矩形回采巷道

矩形回采巷道（共4篇）

矩形回采巷道 篇1

前言

不连沟井田位于准格尔煤田最北部,行政隶属准格尔旗东孔兑乡,隔黄河北与托可托县为邻,东与清水河县相望。井田东西平均宽5.5km,南北平均长8.74 km,面积约48.07km2。资源储量为900.72 Mt,矿井设计生产能力为10.00mt/a,正常涌水量为66.4 m3/h,最大涌水量为228.2 m3/h。目前该矿辅运顺槽采用5.5m×3.8m的矩形断面,采用锚索网支护,顶板采用6根Φ18×2400mm的等强无纵筋左旋螺纹钢锚杆,锚杆间排距为1000mm×1000mm,锚索为Φ15.24×8000mm的钢绞线,锚索采用2～3布置,排距为3000mm。

1 地质概况

6号煤层自然厚度0.45～38.45m,平均18.71m,煤层可采厚度6.05～35.50m,平均16.5m。属稳定～较稳定煤层,煤层倾角3°～5°。煤层单轴抗压强度为4.18～22.49MPa,平均19.7MPa,煤层表现出中部较软,而顶部较硬,底部次之。6 号煤层顶底板岩性大部分为泥岩、黏土岩、碳质泥岩,其次为砂岩,煤层顶10m～底20m 范围内(除煤层外)以半坚硬(10MPa ≤R≤30MPa)、坚硬岩石(R>30MPa)为主,占83.6%。6 号煤层底板软岩比例较高。顺槽顶板岩层岩性特征。

2 理论计算

2.1锚杆支护参数

2.1.1 围岩破坏范围

根据自然平衡拱理论确定巷道围岩破坏范围[1]。煤层巷道煤帮破坏深度C由下式确定:

$\text{C}=\left(\frac{\text{Κ}{}_{\text{c}}\text{γ}\text{Η}\text{B}}{10{}^4\text{f}{}_{\text{y}}}-1\right)\text{h}\text{t}\text{a}\text{n}\frac{90-\text{φ}}{2}$ (1)

式中:Kc——巷道周边挤压应力集中系数,查表得Kc=2.82;

γ——巷道上方至地面表土之间地层的平均重力密度,在此取25kN/m3;

H——巷道距地表的深度,在此取406.85m;

B——表征采动影响程度的无因次参数,在此取B=1;

fy——巷帮硬度系数,在此取1.97;

h——巷道的高度, 在此取3.8;

φ——煤的内摩擦角,在此取33.2°。

$\begin{array}{l}\text{C}=\left(\frac{2.82\times 25\times 406.85\times 1}{10{}^4\times 1.97}-1\right)3.8\tan \frac{90-33.2}{2}\\ =0.935\text{m}\end{array}$

顶板岩层的破坏深度b,按相对层理的法线计,可根据下式求出:

$\text{b}=\frac{(\text{a}+\text{C})\cos \text{α}}{\text{f}{}_{\text{y}}}$ (2)

式中:b——冒落拱高度,m;

a——巷道的半跨距,本次取2.75m;

α——煤层倾角,本次取4°。

$\text{b}=\frac{(2.75+0.935)\cos 4°}{1.97}=1.867\text{m}$

2.1.2 锚杆长度

顶板锚杆长度按下式计算:

Lr=b+Δ(3)

式中:Δ——锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,一般取0.5～0.7m,在此取0.5;

则顶板锚杆长度取1.867+0.5=2.367m。

2.1.3 顶板支护载荷

QH=2γab (4)

则 QH=2×14×2.75×1.867=143.759kN

2.1.4顶板锚杆布置密度

$\text{n}=\frac{\text{k}\text{Q}{}_{\text{Η}}}{2\text{a}\text{F}}$ (5)

则$\text{n}=\frac{2\times 143.759}{2\times 2.75\times 70}=0.87$

式中:k——安全系数 在此取2;

F——顶板锚杆的锚固力,kN。

2.1.5 锚杆间排距

锚杆间排距按下式计算:

$\text{a}{}_{\text{r}}=\text{π}\text{Ζ}\sqrt{\frac{(\text{a}+\text{b})\text{Ζ}}{\text{a}\text{b}}}$ (6)

式中:Z——锚杆锚入自然平衡拱范围之外的深度,Z=2.4-1.867-0.1=0.433m

aγ=0.934m。

为了施工方便常常取整数,在此我们取1m。

运输顺槽顶板单位长度锚杆数:

5.5×0.87=4.79根

又因为Ⅳ类围岩的锚杆间排距为:0.6～1m,

则 辅运顺槽顶板单位长度锚杆数应为6根。

2.2 锚索支护参数

锚索设计以极限危险设计[2],即所有锚杆都失效,顶板冒落拱的岩重均由锚索提供。

2.2.1 锚索长度

锚索长度可按下式确定

La=La1+La2+La3 (7)

式中:La——锚索长度,m;

La1——锚索外露长度(一般取0.3m);

La2——锚索有效长度,m;

La3——锚索锚固长度,m。

计算锚索长度时,视直接顶为不稳定岩层,即顶板上方5～6m的软煤层,取平均值为5.5m,外露长度一般为0.3m,锚入稳定岩层厚度不小于2m,取2m,则锚索总长为:

L=5.5+0.3+2=7.8m故取L=8m。

2.2.2 锚索的锚固长度

按GBJ86-85要求,锚索锚固长度La3应符合下式:

$\text{L}{}_{\text{a}3}\ge \text{L}\text{m}=\text{Κ}\frac{\text{d}{}_1\text{f}{}_{\text{a}}}{4\text{f}{}_{\text{c}}}$ (8)

式中:Lm——锚索锚固理论安全值,m;

K——安全系数,一般取2;

d1——锚索钢绞线直径,15.24mm;

fa——钢绞线的抗拉强度,1860N/mm2;

fc——锚索与锚固剂的设计黏结强度。

一般煤巷锚索多用树脂作锚固剂,其黏结强度fc=10N/mm2,代入各参数得Lm=1.417m,则La3=2>Lm,说明选取的锚固长度合理。

(3)锚索锚固剂适用数量验算

$\text{X}=\frac{\text{L}{}_{\text{m}}(\text{ϕ}{}_2{}^2=\text{ϕ}{}_1{}^2)}{\text{L}{}_{\text{s}}\text{ϕ}{}_3{}^2}$ (9)

式中:X——树脂药卷数量,支;

Ls——树脂药卷长度,m;

Ф2——锚孔直径,m;

Ф3——树脂药卷直径,m。

代入数值计算锚固剂数量X=2.96支,取3支。

单位长度需锚索的载荷为:

QH=2γab=141.834kN

则锚索的密度为:

$\text{n}{}_{\text{m}}=\frac{\text{k}{}_{\text{m}}\text{Q}{}_{\text{Η}}}{\text{Ρ}}=\frac{1.5\times 141.834}{280}=0.76$ (10)

式中: Km——锚索支护的安全系数;

P ——锚索的最小破断载荷,kN。

为了锚索的排距不是很远,每打三排锚杆打一排锚杆3×0.76=2.28根,故采用2～3布置,排间距为3m。

3 数值模拟模型建立

采用ANSYS有限元分析软件对巷道进行数值模拟[3],建立一个长×宽×高=40×5×50m的模型,模型上部施加自地表下300m的岩体垂直载荷(上覆岩体自重)外,模型范围内岩层加以重力加速度,数值模拟模型如图1所示。

为了探讨锚杆支护参数的改变对巷道支护的影响,设计了如表1所示的13个方案,通过改变锚杆的支护参数,来研究顺槽顶板的变形特性,其中方案1为没有支护条件下巷道围岩变形情况,方案2～5,模拟锚杆排距不同时巷道围岩变形情况;方案6～9,模拟锚杆长度不同时围岩变形情况;方案10～13,锚杆直径不同时围岩变形情况。

4 数值模拟结果分析

(1)图2为不同锚杆间排距时巷道的变形情况模拟计算结果,由图2可以看出随着锚杆间排距的增大巷道顶板下沉量成增大趋势,但间排距大于1000mm时,顶板下沉量的增量明显减缓。

(2)图3为不同锚杆长度时巷道变形情况模拟计算结果,由图3可以看出随着锚杆长度的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆长度大于2400mm时巷道顶板下沉量的区域稳定。

(3)图4为不同锚杆直径时巷道变形情况模拟计算结果,由图4可以看出随着锚杆直径的增加巷道顶板下沉量成减缓趋势,但锚杆直径大于18mm时巷道顶板下沉趋于稳定,减少不明显。

5 结论与建议

较小的锚杆间排距有利于控制顶板下沉,反之,锚杆间排距过大则不利于顶板控制,针对内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,锚杆间排距采用1000×10000mm的间排距布置顶板,这样既可以缩短施工时间,又可以节约支护成本。

随着锚杆长度的增加,围岩锚固体的范围在扩大,顶板下沉量也在减少,但是随着锚杆长度的增加到某一长度后顶板下沉量减小得趋势就不在显著,即存在一个合理的锚杆长度。根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质特点,结合理论计算和数值模拟2400mm的锚杆长度适合内蒙古蒙泰不连沟煤矿。

