顶板冒落

2024-09-28

顶板冒落(精选3篇)

顶板冒落 篇1

随着煤矿开采的不断深入, 巷道顶板中岩石内的应力不断发生变化, 再加上支护方法不科学, 导致巷道顶板、掘进工作面顶板、回采区顶板等时常发生断裂、冒落危险, 严重影响了煤矿开采的正常进行, 并且对采矿人员、设备的安全性构成了极大的威胁。因此, 有必要研究顶板冒落机理, 采取有效的防护措施, 才能保证煤矿安全生产。

1 顶板冒落的危害

顶板冒落会产生巨大的冲击气浪, 这种气浪类似被压缩的气体获得释放一样, 冲击力很大, 此时, 如果开采人员或是开采设备没来得及撤离时, 就会被冒落的顶板击中, 或是被冒落时形成的冲击气浪所击中, 威胁生命或设备受损。随着顶板冒落还可能出现涌水、可燃气体或有害气体散放等, 极易发生矿下水灾、爆炸或是中毒危害。这些危害最终都可能夺走开采人员宝贵的生命。因此, 对于煤矿顶板冒落的危害必须重视。季惠龙等在《大型采空区顶板冒落危害预测》[1]一文中指出:在顶板零星冒落时, 处于冒落点20m外就可以安全躲避, 而对于顶板大量冒落时, 人员或机械必须撤至冒落点480m以外, 才能安全躲开顶板冒落的威胁。因此, 煤矿必须认识到顶板冒落的严重危害, 有进行顶板冒落预测的能力, 及时发现顶板冒落, 保证开采人员或机械设备的安全撤离。

2 顶板冒落的前兆

有经验的开采人员都能对顶板冒板前的情况进行前兆判断, 因此, 在开采过程中, 必须将工作经验丰富的开采人员安排到各个开采队伍中, 以加强安全控制。顶板冒落时, 围岩压力增大, 顶板出现裂缝, 并伴有响声。支护不再起支护作用, 有害气体浓度增大。顶板掉渣, 片帮煤增多, 伴有压力出现, 有响声。淋水加大。支架变形、倾斜, 断面发生变化, 证明顶、底板压力大, 有大规模冒顶的可能。

顶、底板鼓起[2]。这些现象都可能产生顶板冒落事故, 需要有经验的开采人员组织好撤离工作, 保证开采人员和开采设备的安全。

3 顶板冒落的机理研究

煤矿开采是一个不断深入的连续过程, 随着开采的持续进行, 巷道越来越长, 围岩内应力平衡遭到破坏, 其内应力发生变化, 围岩的强度降低, 随着开采强度的增加, 顶板自重增大, 这些因素都会导致顶板冒落。因此, 必须进行顶板冒落机理的深入分析与探讨, 以预防顶板冒落事故的发生, 对提高生产安全与生产效益具有重要意义。具体内容分析如下:

3.1 地质构造薄弱产生冒落

由于受到地质构造因素的影响, 在形成矿岩层的中期或后期, 地质变化产生弱面, 将极大影响顶板的稳定性[3]。由于弱面的存在, 降低顶板的抗负荷能力, 产生裂隙、层理等问题, 同时对顶板组合结构造成影响。岩体强度下降, 稳定性下降, 因此, 随着煤矿开采振动, 顶板就会冒落。而且, 层理表面光滑时, 由于缺少相互间的摩擦, 顶板稳定性很差。此时, 如果对这样的顶板支护不当, 就会引起局部冒顶。

3.2 岩体内应力积聚产生冒落

地质构造中, 原岩体内的应力是处于平衡状态的, 由于煤矿开采, 使得岩体内的应力不断产生变化, 打破了原来的平衡, 由于受到地心引力的作用, 岩体内应力积聚, 集中到某一区域, 这种情况下, 顶板的岩层必然会出现下沉或弯曲问题, 并在采场的中央位置产生拉应力。如果拉应力已经超过了岩石的抗拉强度, 则顶板岩层极易出现裂缝[4]。在受到爆炸振动后, 拉裂缝进一步扩大, 加上时间效应, 就会产生顶板冒落问题。

