厚煤层回采巷论文

厚煤层回采巷论文（精选7篇）

厚煤层回采巷论文 第1篇

众所周知, 我国煤炭资源丰富, 根据研究数据表明, 厚度在3.5 m以上的煤层的储存量占整个煤层储存量的40% (厚度在3.5 m以上的煤层为厚煤层) , 而从厚煤层开采出煤产量是总产量的将近45%, 因此, 如何有效地开采厚煤层就显得至关重要。现阶段一般常用的采煤方法是分层开采、一次采全高开采、放顶煤开采, 这三种方法是随着机械化程度水平不断加深发展起来的, 适用于不同时期的发展现状, 接下来就逐一分析每种方法的利弊以及有效措施。

1 分层开采

由于条件与技术的限制, 分层开采是我国上个世纪80年代主要应用的厚煤层开采方法, 可以说分层开采采煤法在我国应用的时间是最长的, 发展到现在已经相当成熟。厚煤层开采时, 为了解决长壁开采的困难, 一般把厚煤层分成若干层进行开采, 这就是分层开采的采煤方法。在实际操作当中, 分层开采又可分为倾斜分层、水平分层、斜切分层等方法, 不同的分层方法, 使用的回采工艺也不尽相同, 通过技术的不断纯熟, 主要采用倾斜分层下行垮落采煤法、倾斜分层上行充填采煤法、水平或斜切分层下行垮落采煤法。

1.1 分层开采的优势

分层开采的采煤方法发展到至今, 自然有着其他方法无可比拟的显著优势。通过不断演练, 采煤配套的设施比较完善, 且相对而言操作和管理简单。用于采煤的设备体积较小, 在来回的移动当中有很大的灵活性, 如果需要更换工作地点, 搬家就很是方便。并且由于它工作的稳定性, 回采工艺的采出率比较高, 关键一点就是它开采的过程中散发的煤尘浓度较低, 这也是它能沿用至今的关键因素。

1.2 分层开采的弊端

分层开采的优点很多, 同时缺点也是显而易见的。开采前期首先就要把煤层分为不同的采煤通道, 还要考虑不同的通道的运输与通风的设置, 采煤前期的工作量加大, 后期的开采费用也较高, 比如整个工作面需要铺设木板或金属网等假顶, 这些就需要耗费很多的资金。因为分层需要用木板之类的隔开, 导致不能够充分开采, 开采率降低。再者是运用这种方法, 存在着瓦斯爆炸和自燃的隐患, 对人们的生命造成重大的威胁。

1.3 适用条件及解决方法

适用于整个煤层不是很坚硬, 并且有一定厚度的倾斜厚煤层。针对分层开采的弊端可以进行技术创新, 研究新型的机械设备, 已解决费用高、开采率低的难题, 另外可以将瓦斯设置单独的通道进行排出是提高安全的有效措施, 加强通风工作以及监控检测设备。

2 一次采全高开采

顾名思义, 一次采全高开采就是利用采煤设备一次性的开采全高的长壁采煤方法, 开采的高度一般是3.5~7 m。不同于分层开采前期的复杂布置工作, 一次采全高相对而言要简单的多, 且它的使用高度较大, 被广泛用于我国。

2.1 一次采全高开采的优势

一次采全高开采的特点是能够最大限度地对煤层进行开采, 对比分层开采中间设置的用来分层的阻碍物, 一次采全高有着明显较高的回采率。并且它的产量较大, 能够满足矿区对产量的追求, 效率相当高。集中生产, 做工布置简单, 是高产高效的采煤方法。据考察, 我国的神府矿区、大同矿区等都应用此开采方法, 年产量非常高。

2.2 一次采全高开采的弊端

开采高度大是一次采全高的优势, 但是这也增加了支架的难度, 而且这种采煤方法对机器设备要求较高, 需要采煤机功率较大, 对于煤井的大小、通道的宽度的尺寸要求也都有着严格的限制。一次采全高的基本顶承受压力较大, 局部地方和煤壁片帮现象较为严重, 如果高度增加, 那么煤壁片帮的深度也随之增加。

2.3 适用条件及解决方法

由于此方法工作面设备比较稳定, 因此倾斜角度较小的煤层比较实用。为了克服一次采全高的弊端, 可以控制初采的高度, 在开始时保持与开切高度一致, 随着工作面高度的推进, 可以适当的加大。加强煤壁片帮的防治, 优化作业方式, 尽量采用俯视采煤法进行开采。

3 放顶煤开采

放顶煤开采是一种新型的采煤方法, 它是机械化程度不断加深的必然结果, 不同于分层开采需要进行多次才可以将煤采出的繁琐, 这种方法一次性就可采出。但是由于部分原因的限制, 放顶煤开采技术初期发展并不顺利, 随着技术的不断创新, 这项采煤方法也不断成熟, 相信未来将被大范围的应用于煤炭工业。

3.1 放顶煤开采优势

放顶煤开采对地质条件要求低, 它能够适应煤层厚度的变化, 相较于其他两种方法有很强的适应性。传统的采煤方法只能是一个工作面一个点出煤, 而放顶煤开采实现了一个面多个点出煤的模式, 加大了开采率, 实现了高产。出煤点多, 效率就高, 经济效益自然而然就提高。另外, 不必像分层开采那样需要前期布置分层的木板、金属网等, 也不必像一次采全高那样对设备的尺寸有严格的限制, 因此大大减少了成本。前面也提到, 放顶煤开采工作面的稳定性较强, 搬家次数减少, 大大节省了搬家所花费的时间与费用。

3.2 放顶煤开采弊端

虽然放顶煤开采的优势得到了各方面的验证与认可, 但是仍有很多的问题不容忽视, 例如放顶煤开采实现了高产高效, 同时丢煤损失造成的煤资源浪费和开采过程中的产生的煤尘浓度却比其他两种方法较高。此外, 瓦斯爆炸事故与煤自燃情况也很频繁, 如若不及时防治, 设备与人员来不及撤离, 将会造成不可估量的损失和伤亡。

3.3 适用条件及解决方法

放顶煤开采时厚煤层的倾斜角度不宜过大, 煤的硬度一般也小于3, 断层较多、地质复杂的情况采用放顶煤开采都可以轻易克服。针对煤资源浪费的弊端, 可以提高煤炭回收率的技术措施, 或者研发新的技术手段与设备, 从根本上解决丟煤的现象。瓦斯爆炸、煤自燃、煤尘污染基本上属于所有采煤法的共性, 需要改善通风设置, 加强通道的排放等措施。

4 结语

综上所述, 通过三种采煤法的优劣势分析, 在厚煤层中放顶煤开采法相对于其他两种采煤法有着明显的优越性, 但是由于现在放顶煤开采有一定的限制, 设备技术不够完善, 因此, 还是要根据厚煤层的具体情况而定。分层开采无论是前期的投入还是之后的产量, 以及各个方面的影响, 效果都不是很理想, 在以后的发展当中应该应用的较少。接下来的两种新型的开采法, 还是要视情况而定, 当煤层厚度在4 m左右时, 一次采全高最为合适, 伴随着高度的增加, 放顶煤开采效果就较为理想。从未来的发展角度而言, 放顶煤开采技术的革新势必会成为高产高效同时又不会污染环境实现人与自然和谐发展的重大突破口, 实现资源的可持续发展, 达到减少风险、减低成本、减少污染的目的, 使经济效益与社会效益完美统一。

