特厚煤层开采论文（精选8篇）
特厚煤层开采论文 篇1
义煤集团耿村煤矿于1982年投产,原设计生产能力为120万t/a,后经多次系统改造,2008年矿井核定生产能力为400万t/a,是集团公司的主力生产矿井之一,现主采二3煤层,黑色,呈块状和粉末状,煤岩成分以暗煤为主,夹亮煤条带,沥青光泽,属半暗型煤,裂隙发育,裂隙被方解石脉充填。煤厚不稳定,含夹矸1～3层,夹矸为灰白色砂岩和灰黑色泥岩,平均厚16.2 m。该煤层具有自燃倾向,自然发火期为1个月,最短仅为7 d。全矿井相对瓦斯涌出量3.87 m3/t,绝对瓦斯涌出量48.66 m3/min,鉴定结果为高瓦斯矿井。
1 灾害影响
2005年以后,耿村煤矿被鉴定为高瓦斯矿井瓦斯涌出量逐年增加(图1)。
随着矿井深部开采,现在回采的工作面最大瓦斯绝对涌出量达30 m3/min。为治理好瓦斯,需要在原来用的高位钻孔、上隅角插埋管抽放方式的基础上改进抽放方式,提高瓦斯抽放效率,降低上隅角及回风流瓦斯浓度。
2 高抽巷抽采瓦斯机理
根据采动裂隙中瓦斯运移的形态,即升浮一扩散理论,得知在采动裂隙上部离层裂隙发育区漂浮并聚集了大量的瓦斯,在其周边(层面上呈现的椭圆形圈)破断裂隙发育区内则有大量的游离瓦斯运移,如将高抽巷置于采动裂隙椭抛带,并有较大的空间,当采动导致覆岩变形垮落后,邻近层及围岩内的原有瓦斯平衡被破坏[1]。由此解吸出的瓦斯沿采动裂隙向采空区流动,高抽巷通过抽采采空区顶板裂隙及垮落带内积存的高浓度瓦斯,切断上邻近层瓦斯涌向工作面通道,对采空区下部瓦斯起到拉动作用,从而减少工作面瓦斯涌出,控制上隅角瓦斯积聚。高抽巷平面布置及沿走向、倾向层位如图2—图4所示。
3 高位抽放巷位置确定
耿村煤矿自2009年开始施工工作面顶板高位瓦斯抽放巷以来,已累计设计施工了12条高位抽放巷,但是高位抽放巷在不同工作面、不同煤层厚度情况下抽放效果并不一致,抽采浓度较高的抽放巷浓度最大达20%,最低仅6%,同时顶板高抽巷的抽放效果还与综放工作面后部放煤情况关系密切。
以耿村煤矿13190工作面布置施工高位瓦斯抽放巷情况为例分析,确定最终高抽巷在特厚煤层开采情况下的位置。
3.1 工作面概况
13190工作面位于东三2-3煤采区东翼,北侧为已开采的(2-3) 13170综放工作面,西邻(2-3) 12200综掘工作面,南部为未开采的2-3煤实体。工作面采用走向长壁式布置,胶带运输巷标高+46.996～+64.812 m,回风巷标高+85.592～+99.906 m。工作面走向总长940 m,工作面切眼长205 m,煤层倾角10°～14°。煤层平均厚为14.2 m。工作面工业储量275.2万t,可采储量233.9万t,采出率85%。工作面采用走向长壁采煤法,综采放顶煤工艺,一次采全高,全部垮落法控制顶板。该工作面于2009年12月开始生产,2011年6月初工作面回采结束,并于201 1年7月20日回风巷封闭结束。
3.2 高位抽放巷布置情况
该面最初采用低位钻场高位钻场、上隅角插埋管、高位长距离水平钻孔抽放。2010年9月开始使用第1条高位瓦斯抽放巷距切眼260 m,抽放巷内错回风巷15 m,距煤层顶板15～23 m。2010年12月第1条高位抽放巷报废,使用第2条高抽巷(距第1条高抽巷330 m),高抽放巷内错回风巷15 m,距煤层顶板20～33 m。
3.3 抽放瓦斯效果分析
1#高位抽放巷2010年9月开始投入使用,12月报废。其中,11月瓦斯抽放浓度最高(10.4%),当月高抽巷距煤层顶板21 m,回采高度14.4 m;9月瓦斯抽放浓度最低(7.5%),当月高抽巷距煤层顶板20 m,回采高度13.6 m(图5)。
2#高位抽放巷2010年12月开始投入使用,2011年6月报废。其中:3月瓦斯抽放浓度最高(23.9%),当月高抽巷距煤层顶板31 m,回采高度14.8 m;5月瓦斯抽放浓度最低(10.7%),当月高抽巷距煤层顶板25 m,回采高度15.1 m(图6)。
由图5、图6可以看出:①高抽巷抽放浓度与高抽巷距顶板高度明显呈耦合关系,随着高抽巷距煤层顶板高度增加,瓦斯抽放浓度增加,特别是2#高抽巷增加明显。②高抽巷抽放浓度与回采高度有一定耦合关系,1#高抽巷2010年10—11月高抽巷位置降低,本应降低的抽放浓度却提高了,与当月采高明显增加应有直接关系。
4 高位瓦斯抽放巷防灭火设计
由于耿村煤矿开采易自燃煤层,高位瓦斯抽放巷抽放以后采空区漏风量增大,导致高抽巷下部遗煤容易自燃,为此在增加高位抽放巷的同时,必须考虑防火设计,降低采空区自然发火概率。
4.1 高位瓦斯抽放巷密闭及管路敷设要求
耿村煤矿高位抽放巷采用的防火手段有:①采用封闭式抽放,在高抽巷口建造密闭墙。②增加防火管路,采用随采随抽随灌浆的形式进行管理。在高抽巷开口拐弯处3 m建造永久密闭墙进行封闭。密闭墙处及前后10 m喷浆,杜绝漏气,喷厚不少于200 mm,喷浆前墙体周围杂物要清理干净,周围铁丝网要处理至见硬顶硬帮,然后喷浆,喷浆后开始建墙。在高抽巷内建3道密闭墙,全部使用240 mm砖墙,外道距巷口3 m,下一道距外口5 m,2道墙中间用黄土充填;最后一道距外口8 m,两墙相距3 m,中间用钢筋混凝土充填。墙建好后,对砖墙及墙前1 m复喷,杜绝漏风。高抽巷密闭情况如图7所示。
高位抽放巷内敷设2趟∅500 mm的抽放管,其中1趟超过密闭墙5 m,管路头留花管4 m;另一趟超出密闭墙15 m,管路头留花管4m,抽放管位于密闭墙2/3高处,密闭墙以里的抽放管采用水泥轨枕垛加以保护,管路沿巷顶引出,2#高抽巷管路布置如图8所示。
高抽巷内全长敷设2趟玻璃钢管防火管。敷设1趟∅76 mm钢管,铺至高抽巷平巷以里5 m,并构筑挡水设施(即打1道底坎,高0.5 m),管路接通后要进行通水试验,只有管路畅通才可打密闭墙。全长敷设的管路用于工作面回采期间的随采随灌,随着工作面回采垮落,玻璃钢管会在采空区垮落处断裂,浇灌架后遗煤。∅76 mm钢管是备用防火管,主要用于全长敷设的灌浆管路由于动压影响被压实而不能灌浆时,使用备用管路能够保证灌浆。
敷设1趟∅38 mm钢管做瓦斯浓度测定管,当巷道内瓦斯浓度超过3%时可考虑进行抽放。钢管位于密闭墙顶部,距顶0.7 m。放水孔在密闭墙下部距地板0.5 m处,安设∅38 mm钢管做放水管。
4.2 高抽巷防火设计效果分析
13190工作面采用高位瓦斯抽放巷以后,瓦斯抽放的同时将采空区内煤体缓慢氧化过程中出现的CO随抽放管路抽出,以往分布在上隅角的5×10-6CO也随之消除。
由于采用了灌浆防火管对采空区进行灌浆防火,使工作面高位抽放巷以下20 m范围内的综采支架后部煤体全部湿润,有效杜绝了采空区的自然发火。抽放管路内气体分析显示,CO浓度控制在100×10-6以下时,没有乙烯、乙炔等预报煤炭自燃状况的指标气体出现。
5 结语
结合瓦斯抽采机理及现场实测数据分析,耿村煤矿煤层厚度16 m,工作面采高在15 m以上时,高位瓦斯抽放巷设计高度在煤层顶板30 m以上时瓦斯抽放效果较好,抽放瓦斯浓度较高,进而确定煤层顶板裂隙发育在2.5倍采高以上。耿村煤矿在高位瓦斯抽放巷中应用防火设计,使后期抽放过程中采空区自然发火得到有效控制的经验,对同类型的高瓦斯、自然发火共存矿井有实际借鉴意义。
摘要：耿村煤矿属高瓦斯矿井,煤层具有自然发火的特点,且存在随着开采深度的增加、煤层瓦斯含量逐渐升高的问题。通过对高位抽放巷机理及现场使用数据分析,明确高抽巷的位置布局,并根据煤层易自燃的特点,对高抽巷采取了封闭式抽放、增加防火管路的优化设计,在实现治理瓦斯的同时防止了采空区自燃。
关键词：高瓦斯,易自燃煤层,高位瓦斯抽放巷
参考文献
[1]林海飞.采动裂隙椭抛带中瓦斯运移规律及其应用分析[D].西安:西安科技大学,2004.