3.3 能量释放造成冒落

随着煤矿开采的进行, 顶板自重逐渐增大, 这种自重应力和岩体内应力会积聚而产生了巨大的弹性能量, 当这种能量积聚到一定程度后, 岩体无法阻碍能量的继续积聚, 岩体就会被迅速破坏, 弹性能量突然释放, 岩体会被弹射或冲击掉, 最终产生顶板冒落。

3.4“关键块体”造成冒落

“关键块体”是指在自然地质构造中, 岩体成块, 在平衡状态下, 稳定存在。当煤层开采后, 这些块体可能失衡, 产生位移或者不稳定现象。所谓“关键块体”, 是采场顶板中确保整体稳定性的关键环节, 同时也是较为薄弱的部分。一旦采场顶板的“关键块体”有所冒滑, 则将造成相邻块体的释放与松落, 引起一系列的冒滑问题, 最终造成采场顶板的整体失稳, 留下安全隐患。

3.5 地下水问题造成冒落

地下水冲刷, 会将大部分可溶性围岩冲出缝隙, 随着流水的不断冲洗, 缝隙会增大, 造成围岩的物理学性能弱化, 采场顶板的作用力有所降低, 引发顶板冒落事故。

4 顶板冒落的防范措施

4.1 利用矿柱进行对顶板进行支护

在煤矿开采中, 应用矿柱实现顶板支护过程, 可有效避免危险岩块发生冒落。如果顶板不稳定, 则应适当加大矿柱的数量。对于深部矿层开采时, 矿柱的支护作用不但不稳固, 还会增加回采的难度, 所以, 矿柱的支护作用要选择合适的地段, 并不是一概而论。在应用矿柱进行顶板控制时, 应注意观察采场的顶板安全程度、面积、跨度等参数, 合理确定矿柱的尺寸、数量及位置。另外, 在对矿柱周围的矿石进行起爆时, 应注意加强对矿柱的保护。经大量工程实践表明, 为了避免矿柱受到破坏, 应将宽高比控制为20:1以上, 且平均矿柱的应力在周围岩体的单轴抗压强度3倍以内, 以此降低“基础破坏”可能性。

4.2 加强顶板的锚杆支护

采用锚杆支护技术, 可以确保采场顶板离层不大的情况下, 提高锚固质量, 确保顶板的整体刚度, 提升顶板抗剪力, 避免进一步脱离离层, 缩小拉应力范围。另外, 通过锚杆支护作用, 可将采场中间的拉应力转移到两端位置, 缓解采场顶板冒落问题[5]。

4.3 长锚索的预锚固技术

在采场顶板施工中采用长锚索预锚固技术, 在正式回采矿块之前, 利用长锚索锚固矿体的顶板围岩, 之后再进行煤层开采。这种顶板支护能够将松散的围岩稳固成一大块整体, 加上支护作用, 能够确保顶板稳定。在原岩的应力状态下进行锚索锚固, 那么在回采矿块过程中, 长锚索就会对岩块的位移进行限制, 优化岩层的应力场, 提高顶板围岩稳定性。

另外, 在进行支护时, 还可以对采用传统的人工支护, 超前切顶控顶以及预留护顶层控顶等防范措施来避免顶板冒落的发生。这些防范措施, 都必须灵活运用, 需要及时预测和分析顶板冒落的可能性, 合理控顶, 达到防范作用。

5 总结语

煤矿的开采, 破坏了岩体内原有的应力, 由于岩体本身存在弱面, 不耐力, 在自身重力场应力和岩体内应力的作用下, 就会发生裂缝、位移、错位等, 就会使得顶板冒落。另外, “关键块体”不稳定也会产生顶板冒落。还有, 在地下水流的作用下, 岩体内可溶性岩体就会产生缝隙, 并分层冒落。顶板冒落后, 会对开采人员和开采机械设备产生冲击或破坏作用, 因此, 需要提前识别是否会发生顶板冒落, 这些顶板冒落的机理和顶板冒落的危害与预测是煤矿开采管理者必须掌握的原理, 也是安全生产的必要条件。因此, 必须对煤矿开采过程中的顶板冒落进行研究, 采取科学有效的支护措施, 确保顶板支护稳定, 有效防范顶板冒落。