参考文献

厚煤层回采巷论文 第2篇

郭家河井田位于陕西省麟游县北部, 目前正在回采1303工作面, 根据首采面揭露情况老顶为砂岩厚度4.92m灰白色, 直接顶为泥岩厚度3.44m, 地质构造简单, 煤层成单斜构造。煤层倾角3°～12°, 煤层赋存不稳定, 煤厚平均7.5m～17m。

根据1301工作面的回采情况, 在工作面推进期间回采巷道围岩应力较大, 巷道折帮严重, 巷道底鼓量超过0.8m, 强烈的巷道底鼓不仅需要大量的维修工作, 增加了维护费用, 而且还影响了矿井安全生产。为从根本上解决不稳定厚煤层动压巷道的支护问题, 提出了本课题。

通常使用的锚杆支护属于“主动”支护, 在锚杆安装后及时对围岩提供支护阻力, 而且随着围岩的变形, 支护阻力不断增加, 因而能够及时地、有效地强化围岩强度, 防止围岩早期离层和控制围岩变形, 从而保持围岩的稳定。对于平顶巷道 (如矩形、梯形断面) , 锚杆加固后, 在顶板岩层中是很难形成拱结构的, 应以组合梁的形式起作用。

1 地质条件

1301工作面两道尺寸为净宽5.3m, 净高3.7m, 锚杆采用18×2400mm左旋无纵筋等强螺纹钢, 间排距为850×800mm;锚索采用1 5.2 4×8 3 0 0 m m, 间排距为1700×1600mm;金属网采用10#铁丝金属菱形网, 并配有W钢带。图1为该工作面两道的综合柱状图。

2 理论分析

根据1301工作面回采过程中出现的巷道变形情况, 将此条件下的巷道围岩变形原因归结为如下:

(1) 回风巷底鼓显现:在工作面前方, 巷道底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量都很小;工作面后方根据巷道变形程度可划分为3个区, 0～200 m为变形加剧区, 巷道底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量急剧增大, 200m～300m为变形趋缓区, 300m以后巷道表面变形基本趋于稳定。

(2) 巷道底鼓与围岩地质的关系:在地质条件相对简单, 围岩完整性好, 强度相对较大, 巷道底鼓量较小;但在围岩破碎的地段, 地质条件相对复杂, 底鼓量明显增大。

(3) 底鼓与巷道断面的关系:断面积越大, 巷道底鼓可能性越大, 底鼓量也越大。

在当前巷道支护形式下, 巷道经过掘进变形—平衡—采动变形这样一个动态过程, 回采巷道的围岩结构特征及边界条件是随采动的影响而不断变化的。巷道掘进初期只受支承压力的影响, 之后则是不同程度的采动支承压力, 甚至是老顶岩块回转运动的影响。

由于巷道的断面较大, 直接给巷道底鼓量的增大创造了先决条件;另外, 工作面的煤层厚度不均, 工作面不断经历仰采和俯采, 工作面超前应力显现不稳定 (俯采段超前支承压力的剧烈影响范围要大于仰采段) , 应力峰值也会不尽相同, 对巷道的要求将更高。

通过对回采巷道变形原因进行总结, 可以通过相应的措施对巷道进行针对性的加固。一般回采巷道的支护原则是要使回采巷道形成弹塑性稳定状态, 主要方法包括:支护具有一定的柔性, 在围岩保持连续性的前提下产生适当的变形;支护要及时, 使得系统具有一定的初期刚度, 以防止围岩强度提早受到破坏, 减小或丧失承载能力;对围岩进行加固, 可以提高弹塑性稳定状态及可持续性;对围岩易破坏区域进行提前加固, 防止出现巷道容易破坏的薄弱点。

3 方案提出

通过对1301工作面掘进过程中的巷道支护形式进行分析, 巷道掘进过程中并未对仅仅采用的是普通的锚网索支护, 并未对巷道围岩及底板预先进行控制, 导致巷道在受到采动的影响后变形量较大, 造成回采困难。

针对上述问题, 提出了新的支护方案, 首先对巷道围岩进行整体加固, 将1301工作面两道的W钢带换成钢筋梯子梁, 保证巷道围岩的整体性;其次, 在巷道断面受应力破坏相对严重的区域提前进行补强措施, 要充分考虑到受动压影响巷道的特点, 采用全断面支护, 特别对底角和底板进行了治理;最后进行全断面喷浆。具体方案布置如图2所示。

钢筋梯子梁:Φ14mm圆钢加工, 钢梁长2300mm, 长筋内间距35mm, 锚杆限位孔两侧双短筋焊接, 两个限位孔间增加1个短筋以提高强度。碟形钢托盘:150×150×10mm。

4 效果分析

在工作面回采过程中分别在工作面前方布置了多个测点, 支护方式改进前后某测点随时间变化的位移变化情况, 如图3所示。

从图中可以看出, 改进支护方式后, 巷道的三个位移值的增加趋势明显变缓, 最大底鼓量较改进前减少了125mm左右。通过新的支护方法, 巷道的变形值在300mm左右, 且处于稳定状态。表明, 该种支护方式可有效解决巷道底鼓量大问题, 节省了卧底工程量, 节省了成本, 也提高了效率。

5 结语

该课题的成功应用保证了施工和使用安全, 保证了生产衔接, 经济效益是无法估量的, 也对今后相似条件下的支护方式提供了实践依据。

摘要：为了研究不稳定厚煤层回采巷道合理的支护方式, 对1301工作面在回采过程中出现的巷道变形情况采用理论分析的方法, 总结出了在这种条件下巷道围岩变形的原因, 针对这些原因提出了相应的支护改进措施, 并结合现场实测等技术手段, 验证了新的支护方式可以较好地解决巷道底鼓给生产带来的困难, 为相似条件下回采巷道的支护方式提供可靠依据。

关键词：厚煤层,综放开采,围岩刚度,动态监测

参考文献

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[6]涂心彦, 柏建彪, 王襄禹.超前采动支承应力分布规律及影响因素[J].能源技术与管理, 2008 (05) :4-7.

[7]张忠温, 冯学武.回采巷道围岩稳定性分类及支护型式确定[J].矿山压力与顶板管理.2002, 19 (2) :73～75

厚煤层回采巷论文 第3篇

13101 工作面设计走向长732m, 倾向宽140m, 工作面煤厚0.5~25m, 平均煤厚5.1m, 煤层倾角为9~16°, 平均12°, 工作面瓦斯含量3.18~11.65m3/t, 平均瓦斯含量6.13m3/t。13101 工作面回采初期走向方向150m范围内煤厚6~18m, 平均13.5m, 煤层瓦斯含量5.62~7.72m3/t, 平均瓦斯含量6.68m3/t, 煤炭储量约40 万t, 瓦斯储量267.2万m3, 回采初期绝对瓦斯涌出量达到13m3/min。

21021 工作面设计走向长632m, 倾向宽147m, 工作面煤厚0.1~17.5m, 平均煤厚4.7m, 煤层倾角为5°~21°, 平均17°, 工作面瓦斯含量3.56~7.01m3/t, 平均瓦斯含量4.59m3/t。21021 工作面回采初期走向方向100m范围内煤厚6~17.5m, 平均12m, 煤层瓦斯含量5.64~7.01m3/t, 平均瓦斯含量6.32m3/t, 煤炭储量约25 万t, 瓦斯储量158万m3, 回采初期绝对瓦斯涌出量达到14m3/min。

