中近距离煤层范文

中近距离煤层范文（精选9篇）

中近距离煤层 第1篇

1 矿井薄煤层赋存情况

我矿各采区开采中部层组29#层时, 将下部层0.8~3m间距极近的27#层薄煤层 (优质煤层, 厚度0.8~1.3m, 灰分18~20%) 全部放弃, 没有开采, 总共可采储量559万吨。如果将这些采区的27#层煤采出, 将扩大矿井优质煤的可采储量, 为矿井优劣煤层搭配开采, 再增加矿井高灰煤层的开采量创造条件。

2 开采方案

2.1 采区概况

四采29#其下部的27#层煤层厚度0.9~1.1m, 倾角5°, 生产灰分18~20%, 可采储量273万吨。距29#层层间距0.8~1.6m, 为煤页岩互层, 暨27#顶板, 其底板为5m细砂岩。

2.2 开采方案设计依据:

2.2.1 顶板矿压显现特征:

由于29#层已开采完, 老顶活动已经完成, 因此, 开采其下近距离煤层时, 工作面只是直接顶活动, 其上覆岩石已冒落完, 已垮落的顶板岩石经过一次压实, 老顶已经历了一次暴露、破裂、折断的过程, 再次开采时其矿压线显现顶板来压表现为静载荷, 没有动载荷作用, 这样, 为极近距离煤层掘进及开采支护创造了有利条件。采掘工作只要支护其直接顶及上层开采时产生的冒落带载荷即可。

2.2.2 直接顶承受载荷分析:

工作面直接顶承受载荷q由二部分构成, 即 (1) 直接顶自身重量q1; (2) 上分层29#层采空区冒落带载荷q2;

式中:m1:直接顶厚度m1=0.8~1.6m

R1:直接顶容重r1=2.4t/m3

29#层采后上覆岩石冒落带高度m2确定:根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》提供公式如下:

式中:实际上限m2=8.2m, 即是采高5.125倍, 与实际29#层开采矿压观测数值一样。

2.2.3 直接顶极限跨距L确定:

考虑到27#层顶板之上为采空区, 因此直接顶极限跨距可按简支梁计算。根据《矿山压力及控制》中公式:

直接顶折断后, 形成悬臂梁时, 极限跨距:

式中:

L:直接顶极限跨距m;

m1:直接顶厚度h=0.6~1.6m;

q:直接顶承受载荷kg/cm2;

Rj:直接顶抗拉强度, kg/cm2, 根据《鸡西矿务局岩石坚固定性手册》得:Rj=12.5kg/cm2。

2.2.4 采掘工作面控顶可行性分析:

根据上述直接顶极限跨距计算结果在3.0~5.8m, 由此可确定掘进巷道断面中宽在2.4m, 采面工作面济道宽一般在1.4~1.6n, 对于工作面控顶是可行的, 而且只要保证直接顶不发生漏顶, 在采掘过程中是可以保证工作面的顶板管理的。

2.3 开采方案设计:

2.3.1 巷道布置:

由于初采面考虑到薄煤层开采, 为了利于顶板管理, 加快工作面推进度, 因此设计工作面长度在100~120m, 巷道采用内错式布置, 与29#层避开煤柱水平距5m, 以保证巷道不受煤柱底板压力影响, 布置在影响范围之外。其主要依据公式:

考虑到安全系数实际取S=5m。

式中:

H:巷道距煤层底板垂直距离, h=0.8~1.6m;

β:岩层内错角, β=550;

a:煤层倾角, a=50;

2.3.2 巷道断面设计:

(1) 断面:

采用矩形断面, 宽2.4m。高2.4m, 锚杆加锚网联合支护, 锚杆全长0.8~1.2m, 沿27#层顶板掘进, 拉底0.3~1.5m。

(2) 支护设计:

由于27#层顶板为层状复合顶板, 在29#层开采时由于采空区发生底鼓, 已破坏了底板岩层的完整性, 经过长时间的挤压后形成再生顶板, 因此按组合梁原理计算。设计锚杆锚距0.6m, 排距0.8m, 形成预应力组合梁。为了保证预应力组合梁的完整性, 利用锚杆+网+钢带组合, 网宽2.0m.为了保证网的连续受力, 各片网用穿条连接, 形成完整性, 从而保证了顶板的完整性, 形成一体的组合梁。