特厚煤层开采论文 篇2
关键词：单一特厚倾斜煤层 采准巷道 煤层防灭火
1 概况
平庄煤业（集团）有限责任公司五家煤矿位于赤峰市东南60公里处，座落在老哈河畔，隶属于平庄煤业（集团）有限责任公司。矿区内有叶赤铁路通过，北至赤峰市60公里与京通铁路相接。紧邻赤朝公路和平双公路。
五家煤矿四井坐落在西露天矿南端，它的开采范围是西露天矿南区三角煤，待后期扩建后开采西露天深部区，目前仍在开拓延深。
所采煤种为老年褐煤，节理较为发育，煤的普氏系统f=2-3，为单一特厚倾斜煤层，煤层平均厚度20米（14米-28米），倾斜角为35°-45°，靠井筒侧煤层厚度为28米。倾斜角为35°，在井田边界部分煤层厚度为14米，煤层倾斜角为45°，由煤质、煤层厚度及倾角等诸因素，煤的发火期较短，一般为20天-2个月。
2 原采准巷道的布置
由于井田东部为西露天坑下掘场，目前在短期内还不能进行开采，可采区在井筒西部。而且可采区内煤层走向长度唯有200米左右，所以是单翼开采。倾斜煤层单翼开采首先要解决的是采场的接续问题，原来我们采取是分区段，布置走向沿层自滑工作面进行开采，以分区段的方式来解决工作面的接续问题，我们在开采的过程中，遇到如下几方面的问题：
2.1 安全条件不好，自滑工作面倾角大，在35°-45°之间，人员上下、材料运输、回收等方面，都存在安全隐患。
2.2 工作面上三角自燃发火问题，由于自滑工作面倾角大，工作面风流有一部分是从采空区中绕行，加上工作面上三角不易落严（落垮的货滑向工作面下部），所以在工作面的上三角就极易产生煤层自燃发火，在我们采
过的两个自滑面，在回采过程中都发生了上三角发火问题。
2.3 发生冒顶不易处理，丢煤严重回采率低。由于自滑工作面倾角大，一旦工作面发生冒顶，工作面就向一个溜煤眼、冒落的煤、矸将工作面的下部堵住，或在工作面中间插住，从下部处理不安全，从上部处理通风又不良，处理起来极为困难，如果冒顶严重造成工作面堵严、工作面不通风。这种情况下就得另送切眼，我们采的一个自滑工作面，补切眼就有三次之多。由于丢煤严重，势必造成回采率低。
2.4 生产能力低，不能进行机械化开采。平均月产5000吨，最多也只有6000吨左右。
3 新采准巷道的布置
我们初步定为把沿层布置的自滑工作面，改成斜切分层布置，这就有一个工作面接续问题，由于没有倒段地块，如进行斜切分层布置工作面，就得在上层回采的同时，掘下层工作面的巷道，形成在上层采动影响的条件下，下层直接送准备工作面局面（分幅6-8米）。这在采矿上是比较忌讳的，这样搞行不行，针对巷道是否能保住、维修量大小等问题，进行了全面分析和试验，首先对有利的方面逐项进行了分析。
①我井煤层硬度大，F=2-3，这是主要的一点。
②因煤层倾角大。采动影响的矿压将由煤体自身沿煤层形成一个斜支撑而会减小对下层巷道的压力。
③根据观测，本层工作面回采时，两道及上、下出口附近矿压显现很小，这一实践数据，初步认为此方案可行。
但这只是在分析的基础上，本层工作面巷道矿压显现情况，真正实行上边回采，下层送道还不能说有十分把握，为稳当起见，进行了开采实践，在设计011回风巷时，有意将回风巷与011溜子进行重叠布置（巷道顶底相距4米），在011工作面回采的同时，从其底下顺利地送出了011工作面的回风巷掘至距011工作面前20米至25米处，巷道开始出现局部片帮及抽顶现象，但巷道木支护棚子基本完好。在工作面推过后回风巷的矿压显现仍然很小，只需清理一下片帮掉下来的碎货，刹一下即可，一直到011采终都无任何问题，巷道维修量小，通过理论分析和实践验证，完全可以在上层回采时，送下层工作面巷道。我井彻底改变了自滑工作面布置，全部改为斜切分层工作面布置，这种布置目前已开采了两个工作面。附图：
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特厚倾斜煤层斜切分层采准同时布置示意图
将自滑工作面改成斜切分层工作面后取得了如下效果：
①解决了工作面的接续问题，在上层回采时，下层可直接送各工作面的巷道。
②安全得到了保障。工作面为近水平，人员的上、下、材料运输等问题得到了解决，工作面安溜子回采，成为正规的炮采工作面。
③工作面生产能力得到了大幅的提高，从原来月产5000吨，提高到平均月产8000吨，最高达1万吨，经济效益显著。
④提高了采区回采率，采区回采率由原来的50%提高到目前的81%，提高的主要因素：A：去掉了原分区段开采需留设的区段煤柱；B：增加顶煤的回收；C：回风巷沿底板掘进，溜子道靠顶板掘进。回风巷为内错，溜子道为外错，溜子道顶部的2米护顶煤，在下层回采时，可以回收。
⑤为上采掘机械化打下了良好的基础。工作面为近水平，适应各种采掘设备，目前我井正计划上滑移回采工艺。
4 煤层防灭火的处理
在防止煤层自然发火的问题上，过去是采取采后对采空区进行预防性灌浆，來防止煤层自然发火。这在有倒段工作面的情况下，是一种非常有效的防止煤层自然发火措施。但由于我井为单翼开采，外加煤层厚倾角大的因素，在进行了斜切分层开采后，防止煤层自然发火问题就更为突出，如按常规上层采过后，打闭对采空区进行灌浆，就会造成上层采空区在灌浆，下层进行回采的局面，这不但因渗水会影响下层的开采，而且灌浆水会全部涌入采空区，对正在回采的下分层是极不安全的，也是绝对不可取的，针对这种情况，对煤层自然发火进行了全面分析。
①在自滑工作面时，工作面倾角大，采空区冒落后的碎货大部都涌向工作面下部，造成上三角落顶不严，由于部分风流从采空区绕行，造成上三角发火，现在采取斜切分层开采上三角可全部落严，此问题得到了解决。
②煤层的自然发火，主要是由漏风造成的。对所有漏风渠道进行了逐个研究。在我矿的其它进口，其煤层为缓倾斜煤层，是分区段开采，在上、下就得设有保护煤柱，区段保护煤柱在矿压的作用下，煤柱就会产生微小裂隙。这个工作面虽已采空但相邻工作面正在回采，在风压的作用下，就势必产生漏风，造成采空区内碎煤的自燃，我们认为这是主要的漏风渠道，另一个漏风渠道是从采空区到地面的漏风，引起的煤层自燃。一般来讲在密闭处的漏风很小，从以上分析来看，漏风主要是以上三个渠道，即：上下两道保护煤柱和地面。鉴于其它井口，又对我井的漏风具体情况进行了分析。从我井看，采取斜切分层开采后，溜子道和回风道都紧靠煤层的顶底板，它没有煤体保护煤柱，两道两侧为顶底板岩石，也没有回采工作面、所以从上下两道的两侧来看，不存在漏风渠道，只有采空区与地面塌隐区之间的一条漏风渠道。三条主要漏风渠道，我井只有一条，通过综合分析，认为只要堵住地面漏风，就可减小煤层自然发火的可能，所以，决定采用灌堵门浆的方法来防止煤层自燃，又可防止大量灌浆水进入上层采空区。
所以采取在上、下两道各打两道密闭，两道密闭的位置，掏槽深度等，必须达到设计要求。
参考文献：
[1]何福胜.有关倾斜煤层的巷道支护技术与优化探究[J].科技传播，2012（20）.