随着锚杆直径的增加锚杆的强度越高,围岩变形量逐渐减少,对控制围岩变形有明显效果,但是随着锚杆直径的增加,顶板下沉量减小得趋势就不在明显,根据内蒙古蒙泰不连沟地质条件结合数值模拟发现ϕ18mm的锚杆最为合适。

综上所述内蒙古蒙泰不连沟煤矿现采用的支护参数安全、经济、合理。

摘要：根据内蒙古蒙泰不连沟煤矿的地质情况,通过理论计算和数值模拟论证内蒙古蒙泰不连沟煤矿辅助运输顺槽支护参数的合理性。

关键词：大断面矩形巷道,锚杆支护,理论计算,数值模拟

参考文献

[1]康红普,王金华等.煤巷锚杆支护理论与成套技术[M].煤炭工业出版社,2007,23-31.

[2]杨本水,窦家环,赵强.薄基岩浅埋大断面煤巷锚杆支护技术[J].矿山压力与顶板管理,2005,(4):19-21.

[3]林崇德.层状岩石顶板破坏机理数值模拟过程分析[J].岩石力学与工程学报,1999,18(4)392-396.

矩形回采巷道 篇2

关键词：回采巷道,拱形断面,复合顶板

神宁集团梅花井煤矿11采区4-2煤层顶板为复合顶板, 顶板易下沉, 支护困难。114202工作面机巷在掘进初期为异形断面, 沿着4-2顶板掘进, 不破顶作业, 选用锚杆支护, 由于顶板内含弱含水层, 水顺着锚杆眼下流, 泥岩、砂质泥岩遇水膨胀、破碎掉渣甚至脱落, 以至后巷基本全部使用11#工字钢进行架棚, 支护效果差, 掘进速度慢。后采用拱形断面, 充分试用了拱形断面良好的自稳性, 巷道压力明显变小, 后巷基本不需要处理, 巷道掘进速度明显提高。

1 地质情况

梅花井煤矿114202工作面机巷沿4-2煤层采用综掘机掘进, 煤层结构简单, 煤层厚度 (2.10~3.59) m, 平均厚度2.91m, 煤层倾角15°~24°煤层厚度变化小, 属较稳定煤层。

4-2煤顶板以各种粒级的砂岩为主, 伪顶为泥岩;直接顶为粉砂岩, 平均厚度3.19m, 含较多白云母片, 局部夹细砂岩;老顶为中粒砂岩, 平均厚度2.1 1 m, 石英为主, 泥质胶结。顶板内含有弱含水层。4-2煤底板为粉砂岩, 直接底平均厚度4.02m, 夹多层细砂岩, 泥岩;老底平均厚度10.64m, 夹薄层泥岩。

2 巷道原设计

2.1 巷道断面设计

14202工作面机巷巷道沿4-2煤层顶板掘进, 设计掘进宽度4 4 0 0 m m, 掘进中高2950mm, 上帮肩窝施工成圆弧状, 掘进断面积为12.72m2。

如图1:原设计巷道断面。

2.2 永久支护

巷道永久支护设计采用锚、网、索配合钢带联合支护形式。

(1) 巷道顶锚杆布置间、排距为800×800mm, 使用Φ20×2500mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆, 2节Z2370树脂药卷锚固, 采用矩形布置。

(2) 巷道帮锚杆布置间、排距为700×800mm, 使用Φ16×1600mm圆钢锚杆, 端头麻花长度300mm, 1节Z2370树脂药卷锚固, 采用矩形布置。

(3) 巷道锚索采用单点锚索及锚索梁联合布置形式, 单点锚索一套为一排, 排距为3000mm, 400mm长的14#槽钢托梁;锚索梁支护由三套锚索及3.6m长的14#槽钢托梁组合成一排, 排距3.0m。一排两套的单点锚索布设在3.6m长的相邻锚索梁之间 (即单点锚索与锚索梁支护的排距为1.5m) , 锚索均使用Ф17.8×5500mm的钢绞线锚索, 3节Z2370树脂药卷锚固。

(4) 巷道顶部铺设塑钢网和金属网。塑钢网位于金属网之上, 防止顶板破碎, 局部漏顶。

2.3 巷道材料消耗量 (见表1)

2.4 巷道支护状况

巷道施工初期, 巷道破碎形式主要有: (1) 跨落破碎, 淋水较大; (2) 围岩离层, 形成网兜; (3) 顶板下沉严重, 巷道尺寸变化大, 不能满足使用要求。