为保证巷道沿轴线方向不出现折断, 根据计算采用间隔8m架一对棚子。

(3) 矿压观测结果:

根据矿压观测巷道顶底板及两帮移进量如表1。

2.3.3 回采工作面设计

2.3.3. 1 技术条件:

该工作面为高档工作面, 工作面采用MG-80/200采煤机, 配SGZ-110型刮板运输机, DZ-1.2单体液压支柱配自制铁顶冒支护顶板;工作面采用4排柱管理, 循环进度0.7m, 机道宽1.4m, 排距0.7m, 柱距0.6m, 最大控顶距4.4m, 最小控顶距3.7m。工作面采用走向长臂后退式开采, 全部陷落法处理采空区。

2.3.3. 2 柱距确定:

式中:

N:每排单体柱数。

2.3.3. 3 机道顶板管理:

采用在一排柱间每6m增设一根单体柱配2.0m长“π”钢挑梁支护机道, 使机道顶板得到及时支护。遇有错差或节理发育的地方, 根据现场实际情况加密挑梁, 上迈步对“π”钢支护机道, 根据现场观测基本护住了机道的顶板, 机道仅出现一次漏顶。

2.3.3. 4 矿压观测:

(1) 顶板矿压显现不明显, 没有明显来压步距, 无冲击载荷。

(2) 机道没出现漏顶。

(3) 工作面支柱工作载荷不大, 一排柱再7~17MPa、二排柱再11~22MPa、三排柱再12~23MPa、四排柱再9~22MPa。

(4) 工作面初撑力设计5MPa, 基本满足顶板管理。

3 几点体会

3.1 托再生顶板掘进, 采用锚杆+网+钢带联合支护, 锚杆采用全长锚固, 形成组合梁, 可以支护住顶板, 取得良好的效果。

3.2 回采工作面机道管理采用挑梁支护, 是维护机道顶板完整的一个有效方法。

近距离观察校园-校园春色 第2篇

在生活中，有数之不尽的东西值得你细细留意和观察，我呢，就以每天走过路过，在那儿学习的学校做为近距离观察的目标。这也许是对你耐心的考验，也许是对你观察的考验，更可能是对你细心的考验，但无论如何，我必须要接受这个考验，更何况，观察也是一种乐趣。

一走进华师附小的大门，一股绿意迎面扑来。朦朦笼笼的绿色中，似乎漂荡着一些云雾。上了阶梯，绿化小花园里，呈现了风格各异的春色。被修剪的整整齐齐的`花园，是一种新颖的春色；带有星星点点的小紫花丛中，是一种可爱的春色，

近距离煤层回采巷道合理布置研究 第3篇

某矿主采二1煤和二3煤, 两煤层间距在11.2~19.8 m之间, 属近距离煤层, 采用联合开采方式。其中二3煤的31101工作面位于31采区东翼最下部, 东邻二3煤层不可采区域, 西邻工业广场保护煤柱, 南邻采区边界保护煤柱, 北邻31103工作面。31101工作面煤层厚度在0.2~2.2 m之间, 采用综合机械化开采, 位于其下部的二1煤11201工作面轨道平巷内错31101工作面20 m, 采用U型钢支架支护。二3煤层工作面回采巷道为半煤岩巷, 巷道在回采期间不仅变形较大, 而且受其影响下部二1煤层工作面回采巷道大多严重变形, 工作面回采期间为满足使用断面要求不得不进行大面积扩修, 始终难以从根本上解决多煤层联合开采所面临的支护难题[1]。因此, 亟需针对该矿地质采矿条件, 研究近距离煤层联合开采条件下二1煤层回采巷道的合理布置位置。

2 二3煤层开采底板围岩稳定性分析

2.1 数值模拟分析

2.1.1 数值模型的建立

结合31101工作面和11201工作面实际情况, 建立巷道围岩稳定性分析的二维数值计算模型, 综合考虑各方面因素, 数值模拟模型尺寸 (长×高) 为:370 m×100 m。模型水平方向及底边界, 边界条件为位移边界, 模型顶边界可以为应力边界或无边界条件限制。模型水平边界为固定边界, 上边界为应力边界, 综合考虑计算机模拟时效, 模拟过程中进行适当简化以在模型的顶部加7.5 MP的等效载荷方式, 代表约300 m厚的上覆岩层。模型计算采用莫尔-库仑屈服准则。