通过概况可知, 13101 工作面、21021 工作面均遭遇了厚煤层、高瓦斯含量的阻碍, 为此, 两个工作面在该区域回采期间先后采取了若干措施对工作面瓦斯进行综合治理。

2 优化通风系统

两个回采工作面贯通时供风量分别只有800m3/min左右, 远远达不到工作面生产技术需求, 为此主要采取了以下措施:

对矿井井下所有通风设施进行全面排查, 重点对井下风门、调节窗、过皮带装置与缆线孔、溜煤眼等地点, 同时调整了东翼风井主扇风叶角度, 增大了13 采区的供风总量, 13 采区的供风量由原先的7000m3/min增加7600m3/min, 之后通过系统调整将13101 工作面的风量增加至2100m3/min。

为保证21021 工作面回采期间风量满足瓦斯治理需要, 停止了21071 下底抽巷、西翼皮带暗斜井、21061 下底抽巷的供风;打开-175m水平并联进风石门的风门、拆除21021 下顺槽回风巷的挡风墙、在西翼暗斜井回风斜巷与21021 上顺槽回风斜巷联巷交叉口建立挡风墙等一系列措施, 调整了21021 工作面的进风路线, 通风路线不再经过21 采区一车场进入工作面, 而是直接通过原21021 下顺槽回风巷直接进入21021 工作面, 最终将21021 工作面的风量增加至2010m3/min。

3 瓦斯抽采措施

工作面回采时的主要瓦斯来源一是煤层涌出瓦斯; 二是采空区积存瓦斯、邻近层或围岩涌出瓦斯。针对上述瓦斯来源, 煤层瓦斯采取顺层钻孔及动压区抽放降低煤层瓦斯含量, 达到降低煤层涌出瓦斯量的目的。

采空区瓦斯采取上隅角埋管、高位钻孔、架间插管等对采空区遗煤、邻近层、围岩涌出瓦斯进行抽放, 减少采掘空间内瓦斯量。

为提高抽采效率, 针对不同特点采用不同瓦斯抽放系统, 其中煤层瓦斯使用高负压瓦斯抽放泵抽放, 采空区瓦斯使用低负压瓦斯抽放泵抽放。

3.1 顺层钻孔抽放

该措施主要针对工作面回采前方一定范围 (保持动态超前切巷不少于50m) 内煤层厚度大于6m且瓦斯含量大于5m3/t的区域通过在上、下顺槽内施工顺层抽放钻孔对煤层瓦斯进行抽放, 以达到降低煤层瓦斯含量、减少瓦斯涌出量的目的。

该钻孔按照组间距2.4m、单组终孔间距3m的方式布置, 钻孔直径:94mm, 上、下行孔交叉长度不小于10m。

钻孔施工完成后, 采用“两堵一注”封孔工艺并按照“顺、护、注”的顺序进行封孔, 封孔材料包括护孔用的PVC管、相应接头、注浆与返浆用的铝塑管、聚氨酯、水泥等, 钻孔全程护孔、封孔段长度为18m。要求钻孔成孔后2 小时内进行顺孔、封孔, 48 小时内完成注浆, 注浆水灰比列1:1。

钻孔封孔、注浆结束后24 小时内使用与PVC管规格匹配的埋线胶管进行联网开始抽放、计量。

3.2 动压区抽放

顺层钻孔在抽放一定时间后, 浓度逐渐衰减, 失去抽放价值, 但随着工作面的逐步推进, 煤体受采动影响, 煤体发生裂隙后增加煤层透气性, 在距离切巷5~100m范围内 (动压区) 的顺层钻孔抽放浓度再次上升, 瓦斯抽放效果明显, 故该部分钻孔在临近切巷时, 暂不回收, 而是再次开启。

通过对13101 工作面与21021 工作面动压区内钻孔抽放数据的每天计量、分析、统计, 随着工作面的推进, 原先施工的顺层钻孔有74%浓度呈上升趋势, 之后逐步衰减, 直至拆除。经统计, 13101 工作面内动压区内的抽放钻孔在重新开启后, 累计抽放瓦斯达到32 万m3, 21021 工作面内动压区内的抽放钻孔在重新开启后, 累计抽放瓦斯达到8.9 万m3。

3.3 巷旁高位钻孔抽放

13101 工作面与21021 工作面均主采二1 煤层, 该煤层无根据工作面上顺槽实揭煤厚情况及瓦斯含量分布情况, 设计在开切眼向外40m处的施工第一循环巷旁高位钻孔, 钻孔呈扇形布置, 钻孔终孔位于煤层顶板上方30m的裂隙带内, 孔间距3m, 依次向工作面内部延伸, 设计6 个钻孔, 控制上隅角以下35m范围, 孔径为94mm, 第一循环向外依次每20m施工一循环, 每循环根据工作面实揭瓦斯地质情况布置, 封孔方法同于顺层钻孔。通过瓦斯抽放数据统计, 高位钻孔平均抽放浓度可达到18%, 负压21.76k Pa, 流量8.21m3/min。 (图1)

3.4 上隅角埋管抽放

上隅角埋管抽放措施主要针对工作面上隅角内风流不能经过的死角积聚的瓦斯, 采取的抽放措施, 通过将工作面上顺槽的瓦斯抽放管路直接铺设至距工作面切巷20m处, 使用20m软管连接抽放器, 抽放器使用长3m, Φ100mm的钢管加工而成, 前端封闭, 前段2m旁侧密集布置 Φ5mm的小孔若干个, 抽放器埋入上隅角切顶线或越过切顶线2~3m高处, 随采面推进循环前移。附近设浓度和流量检测口, 定期测量抽放参数。 (图2)

其中21021 工作面由于初采初放期间未放顶煤, 上隅角初期无抽放空间, 利用21021 工作面安装期间上出口处的两个绞车硐室进行埋管, 埋管材料为直径250mm的废旧镀锌螺旋瓦斯抽放管和直径100mm的钢管, 在工作面放顶煤前, 埋进去的管路暂不回收, 以充分利用两个硐室的空间对上隅角积聚的瓦斯进行抽放, 通过该项措施的采取, 上隅角抽放瓦斯浓度由原先的2%逐步提高至最高的23%, 大大提高了瓦斯治理效率。

3.5 架间插管抽放

根据工作面煤层赋存与瓦斯涌出情况, 设计在工作面的厚煤层、高瓦斯含量区的液压支架间使用 Φ32mm聚氯乙烯抽放管呈45°倾角通过支架天窗插入支架后方, 插入深度0.5m左右, 随工作面拉架前移, 使用 Φ50mm埋线胶管与支管路连接, 支管路选取 Φ100mm埋线胶管加设4 通钢管短节, 共计设置4 通钢管短节5 个。

3.6 注水 (探查) 钻孔措施

研究表明, 被水湿润的煤体, 力学性质发生变化, 塑形提高, 弹性模量减小, 使地应力和瓦斯压力梯度都减小, 并且水进入煤的孔隙, 降低了瓦斯放散初速度, 增加了瓦斯流动的阻力, 一定程度上削弱了瓦斯涌出量。

通过在13101 工作面与21021 工作面的实践, 煤体在注水后, 确实减少了工作面的瓦斯涌出量, 且充分锈结煤体, 提高了煤体强度, 煤体湿润后, 大大降低了煤尘, 创造了良好的工作环境, 同时通过注水钻孔的施工, 还可进一步探清工作面推进前方一定范围内的煤层赋存、地质构造等情况, 以正确指导工作面的安全生产。