[2]钱建军.倾斜煤层锚杆支护巷道双牙壳斜梯形棚套棚加固技术[J].中小企业管理与科技（下旬刊），2009（10）.
特厚煤层开采论文 篇3
关键词：冈瓦纳地层,特厚煤层,分层开采,导水裂缝带,仰孔测漏法
开采水体下面的煤炭,对煤炭工业的发展有着重要的意义。水体下采煤的保护对象主要是矿井本身,其主要目的就是防止溃水、溃砂或超限涌水,避免井巷遭受破坏,保证安全生产[1,2]。导水裂缝带高度是水体下采煤的一个重要参数。导水裂缝带是指岩体中裂缝相互连通,能使水流向采区的断裂带和垮落带的总称,综合反映上覆岩体破坏范围及破坏后的导水性能。煤矿进行水体下开采时,为了合理地确定开采上限,必须先预计顶板导水断裂带发育高度[3]。我国《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》给出了导水裂缝带高度与开采高度之间的经验公式,为水体下采煤提供了重要依据。
在厚散砂层下采煤,因松散层对覆岩施加了较大的载荷,使导水裂缝带的发育高度有别于其他开采条件。波兰、澳大利亚、英国、美国和南斯拉夫等国早在20 世纪就对含水层下煤层开采煤柱的合理留设进行了研究和规定。近年来,我国也对松散含水层覆岩破坏规律开展了相关研究,许延春[4]对水体下采煤安全煤岩柱留设提出了“有效隔水厚度”的概念; 涂敏、余学义等[5,6]对薄基岩厚松散层条件下开采覆岩的移动变形规律进行了研究; 许家林等[7]运用关键层理论,对松散承压含水层下覆岩破坏规律进行了研究。这些研究为我国水体下煤炭的安全高效开采提供了重要的科学依据。孟加拉国巴拉普库利亚煤矿( 以下简称孟巴矿) ,其覆岩具有松散层厚度大、基岩强度较低且分层性差等特点,属典型的冈瓦纳地层结构,研究该矿的导水裂缝带发育高度,对矿井的安全开采具有重要的现实意义。
1 矿区概况
孟巴矿所处井田为一独立的半断陷冈瓦纳含煤盆地,水文地质和采矿条件复杂,松散层厚度较大,具有极强的含水性,且矿区内无明显的隔水层,水害是矿井的主要灾害。开采煤层覆岩分层不明显且孔隙较大,由于冈瓦纳地层结构的成岩作用较差,因此开采煤层围岩强度不高且极易破坏。该矿采用分层走向长壁综合机械化采煤法,全部垮落法控制顶板,煤层平均倾角11°,煤层直接顶板为易碎的细砂岩,平均厚度108 m; 上覆冈瓦纳岩组由多层不同风化程度的细—粗粒砂岩组成,上段夹有泥质和Ⅰ ~ Ⅵ煤,坚固性差,抗压强度较低。矿区地层结构见表1。矿井散砂层平均厚度110 m,矿井水补给主要来自大气降水,含水率较大,建矿期间曾发生突水事故。矿井涌水主要来自上覆多孔风化岩层,导水裂缝带为主要涌水通道。
2 导水裂缝带高度模拟研究
2. 1 物理相似模拟实验
根据矿井实际情况,布置2 个分层,每层开挖2 个采高3 m的工作面,分别编号为1104、1106、1204、1206,每个工作面开挖后,对导水裂缝带高度进行观测[8,9]。
1104 工作面回采结束,模拟垮落带高度为8 cm( 实际16 m) ,最大导水裂缝带高度为29 cm( 实际58 m) ,见图1( a) ; 1106 工作面回采结束,模拟垮落带高度为9 cm( 实际18 m) ,导水裂缝带高度33 cm( 实际66 m) ,见图1( b) 。一分层回采后覆岩中亚关键层出现弯曲下沉现象,岩层的垮落角约60°,由于亚关键层的支撑作用,亚关键层上部的岩层未出现明显裂缝。1204 工作面回采结束,模拟覆岩垮落高度12 cm( 实际24 m) ,最大导水裂缝带高度为51 cm( 实际102 m) ,见图1( c) ; 1206 工作面回采结束,模拟覆岩垮落高度14 cm( 实际28 m) ,导水裂缝带最大高度为56 cm( 实际112 m) ,见图1( d) 。
2. 2 数值模拟实验
运用FLAC3D数值模拟软件进行数值建模、设定边界条件。数值计算一分层开采1104、1106、1108、1110 等4 个工作面,二分层开采1204、1206、1208、1210 等4 个工作面,计算后通过分析覆岩塑性破坏区可看出,该矿在开采3 个相邻工作面后,覆岩破坏达到稳定状态,一分层开采后导水裂缝带高度为72. 12 m,二分层开采最大导水裂缝带高度为117 m,见图2。
物理相似模拟结果显示,一分层回采结束后,裂采比为22. 00,二分层的裂采比为37. 33,是累计采高的18. 67 倍。而数值模拟结果显示,一分层的裂采比为24. 04,二分层的裂采比为39. 00,是累计采高的19. 50 倍。导水裂缝带高度如表2 所示。
3 导水裂缝带高度现场实测研究
孟巴矿的导水裂缝带高度现场探测,因受多种因素影响,最终选用“井下仰孔注水测漏法”和“钻孔冲洗液漏失量法”进行观测。
3. 1 一分层导水裂缝带高度现场观测情况
矿井一分层开采后的导水裂缝带的现场观测,采用“井下仰孔注水测漏法”进行,根据现场情况,在1112 工作面停采线外,轨道巷附近的联络巷内布设观测孔1#、2#、3#和对比参照孔4#。1#钻孔仰角55°、孔长100. 77 m,2#钻孔仰角59°、孔长92. 75 m,3#钻孔仰角60°、孔长92. 75 m,4#钻孔仰角60°、孔长83. 42 m,以每0. 5 m为单位进度,通过对单位进度漏失量的统计得到注水流量梯度图,如图3 所示。
因4#对比参照孔的漏失量均未超过0. 20 L/min,故漏失量在0. 20 L/min以内的岩体,视为未遭受破坏; 将钻孔漏失量在0. 20 ~ 0. 29 L/min的区域视为导水裂缝带段; 漏失量大于0. 3 L/min且水压基本消失的区域称为严重破坏段,见表3。经计算一分层开采后导水裂缝带距煤层顶板的平均高度约为61. 46 m。导水裂缝带高度可依据下式计算:
式中: H为导水裂缝带高度,m; l为钻孔长度,m;α 为钻孔仰角,( °) 。
3. 2 二分层导水裂缝带高度现场观测情况
根据矿井实际地质采矿条件,在距二分层1204工作面停采线248. 63 m,运输巷内47. 35 m处地表布置钻孔,即观测孔CSE17。钻孔超过隔水层20 m( 孔深162. 5 m) 后,停止清水钻进并用套管封闭,进入漏失量观测段,记录钻孔的单位时间、单位时间单位进度漏失量随深度的变化并分析绘图,见图4。
探测过程特征和现象如下:
1) 在162. 50 ~ 209. 49 m孔段,单位时间内冲洗液的漏失量为0. 037 ~ 0. 224 L/s,单位时间单位进度的漏失量在0. 010 ~ 0. 249 L/( s·m) 内变化,此时漏失量呈现较为稳定的变化,水位变化也不明显。其中在173. 13 ~ 174. 49 m孔段,冲洗液漏失量增幅明显,水位突然下降,随后冲洗液单位时间漏失量降至0. 311 L/s,单位时间单位进度漏失量恢复到0. 328 L / ( s·m) ,提取的岩芯显示该段岩层孔隙较大,说明引起漏失液变化的原因并非是受采动影响。
2) 在施工至209. 49 m处钻孔水位下降速度开始明显变大; 在孔深211. 04 ~ 215. 04 m孔段,漏失量急剧增加,在215. 04 m时漏失量约为18. 33 L/s,单位时间单位进度漏失量约为5. 30 L/( s·m) ; 钻至222. 35 m处出现吸风现象,提取的岩芯有垂直裂隙,说明已钻至导水裂缝带范围内。
