位巷道布置条件下, 起坡段的存在可减小回风巷侧挡风墙的尺寸, 降低对生产的影响, 有助于提高生产效率;减小煤柱损失, 提高采出率。

(4) 通过对错层位巷道留设5 m煤柱及对传统放顶煤留设5, 10, 15 m煤柱进行了数值模拟, 分析了4种情况下煤柱垂直应力、位移的分布, 得出错层位巷道布置下留设煤柱的稳定性优于传统放顶煤开采, 且留设相同宽度的煤柱时较传统放顶煤对防治漏风更有利。

参考文献

[1]王志强, 赵景礼, 张文超, 等.巷道布置对易燃厚煤层自然发火危险性的影响[J].煤炭科技, 2007, 35 (10) :90-93.

[2]赵景礼.厚煤层全高开采新论[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

[3]赵景礼.厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法[P].中国:98100544.6, 1998-02-18.

[4]王志强.厚煤层错层位相互搭接工作面矿压显现规律研究[D].北京:中国矿业大学 (北京) , 2009.