该措施主要是在工作面检修班, 使用风动防突钻机在切巷沿工作面推进方向施工一定数量的钻孔, 钻孔数量根据煤层厚度与赋存情况布置, 孔径76mm, 钻孔深度12m, 施工完成后, 采用专用封孔注水器进行注水, 以达到缓解瓦斯涌出的目的。

4 结论

通过上述一系列措施的采取及抽采工艺与系统的优化, 13101工作面的绝对瓦斯涌出量控制在了4m3/min以下, 21021 工作面的绝对瓦斯涌出量控制在了4.6m3/min以下, 不仅保证了工作面的正常推进, 而且泵站抽采浓度达到8%以上, 抽采纯量超过3m3/min, 达到瓦斯发电的技术要求, 可以实施瓦斯发电, 实现瓦斯减排的目的, 具有一定的环境效益。

摘要：白坪煤业公司主采二1煤层, 二1煤层是典型的“三软”不稳定煤层, 煤层变异系数大, 且煤厚的区域煤层瓦斯含量随之增加, 其中13101工作面与21021工作面在回采初期均遭遇了煤层厚、瓦斯含量高的双重挑战, 为工作面的回采带来严重影响, 针对此情况, 公司采取一系列措施, 对工作面煤层瓦斯进行了综合性的治理, 保证了安全回采, 同时, 通过该两个工作面瓦斯综合治理措施的采取, 为公司后期回采工作面瓦斯治理技术积累了宝贵的技术经验。

厚煤层回采巷论文 第4篇

柠条塔矿井S1219工作面内外回风顺槽工程沿2-2煤煤层底板掘进, 由陕煤集团神南产业发展有限公司掘进中心第二项目部负责施工。S1219内外回风顺槽工程施工过程中采取合理选择综掘机双巷掘进施工工艺, 优化业务流程和劳动组织, 加强施工管理等一系列措施, 实现了煤巷快速掘进。

1 工程概况

工作面煤层为沥青光泽以半亮煤为主, 有机质含量较高, 煤层中上部含菱铁质鲕粒或豆状结核, 煤层厚度7.0~7.29m, 煤层平均厚度7.08m。埋藏深度80~150m。煤层赋存稳定。

基本顶:细砂岩, 厚5.65米, 灰色, 具有小型交错层理, 含白云母碎片, 夹粉砂岩薄层。

直接底:泥岩, 碳质泥岩, 厚0.5米, 主要存在于工作面中段, 灰黑色。薄层状, 具块状层理。

老底:粉砂岩, 厚19.7米, 灰色中厚层粉砂岩夹细粒砂岩薄层, 具块状层理及水平层理。

该面构造上为一向西倾斜的倾角很小的单斜, 倾斜度6‰~2°, 一般6‰~10‰, 近似水平构造, 沿走向煤层略有起伏, 似一宽缓的箕状构造, 宽约600m, 无断层, 但可能有原始冲刷带, 地质构造简单。

2 巷道布置及设计

巷道断面:

S1219内外回风顺槽巷道断面参数:

S掘:23.66m 2;掘宽:5.7m;掘高:4.15m;S净:20.90m2;净宽:5.5m净高:3.80m, S1219内回风顺槽顶部采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆 (Φ20×2200mm) 每排6根, 间排距为1000×1000mm, 两边顶锚距离两帮分别为350mm, 锚深2150mm, 托板为150×150×10mm拱形预应力托板, 每根锚杆配K2335及Z2360药卷各1根;帮锚每排6根 (毎帮各3根) , 间排距为1000×1000mm, 两帮帮锚距离顶板分别为500mm;推采侧帮锚采用玻璃钢锚杆 (Φ18×2200mm) , 锚深2150m m, 托板为配套玻璃钢托板, 每根锚杆配K2335和Z2360树脂药卷各一根;非推采侧帮锚采用圆钢锚杆 (Φ16×1800mm) ;锚深1750m m, 托板为150×150×10m m拱形预应力托板, 每根锚杆配K2335和Z2360树脂药卷各一根;顶网采用钢筋网片 (Φ6.5×2900×1200m m) , 网孔规格140×140m m;帮网采用14#铅丝网, 网孔规格50×50m m;锚索采用单根钢绞线 (Φ17.8×7000m m) , 每排一根 (巷道正中) , 间距3000mm, 托板为300×300×16mm拱形预应力钢托板, 每根配Z2360树脂药卷3根;横贯处每个抹角打一根锚索 (附图) ;地坪厚度250mm, 砼强度C20。

横贯巷道断面参数:

S掘:21.58m 2;掘宽:5.2m掘高:4.15m

S净:19.00m 2;净宽:5.0m净高:3.80m

S1219内外回风顺槽工程采用两条巷道平行布置形式, 分别为内回风顺槽、外回风顺槽和横贯, 内外回风顺槽净间距20m, 横贯间距100m, 外回风顺槽服务于S1219工作面生产期间的煤炭运输。巷道断面见图1。

3 掘进施工工艺

采用2台综掘机双巷掘进, 一套运输系统。

S1219巷道掘主要设备配备如下:2台综掘机, 2台桥式胶带转载机, 2台激光指向仪, 1台可伸缩胶带输送机, 4台液压锚杆钻机, 2台局部通风机 (一台工作、一台备用) 等相关机电、机械设备。巷道掘进采用两台综掘机掘进, 煤炭采用刮板运输机、胶带机联合运输至南翼2-2煤胶运大巷大皮带;掘进工作面采用压入式通风, 局部通风机供风;掘进面设有一趟供水管路和一趟排水管路并入总供、排水系统, 在巷道出水点设排污泵排水;巷道采用2台液压锚杆钻机、两台煤电钻进行巷道支护。

3.1 施工工序

施工工序包括掘进、通风、装载、运输、支护。

3.2 施工方法

采用激光指向仪定向;两台掘进机EBZ-200双巷掘进;刮板输送机、皮带输送机联合出煤;液压锚杆钻机钻孔、安装锚杆。为保证快速掘进的顶板管理, 巷道沿底板掘进, 巷道顶部留顶煤厚度200~300m m。

3.3 工艺流程

交接班——开工前安全质量设备检查 (敲帮问顶、瓦斯、工程质量、探头、设备等检查) ——开机前准备——截割 (出煤) ——中间安全检查——支护——延伸皮带——清理现场和验收检查。工作面掘支采用平行作业, 掘进中一台锚杆钻机进行巷道临时支护, 另一台锚杆钻机进行巷道永久支护。

3.4 掘进机进刀工艺

掘进机进刀工艺示意图如图2所示。

3.5 劳动组织

1) 作业方式:采用“三八”工作制, 两半班生产, 半班检修。

2) 劳动组织配备表。

劳动组织配备表见表1所示。

3.6 生产组织

机械化施工作业循环组织:施工作业时必须根据劳动组织的人员配备、合理安排作业工序, 各工序之间尽量做到交叉作业和平行作业, 充分提高工时利用率。为确保正规循环作业, 采用三、八制作业, 每班8小时。每天三班掘进, 半个班检修。循环进尺2m、零点班和四点班各4个循环, 八点班2个循环, 中途10点至14点检修, 圆班10个循环, 圆班进尺20m。正规循环率按85%考虑, 月进尺S=2×10×30×85%×2=1020m。