综上分析,该矿一分层采高3 m,实测的导水裂缝带高度约61. 46 m,考虑探测时距回采结束已有10 个月,导水裂缝带按回落15% 的高度计算,故一分层导水裂缝带高度可修正为70. 68 m,裂采比为23. 56; 二分层采高3 m,导水裂缝带顶点距煤顶板110. 51 m,故裂采比为36. 84,累计裂采比为18. 42。
4 矿井导水裂缝带高度综合分析
孟巴矿一分层物理相似模拟的裂采比22. 00,数值模拟的裂采比24. 04,实测的裂采比为23. 56。数值模拟与实测结果基本吻合,因此一分层在采高3 m时裂采比可按25 倍采高计算,物理相似模拟结果略低的原因是实验采动范围不够所致。二分层物理相似模拟的裂采比37. 33,是累计采高的18. 67 倍,数值模拟的裂采比39. 00,是累计采高的19. 50 倍,实测的裂采比为36. 84,是累计采高的18. 42 倍,故二分层在采高3 m时裂采比可按20 倍累计采高计算。二分层实测的导水裂缝带高度略小于模拟实验的结果,主要原因是CSE17 钻孔的开钻时间较晚,导水裂缝带最顶端裂缝由于覆岩重力作用已经闭合所致。
孟巴矿Ⅵ煤顶板覆岩岩性为中硬类型,分层开采高度均为3 m。按我国现行的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》经验公式,如使用计算,一分层开采导水裂缝带高度应为41.3 m,二分层开采的导水裂缝带高度应为54.1 m;或采用计算,一分层开采导水裂缝带高度44.6 m,二分层开采导水裂缝带高度59.0 m。结合相关文献,总结我国目前已有的导水裂缝带观测成果,并对开采时导水裂缝带的发育高度进行了统计[10,11,12],结果见表4。发现国内导水裂缝带的发育高度,一般是开采高度的8~12倍,而孟巴矿在分层开采时的裂采比是已有的资料的2~3倍。冈瓦纳地层条件下开采,导水裂缝带发育高度要远远高于我国已掌握的情况,其原因是由于厚散砂层在水力运移的作用下,向采空区方向堆积,其重力对覆岩施加过大载荷,致使覆岩破坏范围加大。
5 结论
1) 通过采用多种技术手段的综合探测和分析,孟巴矿在分层采高不超过3 m时,一分层覆岩导水裂缝带发育高度可按25 倍采高计算; 二分层覆岩导水裂缝带发育高度可按20 倍累计采高计算。实测高度与实验室模拟相比,误差率小于6% ,符合规程规定,可较准确地确定覆岩导水裂缝带高度。
2) 井下仰孔双端封堵测漏技术,是一种经济、可靠、操作简便的导水裂缝带探测技术。钻孔冲洗液漏失量观测和物理相似模拟作为传统的技术手段,仍是有效的和必要的。
3) 采用分层开采的方法,累计开采高度为6 m,矿井的导水裂缝带高度约120 m,没有破坏相对隔水层,未形成松散层所含水体和采空区的导水通道,可确保矿井的安全生产。
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特厚煤层综放开采巷道布置研究 篇4
关键词：特厚煤层,煤柱宽度,FLAC2D数值模拟,电磁辐射,震动频谱
0 引言
我国是一个厚煤层储量丰富的国家, 据统计我国厚煤层产量占40%~50%, 远高于世界约15%的比重。因此, 实现厚煤层开采的安全高效高采出率对我国煤炭工业的发展具有重要影响。实践证明, 大采高综采和综放一次采全高厚煤层的有效工艺方式, 前者一般开采3.5~5.0 m煤层或6.0 m左右的条件简单煤层, 后者适合5.0~14 m煤层, 对于厚度超过14 m的煤层则采用分层综采或分层综放开采。
综放开采技术是实现厚煤层高产、高效开采的一种有效方法。随着我国煤炭资源的日益紧张, 急需开展对护巷煤柱合理宽度的研究, 特别是特厚煤层煤柱的合理优化, 对于提高煤炭采出率有着重要意义[1,2,3]。
1 工作面概况
孟加拉国拉普库利亚煤矿1210工作面位于井田南翼采区下山北侧, 为VI煤第三个工作面, 紧邻1208采空区顺序接替开采。VI煤层厚度8.7~10.8 m, 平均厚度9.3 m。煤层发育稳定, 煤层倾角2°~12°, 平均7°。
煤层老顶为中、细砂岩, 厚度8.8~19.7 m, 直接顶为粉砂岩或泥岩, 厚度0.87~6.38 m, 直接底为粉砂岩, 厚度1.56~3.14 m, 老底为中、细砂岩, 厚度9.4~21.5 m。工作面区域内煤层底板标高-476.6~-516.7 m, 地面标高+44.2~+45.3 m。
1210工作面布置平面图如图1所示。
2 采区巷道布置参数优化
2.1 数值模拟方案设计
为了研究1208采空区与1210回采工作面之间合理的煤柱留设宽度, 运用FLAC2D数值模拟软件对煤柱宽度为3 m、5 m、7 m、9 m、11 m、13 m、15 m、20 m、25 m、30 m、35 m的情况进行了模拟研究。根据1210回采工作面所在区域地质条件, 以该采区地层柱状图为依据, 对相邻工作面不同煤柱宽度进行了模拟分析, 所取煤岩力学参数如表1所示。
模型大小为300 mm×150 mm (长×高) , 模型上表面施加9.75 MPa的垂直载荷以模拟岩层的自重, 底部边界固定, 侧面均水平方向约束, 取侧应力系数1.2。本次模拟可以研究工作面邻近采空区一侧不同煤柱宽度对顺槽及工作面实体煤周围应力分布的影响规律。模拟模型简化示意图如图2所示。
2.2 不同宽度煤柱模拟分析
本次模拟可研究工作面邻近采空区一侧不同煤柱宽度对顺槽及工作面实体煤周围应力分布的影响规律。
运用FLAC2D数值模拟软件对不同煤柱宽度 (B) 下Y方向的应力云图模拟结果如图3所示。
监测到的不同宽度煤柱内部的Y方向应力变化数据如图4所示。
由图3、4可以看出:当煤柱宽度在3~5 m时, 留设的小煤柱基本被压酥, 煤柱内载荷较小, 应力向实体煤一侧转移, 上覆岩层应力主要由回采工作面内实体煤承担;当煤柱宽度在11~35 m时, 上覆岩层应力逐渐向煤柱上转移, 煤柱中所承担的支承压力增大。
从上面的数值模拟结果可以看出, 随着护巷煤柱宽度的增大, 煤柱中的最大垂直应力由小变大, 然后再变小, 因而随煤柱宽度的增加, 煤柱承载能力逐渐提高, 工作面巷帮实体煤内的应力呈现出逐渐向煤柱转移的趋势。当煤柱宽度达到一定值时, 煤柱内应力达到峰值, 这时煤柱承受着较大的上覆岩载荷, 并容易形成弹性核, 引发冲击矿压灾害;煤柱宽度进一步增大后 (如30 m) , 煤柱内的应力又呈现出下降的趋势, 此时煤柱自身已经能够承担起上覆岩层的应力, 煤柱起主要承载作用;煤柱中位移随着宽度的减少而逐渐增大, 当区段煤柱宽度小于10 m时, 煤体趋于被压酥, 位移变量急剧增加, 监测到的煤柱内位移数据如图5所示。
3 现场工业性试验
对该矿1210工作面回采期间进行现场工业性试验, 通过设计窄煤柱段与宽煤柱段来验证理论分析的合理性, 分别在1210轨道巷掘进期间留设不同的煤柱宽度, 窄煤柱宽为5 m, 宽煤柱宽为30 m, 现场工业性实验巷道布置如图6所示。
3.1 电磁辐射监测