造成上述现象的原因, 主要由于顶板前期来压大, 异形断面支护效果差, 顶板大部分为破碎结构的松软岩体, 顶板内的弱含水层被破坏, 水顺锚杆、锚索眼流入巷道, 进一步造成了巷道支护的失效。因此, 选择合适的支护方式成为亟侍解决的问题。

3 变更后巷道设计

3.1 巷道断面设计

114202工作面带式输送机巷变更后巷道沿煤层底板掘进, 上帮破低不得超过5 0 0 m m, 设计断面为拱形, 掘进宽度为4 4 0 0 m m, 高度为3 4 0 0 m m, 拱半径为2200mm, 掘进断面积12.88m2。

如图2:变更后巷道断面。

3.2 永久支护

巷道永久支护设计采用锚、网、索、钢带联合支护。

(1) 顶部锚杆布置间、排距为8 0 0×800mm, 使用Φ20×2500mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆, 2节Z2370树脂药卷锚固, 采用矩形布置。

(2) 帮部锚杆布置间、排距为6 0 0×800mm, 使用φ16×1600mm圆钢锚杆, 端头麻花长度300mm, 1节Z2370树脂药卷锚固, 采用矩形布置。

(3) 巷道顶部的锚索桁架采用两套锚索和2200mm长的14#槽钢锚索托梁, 锚索沿巷道方向排距1800mm, 垂直巷道方向间距1200mm (弧长) 三排布置, 锚索桁架外端头距锚索200mm, 锚索使用φ17.8×5500mm的钢绞线, 3节Z2370树脂药卷锚固。

(4) 顶部铺设金属网和塑料网。

3.3 变更后巷道每米材料消耗量 (见表2)

4 理论分析

巷道断面形状的选择, 主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质 (即作用在巷道上地压的大小和方向) 、巷道的用途及其服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方法和采用的掘进设备等因素, 而围岩性质无疑是重中之重。

异形断面适应于顶板稳定、有固定悬吊岩层, 无淋水, 顶板压力、两帮侧压均较小的岩层。拱形断面适应于巷道顶板较差、顶板压力较大、两帮侧压较小的岩层, 其能够利用锚杆形成挤压压力拱, 充分发挥巷道围岩的自稳特性, 大大降低巷道顶板来压, 从而具有更高的适应性。

4-2煤层顶板为复合顶板, 含有弱含水层, 顶板无固定稳定的供锚杆悬吊的着力岩层, 异形断面在锚杆破坏巷道围岩的同时, 未能提供良好的锚杆着力点是114202机巷支护质量差的主要原因, 而拱形断面充分利用锚杆及塑钢网把巷道围岩挤压成为一个整体, 其锚杆、锚索的作用不在于悬吊, 而在于形成一个稳定的拱形, 充分利用围岩的自稳特性, 以此来达到良好的支护效果。

5 巷道断面变更前后对比分析

5.1 矿压对比

矿压的大小无疑反映在顶板的下沉量及下沉速度方面, 通过对巷道断面变更前后的顶板离层观测数据, 我们可以明显的看出, 拱形断面的良好的支护效果。

本文通过对巷道变更前后各10个测点20天内的顶板离层深部 (5.5m) 及浅部 (2.5m) 观测数据进行整理发现顶板在14d后基本达到稳定状态, 现对14d内的顶板状态进行分析:

(1) 顶板的下沉量 (见图3) 。

(2) 顶板的下沉速率 (见图4) 。

通过上述观察分析, 可以发现:变更前顶板最大下沉量分是108mm (浅层) 和53mm (深层) , 变更后顶板最大下沉量是29 (浅层) 和15 (深层) ;变更前顶板最大下沉速率是14mm/d (浅层) 和9mm/d (深层) , 变更后顶板最大下沉速率是7mm/d (浅层) 和3mm/d (深层) 。拱形断面巷道与异形断面巷道相比受力状态较好, 顶板下沉量较小, 下沉速率也较慢。

5.2 经济效益对比

根据比较变更前后巷道每米材料消耗量, 我们可以发现变更后巷道的支护成本增加在20%左右, 考虑到梅花井煤矿的及周边各煤矿的架棚支护经验——顶板累计下沉量达到80mm时架棚, 我们发现原设计异形巷道基本上均需要架棚加强支护, 综合起来测算, 变更后的拱形巷道的支护成本较异形巷道断面降低30%左右。

另外, 从掘进速度上比较, 114202工作面机巷断面变更前的月掘进进尺是150m左右, 而在断面变更为拱形后, 月掘进进尺达到290m以上。巷道掘进速度的提高大大降低了巷道的管理成本, 提高了综合效益。