摘要:煤矿开采过程中, 巷道顶板、掘进工作面顶板、回采区顶板等, 由于顶板支护不足或是地质构造内应力发生变化, 最终导致顶板冒落, 给正常开采工作带来麻烦。因此, 必须明确顶板冒落机理, 才能采取有效的防范措施, 避免顶板冒落产生重大事故。

关键词:采矿,顶板冒落,危害,机理,防范措施

参考文献

[1]季惠龙, 侯克鹏, 张成良等.大型采空区顶板冒落危害预测[J].采矿技术, 2010, (02) .[1]季惠龙, 侯克鹏, 张成良等.大型采空区顶板冒落危害预测[J].采矿技术, 2010, (02) .

[2]王增福, 赵金星.尚煤掘进工作面顶板冒落机理及防治措施[J].煤炭技术, 2008, (11) .[2]王增福, 赵金星.尚煤掘进工作面顶板冒落机理及防治措施[J].煤炭技术, 2008, (11) .

[3]苏加德.采场顶板失稳机理的分析及控制[J].鸡西大学学报, 2006, (1) .[3]苏加德.采场顶板失稳机理的分析及控制[J].鸡西大学学报, 2006, (1) .

[4]王新民, 赵彬, 张钦礼.采场顶板冒落机理及控顶技术探讨[J].中国矿业, 2007, (11) .[4]王新民, 赵彬, 张钦礼.采场顶板冒落机理及控顶技术探讨[J].中国矿业, 2007, (11) .

房柱式开采顶板冒落特征研究 篇2

旧式房柱式的无序开采留下大面积的破坏区, 这些破坏区存在诸多安全隐患, 主要表现为:破坏区矿压分布极不规律, 影响顶板压力显现规律;破坏区内围岩整体承载强度和稳定性大大下降, 破坏后的顶板胶结差, 很难形成再生顶板;破坏区中存在采空区积水给生产带来潜在安全隐患。西河煤业3#煤层残留煤复采面积约2.1 km2, 残留煤储量约899×104t, 为更有效地开采3#煤层残留煤, 采用现场调研、理论分析和数值模拟相结合的综合研究手段, 分析西河煤业3#煤层房柱式开采的顶板冒落特征, 为3#煤层残留煤开采提供科学依据。

1 3#煤层房柱式开采顶板冒落现场调研

由于小窑开采年代久远, 加上顶板压力作用, 西河矿目前残留顶煤、伪顶应全部垮落, 而直接顶或部分老顶已冒落, 顶板下沉值以煤柱为中心, 向四周逐渐增大扩散, 呈“O”形圈分布;相邻仓房之间, 顶板下沉形态呈相交的漏斗, 顶板最大下沉量为40mm, 出现在仓房区与原有巷道交汇处;顶板最小下沉量为10 mm, 出现在原有巷道煤柱两侧。

2 3#煤层房柱式开采围岩应力分布规律及破坏特征

2.1 数值模型及计算方案

采用FALC3D软件进行数值模拟, 为便于计算, 将小窑开采模型简化为正规房柱式开采模型, 工作面开采过程和巷道布置完全按照西河煤业3#煤层旧式开采情况。模型尺寸为:155 m×130 m×59.5 m, 边界各留20 m煤柱以消除边界效应影响, 全网格划分为42×104个单元。模型上表面设为应力边界, 3#煤层埋深为373 m, 在模型上边界施加8 MPa的均布力模拟模型上覆岩层的自重应力, 模型左右前后表面设为水平位移约束边界, 模型下表面设为垂直位移约束边界。