为了充分利用工时, 采用各工种平行与顺序作业相结合的劳动组织方式, 各工种之间尽可能组织平行作业, 即将工作面的工作按生产需要分成若干工种, 各工种各负其责, 互相配合, 共同完成工作面的落煤、装煤、运煤、支护、设备搬迁、接风筒, 运送材料及清理巷道等工作。每班配备一名机电副班长, 巡回检查设备运行情况, 保证机械设备的正常运行。

4 巷道掘进与支护效果

综掘机双巷掘进月最高达到1100m/月的良好记录, 创造了20m2以上大断面煤巷掘进新纪录, 实现了快速、安全、高效地掘进巷道, 解决了正常的采掘衔接的难题。

通过对巷道表面位移、顶板离层、锚固力等的监测, 评价支护效果如下:

1) 在掘进期间, 巷道顶板下沉量很小, 两帮移进量最大为5m m/d;

2) 从顶板锚杆的受力情况来看, 锚杆受轴向拉力最大50kN, 整个锚杆杆体基本处于受拉状态, 经测试所有受测锚杆均未超过屈服极限, 说明支护强度可靠;

3) 顶板离层检测表明, 个别顶板产生离, 为此在部分地区适当加大锚索的密度, 改变支护后, 充分利用锚索的悬吊作用, 达到很好的支护效果。

4) 巷道沿2-2煤底板掘进, 留底煤厚度200~300m m, 保证了快速掘进的底板管理。

5 结论

坚硬煤层大断面回采巷道综掘机双巷快速掘进技术的使用, 实现了快速、安全、高效地掘进巷道, 解决了正常的采掘衔接的难题。

1) 巷道月掘进量达到1100m/月, 平均单进36.7 m/天。

2) 综掘机双巷掘进及锚网索联合支护的应用, 大大降低了巷道的支护成本, 既保证了安全, 又减少了设备的投入, 减轻了工人的劳动强度, 改善了现场环境;同时, 掘进和支护平行作业, 提高了巷道的支护进度, 保证了掘进作业时间。

3) 通过对巷道表面位移、顶板离层、锚固力等的监测掘进工作面的压力显现, 保证巷道的掘进安全。

4) 掘进工作面运输系统与矿井主运系统相互独立, 使工作面生产期间煤炭运输不受矿井运输系统的影响, 保证了煤炭的连续运输。

5) 生产人员的合理配备和组织, 降低了生产期间设备故障对生产的影响。

参考文献

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[3]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

厚煤层回采巷论文 第5篇

关键词：大倾角综采工作面,安全高效,关键技术

0引言

目前,我公司3206综采工作面煤层倾角一般在32°以上,即所谓的大倾角开采。大倾角煤层的开采,不论在技术设备上,生产工艺规程上、安全高产高效上、管理上等方面都是空白,本井田主要可采煤层区为3煤层及其分叉区3上、3下煤层。3(3上)煤层位山西组中下部,全区可采,厚0.98~7.62m,平均3.49 m;分叉的3下煤层由4个钻孔控制,厚度0.61~1.73m,平均1.10 m,与3上煤层间距为0-16.02m。

1地质概况

3206综采工作面设计走向长度1190m,倾斜长度191m,煤层平均厚度3.5m,煤层倾角23°-51°,平均32°。煤层顶板以泥岩和粉砂岩为主,底板为泥岩、粉砂岩或砂质泥岩。

2大倾角工作面回采工艺

安装125架双立柱掩护式液压支架(含119架ZY8000/20/43型基本架,6架ZYG8000/20/43型过渡架)。

3防倒、防滑技术措施

3.1液压支架防倒防滑技术

(1)工作面下端头前三架防倒防滑设施,必须按设计安装齐全。应有可靠的防滑防倒辅助设备,工作面自1#架至10#支架范围内每相邻两台支架间装一个前梁防倒千斤顶。自1#支架至60#支架、70-100#支架范围内每隔2台支架安装一个防滑千斤顶。工作面2#、3#支架各装一个后调千斤顶,5-40#、60-100#支架两段范围内每隔一架装一个后调千斤顶。根据生产过程中的现场变化情况,及时变更防滑千斤顶的安装方法,以便防滑千斤顶能够有效工作。(2)工作面支架有侧倒倾向时,及时在该架顶梁下打设斜撑单体支柱(单体支柱支设角度为70°-80°),在移架过程中对支架进行调整及时将支架扶正。(3)工作面胶带顺槽自初采开始,应保持有明显的中线标志,移完一次支架,由验收员负责测量一次机头第三架中距胶带顺槽中线的距离;综合分析三个观测点的数值判断刮板机上窜下滑情况。

3.2运输机防滑技术

(1)工作面采用单向下行割煤,单向上行移溜方式防止输送机下滑。

(2)每隔5架在支架底座和工作面运输机之间安装一套双向锁的液压防滑设施。

(3)将原伪斜角度适当减小,并从上往下推移输送机;工作面支架、输送机下滑时将原伪斜角度适量增大,并从下往上推移输送机。

3.3采煤机防滑技术

(1)采煤机下行割煤时,用慢速牵引;当煤层倾角变化较大采煤机下行较快时,司机要严格控制采煤机下行速度。

(2)工艺防滑,输送机头超前机尾,随着坡度增加,超前量逐渐增加。

(3)采煤机上行割煤停机前一定要将采煤机前后滚筒落地,以增加阻力。下行割煤时,滚筒要切入煤壁后停机。

3.4防止“飞矸”技术

(1)工作面输送机道内配置柔性防滚煤矸挡煤皮子,挡煤皮子一端吊挂于支架上,另一端垂入输送机溜槽内,每隔10组支架配置1块柔性挡煤皮子。

(2)工作面使用隔离网将机道与人行道隔开,隔离网规格型号:绳径Φ15mm;网格:150*150mm。

3.5施工管理

(1)全面加强回采、机电、运输三大系统的组织和施工管理。以抓正规循环为中心,狠抓回采、支护和运输等主要工序的配合和工作,使整个回采顺序协调一致。

(2)加强工作面的设备管理,检修,落实岗位责任制,分工明确。每天维修组长负责三机维护,当采煤机、运输机、液压支架出现故障时,及时汇报区长,超前对设备进行检修,避免出现重大机械事故,确保维修不减产。

(3)综采各班组负责各工序操作。辅助工与综采班组配合工作,保证各项工作的顺利进行。

(4)施工过程中,做好综采工作面的工序穿插,人员组织,提高工作面的开机率;三班互创条件,严格把控工作面的动态工程质量。

(5)三班进行任务分解,任务落实到各个班组,做到奖惩分明。完不成任务,分析原因,学会总结,为搞好现场施工积累经验。

4结论

厚煤层回采巷论文 第6篇

由于回采衔接紧张, 内蒙古鄂尔多斯某矿1902N工作面回风巷在上工作面老顶运动尚未稳定时开始掘进。在动压作用下, 不稳定采空区边缘的巷道支护不仅要考虑煤柱留设、顶板煤体稳定等因素, 更需分析侧向关键顶板破断回转过程对巷道顶板的结构性破坏, 以及动压状态下煤柱的稳定, 其支护难度较大。

1 工程概况

该矿1902N工作面煤层平均埋深330 m, 南北走向平均长1 890 m。9号煤层平均倾角18°, 最大25°, 煤厚4.5 m。顶板为浅灰色灰岩, 致密块状, 局部地段有0~1.0 m厚泥岩伪顶;底板为浅灰色细—粉砂岩, 斜层理构造, 钙质胶结, 底部与薄层泥岩相接, 其下为10号煤层。具体情况见图1。