2.1.2 数值模拟结果分析

上部二3煤层工作面回采后, 距二3煤层底板不同深度的底板围岩中垂直应力分布状况如图1所示。

从图1可知, 工作面开采后在顶板破断、回转过程中, 在距煤柱边缘0~10 m的采空区下方的底板岩层中形成低应力区。在距二3煤层水平距离2 m垂直距离5 m的底板围岩中, 最小垂直应力仅0.75 MPa, 当距煤柱水平距离不变而底板深度加大到10 m、15 m和20 m时, 垂直应力分别为2.97 MPa、6.41 MPa和7.70 MPa, 分别增长296%、754%和936%。可见随着底板深度增加, 底板围岩垂直应力呈非线性增加趋势, 并逐步恢复至原岩应力。而距煤柱10~35 m采空区下方的底板围岩垂直应力分布则正好相反, 距煤层底板越近垂直应力水平越高, 但整体而言该区域内的垂直应力水平分布特征较为相近, 当与煤柱边缘距离达到50 m后基本恢复至原岩应力水平。

同时, 工作面开采后在煤柱侧的底板围岩应力也重新分布, 随着与采空区边缘距离增加, 距采空区边缘水平距离0~15 m范围内的底板围岩垂直应力急剧增加, 并在煤柱内则形成了较高的集中应力。

由图2可见, 煤柱内的峰值应力约17.5 MPa, 峰值位置大致位于距煤柱边缘水平距离约25 m处。根据31采区的地质条件, 31101工作面埋深约350 m, 上覆岩层平均容重, 则该处原岩垂直应力约8.75 MPa, 得到二3煤层工作面开采后煤柱内的最大应力集中系数约为2.0。

2.2 理论计算分析

工作面开采过程中, 会在周围煤柱内产生几倍于原岩应力的支承压力[2]。为了分析方便, 可将煤柱载荷简化为均布载荷, 根据弹塑性力学模型计算可得[3]:

煤体边缘塑性区宽度xα:

式中, m为煤层厚度, m;n为最大应力集中系数;γ为上覆岩层平均容重, N/m3;H为开采深度, m;Cm为煤层内聚力, MPa;φm为煤层内摩擦角, (°) ;k1= (1+sinφmin) /1-sinφm。

底板岩体的最大塑性区深度h1:

式中, φ0为底板岩体内摩擦角, (°) 。

采空区内底板最大破坏深度距采空区边缘的距离l1:

采空区内底板岩体塑性区的分布长度l2:

取二3煤层物理力学参数为:粘聚力1.2 MPa, 内摩擦角22°。平均采厚1.5 m, 煤层实际埋深350 m。计算覆岩平均容重25 000 N/m3, 根据数值模拟分析结果, 最大应力集中系数为2。将上述参数代入计算可得xα=14.6 m, h1=34.6 m, l1=20.1 m, l2=59.6 m。

结合以上计算结果可知, 由于二1煤层与二3煤层最大层间距不足20 m, 二3煤层开采过程中形成的底板破坏带直接波及二1煤层, 同时因目前11201工作面轨道平巷内错31101工作面20 m布置, 使得11201工作面轨道平巷恰好处于上部31101工作面开采形成的最大破坏深度范围附近, 对11201工作面轨道平巷围岩稳定性不利。

3 二1煤层回采巷道合理位置数值模拟分析

11201轨道平巷内错31101工作面不同距离时, 巷道最大变形量的变化情况如图3所示。

由图3可知, 随着11201轨道平巷内错距离的不断增大, 巷道最大变形量呈现先降低、后增大、再降低、最后趋于平稳的变化过程。其中, 11201轨道平巷内错31101工作面5 m、35 m时, 巷道最大变形量均较小, 分别只有271 mm、261 mm。但受31101工作面开采形成的整体位移场影响, 11201轨道平巷内错31101工作面5 m时, 巷道左帮围岩位移量明显大于右帮, 巷道围岩变形呈非对称性, 这对巷道围岩稳定性极为不利;当内错距离增大到35 m时, 巷道两帮围岩位移的非对称性明显降低, 如图4所示。

随着11201运输平巷外错31101工作面距离的不断增大, 11201运输平巷的最大变形量逐渐减小, 如图5所示。

11201运输平巷外错50 m布置时, 巷道围岩最大位移量约314 mm, 相对外错25 m布置时减小约52%;11201运输平巷外错70 m布置时, 巷道围岩最大位移量约233 mm, 相对外错50 m布置时减小约26%;随着11201运输平巷外错距离的进一步增大, 巷道最大变形量虽有减小, 但减小幅度只有6%。