2.2 数值模拟结果及分析

2.2.1 围岩应力分布规律

由于小窑破坏区破坏了煤层中的原岩应力场, 使仓房区周围的煤柱存在不同程度的应力集中, 最大垂直应力为17.6 MPa, 应力集中系数为2, 最大垂直应力几乎都发生于煤柱的中心部位, 由于煤柱边缘和四个角点因小窑开采而产生塑性变形和破坏, 煤柱上的应力向煤柱深部转移, 在煤柱中心部位形成应力集中。小煤窑巷道围岩的垂直应力在巷道两帮深部形成应力集中, 应力集中系数最大为1.9, 在顶板及两帮都产生了卸压区, 顶板中部出现0.2 MPa的拉应力, 但相对仓房区顶板卸压区范围及拉应力都较小。由垂直应力分析可知, 煤柱的四个角点和边缘最早因破坏而卸压, 煤柱之间的仓房区极易冒顶破坏, 所以仓房区顶板和煤柱的角点、边缘位置是掘进和回采过程中的重点保护对象, 在工作面回采前应采取适当的加固措施[1,2]。

2.2.2 围岩破坏特征

煤柱塑性区主要在煤柱四角和边缘附近, 塑性区范围1 m~1.3 m, 煤柱弹性区范围占煤柱总面积的60%以上, 煤柱总体稳定性良好。仓房区破坏范围较大且呈拱形, 最大破坏高度延伸至基本顶下部, 高达4.8 m, 加上2.23 m的顶煤厚度应为7.03 m, 煤柱破坏深度为1.3 m, 底板破坏深度1.2 m。巷道顶板破坏较为严重, 破坏深度达到直接顶下方, 高达2.5 m, 底板破坏深度亦为1 m, 巷道两帮破坏深度为1 m。

3 3#煤层房柱式开采顶板冒落高度

房柱式开采后, 仓房区和巷道都呈现不同程度的拱形冒落, 实地调研时地表无明显塌陷区, 另外小窑开采年代久远, 可以推断小窑开采区域上方应形成了自然平衡拱, 此时, 即使不作支护, 巷道的顶部也将保持平衡。在自然平衡拱理论的基础上, 作如下假设, 以便从理论上计算出最大拱高:

a) 煤岩体由于节理切割, 经开挖后形成松散煤岩体, 但仍具有一定的粘结力;

b) 巷道开挖后, 上覆岩层将形成一自然平衡拱。在巷道侧壁处, 沿与侧壁夹角为45°-φ/2的方向产生两个滑动面。而作用在巷道顶板的围岩压力仅是自然平衡拱内的岩体自重;

c) 采用坚固系数f来表征岩体的强度;

d) 形成的自然平衡拱的巷道上覆岩体只能承受压应力不能承受拉应力。

为求得拱形冒落的最大高度, 首先必须确定自然平衡拱拱轴线方程的表达式。先假设拱轴线是一条二次曲线。在拱轴线上任取一点M (x, y) , 根据拱轴线不能承受拉力的条件, 则所有外力对M点的弯矩应为零, 即:

式 (1) 中, q为拱轴线上部岩体的自重所产生的均布荷载, k N/m2;T为平衡拱拱顶截面的水平推力, k N;x、y分别为M点的x轴、y轴坐标。

由静力平衡方程可知, 上述方程中的水平推力T与作用在拱脚的水平推力T'数值相等, 方向相反。即T=T', 由于拱脚很容易产生水平位移而改变整个拱的内力分布, 因此普氏认为拱脚的水平推力T'必须满足下列要求:

式 (2) 中, T'为拱脚水平推力, k N;a1为自然平衡拱的最大跨度, m;f为坚固性系数, MPa。

即作用在拱脚处的水平推力必须小于或等于垂直反力所产生的最大摩擦力, 以便保持拱脚的稳定。此外, 为了安全, 又将水平推力降低一半后, 令T≤qa1f/2, 代入方程 (1) 中得拱轴线方程为y=x2/a1f, 显然, 拱轴线方程是一条抛物线。根据此式可求得拱轴线上任意一点的高度。