工作面回风巷设计采用梯形断面, 巷道沿煤层顶板掘进, 巷道净宽4.8 m, 中净高4.0 m, 净掘进断面积17.76 m2。与1901N工作面巷间留设6 m小煤柱沿空掘巷。由于采掘接替紧张, 为满足工作面开采需求, 1902N工作面回风巷在上工作面推过后不久开始掘进。由于上工作面老顶运动尚未稳定, 受采空区动压影响, 1902N回风巷在掘进期间变形严重, 超前工作面均发生不同程度的上帮整体突出, 最大达1 200 mm, 宏观矿压显现明显。

2 沿空巷道围岩破坏及受力特征分析

2.1 沿空巷道围岩破坏机理

在上区段工作面开采结束后, 上覆岩层逐渐断裂、旋转、下沉直至压实采空区矸石, 形成一个新稳定结构。随着新结构的形成, 煤体也重新进入稳定阶段。按照切向应力的大小, 稳定结构下的煤体可分为应力降低区、应力增高区和原岩应力区[9]。应力降低区的煤体显著变形并伴随产生新的裂隙;而应力增高区的煤体变形较小仍处于弹性状态, 保持着自身的承载能力。

相邻工作面侧向与本工作面连接处直接顶垮落后, 基本顶在上覆岩层作用下回转或弯曲下沉, 在本工作面煤体内发生断裂, 形成关键岩块B, 见图2。岩块B的一端深入到本工作面煤体里面, 另一端在相邻工作面采空区触矸。岩块B虽发生了回转下沉, 但其仍与岩块A、岩块C相互咬合, 形成铰接结构。通过以上分析可知, 在垮落的上覆岩层结构中, 对沿空掘巷稳定性影响最大的是关键岩块B。

随着沿空巷道的开掘, 巷道一侧出现小煤柱, 上覆岩层受到扰动从而引起围岩中应力的重新分布, 形成支承压力叠加。开掘巷道在这种情况下能否保持稳定, 主要取决于老顶岩层中关键块B的结构参数和采空区的充填程度。如图2所示, 关键顶板弯曲下沉、回转断裂, 断裂线位置深入到煤体内, 直至另一端触矸压实后趋于稳定, 由岩块A、B、C相互铰接形成侧向承载结构, 关键岩块B受到下面直接顶的支撑, 同时受到岩块A和岩块C的夹持, 比较稳定[10]。但如果在岩块B触矸压实前掘进巷道, 上覆岩层无法形成稳定的三铰拱式平衡结构, 使得岩块处于持续的运动状态, 加上沿空巷道掘进的影响, 使得煤柱侧和实体煤侧受到的压力增大, 持续破坏时间长, 巷道难以维护。

2.2 受力特征分析

根据沿空巷道窄煤柱围岩破坏机理, 由图2覆岩破坏结构模型可知, 窄煤柱受力是由于关键岩块B回转变形引起的, 因此以关键岩块B为分析对象并对其稳定性进行分析, 力学模型如图3所示。

T1—岩块A对B的水平推力;T2—岩块C对B的水平推力;F—煤柱对B的支撑力;F1—咬合点处的摩擦力;F2—实体煤侧对B的支撑力;F3—垮落矸石对B的支撑力;α—岩块B与水平方向的夹角;q—上覆载荷;L1—岩块长度。

在上区段工作面采过后, 上覆岩块B主要受到巷道实体煤帮的支撑, 同时岩块B受到基本顶岩块A和C的铰接, 限制其水平方向的运动。随着直接顶和煤壁受力破坏及塑性区的发展, 岩块B绕O2点回转。在沿空巷道掘进阶段, 由于岩块B未触矸稳定, 受掘进扰动及动载影响, 窄煤柱的受力和变形增大。

沿空掘巷稳定后, 随着上区段采空区垮落矸石的压实, 岩块B绕O2点回转受到限制, 受沿空巷道围岩变形、松动圈扩展以及本工作面采动影响, 岩块B运动方式将变为绕着O1点旋转。考虑到α角度不大, 为提高安全性, 可忽略T1对回转岩块B的影响, 则可对O1点建立岩块B的力矩平衡方程:

整理可得:

由式 (2) 可知, 均布载荷q及岩块长度L、L1为定值, 则F与F1+F2的关系如图4所示。

随着F1+F2的减小, F会呈线性增大的趋势, F1+F2的减小是由于巷道的开挖, 巷道的原始平衡状态被打破, 受工作面超前支承压力影响, 实体煤帮下沉导致岩块B绕O1回转已达到新的平衡状态, 在此过程中F (即窄煤柱上方受力) 会增大。

F与F1+F2的线性关系曲线受到岩块B与水平方向夹角的影响。随着岩块B回转角α减小, β反而增大, 表明随着岩块B的回转, 窄煤柱上力F受F1+F2影响增大, 通常F1+F2较小的变化就会引起窄煤柱煤体受力的迅速增大, 而无论是β, 还是实体煤侧的支承力F1都与实体煤侧的稳定性有直接关系。此阶段由于巷道围岩主要由已发生了一定程度变形破坏的煤体所组成, 故对围岩应力变化的反映极敏感, 即使极小的应力变化, 也可能导致较大的变形。因此, 必须采取及时、有效的支护措施, 控制巷道在掘进期间的围岩变形量, 减小巷道在掘后围岩蠕变变形塑性圈的扩展。

3 巷道支护方案优化及现场观测

3.1 原巷道支护分析

沿空巷道原支护方式:顶部采用M5钢带、钢筋网, 普通螺纹钢锚杆Φ22 mm×2 200 mm, 间排距为1 000 mm×1 000 mm, 锚索为Φ17.8 mm×6 200mm, 沿巷中垂直顶板布置;两帮采用塑钢网, 普通螺纹钢锚杆, 间排距为1 000 mm×1 000 mm, 见图5。

经现场观测, 1902N回风巷小煤柱段 (煤柱宽度为6 m) 巷道变形剧烈, 上帮中上部煤体整体突出, 最大可达1 200 mm, 巷道受力具有明显不对称性;巷道个别时期出现锚固力急剧增大或减小的现象, 说明锚杆一次支护参数不合理;巷道位移多发生在浅部1.0~2.4 m处, 原锚杆支护长度不足。

由于巷道支护是根据经验进行设计的, 对支护效果缺乏理论验证, 并且在巷道支护强度和支护方式的确定方面缺乏针对性, 造成1902N回风巷一次支护方式和参数选取不合理, 从而导致掘进时的锚杆支护措施不能较好地控制围岩变形, 致使巷道煤壁松散破碎, 后期围岩一直处在持续变形的不稳定状态。锚杆和锚索受持续的交变应力作用, 难以控制巷道变形, 因此需对巷道的支护方案进行优化。

3.2 巷道支护优化方案

由于窄煤柱处于塑性应力状态, 较短的锚杆和端锚方式容易使锚杆失效。采用加长锚杆和全长锚固的方式可有效提高锚杆的加固围岩作用, 所以设计采用两帮加长锚杆+全长锚固+两帮锚索注浆联合方式进行支护。同时, 控制沿空巷道变形不能仅加固两帮而忽视了顶板。巷道煤帮破裂、挤出, 其压力终归源自顶板, 顶板岩层控制也是沿空巷道围岩控制的关键, 因此顶板采用补打锚索支护。巷道支护优化方案如图6所示。