4 结论

(1) 31101工作面开采后, 煤柱内峰值应力位置位于距采空区边缘25 m处附近, 11201工作面运输平巷应避开该处布置;当11201运输平巷外错距离达到70 m以上时, 巷道围岩位移量基本趋于稳定。

(2) 31101工作面回采期间, 11201轨道平巷内错31101工作面距离在0~5 m、15~20 m之间时, 巷道围岩变形量最大, 布置时应避开该区域;当内错距离在5~10 m之间时, 虽然巷道围岩变形量较小, 但受31101工作面开采形成的整体位移场影响, 巷道围岩变形非对称性极为明显, 对支护承载结构的稳定性极为不利;当内错距离达到35 m以上时, 巷道围岩位移量基本趋于稳定, 并不随内错距离增加而显著减小。

(3) 从减小31101工作面回采期间巷道围岩变形量角度出发, 11201轨道平巷应内错31101工作面35 m左右布置, 11201运输平巷应外错31101工作面70 m左右布置;此时, 不仅能够使巷道所处应力环境较为有利, 而且巷道围岩变形较为对称, 避免支架承载过程中处于偏载状态而影响支架承载性能。

参考文献

[1]高飞鹏, 鲁军.复合顶板煤巷围岩控制技术实践[J].能源技术与管理, 2011 (2) :74-75.

[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

近距离感受美国军队的精神灌输 第4篇

http://jczs.news.sina.com.cn 2004年08月04日 08:44 解放军报

崔景龙(沈阳军区某集团军政委, 少将)

去年底，我随国防大学国防研究班赴美国考察。所到之处，感受颇深的一点是，美军尽管拥有现代化的武器装备，但仍然极为重视培养军人的精神素质。

国家观念教育无处不在

美军对国家观念的精神灌输无处不在。进入美国，我看到最多的是到处悬挂着大大小小的美国国旗，不管是楼顶、墙上，还是办公室、住宅，甚至是台式电脑、个人饰物上到处都有星条旗，就连宗教场所也不例外。大到能占据整座楼顶、一面墙，小的则如一枚邮票。在华尔街一幢大楼的墙壁上，我们就看到悬挂着一面近百平方米的星条旗。这种外在的国家观念灌输意识，尤其强烈地体现在美军的各所院校里。在西点军校的陈列室里，我们看到校徽上写着醒目的校训：“ 责任、荣誉、国家”。军校要求学员为了美国的国家利益尽义务，政治目的十分明确。

在参观美军院校时，我们看到，各校都有自己的军史馆，陈列着大量的兵器、军服、勋章、手稿等实物或模型。走廊的墙壁上大都挂着美军英雄人物的画像，就连“五角大楼”也成为对外宣传展示美军传统的阵地和窗口。大楼里专门设有一个开放的荣誉室，曾获得国防部授予最高勋章的3000多人的名字就被镌刻在荣誉墙上。美军的各校校园里到处都能见到历史纪念碑、大型战争纪念雕塑。在西点军校的大操场上，为弘扬传统，学校雕塑了艾森豪威尔、麦克阿瑟、潘兴等许多从该校毕业的名将雕像，整整围成一圈。有趣的是，惟独全身戎装的巴顿塑像单独放在了图书馆门前，据说巴顿在校时不爱读书，曾因数学不及格留过级，所以让他永远面书而立，以警示后人。