当侧壁稳定时, x=a, y=b时, 可得:

当侧壁不稳定时, x=a1, y=b1时, 可得:

式 (3) ~式 (4) 中, b、b1为拱的矢高, 即自然平衡拱的最大高度, m;a为侧壁稳定时平衡拱的跨度, m;a1为自然平衡拱的最大跨度, a1=a+htan (45°-φ/2) , m。

房柱式开采时, 采高虽为2 m, 但实际开采过程中冒落顶煤亦被采出, 所以计算时应按采高4.23 m进行计算。煤柱之间顶板跨度约为6 m, 结合西河煤业3#煤层及顶板岩层力学参数, 实测煤体f平均为1.314, 考虑到小窑开采年代久远, 煤体硬度会衰减, 这里取1.2, 此时的最大冒落拱高度为:

式 (5) 中, h为采高, m;φ为内摩擦角, °。实际房柱式开采后, 最大冒落高度应为顶煤厚度和冒落拱高度之和, 约为6.77 m。

4 结语

采用数值模拟与理论分析相结合的手段研究了房柱式开采顶板冒落的特征。根据西河煤业地质条件及3#煤层残留煤具体分布范围, 分析了小窑破坏区围岩的三维宏观力学行为和时空破坏特征, 建立了复采区域三维数值计算模型, 模拟3#煤层房柱式开采中仓房区和巷道围岩应力分布规律及围岩破坏规律, 为合理布置复采工作面和巷道提供指导性依据。

摘要:以西河煤业3#煤层房柱式开采作为研究对象, 采用现场调研、数值模拟和理论计算相结合的方法, 分析西河煤业残留煤房柱式开采顶板冒落特征, 得到西河煤业3#煤层残留煤房柱式开采的围岩应力分布规律、围岩破坏特征和顶板冒落高度等参数, 并对其冒落特征进行分类。

关键词:3#煤层,房柱式开采,顶板,冒落特征

参考文献

[1]刘长友, 卫建清, 万志军, 等.房柱式开采的矿压显现规律及顶板监测[J].中国矿业大学学报, 2002, 31 (4) :388-391.

顶板冒落 篇3

关键词:顶板冒落,支护,注浆加固,回撤通道

赵固一矿11031工作面位于矿井东一盘区,东为已回采结束的11051工作面,西为已回采结束的11011工作面,南邻DF37断层,北为东翼回风大巷。工作面走向长1 355 m,倾斜长132 m,采高3.5 m,煤层倾角0.2°~3.6°,平均煤厚6.09 m。工作面煤层裂隙发育,顶板破碎、片帮严重。工作面进入回撤通道后,架前冒顶严重,给正常回撤造成很大影响。为此,采用架前抬棚及化学注浆加固充填冒落区,以改善顶板的受力状况,确保回撤期间通道的顶板稳定,保证工作面顺利回撤。

1冒顶原因分析

11031工作面地质构造简单,总体呈单斜构造。预掘回撤巷道断面净宽8 500 mm,净高2 800 mm。为保证支架有足够的回撤空间,在综采支架进入通道后,对回撤通道新巷侧重新扩刷,使支架前梁距离煤壁达到2.5 m的支架旋转距离。但由于回撤巷道断面大,矿压显现剧烈,变形破坏严重,特别是通道中部的顶板已经出现大面积冒落,冒顶长82.5 m,宽1.0 m,最高达16.0 m(图1)。通过分析得知,工作面顶板节理、裂隙及断层、褶曲等地质构造发育,煤岩体强度低是顶板易冒落的内在因素;端面空顶面积大,支护强度不够是促使顶板冒漏的外在因素。

(1)地质条件。

煤层裂隙发育,顶煤破碎、片帮现象严重,煤层上覆岩层松软,是引起架前冒顶的主要原因。由于巷道所处围岩地应力大,使巷道破坏变形严重,煤层上部松散泥岩脱落。

(2)推进速度。

工作面煤质较软,末采期间推进速度缓慢,造成煤壁长时间承受载荷。另外,由于在末采最后阶段,距离回撤巷道7~10 m处,支架开始下栽,使得工作面推进角度开始偏下,导致支架开采至下分层,再加上煤层顶板围岩松软,最终造成回撤巷道内顶板大面积冒落。