6 结语

梅花井煤矿114202工作面机巷开创性的在回采巷道采用拱形断面, 解决了梅花井煤矿11采区4-2煤层复合顶板支护困难、掘进速度慢等一系列问题, 从根本上改变了巷道围岩的受力状态, 简化了支护工艺, 降低了成本, 保证矿井的安全高效生产, 为以后巷道支护积累了经验。

参考文献

跨上山回采的巷道加固 篇3

基于尽量减少资源的浪费同时确保巷道安全使用的要求, 祁东煤矿在7121工作面回采期间必须进行跨上山开采, 回采过程中依次要从82煤回风上山、92轨道上山、92回风上山及西翼集中运输上山上方通过, 为确保4条上山在工作面推过后仍能够满足使用要求, 在工作面推进前必须提前加固完毕。

1 地质情况

祁东矿71煤底板以泥岩为主, 与82煤之间以泥岩和细砂岩为主, 82回风上山是沿煤施工巷道, 其最小间距为18.4 m。92轨道上山、92回风上山顶板以泥岩为主, 在施工期间揭透围岩较为破碎。西翼集中运输上山以细砂岩为主距71煤底板平均76 m。

2 巷道布置情况及支护形式

巷道布置情况如图1所示。

82回风上山沿82煤顶板施工, 支护采取锚网梁支护, 局部顶板破碎采取U29钢梯形棚支护, 92轨道上山及92回风上山采用U29钢半圆拱支护, 西翼集中运输上山采用锚网喷支护。

3 矿压分析

7121工作面煤厚平均2.5 m, 切眼长度128 m, 每天推进3.6 m, 月推进108 m。

根据相邻回采工作面的矿压显现规律, 工作面推进过程中, 在距工作面45~50 m范围内, 矿压显现明显, 在工作面推进50 m后, 采空区下方压力逐渐趋于稳定, 老顶跨落后, 压力不断向两侧推移, 侧压显现明显。

根据煤层与巷道距离, 矿压分析如下: (1) 在工作面回采期间随工作面的推进围岩应力不断推移, 其压力影响范围为回采前45~50 m, 回采后50 m压力渐稳定, 即给出工作面下部巷道必须提前50 m进行加固。 (2) 随工作面的推进所产生的压力为4个平面上的扩散和衰减, 同时要对走向与倾向的岩石内部的应力变化加以关注。工作面的推进, 老顶的跨落, 其侧压在一定范围内随时间及不同条件发生相应变化, 即给出工作面下部巷道加固的宽度为60 m。

4 巷道的加固方法

二采区82煤回风上山为锚网梁支护和U29钢梯形棚支护, 考虑巷道围岩情况及服务情况, 加固采用双挑棚随山加固[1,2], 工作面推近前50 m加固完毕, 加固长度等于工作面的长度加侧压影响范围, 即工作面中部各120 m, 考虑工作面巷道的倾角及下方倾角, 加固范围为工作面中部下方各150 m。92轨道上山及92回风上山为U29钢半圆拱支护, 考虑服务年限, 采取喷注水泥浆加固。在注浆同时必须考虑水泥浆的凝固时间及工作面的推进情况, 水泥浆凝固时间为30 d, 7121工作面月推进108 m, 其巷道必须在工作面推进到上方158 m处巷道加固完毕。西翼集中运输上山为锚喷巷道, 采用注浆加固。最后根据巷道的位置和加固长度制定出巷道加固时间。

5 矿压监测情况

为摸清巷道加固前后移近量的变化, 分别在工作面风机巷及巷道加固范围内设置观察点, 风机巷距工作面切眼每隔10 m设置一个观察点共设20个点, 受应力影响的加固段巷道每10 m设置一个观察点, 另在加固段巷道内设置一处未加固段巷道的观察点, 以便观察对比。该巷自2009年8月至2010年5月共观测200 d, 工作面推进720 m

实测数据经整理后工作面风机巷超前50 m左右出现采动压力影响, 超前30 m至滞后30 m的这一范围为采动影响峰值区。峰值区最大变形速度顶底板为7.33 mm/d, 两帮为2.16 mm/d, 平均变形速度顶底板为4.54 mm/d, 两帮为1.45 mm/d。在此期间内顶底板变形量平均为127.8 mm, 占其平均总量的48.1%;两帮变形量平均为44 mm, 占其平均总量的33.8%。在82回风上山加固期间为摸清巷道的变形量留10 m巷道不加固, 其不加固巷道的顶底板的移近量大于500 mm, 加固段巷道移近量小于300 mm, 两帮移近量为200 mm左右。92轨道上山及92回风上山顶底板最大移近量为100~150 mm, 两帮最大移近量为30~100 mm。