一个标志，一份骄傲

让军人按规定佩戴荣誉勋章和军兵种标志，是美军传统教育的又一大特色。陪同我们的美国国防大学校务部上校特里·佩克胸前挂满了各种奖章、标志，当我问起各种勋章的含义时，特里·佩克的眼睛一下亮了起来，神情里充满了自豪。他说，奖章上的每一颗星，标志上的每一个符号都记载着他军旅生涯中的一段值得骄傲的历史。特里·佩克对一枚毛瑟枪符号的奖章情有独钟，自豪地介绍，这是他当战士时获得的特等射手奖章，因此把它挂在了胸前最突出的位置。听着特里·佩克眉飞色舞的讲解，我们对美国军人强烈的荣誉感留下了深刻的印象。全程陪同我们的战争学院院长杰斯可特海军少将告诉我们，在美军，勋章既意味着荣誉，更意味着责任、奉献和牺牲。他原是航空母舰上的一位战斗机飞行员，曾经有2500余小时的飞行经历。他向我们讲述了一个亲身经历的故事：自己有一位战友，头天，大家还在航空母舰甲板上为他们举行了隆重的婚礼，戎装上挂满奖章的新郎喜气洋洋。可没想到第三天，这位战友就在执行飞行任务中以身殉职了。在安葬他的葬礼上，杰斯可特亲手为他戴上了最后一枚奖章。战友的牺牲激励着杰斯可特更加热爱自己的飞行事业，也更加珍视胸前的勋章。

牧师军衔最高可授少将

美军把宗教活动当作精神灌输的一种重要手段。美军的各个部队、各所院校都编配有牧师，一直到营，最高的还可以授予少将军衔。牧师通过宗教活动，把美国人的价值观根植在官兵心里。我们在考察美军院校期间，所到之处，看到的最精美建筑就是教堂，而且每所军校都有。这里虽然是宗教活动场所，可四面墙壁上却挂着国旗和各军、兵种军旗，其利用宗教灌输国家观念和军队意志的目的显而易见。一位身穿迷彩服、足登作战靴的上校牧师告诉我们，每所院校的教堂里，从校长到普通学员都有固定的位置。他们在为自己祈祷的同时，也为国家、民族和军队的未来祈祷。

永远的“摘帽子”

美军对军人的精神灌输还充分体现在养成教育的各个方面，渗透在官兵的日常生活中。考察期间，我们看到，美陆军不仅把“忠诚、职责、尊敬、无私、荣誉、正直、勇气”的价值观写进了《士兵手册》，还制成各种标语和宣传画，张贴、悬挂在宿舍、食堂和训练场，甚至制成精致的卡片，让士兵挂在脖子上。在海军军官学校学员宿舍楼的墙上，镌刻着学员荣誉准则：不说谎，不偷盗，不欺骗。学员一入学，就要以不同方式接受道德品质教育，养成诚实、勇敢、自制、无私、正派、坚定、忠心与热心尽职的良好品德。在参观安纳波利斯海军军官学校时，女导游军官梅森上尉给我们讲了一个“摘帽子”的故事。每年新一届学员入学时，升入二年级的老学员就会把一顶帽子挂在一座十几米高的塔尖上，由新学员去摘下来。为了增加摘帽子的难度，老学员在塔身四周涂满了黄油。这项活动，既需要勇敢顽强的竞争意识，更需要集体配合的团队精神。新学员们为了摘下帽子，组成人墙、搭成人梯，一次次向塔尖发起“冲锋”，一道人墙倒了，又搭起一道更牢固的人墙；一架人梯塌了，又搭起一架更结实的人梯……前赴后继，勇往直前，直至有人摘下帽子。校长会当场从肩上摘下一颗将星赠送给最后的胜利者，并激励其早日走进将军行列。尽管到目前为止，还没有一个胜利者真正戴上将星。但几十年来，这项活动从来没有间断过。美军这种潜移默化的渗透式教育效果，在海军军官学校校长罗德尼·兰普特中将身上有着明显的体现。他在欢迎中国国防大学代表团致词上讲的第一句话是：“各位将军，我给大家报告一个好消息，在刚刚结束的全美高校橄榄球大赛中，海军军官学校击败了西点军校，拿到了冠军！”其手舞足蹈的兴奋、自豪之情，溢于言表。联想到参观西点军校时，其体育馆房顶上那条“打败海军”的醒目标语，我们恍然大悟，不禁对美军这种根深蒂固的“争强好胜”意识刮目相看。

近距离煤层开采冲击矿压防治 第5篇

冲击地压作为常见的井下开采地质灾害, 对井下生产的有效进行及作业人员的生命安全有着严重威胁。目前, 采矿方面对此类灾害的防治研究主要针对单一煤层的开采, 鲜有涉及近距离煤层。而随着简单易采煤炭资源的日益枯竭, 近距离煤层开采已成为未来煤炭开采不可避免的发展方向, 加强对近距离煤层冲击矿压防治的研究, 对于保障煤炭生产的高效安全进行和企业长久发展意义重大[1]。