由于煤岩体在载荷作用下变形破裂时, 将会产生电磁辐射现象, 电磁辐射强度与载荷有很好的一致性, 随着载荷的增加, 电磁辐射强度增加, 强度越大, 电磁辐射强度也就越大[4]。对于掘进面可由矿压人员携带电磁辐射仪器对掘进面煤柱进行监测, 以及时地掌握不同宽度巷道处电磁辐射的变化情况。在掘进巷道中每隔10 m布置1个测点, 每个测点测试2 min, 布置完毕后, 测试开始, 数据自动处理保存。当有某一测点电磁辐射较强时, 可在周围加密测点, 测点间距为5 m。掘进巷道电磁辐射监测布置如图7所示。
对监测到的数据进行分析, 可知在宽窄煤柱段电磁辐射平均值分别为26.9 m V和28.8 m V, 基本保持在一个水平。从电磁辐射反映的结果可判断留5 m小煤柱和留30 m的宽煤柱护巷时煤柱内载荷均偏小, 且相差不多, 和理论数值模拟结果比较符合。但是30 m的宽煤柱严重影响到特厚煤层的采出率, 因此建议采用小煤柱护巷提高采出率。电磁辐射监测结果如图8所示。
3.2 震动波监测
在整个现场工业性试验掘进巷道阶段, 无论是宽煤柱段还是窄煤柱段, 由于采掘活动必然会引起震动, 可以采用在宽煤柱和窄煤柱处各布置一个拾震器来验证宽窄煤柱段采掘活动过程中的稳定性情况。
通过对宽煤柱处和窄煤柱处一定时间内震动频谱进行监测分析, 可以看出在不同掘进段巷道内震动频谱曲线基本吻合, 说明采用30 m宽煤柱和5 m窄煤柱对1210工作面巷道掘进期间起到的稳定性作用基本一致, 也侧面验证了电磁辐射法的准确性。
4 结论
我国厚煤层储量十分丰富, 而综放开采方法是实现厚煤层高产、高效的有效方法。采用综放开采方法虽然可以大大提高工作面的产量与效率, 但是不同护巷煤柱宽度的留设对特厚煤层煤炭资源的采出率影响重大。
对特厚煤层通过FLAC2D模拟了不同宽度煤柱内Y方向垂直应力云图, 并对不同宽度煤柱内的垂直应力与垂直位移进行了分析, 得出5 m左右的小煤柱也能对特厚煤层巷道起到良好的保护作用。通过在1210工作面进行现场工业性试验, 并采用电磁辐射数据与震动频谱相互结合进行效果考察, 验证了留5 m左右的小煤柱确实起到了安全可靠的护巷作用, 为特厚煤层开采巷道布置提供了一种新的思路。
参考文献
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试论特厚煤层的巷道支护技术措施 篇5
随着国家对于煤矿企业的开采与生产安全要求标准的不断提高,煤矿生产开采技术在煤矿企业的煤矿资源开采与生产中的应用也越来越重要。特厚煤层煤炭资源开采中,不仅开采环境比较恶劣、开采困难大,而且开采过程中安全隐患比较大,因此,在进行特厚煤层的煤炭资源开采过程中,选择合理的煤炭资源开采应用技术,对于特厚煤层的煤炭资源开采安全以及煤矿企业的开采效益保障都有着积极的作用和意义。特厚煤层煤炭资源开采应用技术中,对于特厚煤层的煤炭资源开采安全影响相对比较突出,就有特厚煤层的巷道支护开采技术。进行特厚煤层巷道支护开采技术措施的分析研究,对于保证特厚煤层煤炭资源开采安全与煤矿企业利益有着积极的作用和意义。
1 特厚煤层的巷道支护开采方式分析
对于特厚煤层在进行煤炭资源开采中的巷道支护开采方式的分析,主要以贵州盘江精煤股份有限公司的大型矿井特厚煤层巷道支护开采为例,进行特厚煤层的巷道支护开采方式分析。
1.1 贵州盘江精煤股份有限公司煤炭资源开采概况
贵州盘江精煤股份有限公司中特大型煤炭资源开采矿井走向长达25 km,斜宽达12 km,该煤矿企业的特大型矿井不仅面积规模大,而且煤炭资源的年开采量也非常突出。由于该煤矿企业的特大型矿井规模突出,因此,该煤矿企业的矿井煤炭资源的开采过程中,井下作业深度尤其大。在进行该矿井的煤炭资源开采过程中,主要是使用综合机械化放顶煤采煤方法进行煤炭资源的生产开采,由于该矿井煤层顶板的地质岩层主要为高岭质泥岩以及炭质泥岩砾岩、粉砂岩等,而煤层底板多是高岭质泥岩和粉砂岩等,并且矿井煤层附近的地质岩层结构破碎,因此,在进行该矿井煤炭资源开采作业中,为了保证矿井开采作业的安全性,需要采取相应的巷道开采支护技术,以保障矿井煤层的开采安全[1]。
1.2 特厚煤层的巷道支护分析
煤炭企业在进行矿井煤炭资源开采过程中,经常应用到的煤炭矿井巷道支护开采方式主要有架棚巷道支护开采以及砌碹巷道支护、锚杆巷道支护等煤炭资源巷道支护开采方式。其中,使用架棚巷道支护开采方式与使用砌碹巷道支护开采方式进行煤炭资源的巷道支护开采应用中,这两种煤炭资源的巷道支护开采方式都是一种被动的巷道支护开采方式,并且在进行煤炭资源的支护开采应用中,由于开采效率以及开采成本、支护效果等方面的局限性,进行煤炭资源的开采支护应用也越来越少。而使用锚杆支护的方式进行煤炭资源的开采支护应用,由于安全、经济以及迅速的优势,在煤炭资源开采支护中越来越受到欢迎。
在进行煤炭资源的开采过程中,锚杆巷道支护方式很少在特厚煤层资源开采中进行使用。随着煤矿开采技术的不断发展提高,锚杆支护开采技术也不断的发展进步,将锚杆支护开采方式应用于特厚煤层的巷道支护开采中已经有实现。上述煤矿企业的特厚煤层煤炭资源巷道支护开采中应用的就是以锚杆支护为主的巷道支护开采方式,锚杆支护方式不论是在岩巷或者是半煤岩、煤巷开采中都可以进行应用[2]。
2 特厚煤层的巷道开采支护技术措施
在进行煤炭资源开采过程中,最具有煤炭资源开采应用优势的开采支护方式与技术措施主要是锚杆支护技术。锚杆支护技术在进行特厚煤层的巷道开采支护中应用比较广泛[3]。
2.1 特厚煤层巷道锚杆支护技术
在使用锚杆支护技术以及方式进行特厚煤层的巷道支护应用时,首先应注意根据对于煤炭资源开采煤层以及周围地区的地质岩层结构特征,在对于特厚煤层开采地区的巷道锚杆支护进行设计的基础上,进行特厚煤层巷道锚杆支护的实施。上述煤矿企业在进行深矿井特厚破碎煤层的巷道支护中,就首先对于需要进行锚杆支护的特厚破碎煤层的地质岩层结构情况进行了测量分析,并根据分析结果,在制定了具体的特厚破碎煤层巷道锚杆支护设计方案后,才进行深矿井特厚破碎煤层的锚杆支护实施。该煤矿企业在进行深矿井特厚破碎煤层的锚杆支护中,将锚杆以及锚索、金属网、喷浆、钢带等支护技术方式进行综合应用,使用特定型号的螺纹钢作为支护锚杆,对于支护锚杆的排数以及每排锚杆数量的设计实施都严格按照相关设计要求与标准进行[4]。应用锚杆支护技术进行矿井巷道的支护施工中,支护使用锚杆通常是左旋无纵筋螺纹钢,一般长度为3 m,支护施工中,按照70 cm的方阵进行间排距设置应用,而且在进行锚杆支护时,应注意每3排锚杆中应使用5根锚索进行支护应用。在使用喷浆支护方式进行特厚煤层巷道锚杆支护的辅助应用中,对于喷浆浆料的水灰配比以及配制过程都有严格的质量比例要求,通常情况下,喷浆支护施工中进行喷射的混凝土厚度应为10 cm,并且进行喷浆浆料的配制中,水泥与砂子、石子的配制比为一比二,水灰比尽量控制在0.4到0.5之间,以保证煤炭资源开采中,特厚破碎煤层的巷道支护效果,保障煤炭资源深矿井开采作业的安全性[5]。
2.2 特厚煤层巷道锚杆支护应用注意事项