(3)端面距。

煤体自身条件差,预掘巷道断面大,端面顶煤支护强度不足,在剧烈的矿山压力显现情况下,巷道变形严重,从而导致在通道中部的上方顶板出现了大面积冒落。

2冒顶控制方法

通过架前抬棚及化学注浆加固充填冒落区,将冒顶带内破碎围岩胶结为具有一定强度的密实体,加固冒顶区的破碎围岩,提高顶板的整体强度及完整性,改善回撤空间顶板的受力状况。

由于架前冒顶面积大,且高度高,无法采用原有的锚网索支护方式对回撤通道进行补强加固。经分析研究,首先采用架前抬棚的支护方式对冒顶区域进行支护[1]。具体支护方案如图2所示:在架前架设Π型钢梁,一端顶住煤墙,一端在支架上方,利用2根单体柱顶住煤墙一端的Π型钢梁,并且在Π型钢梁上方铺网,背好木垛,待矸石掉落后,采用化学注浆充填棚顶冒落区。

(1)注浆材料。

选用新型高分子注浆材料波雷因PN-4型对冒落段进行充填。该注浆材料由体积相等的A、B两种有机高分子原料组成。25 ℃时,A料、B料的密度分别为1.23,1.03 g/cm3;黏度分别为220,200 MPa·s,两种材料混合比为1 ∶1,抗压强度为10~50 MPa,黏结强度为3~5 MPa,开始反应时间10~45 s,膨胀倍数1~3,阻燃(检测报告)。当采用专用的压注设备将A、B两种化学原料等量压注到破碎煤岩体后,经充分混合便发生一系列复杂的化学反应,生成膨胀倍数较大的有机弹性体。有机弹性体在冒落空间内膨胀,充满整个冒空区,可以对松散煤岩体起到支撑作用,防止再次垮落[2]。

(2)注浆设备。

封孔、注浆均采用ZBQ-5/12型气动高压双液注浆泵。

(3)注浆钻孔布置。

回撤通道充填范围为16#—70#支架之间。注浆孔参数:沿冒空区布置1排注浆孔,孔间距3 m,孔深5 m(根据现场顶板冒落情况可适当调节)距顶板0.5 m为佳,注浆孔径42 mm;注浆管采用Ø10 mm×5 m钢管。注浆孔采用间歇注浆的方式依靠波雷因自身膨胀封孔。

(4)注浆加固施工工艺。

标孔→钻孔→检查钻孔质量→安装注浆管及封孔部件→封孔→准备浆液→开泵注浆→凝固→检查注浆质量→验收注浆量及注浆压力。设计注浆终压为1.5 MPa,预计用量为4~6 t。实际施工中根据地质条件变化注浆量可适当调整。

(5)注浆效果。

11031工作面受围岩地应力的影响段(第16#—70#架)约82.5 m的工作面范围内,共注波雷因浆液10 t,施工时间仅用2 d,设计20个钻孔进行注浆,顶注浆终压3~5 MPa,平均每孔注浆量为100~120 kg。该工程共消耗波雷因材料10 t。通过对工作面进行化学注浆加固施工,对破碎松散体进行了有效黏结,使之成为整体,提高了围岩的稳定性和抗压承载能力,为工作面回撤创造了安全的施工环境。

3结语

实践证明,采用架前抬棚及化学注浆加固充填冒落区的技术方案适用于综采工作面架前大面积冒落区的处理,能及时地改善围岩状况,提高回撤空间的顶板整体稳定性,确保回撤安全,是煤矿井下具有推广应用前景的一项实用技术。

参考文献

[1]航涛,杜宝同.回采巷道煤柱加固技术研究与实践[J].煤炭技术,2010(3):80-82.

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