两帮采用厚5 mm、宽280 mm的W钢带, 上帮 (小煤柱侧) 采用菱形金属网与塑钢网双层网, 下帮 (实体煤侧) 采用塑钢网;采用Φ22 mm×2 600 mm

高强预应力让压锚杆, 间排距为1 000 mm×1 000 mm;上帮在两排锚杆中间布置3根注浆锚索, 其间排距为1 000 mm×2 000 mm, 形成“五花”布置;下帮在2排锚杆中间布置1根注浆锚索, 锚索排距为2 000 mm;除最底角锚杆与巷帮呈15°~30°外, 其余锚杆垂直巷帮。

顶板采用厚5 mm、宽280 mm W钢带, 采用Φ6.5 mm焊接钢筋网和塑钢网护顶;锚杆采用Φ22 mm×2 600 mm高强预应力让压锚杆, 间排距为1 000 mm×1 000 mm;靠上帮锚杆铅垂布置, 其他锚杆垂直巷道布置。顶板靠近煤柱侧补打1排锚索, 采用非均称布置, 以加强对窄煤柱侧的支护。

3.3 巷道支护优化效果监测

为验证优化后巷道支护方案的效果, 在回风巷设置3个观测断面, 每组间隔50 m, 对巷道优化后的支护效果进行观测, 测试断面布置的当天进行第1次全面测量, 其后每天观测1次, 当巷道变形趋于稳定后停止观测工作。对优化前后的巷道围岩变形情况进行对比, 结果见表1。

由表1可见, 顶底板平均移近量59 mm, 两帮平均移近量166 mm。巷道未出现大的变形, 窄煤柱帮煤体稳定, 没有再出现整体突出的现象。总体支护效果均较好, 巷道围岩变形得到有效控制。由此可知:两帮加长锚杆+全长锚固+两帮锚索注浆联合支护及顶板加固的方案是可靠有效的。

4 结论

1) 在垮落的上覆岩层结构中, 对沿空掘巷稳定性影响最大的是关键岩块B。如果岩块B能够触矸压实, 便能与岩块A、C相互铰接形成稳定侧向承载结构。但若在岩块B稳定前掘进巷道, 沿空巷道煤柱侧和实体煤侧会受持续的动载影响, 难以维护。

2) 通过对关键岩块B的力学分析可知, 影响巷道稳定性的主要因素是实体煤帮承载能力和窄煤柱的稳定性, 而两者之间又存在线性关系, 相互影响, 因此巷道支护的关键是维持两帮的稳定性。

3) 根据沿空巷道的破坏和受力特点, 对1902N回风巷原支护方式进行优化, 设计采用两帮加长锚杆+全长锚固+两帮锚索注浆联合支护及顶板加固的支护方案。经现场实测, 该技术不但能够缓冲让压, 而且能够强化围岩, 减小围岩变形, 经现场实测总体支护效果良好。

摘要：为解决动压条件下厚煤层沿空巷道难以维护的问题, 以内蒙古某矿1902N回风巷为研究背景, 在分析沿空巷道围岩破坏机理的基础上建立窄煤柱受力特征的力学模型, 通过沿空掘巷上覆岩层结构分析和力学计算, 得出影响巷道稳定性的主要因素是实体煤帮承载能力和窄煤柱的稳定性, 同时两者之间又存在相互联系, 并在此基础上对沿空掘巷的支护方式及支护参数进行了优化。

关键词：动压,窄煤柱,沿空掘巷,支护优化

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厚煤层回采巷论文 第7篇

1矩形煤巷围岩变形与破坏相似模拟研究

1.1相似模拟试验

由于煤层极软, 再加上防突措施孔对巷道两帮造成破坏, 故试验巷道掘进断面按矩形进行研究。

在给定应力场中对模拟巷道进行破坏变形规律和围岩状态的相似模拟试验, 巷道采用锚喷支护, 试验采用“先开挖巷道后逐渐加载直至设计荷载”的方法, 以单轴抗压强度、几何尺寸等主要相似比参数, 确定几何相似比为1∶100 (即原型长度1 m时模型长度为1 cm) , 容重相似比为3∶5, 应力相似比为3∶1 000, 并在试验台上安设应力应变传感器与岩层位移观测点, 试验选用了120 cm×120 cm×20 cm的平面应变模型架进行铺装。试验表明:①直边巷道锚杆支护的“压力拱”效应是客观存在的;②矩形巷道围岩的破坏缝先从应力集中程度大的顶板角部出现, 呈内倾形, 使这两处的围岩破坏较严重 (图1) 。

1.2相似模拟结果

(1) 矩形巷道的围岩松动圈沿着巷道周边不均匀分布, 与圆形巷道截然不同。

(2) 在岩性、围压及巷道断面相同的条件下, 围岩松动圈在肩角部最大, 向顶板和帮的中部递减, 且帮中部水平方向的围岩松动圈大于顶板中部垂直方向的松动圈。

(3) 围岩松动圈随巷道围压的变化过程并不是呈线性正比的关系。当松动圈在1 m左右时, 巷道围压对它的影响十分显著, 而小于0.8 m或大于1.4 m时巷道围压的影响减弱;当松动圈大于2.5 m后, 随着围压的增大, 松动圈的增大并不明显。

(4) 破碎后的围岩承载能力从巷道表面到松动圈深部边界逐渐递增。

(5) 围岩强度对松动圈的影响最为显著, 其次为围岩应力, 而巷道跨高比的影响最小。

1.3矩形煤巷围岩松动圈状态特点

矩形煤巷两帮煤层强度低, 其松动圈厚度一般大于顶底板岩层的松动圈数值;支撑压力作用下的回采巷道, 围岩应力场以垂直压力为主, 水平侧压相对较低[1], 反映在松动圈形状上则是两帮松动圈大, 顶板松动圈小。矩形、梯形煤巷角及两帮部位应力高度集中, 围岩破坏较为严重。从图1也可看出, 试验巷道顶板两角及两帮已成碎块甚至变得酥松, 破坏严重。

1.4矩形煤巷围岩松动圈变形破坏规律

根据模拟试验分析和实测结果, 矩形煤巷变形破坏规律主要可能发生3种破坏形式。

(1) 顶板剪切破坏。

顶板剪切破坏可分为2种情况:①顶板为多层岩层, 两帮为煤层, 水平应力较大。在大断面矩形煤巷中, 顶板水平应力通常较大, 在顶板可能出现以水平方向为主的最大剪应力, 当最大剪应力超过了顶板岩层的抗剪强度、尤其是弱面抗剪强度时, 顶板发生剪切破坏[2], 从而造成顶板弯曲下沉, 应力进一步向上部岩层顶板转移, 直至遇到高强度的岩层, 或被支护系统所阻止 (图2a) 。②顶板为强度较低岩层, 两帮为强度较高煤层, 垂直应力较大。由于直接顶板岩层强度较低, 两帮煤层强度较高, 当巷道跨度较大时, 岩梁两端内的剪应力增加迅速[3], 当剪应力达到岩层的抗剪强度, 导致岩梁从两端切落。这种破坏往往以较大的角度沿角部破坏, 且往往比较平整 (图2b) 。

(2) 顶板弯曲拉伸破坏。

在大断面矩形巷道中, 顶板难以形成挤压作用, 顶板岩石受剪切作用发生破坏或者层面脱离, 下部岩石受重力影响而形成弯曲[4], 拉应力达到抗拉强度时被破坏。这种破坏有2种模式:①两端嵌固梁的模式破坏;②悬臂梁的模式破坏 (图3) 。这种破坏垂直载荷的影响更大。