在使用锚杆支护技术为主的特厚煤层巷道支护开采中,需要对于以下问题进行注意和避免,以减少对特厚煤层巷道支护效果的不利影响。首先,在使用锚杆支护技术进行特厚煤层巷道支护的应用中,应注意在使用螺母以及锚杆托盘对于锚杆进行固牢时,不要在锚杆托盘和螺母之间使用金属垫圈,最好使用减磨垫圈进行锚杆托盘与螺母的固牢,以保证特厚煤层巷道支护的效果。其次,在使用喷浆支护技术进行特厚煤层巷道支护中的锚杆支护辅助应用时,应注意对于喷浆支护施工需要在特厚煤层的巷道开挖之后,就立即进行混凝土浆料的喷射施工,并注意对于新暴露的围煤进行及时的封闭处理,控制喷浆支护的初喷厚度,喷浆支护施工中,初喷厚度一般控制在40 cm,进行复喷施工应注意在矿井巷道顶板以及巷帮稳定后再进行实施,复喷施工的距离应结合矿井巷道施工实际情况进行确定,一般在30 cm~50 cm之间,以保证喷浆支护效果。如图1所示,是矿井巷道开挖施工后巷道围岩位移变化情况。此外,在使用喷浆支护技术进行特厚煤层的巷道支护应用中,喷浆施工中最后使用潮喷工艺,不要使用干喷工艺进行喷浆施工,避免对于特厚煤层的巷道喷浆支护效果产生不利影响。最后,在进行锚杆支护的螺帽上紧固牢时,也应注意避免出现影响锚固支护效果的问题出现[6]。
3 结语
总之,进行特厚煤层巷道支护技术措施的分析研究,不仅对于提高深矿井以及特厚煤层巷道支护技术水平有着积极的作用,而且有利于对于煤矿企业进行煤炭资源开采的安全性进行保障,具有很大的价值和意义。
摘要：以贵州盘江精煤股份有限公司特厚煤层的煤炭资源巷道支护开采为例,结合特厚煤层煤炭资源巷道支护开采结构原理,对特厚煤层的巷道支护开采技术措施进行分析研究。
关键词：煤矿开采,特厚煤层,巷道支护技术,分析
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特厚煤层开采论文 篇6
国内外学者针对特厚煤层综放工作面瓦斯运移等相关方面进行了研究, 钱鸣高分析了采动裂隙场分布特征, 提出了采空区“O”型圈理论;梁运涛等对采空区孔隙率分布及其变化规律进行了研究;孟宪锐等研究了高瓦斯综放开采工作面瓦斯涌出运移规律;张瑞林等对影响工作面瓦斯涌出的因素进行了详细的分析;李树刚等分析了采动影响下煤岩卸压瓦斯的流动特性, 得出综放面支承压力与卸压瓦斯运移的关系;然而对特厚煤层综放开采工作面采用顶板高抽巷一进两回的通风方式下的采空区瓦斯运移研究较少。
本文以大同某矿某工作面为研究对象, 分析采动裂隙场裂隙形态, 结合“O”型圈理论建立了顶板高抽巷抽采作用下得采空区瓦斯运移模型, 运用FLUENT流体计算软件, 分析了采空区瓦斯分布, 为进一步的瓦斯治理提供理论支撑。
工作面概况
设计生产能力1500万t/a, 平均煤厚12m, 属特厚煤层, 工作面采用综放低位放顶煤一次采全高的方法, 采煤厚度3.5m, 放煤厚度8.5m, 通风采用一进两回的通风方式, 进风风量为3600m3/min, 回风风量为2400m3/min, 高抽巷风量为1200m3/min。当前矿井工作面正常回采期间绝对瓦斯涌出量保持在30~60m3/min之间。煤层顶底板岩层柱状图如图1所示。
采动覆岩裂隙场形态
钱鸣高“O”形圈理论认为随着回采工作面的推进, 认为上覆岩层裂隙的发育呈现两阶段:1.离层裂隙在采空区中部最为发展;2.采空区中部趋于压实, 而四周呈现离层裂隙发育的“O”形圈。
华明国认为采空区裂隙场在空间上沿工作面走向、倾向上存在三个区域:如图3所示从采空区深部方向来看, 开切眼和工作面位置裂隙发育程度最高, 采空区中部趋于压实裂隙密度较小;如图4所示, 沿工作面方向, 进风巷和回风巷位置裂隙发育程度最高, 中部趋于压实。
采空区瓦斯运移状态方程
质量守恒方程
有质量守恒定律, 推导出流体流动质量守恒方程的微分形式:
引入矢量散度符号div (a) =∂ax/∂x+∂ay/∂y+∂az/∂z, 上式可以简化为为:
式中:ρ─流场密度;t─时间;U─为速度矢量, u, v, w为流速在x, y, z方向上的分量。
动量守恒方程
对动量守恒方程进行简化, 经常用到的简化模型有二项式模型和指数模型:
式中:Jx─为x方向的压力梯度;Kx─x方向的渗透系数, ax为多孔介质的x方向粘性阻力系数;xb─x方向惯性阻力系数。
扩散运动方程
根据菲克定律与质量守恒定律, 扩散运动的微分方程为:
式中:x─煤粒瓦斯含量, m3/t或m3/m3;r─煤粒内任一点半径, m;t─时间, s。
综放面采空区及采场上覆岩层建模及网格划分
采空区裂隙场形态确定
采动裂隙矩形梯台的高度
一般情况, 垮落带的高度为采高的3~5倍。裂隙带和垮落带的高度可有前人总结的经验公式计算得到, 在垮落带和断裂带的高度分别为:
采动裂隙圈的带宽
工作面的初次来压和周期来压步距决定着裂隙圈的宽度, 开切眼位置得裂隙圈带宽相当于初次来压步距, 为28m;工作面位置的裂隙圈带宽约为2倍的周期来压步距, 为35m。
采动裂隙矩形梯台断裂角
由相似模拟试验, 量得开切眼断裂角63°、工作面断裂角为65°, 沿倾向方向的断裂角以工作面的断裂角为准为65°。
(4) 采场几何模型尺寸:
1.煤层倾角2~5°为近水平煤层。设模型为矩形梯台体, 进风巷、回风巷、高抽巷和工作面按照长方体建模, 进风巷尺寸:长30m, 宽5.3m, 高3.5m;工作面尺寸:长230m, 宽5.3m, 高3.5m;回风巷尺寸:长30m, 宽5.3m, 高3.5m;采空区长400m, 宽241m, 高78m。
2.高抽巷距离煤层底板20m, 距回风巷水平距离20m;高抽巷尺寸:宽3.8m, 高3m。
3.根据碎胀系数不同将采空区及上覆岩层划分为不同区域。
采空区渗透率的确定
采动裂隙场具有多孔介质的特性, 对不同区域取不同的碎胀系数, 岩石的碎胀系数由岩石的性质及处于裂隙场区域位置决定。采空区渗透性和孔隙率与岩石垮落碎胀系数的研究, 得出Blake-Kozeny公式:
式中:e为渗透系数;n为孔隙率;KP为岩石垮落碎胀系数;mD为多孔介质平均粒子直径, 冒落带取0.014~0.016m, 裂隙带取0.016~0.040m;1/e粘滞阻力为渗透系数的倒数C2惯性阻力计算方法:
模型边界条件的设定
进风巷位置设为进口边界, 进风巷风流速度为2.8m/s, 瓦斯浓度为0。回风巷及高抽巷口设置为出口边界, 设置为压力出口。其余固体边界边界设置为壁面。采空区底部面设置为瓦斯涌出源, 按照模型和参数进行数值模拟, 直至计算残差收敛为止, 可得采空区流场、瓦斯分布等规律特性。
计算结果分析
本次计算在本次模拟采用非耦合隐式算法, 在Fluent中设置好相关条件后, 通过软件自动初始化未知量和设定数据迭代的次数和精度, 就可对8214综采工作面采空区三维模型进行模拟。得到采空区的瓦斯浓度分布图。如图9、图10、11分别表示采空区距底板高度2m、22m、45m平面的瓦斯浓度分布图。
由采场瓦斯在z方向截面分布图可以看出, 回风侧瓦斯浓度高于进风侧, 向采空区深部瓦斯浓度逐渐升高, 由z=2、z=22截面瓦斯浓度分布图可以看出, 由进风侧到回风侧瓦斯浓度成梯度逐渐升高, 由于抽采负压对气流的导向作用有效降低了了回风巷、上隅角的瓦斯浓度, 对于防治回风巷、上隅角瓦斯超限起到了良好的效果。
图12表示工作面水平进风侧、采场中部到回风侧向采空区深部延伸瓦斯浓度变化曲线图, 从图中可以看出, 在进风侧瓦斯浓度增加缓慢, 回风侧瓦斯浓度在0~50m范围增加迅速, 在50m左右浓度达到30%, 然后缓慢变化。总体在300m深度瓦斯浓度达到最大40%, 再向采空区深部延伸趋于减小, 模拟分析可以认为采空区漏风影响范围可达到300m。