6 技术经济效益

7121综采工作面采取跨上山掘进与回采后, 工作面回采长度可多回采270 m, 多回收煤炭资源72 575 t, 产生了较好的经济效益。而且由此缓解了矿井回采工作面接续紧张的局面, 避免了综采工作面的一次安装和一次拆卸, 简化了安全生产管理环节[3]。7121综采工作面成功地跨上山推进, 为采区巷道布置及今后类似工作面的跨上山回采提供了借鉴。

7 结论

祈东煤矿7121工作面跨上山回采的巷道加固成功表明, 71煤底板完整、上山巷道与煤层间距在5 m以下时, 巷道虽经过二次支护加固但仍然受损严重, 难以保留, 不宜跨巷回采。若上山巷道与煤层间距在30~50 m时, 上山经超前二次支护可以跨巷回采, 沿煤层底板掘进岩巷应考虑巷道的围岩变形量, 应使之不致影响到以后的安全生产。若上山巷道与煤层间距大于30 m, 上山巷道采取相应支护为二次加固, 且支护密度可适当放宽。

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学 (修订本) [M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999

[2]钱鸣高.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991

矩形回采巷道 篇4

关键词：煤矿采掘,巷道布置,回采率最大化,技术可行性

1 引言

断层是影响煤矿生产的重要地质因素之一,因此研究断层以及掘进过程对其处理方式,对煤矿生产安全具有重要意义[1,2]。我国煤炭行业对于断层的研究以及在穿越断层支护技术[3,4,5]上已经取得相当辉煌的成果,对于综采工作面如何推过断层也有很好的解决方案[6,7,8],但是对于综采工作面回采巷道遇到断层后,如何布置回采巷道,才能做到煤炭资源开采最大化,以及回采巷道布置在回采工艺上的技术难点缺乏系统性研究及概括性总结。本文主要解决了综采工作面回采巷道遇断层后巷道布置技术方案问题,以提高回采率以及煤矿的经济效益,为复杂地质条件下推广机械化开采提供理论依据和实践经验,为类似地质构造情况下的巷道布置方案制订提供参考。

2断层地质构造对综采活动的影响

断层是煤矿常见的地质构造,较大的断层在进行地质勘探阶段一般都会勘探出来,在进行开采设计时要采取有效措施应对,而对于较小的断层,一般的勘探不易揭露。因此,这些断层一般只会在巷道掘进过程中才能揭露,给开采活动造成较大影响。综采工作面顺槽遇到断层后,一些煤矿普遍做法是[6,7]:当断层落差小于采高的1.5倍时,一般都会直接掘过断层去找到另一盘煤层继续掘进,回采时工作面直接推过断层;当断层落差大于采高的2倍时,如果回采工作面走向长度足够长,采掘可以正常接替,则丢弃断层另一盘的煤块,直接在断层附近开切眼;如果回采巷道走向不长则直接丢弃该块煤,重新选择新开口点来布置新的回采巷道。这不仅造成煤炭资源的浪费,还在一定程度上会造成采掘接替的紧张,有时甚至接连遇到断层,造成采掘接替脱节。

3 综采工作面回采巷道掘进遇断层后巷道布置方法及回采技术

3.1 运输顺槽掘进遇断层后巷道布置方法及回采技术

3.1.1 总体思路

准备工作面运输顺槽掘进遇与顺槽斜交的断层后,采取从运输顺槽缩减工作面长度的办法,即把运输顺槽往回风顺槽平移一定距离,把工作面长度缩小;为解决回采过程转载机位置问题,开掘好辅助运输巷及联络巷,安装好下部切眼的液压支架及刮板机中部槽,回采时形成小工作面与大工作面对接,从而验证小工作面与大工作面对接的技术可行性以及工艺上的可操作性,做到少丢煤,提高煤矿经济效益。

3.1.2 具体案例

那怀煤矿C202回采工作面巷道布置如图1所示。

3.1.3 技术方案

3.1.3. 1 工作面缩减长度的确定

运输顺槽掘进遇到断层后,测量出断层3个要素,根据断层产状进行技术上的预测预判,得出断层与煤层相交的具体交线方向,小工作面的布置主要根据断煤交线方向来确定,工作面缩减长度以最大化开采三角煤块为准,小工作面运输顺槽预测再遇到该断层后即可布置小工作面切眼。