(3) 煤巷两帮变形破坏。

在采区巷道, 由于采动影响应力集中, 两帮煤体主要承受由垂直载荷传递下来的作用[5]。而两帮煤体强度相对较软, 一般两帮形成较大松动圈, 而两帮松动圈块体并不是均匀块体, 往往出现共轭剪切滑移面。这种剪切滑移面的成因是顶板载荷对煤体的压剪作用, 所以破坏条件可用摩尔—库仑准则判断: τ>C+σtan φ。这种滑移面形成后, 随着滑移面剪切错动的增大, 煤体对顶板的支护作用逐渐降低。同时, 由于剪切扩容效应, 煤体会发生侧向膨胀而出现松动, 当松动发展到一定程度时, 由滑移面与煤壁临空面所分割出的煤体会出现松塌, 形成片帮, 导致顶板支护难度加大。

2矩形松动圈煤巷锚杆支护

2.1大松动圈围岩锚杆支护机理

由于在双突煤层中执行了防突措施, 巷道周边煤体遭到破坏, 松动圈均超过2.5 m, 局部达到4 m, 从而在两帮形成大松动圈, 而顶板岩石的松动圈较小, 顶板越破碎、松动圈越大。在围岩应力场以垂直压力为主, 水平侧压相对较低, 水平侧压主要由垂直压力传递显现, 支护关键在顶板, 属于大松动圈围岩条件。

当围岩松动圈厚度值Lpd或者Lpo≥1.5 m时, 形成“锚固层组合拱”。随着围岩变形, 锚固层中将进一步形成次生的“压力拱”承受地压 (图4) 。在跨度和巷道高度一定的条件下, 锚杆越长, “压力拱”的承载力就越高, 再配以加强锚索, 则承载力就更高。当顶板为完整性好、强度较高的岩层时, 可以直接用锚索代替锚杆, 降低支护密度, 由于锚索长且强度大, “压力拱”承载能力更高。

2.2顶板斜锚杆作用分析

模拟试验表明:围岩的破坏缝, 先从应力集中程度大的顶板角部出现, 呈内倾形;如果支护不当, 很容易造成顶板整体垮落事故。因此, 矩形、梯形巷道顶板伸向两帮上方锚固可靠的“斜锚杆”非常重要, 它被用来提供抗剪阻力, 防止顶板沿角处破裂缝滑移掉落。斜锚杆的长度及角度以深入两帮上方为准, 锚固力及锚固可靠性要求高。

2.3网、钢带梁支护作用分析

金属网的作用在于支护锚杆间的碎石或者煤块, 维护锚杆支护的整体性。“顶板钢带梁”的作用在于改善锚固层应力状态, 增加侧向挤压力, 提高次生组合拱的承载能力。“钢带梁”在顶板下沉变形过程中承受拉力, 反过来约束顶板的下沉。当顶板岩层条件好或煤层整体性好或松动圈小于1.5 m时, 则可不使用钢带梁。在顶板松动圈较大、正常情况下难以维护时, 为提高“压力拱”的承载能力, 在顶板增设适量锚索, 再将锚固层悬吊于深部稳定围岩中, 进一步加强支护。

3矩形松动圈煤巷矿工钢棚支护

由于两帮煤体4 m范围内已受到破坏且松软、破碎, 若采用帮锚杆支护, 锚杆短了起不到作用、长了又施工困难, 且会整体内移, 巷道收敛严重, 维护困难, 也增加了回采时的处理帮锚杆环节。因此, 在梁北矿这种条件下两帮不适合采用锚杆支护。

3.1矿工钢控制煤帮

由于顶部以垂直应力为主, 开挖后向两帮煤体转移, 两帮成为支承垂直应力的主体, 两帮松动范围较大, 碎胀力主要表现在两帮。因此, 两帮也是大跨度矩形巷道支护的重点部位。矿用工字钢支护主要通过煤帮把力传递到底板, 故必须加强煤帮支护, 尽量减少煤帮松动圈深度[5]。在大跨度矩形断面煤巷支护中, 必须考虑跨度的影响, 尽可能减小跨度。

煤巷两帮变形破坏的原因在于煤帮出现的剪切滑移面, 根据其滑移条件, 要控制巷帮煤体滑移面的形成与发展, 只有减小滑移面上的剪应力而增大正应力[6]。其护帮作用主要是防止巷帮煤体出现松动、片帮后持续发展, 直至失去对顶板的支撑控制作用。

3.2矿工钢棚控制顶板切落

矿工钢棚形成的刚性支护对顶板切落具有明显的支撑控制作用, 主要表现在:在垂直于顶板方向约束承担了作用在顶板岩层上的部分载荷, 减小了作用在顶板剪切面上的剪应力;在下方整体地支撑顶板或顶板锚固层, 进一步增加了顶板承载结构的承载能力, 对破碎顶板的承载作用更大, 避免“组合梁”整体切落, 增强作用效果。

3.3矿工钢棚控制顶板弯曲拉伸破坏

矿工钢支护控制顶板弯曲拉伸破坏主要表现在减跨作用:通过其竖向约束阻止顶板各分层之间的离层, 通过横向约束相对错动, 围岩各分层组合成一个整体, 从而控制顶板的弯曲拉伸破坏, 顶板抗弯刚度增大, 下沉量减少, 减少垂直载荷向梁的两端转移, 从而减小“组合梁”的拉应力。

4结论

(1) 通过分析研究, 完善了极软双突厚煤层条件下煤巷围岩支护控制理论, 摸清了矩形煤巷围岩变形、破坏机理和支护机理, 为巷道支护提供了科学的理论依据。

(2) 巷道两帮 (煤) 所承受的的支撑压力大, 强度较低, 松动圈大, 是支护的难点和重点部位, 为防止顶板沿破裂缝滑移切顶冒落, 顶板高强支护也非常关键。

(3) 实践证明, 通过梁北煤矿极软双突厚煤层条件下煤巷围岩变形和支护机理研究, 确定了更为科学合理的支护参数, 优化并完善了支护体系, 大大提高了支护效果, 为煤巷安全快速掘进和矿井采掘接替提供了可靠的保障。

摘要：为了使支护结构更加科学合理, 针对梁北煤矿极软双突厚煤层条件, 通过数值模拟分析, 利用围岩松动圈理论对煤巷围岩变形机理和支护机理进行了深入研究。研究表明:煤巷两帮所承受的支撑压力大、强度较低、松动圈大, 是支护的难点和重点部位, 顶板高强支护也非常关键。通过研究, 优化并完善了该条件下煤巷围岩支护控制理论体系, 大大提高了支护效果, 也为煤巷安全快速掘进和矿井采掘接替提供了保障。

关键词：厚煤层,围岩变形,支护机理

参考文献

[1]许兴亮, 孙明来.预应力锚杆支护技术对两帮的效用分析[J].矿山压力与顶板管理, 2004 (2) :71-72.

[2]许兴亮, 张农, 徐基根, 等.高地应力破碎软岩巷道过程控制原理与实践[J].采矿与安全工程学报.2007, 24 (1) :51-55.

[3]郑颖人.地下工程锚喷支护设计指南[M].北京:中国铁道出版社, 1988.

[4]鞠文君.应力控制法维护巷道的数值模拟研究[J].煤炭学报.1994, 19 (6) :573-580.

[5]范秋雁.对软岩定义和巷道临界埋深的讨论[J].矿山压力与顶板管理, 1995 (3) :115-117.