图14示为采空区x方向瓦斯浓度分布截面图和工作面水平x=35、100、200m由进风侧向回风侧瓦斯浓度变化曲线图, 从图中可以看出, 向采空区延伸, 瓦斯浓度成梯度逐渐升高, 在竖直方向上, 由于瓦斯的升浮作用在采空区上部瓦斯浓度较高, 在x=35m截面为煤壁支撑区范围, 由进风侧向回风侧延伸至200m范围, 瓦斯浓度变化不大, 在200~240m范围, 瓦斯浓度急剧升高, 证明由于风流作用, 瓦斯在回风侧积聚, 浓度最高达33%, 在采空区中部x=100m处于离层区范围, 瓦斯浓度由进风侧向回风侧变化较为缓和, 在150~240m范围, 瓦斯浓度变化较大, 浓度最高达35%, 在采空区深部x=200m处于重新压实区的范围, 瓦斯浓度普遍较高, 且有进风侧到回风侧浓度变化缓和, 瓦斯浓度在35%~40%波动。
结语
1) 本文结合“O”圈理论确定了采空区裂隙场形态, 对采空区进行了细致的块状划分建立了U型+走向高抽巷通风方式的采空区几何模型, 并通过计算分析了模型对应区域的渗透率和孔隙率等相关参数;
对U型+走向高抽巷通风系统条件下的采动裂隙场进行了模拟计算, 高抽巷对采空区瓦斯起到主导控制作用, 采空区大量的泄压瓦斯汇集到回风巷侧裂隙圈后进入高抽巷, 有效降低了回风巷及上隅角瓦斯浓度;
特厚煤层开采论文 篇7
1一次把煤放完
把1个支架的放煤口打开, 使它上部的顶煤从放煤口流出, 一直到看见顶板矸石下落时关闭放煤口。顶板破碎下落的矸石充填了原来煤所占的空间 (图1) 。从图1看到, 在一次性把顶煤放完后, 在支架上部, 两侧不能放出的煤是一个斜坡的形状。图1的坡度不完全是自然状态下形成的, 因为它还受到顶部下落矸石充填和来自顶板压力的影响。这种影响会导致这个角度变大 (坡度变陡) , 在理论分析时, 也是这样考虑的 (图1中角度接近60°) 。
从图1可以从理论上知道, 无论单、双架放煤, 一直把煤放完不利于邻近支架的放煤。这是因为邻近支架放煤时, 先期放空区的矸石会在顶部的煤没有来得及放出就很快进入后部刮板输送机。在实际工作中, 顶板破碎时会形成很大块的矸石, 下落的大块矸石会堵塞放煤口, 并且难以再次破碎, 因为矸石的硬度比煤要大, 给放煤带来困难, 所以控制顶部矸石的下落, 就显得很重要。即使是隔1架放煤, 这种情况也会很快出现 (图2) 。
从隔1架放煤的情形可知, 顶煤没有放到预期程度, 矸石就已进入了放煤口, 这时如果继续放煤, 大量矸石会流入后部刮板输送机, 混入煤中 (图2) 。这是较理想的状态, 实际上破碎的矸石比相对完整的煤更易到达放煤口。因此, 一次性把煤放完, 属不合理的放煤方法。在实际操作中, 这种情况经常出现, 放煤工为了少跑路, 少操作支架而把1架煤一次放完, 然后再放另一架, 这是错误的做法。
图中均是理想状态下的情形, 实际上煤和岩石向下运动的过程是难以观测到的, 但放煤结束后最大的可能是形成一个漏斗状的放空区, 并被矸石充填 (如果顶板容易冒落的话) 。根据以往经验, 不可能完全放净煤, 但是采用不同的放煤方法确实获得了不同的采出率和含矸率。暂缓放顶部煤也有利于顶部煤的下沉、破碎、堆积, 使稍后的放煤工作更加顺利。在顶层煤相对坚硬的情况下, 暂缓放顶层煤对顶层煤接受顶板压力而破碎十分有利。
2多架同时放煤只放一半的情况
当靠近支架的煤被放出后, 上部的煤随之下沉, 矸石也冒落充填了顶部的空间 (图3) 。
事实上, 刮板输送机的运输能力是有限的, 3个支架同时大量放煤的总煤量会超过刮板输送机的运输能力 (这和顶煤的破碎程度也有很大关系) 。
从图4可以看到隔1架和隔2架放煤的理论效果。由于隔了2架, 在后来的放煤过程中顶部的矸石在煤的后面落下来。煤层的下落相对均匀, 为二次放煤创造了有利条件。而隔1架放煤的效果明显不如隔2架的放煤效果。
从图5a可以看到隔3架放煤的理论效果。根据刮板输送机的运输能力, 一般2架同时放煤就能达到刮板输送机的运输能力。但是考虑到煤下落的不连续性, 建议3架同时放煤, 但要注意, 煤量不要过大, 尽量均匀放煤。3个人配合好, 注意控制放煤口的大小, 保持刮板输送机上煤流量的稳定。
采放比接近1∶3的情况下, 理论上仍然可以取得比较满意的效果 (图5b) 。
以上是从工作面的推进方向来分析放煤的情况;从工作面切巷的走向来分析, 支架一次性过多地放煤也会使采空区的矸石到达放煤口附近, 给邻近支架的放煤带来不利。因此, 放煤适宜采用隔3架、放3架的形式。第1轮放煤时, 先放3架, 只放一半 (用时间来控制) , 3人配合, 均匀放煤 (图6a) 。第2轮, 再放第1轮未放的3架, 直至见顶矸 (图6b) 。第3轮, 把最先放的3架剩余的少量煤放完。
3结语
特厚煤层开采论文 篇8
斜沟矿13#特厚煤层比较稳定, 结构相对简单, 全区可采, 是井田内主采煤层;厚度为5.95~16.68m, 平均厚13.88 m, 平均倾角10°, 原设计工作面长度为295 m, 煤层容重14.1 k N/m3。一般含夹矸为0~3层, 夹矸厚度为0~0.90 m, 一般厚0.08~0.43 m。据测定煤层的平均抗压强度为21.56MPa, 煤层坚固性系数为2.2, 夹矸岩石强度相对较低, 和煤层的强度基本相近。据测试, 该区段煤的直接顶板主要成分是砂质泥岩, 含有少量的砂岩。原设计中在13#煤层采用传统综合机械化技术回采, 采区采出率可达83.1%, 工作面采出率可达87.6%;工作面的进风平巷和回风平巷均位于煤层的底板, 区段进风巷和邻近回采面的区段回风巷之间留设煤柱宽度约30 m (图1) 。
经过计算分析, 得出在煤柱与巷道上方的顶煤及端头不放顶煤部分剖面面积为629.1 m2, 占整个工作面的15.6%, 并且放顶煤不可避免地有丢煤以及初、末采等损失, 因此要求达到工作面87.6%的采出率和采区83.1%的采出率[1]是不易实现的。而且13#煤层节理裂隙发育, 维护不易, 因此易造成巷道周围高冒区的形成, 此部分在实际中自然发火[2]比例较大;虽然煤层倾角不大, 不需要额外的防倒防滑措施, 但是由于工作面较长, 设备高度较大, 尤其是在靠近工作面区段进风巷一侧的端头支架, 造成整体上稳定性并不是很理想。因此, 需要改变巷道布置, 解决上述问题。
2 错层位巷道布置简介
错层位巷道布置采全厚采煤法是中国矿业大学 (北京) 发明的专利技术[3], 该采煤方法已在西山、新汶矿区得到很好的推广和应用。该采煤方法的巷道布置方式:在上区段回采工作面巷道布置时, 进风巷沿煤层底板布置, 回风巷沿煤层顶板布置;该区段工作面的进风巷沿煤层底板布置在上区段回风巷的网下, 回风巷仍沿煤层顶板掘进, 形成错层位巷道布置 (图2) 。其特点:打破了传统采煤方法中区段进、回风巷平面布置的体系, 采用空间立体布置体系, 区段进、回风巷分别布置在煤层的不同层位;工作面之间留设三角形实体煤进行隔离, 可实现完全无煤柱开采[4]。
3 方案提出与数值模拟的建立