3.1.3. 2 辅助运输巷、运输联络巷及大工作面切眼的布置

大工作面切眼位置位于工作面变小(即运输顺槽遇断层)处,切眼基本垂直上、下顺槽(根据煤层倾角要求的刮板机机头超前量而定,使得工作面推采到此处时工作面煤壁与下部切眼煤壁基本成直线),上部切眼主要用于安装下部切眼时的运输通道,如时间允许,该部分巷道可省去。贯通切眼后开始布置辅助运输巷及运输联络巷,辅助运输巷正对小工作面运输顺槽,辅助运输巷长度约45m(转载机长度加顺槽运输机最小长度),掘进到位后以垂直或者斜交方式开掘运输联络巷与运输顺槽连接,作为小工作面回采时的运输通道。

3.1.3. 3 对接方法

①预先对大工作面下部切眼进行安装支架及刮板机中部槽。②辅助运输巷主要用于小工作面出煤运输,当回采工作面推采靠近大工作面时,辅助运输巷用以实现转载机的往前推进,直至工作面液压支架推移至与下切眼平直,工作面煤壁与下部切眼煤壁持平,工作面停止推采。③拆除辅助运输巷及运输联络巷的皮带机;拆除转载机,并将转载机通过运输联络巷运至大工作面下出口处进行安装,然后将下切眼刮板槽整体往上移,将整个刮板槽连接成整体,适当将下出口支架往上移,并适当打开侧护板,使其整个工作面支架衔接紧凑,然后对大工作面进行试机调试,确保大、小工作面对接成功。

3.1.4 创新点

(1)形成刀把式工作面,回采时形成小面与大面对接。

(2)必须掘进辅助运输巷及运输联络巷,否则转载机在接近大面的时候无法向前推进,小面无法推采到与大面对接。

(3)提前在大切眼下部安装刮板槽和支架,可实现大、小面快速对接。

3.1.5 小结

(1)存在问题:工序繁琐复杂,大、小面对接要新增支架以及刮板槽,同时刮板机机头和转载机要重新安装,以便工作面形成大面。另外,要提前在进风巷掘出一条辅助联络巷,以方便转载机出煤以及运输设备、大面新增安装刮板槽和支架。

(2)采用的方法:通过工作面布置小切眼和大切眼,提前在大切眼处开掘辅助运输巷来实现工作面由小变大的过渡。

(3)实施效果:那怀煤矿C202工作面实施大、小面对接后,小面可以多采原煤6万t,增加直接经济效益1 472万元。

3.2 回风巷掘进遇断层后巷道布置方法及回采技术

3.2.1 总体思路

准备工作面回风巷掘进遇断层后,采取从回风巷缩减工作面长度的办法再布置一个小工作面,回采时形成小工作面与大工作面对接,从而验证小工作面与大工作面对接的技术可行性以及工艺上的可操作性,做到少丢煤,实现利益最大化.

3.2.2 具体案例

那怀煤矿C101工作面巷道布置如图2所示。

3.2.3 技术方案

该技术方案主要是在回风巷侧对工作面长度进行缩减,在巷道布置上形成大、小两个工作面,两个工作面相互平行,并提前在大工作面上部切眼预先安装好支架和刮板槽,回采时形成小面与大面对接,该方案比运输顺槽缩减工作面长度方案相对简单,因其没有运输机,只需在大工作面上部切眼增加支架、刮板槽即可。当小工作面走向长度不大时,工作面移动变电站放在大工作面的回风顺槽,稍加长负荷电缆即可;当小工作面长度较长时,应把移动变电站置于运输顺槽内较好。

3.2.3. 1 工作面缩减长度的确定

回风巷掘进遇到断层后,测量出断层的产状3个要素,根据断层走向进行技术上的预测预判,大致得出断层与煤层交线方向,小工作面的布置主要根据断煤方向来确定,工作面缩减长度以最大化开采三角煤块为准,小工作面预测再遇到原先断层后即可布置小工作面切眼。

3.2.3. 2 大工作面切眼的布置

大工作面切眼位置位于工作面变小处,切眼基本垂直进、回风巷。

3.2.3. 3 对接方法

①小切眼贯通后先对小切眼进行采面三机、支架安装,全部安装完毕后,预先对大工作面上部切眼进行安装支架及刮板槽。②当小工作面推采至靠近大切眼位置时,小工作面要调整好,保持“三平一直”,然后开始小面与大面对接,直至小工作面煤壁与上部切眼煤壁持平,工作面停止推采。③拆除小工作面刮板机机尾配套设备,并沿大切眼上部直接拉至上出口处进行安装,对刮板链进行加长、联结等工作,并调整好刮板链长度以及支架,使整个工作面支架衔接紧凑,然后对大工作面进行试机调试。

3.2.4 创新点

(1)形成刀把式工作面,回采时形成小面与大面对接。

(2)提前在大切眼上部安装刮板槽和支架,可实现大、小面快速对接。

3.2.5 小结

(1)存在问题:工序复杂,大、小面对接需要新增支架以及刮板槽,同时刮板机机尾要重新安装,刮板槽、刮板链需要重新衔接,以便工作面形成大面。

(2)采用的方法:通过工作面布置小切眼和大切眼,提前在大切眼上部提前安装支架及刮板槽,实现大、小工作面顺利对接。

(3)实施效果:那怀煤矿C101工作面大、小面对接后,小面可以采原煤7万t,产生直接经济效益1 717万元。

3.3 已探明断层形成煤块由小变大的情况下回采工作面巷道布置方法

3.3.1 总体思路

在已探明断层形成煤块由小变大的情况下,掘进回采巷道为躲避断层,为了提高煤炭资源回采率,要合理布置回采巷道。前面部分巷道为躲避断层,采取布置小工作面方式进行巷道布置,在断层把煤层切割成喇叭形时,巷道布置由原来的小工作面变为大工作面,回采的时候,采用大工作面缩减成小工作面的回采形式,并提前在大面缩小面处开掘辅助巷来实现工作面由大变小时的收架工作,以提高煤炭资源回采率。

3.3.2 具体案例

那怀煤矿A100工作面巷道布置如图3所示。

3.3.3 技术方案

3.3.3. 1 回采巷道布置方式的确定

参考上覆煤层在巷道掘进、回采时遇到的断层情况,在布置下一层煤层回采巷道时回风巷躲避开已揭露断层,掘进时在回风巷侧工作面长度变大,在回采时采用大面缩减为小面的巷道布置形式。

3.3.3. 2 辅助切眼的布置

辅助切眼位于工作面变大处,辅助切眼长度为大工作面与小工作面长度之差,辅助切眼掘进到位后,反向沿回风巷掘进约20 m后开联络巷贯通小工作面回风巷;联络巷的作用主要是大工作面推进到辅助切眼后回收出多余的支架及刮板机中部槽。如煤层倾角不大,从上往下回收支架时可不掘辅助联络巷。

3.3.3. 3 实施方法

①在巷道布置上形成大、小工作面两个部分,两个部分工作面相互平行,提前在工作面缩面处掘1条辅助巷,在回采将要接近小工作面还有10 m的时候,提前在辅助巷、辅助切眼处做好缩面的准备工作。②在需要回收支架部分提前约8 m挂网,到工作面割通辅助切眼时有三层网落地,直接把工作面的网与辅助切眼上原铺的网相连,然后开始从辅助巷回收多余部分刮板槽及支架。③回收支架和刮板槽完毕后,将刮板机机尾和中间槽联结,再进行紧链工作,可实现工作面的快速过渡对接。

3.3.4 创新点

(1)提前在大、小面过渡处掘进辅助巷,作为大工作面缩减为小工作面时回收支架和刮板槽用,实现工作面快速过渡。

(2)在工作面推采至距离辅助切眼前10 m处,需回收支架进行挂网工作,为加快收架速度,上出口端头架前三架支架可以从上出口直接拉出,后续支架从小面回风巷拉出,以实现快速收架。

3.3.5 小结

(1)存在问题:缩减工作面时需要将多余支架及刮板槽回收,此项工作需要在旧巷处进行挂网加固支护,同时刮板机机尾和机尾抬高槽要重新安装,以实现工作面缩减。设辅助联络巷时,三角煤柱受压力大,容易片帮。

(2)采用的方法:将工作面布置成大面与小面两个部分,推采时,提前在小面起始处开掘辅助巷来实现工作面由大变小时的收架工作,提高了煤炭资源回收率。

(3)那怀煤矿A100大工作面缩减成小工作面后,多采原煤2.7万t,增加直接经济效益864万元。

4 结语

断层是一种常见的地质构造,在煤矿开采活动中通常遇到,给巷道支护及回采,特别是采用综合机械化回采时带来很大困难。实际生产活动中,我们可以采取以上方法来进行处理。工作面的大、小面对接,大面缩减成小面都是根据具体情况而采取相应的处理方法,以实现煤炭资源最大化回收。从实施效果来看,以上几种方法对于煤炭储量较少的煤矿企业意义重大,经济效益相当可观。实施以上几种方法,可以有效提高机械化开采的回采率,提高有限资源的利用率。这些方法为中小型煤矿推广机械化开采提供了丰富的实用经验。

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