结合前述分析, 在13#煤层的赋存条件下, 沿煤层底板巷道布置综合机械化放顶煤回采工作面在采出率、防灭火、巷道的维护以及设备的稳定性方面均不是很理想, 因此借鉴错层位巷道布置采全高采煤法的巷道布置方式, 提出了2种优化方案。
3.1 方案1
如图3所示, 掘进巷道时, 使区段进风巷处于煤层的顶部, 回风巷处于煤层的底部, 属于在煤层中不同层位掘进。区段进风巷与工作面沿煤层底板布置之间的关系是通过溜槽的抬升实现的, 具体步骤如下:从区段进风巷一侧端头开始, 溜槽逐渐下降3°、6°、9°、10°、12°以及15°, 保持几节15°的溜槽实现继续向底板延伸, 然后将溜槽逐渐抬升3°, 直到形成水平为止[5]。此处溜槽形成水平是为了下区段布置回风巷做准备, 其高度应该满足回风巷的高度, 两工作面形成相切, 可以保证两工作面之间的三角煤损最小, 从而最大限度地提高采出率。经过计算, 煤损的剖面面积为20.55 m2, 其占整个工作面的0.5%, 与原工作面损失相比, 采出率相对来说提升很高。因此, 从采出率单方面分析, 该布置方案具有极强的优点。
(1) 区段进风巷沿煤层顶板布置, 巷道的上方及侧帮的上部均为煤层顶板岩层, 其硬度相对于煤层来说稳定性较好, 对于巷道的掘进与维护是有利的;区段回风巷的布置, 在图3中能够发现, 首采工作面与传统巷道布置相同, 但是其优越性体现在接续工作面;下一回采面区段回风巷道沿上一工作面采空区下方布置, 当上一工作面回采稳定后, 掘进区段回风巷道, 从开始至最终巷道均处于上一工作面采空区下, 避免了原工作面中靠近煤壁一侧以及顶板的维护问题。需要注意的是, 必须在上一工作面回采稳定后进行区段巷道的掘进与维护, 并且由于区段回风巷是紧贴上一工作面进行沿空掘巷。因此, 在上一工作面回采时, 应注意采取必要的注浆等措施, 以形成再生顶板, 对于回采更为有利。
(2) 由于工作面的区段进风巷顶板及侧帮上部均为实体岩, 避免了高冒区形成的可能性, 因此, 杜绝了进风巷道的自然发火问题;使回风巷处于采空区的下部, 巷道顶部上方为上一工作面垮落的岩石, 同样不存在巷道上方的高冒区;并且回风巷右侧为两工作面之间的三角煤损, 在煤层厚度较大的情况下, 从力学的角度讲其稳定性要优于煤柱。故在自然发火防治问题上, 此种巷道布置较传统巷道布置有利。
(3) 由图3可知, 起坡段右侧工作面虽然较长, 设备高度大, 累计向下侧的挤压力较大, 但是下一工作面区段回风巷上方为水平布置, 并且区段巷道左上方部分向右侧倾斜, 因此整个工作面的稳定性明显优于原工作面。
(4) 但是该方案存在一些不足, 从图3中可以看出, 由于下一区段回风巷是沿空掘巷, 紧贴上一工作面, 因此, 回采下一区段时存在着向采空区漏风的可能性, 并且如果上一工作面没有形成良好再生顶板的情况, 不仅漏风严重, 也对巷道的维护形成一定的障碍。
3.2 方案2
如图4所示, 方案2回采巷道布置原则上与方案1相同, 区别在于下一区段回风巷上部与上一工作面保留2~3 m的煤厚, 其工作面起坡机理与图3相同, 只要溜槽起坡高度达到要求即可布置下一区段回风巷道 (图5) 。
经过分析, 方案2在图中煤损剖面面积为80.67 m2, 占工作面面积的2%, 因此, 在采出率上仍具有较大的优势, 并且与方案1相比, 具有下列特点。 (1) 由于接续工作面区段回风巷与邻近回采面纵向保留2~3 m的煤皮, 并且在上一回采面回采稳定后, 发展成的再生顶板与煤皮可以较好地隔离采空区, 很大程度上增加采空区的封闭性, 因此从安全的角度考虑, 安全系数更高。 (2) 由于煤皮的存在, 即使再生顶板不好, 对于巷道的掘进与维护整体而言是有利的。
3.3 方案选择
综合考虑采出率、巷道的维护与掘进、自然发火概率以及设备稳定性等因素, 经过理论分析, 得出方案1和方案2均优于原工作面设计。故选用何种方案, 需要结合生产实际情况考虑。
3.4 相似模拟建立
利用岩体破碎分析软件RFPA2D2003[6,7], 以斜沟煤矿13#煤层工作面实际参数为原型建模, 采用平面应变回采模型对方案1进行数值模拟。煤层倾角10°, 煤层厚度13.88 m。加载量由公式σy=γH计算求得, 为8.25 MPa。岩层的性质参数见表1。
数值模拟工作面开采过程的集中应力示踪图与对应的声发射图如图6所示。
如图6所示, 模型模拟工作面接续后, 右侧为上一区段采空区, 由于倾角的存在, 将回风平巷沿底板布置在标高较高的上一区段采空区下侧, 而进风平巷布置在标高较低的煤层顶板下, 即工作面左侧。模型开始计算后形成了应力增高区, 该区的位置靠近工作面中部, 形成的应力范围也有所增大。
在工作面的中部, 即变形坡也形成了应力集中, 只是集中程度不大, 分析原因是由于倾角的存在, 岩层自重在煤层倾向方向有一个分量, 由于坡度的变化形成应力集中, 因此在现场施工时, 应注意这部分应力集中所产生的不利影响。
相似模拟工作面开采过程中, 工作面所受应力及位移情况如图7所示。
应力及位移所示的现象也证明了前述两方案比较的结论, 即在这种地质条件下采用错层位巷道布置, 同样可以大大减少区段煤柱所造成的损失。由于回风平巷布置在上一区段采空区下方[8], 右侧为三角形实体煤, 巷道本身处于应力降低区内, 又有实体三角煤的保护作用, 使巷道容易维护, 而区段之间的集中应力已经移向工作面的中部, 不仅不会威胁到回采巷道, 而且还将对顶煤的压碎产生较大的帮助, 提高工作面顶煤放出率。进风平巷位于煤层顶板下, 巷道左右两帮应力虽然有所增高, 但通过目前技术水平维护完全没有问题, 重要的一点仍然是巷道顶板为煤层顶板, 维护容易, 大大减少了巷道冒顶情况的发生, 对于防止巷道高冒区发火很有帮助。
4 结论
(1) 通过软件RFPA2D2003数值模拟分析, 佐证了采用错层位巷道布置系统不仅大大减少了区段煤柱的煤炭损失, 提高了煤炭采出率, 而且使回采巷道处于比较容易维护的位置, 有效利用了区段之间的集中应力, 变危害因素为有利因素, 增强了顶煤的压碎效果, 提高了顶煤的放出率。同时也应注意由于煤层倾角的变化, 可能在工作面变坡段形成一个范围不大的应力增高区, 分析部分应力增高区产生的原因, 应该是由于各岩层自重应力沿倾斜方向的分量造成的。综合实验现象, 基本再现了工作面应力分布状态, 对生产实际起到指导作用。
(2) 模拟实验中, 由于两侧的支承压力都集中在工作面的中部, 顶煤较破碎, 从位移测点的移动数据可以看出, 顶煤移动符合放顶煤要求, 即在到达放煤口附近时已经破碎成散体状, 利于顶煤放出。顶板的垮落比较及时, 可以及时充填放煤后形成的空间并防止破碎成散体状的顶煤滑向采空区;来压强度不大, 矿压显现比较缓和, 巷道维护容易。
(3) 综合考虑采出率、巷道的维护与掘进、自然发火概率以及设备稳定性等因素, 经过理论分析与数值模拟, 得出方案1和方案2均优于原工作面设计;选用何种方案, 需要结合生产实际情况考虑。
综上可以得出, 实验中错层位巷道布置系统适用于煤层倾角为10°、煤层平均厚13.88 m的条件, 该研究为今后在现场采用这种巷道布置方式提供了科学的依据。
参考文献
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