1 工作面布设概述

吴家屯矿93上12工作面与93下07工作面为该矿典型的近距离煤层相邻工作面。其中93上12工作面倾向长度170 m, 走向长度650 m, 煤层平均倾角6°, 工作面顺槽均紧邻煤层顶板布设, 切眼同两顺槽相互垂直, 位于与93下07工作面轨道顺槽正上方。93下07工作面倾向长度1 500 m, 走向长度200 m, 煤层平均倾角5°, 同南翼采区胶带运输大巷相通, 构成完整的运输机及回风系统。

两工作面相互位置关系如图1所示, 93下07工作面位于93上12工作面后方且同其相互垂直。两者相距850m, 依照当前回采速率计算, 对93上12工作面进行回采时, 其同93上07工作面相距不足300 m。在93上07工作面开切眼处, 3上煤层同3下煤层相距不足30 m, 当93上12工作面进行回采后, 93上07工作面将会面对向3上煤层采空区推移的难题, 可能存在冲击矿压的风险。

2 采区冲击矿压影响要素分析

2.1 地质要素影响分析

2.1.1 煤层性质

依照对以往冲击地压数据的总结分析可知, 煤体强度越大其能担负的压力越大, 则诱发冲击地压所需应力越小, 相反所需应力越大。鉴于此, 依照中国相关规定对吴家屯矿3上煤层与3下煤层的冲击倾向展开评估。分别自两煤层取出若干煤样, 其检测评定结果如表1所示。经鉴定, 3上煤层与3下煤层均属于3类煤层, 即具有强冲击倾向的煤层。

2.1.2 开采深度

伴随矿井开采深度的不断增大, 井下煤岩中所聚集的弹性势能会相应增大, 这时在采动影响下, 煤层所承受压力一旦达到其破坏临界值就极有可能导致冲击地压的出现。由此可见, 所有存在冲击倾向的煤层, 在去除开采技术等因素的影响后, 均存在一个诱发冲击地压的最大回采深度。鉴于吴家屯矿尚未发生过冲击地压事故, 借鉴相邻矿井经验, 冲击地压发生的临界深度为600 m, 而3上煤层与3下煤层埋深均在600 m以上, 这说明两煤层进行回采时均应当充分开展冲击地压预警防治工作, 以保证生产的安全开展[2]。

2.2 开采要素影响分析

当多个工作面同时在近距离煤层中进行布设时, 其各不相同的布置形式与回采顺序均会对煤层中应力的分布产生显著影响。尤其是交错推进的上部工作面在回采后, 必然会对底板造成一定损坏, 这时下部煤层回采的顶板就会变成松散破碎围岩, 也就是说冲击矿压发生的危险会大幅提升。吴家屯矿93下07工作面为现采工作面, 93上12工作面预计2015年12月进行回采。参照当前工作面推移速度, 对93上12工作面进行回采时, 其同93上07工作面相距不足300 m。此时两工作面会处于相同的应力集中影响区间, 加之两者所采煤层均属于强冲击倾向煤层, 且埋深较大, 其发生冲击矿压的概率极大。

3 冲击矿压防治措施分析

3.1 冲击矿压风险的监测与预处理

3.1.1 冲击矿压风险监测

回采作业进行时, 针对可能存在的冲击矿压威胁而开展有效风险监测对于保障生产安全性有着积极意义。通常井下常用的冲击风险监测手段为“钻屑法为主, 电磁辐射监测相辅”的综合手段, 通过对两者监测结果的综合分析, 判定哪些区域存在冲击威胁[3]。

3.1.2 冲击矿压预处理

依据冲击矿压风险监测的分析结果, 回采作业时, 93下07工作面前方轨道顺槽所对应的3上煤层工作面开切眼位置具备发生冲击矿压的风险, 应对其提前进行大尺寸钻孔卸压作业, 以消除冲击威胁。

在确定93下07工作面回采作业进入3上煤层保护煤柱区段前, 作业人员应及时对93下07工作面轨道顺槽及运输顺槽的内帮进行大尺寸钻孔卸压作业。卸压孔直径为108 mm, 布设锚杆时每隔一排锚杆钻设1个卸压钻孔, 并布设在2排锚杆的中间部位。鉴于实际作业时, 锚杆排距为900 mm, 因此卸压钻孔实际间距为1 800mm, 钻孔深度为15 m[4]。

3.2 冲击危险治理及防护措施

在回采作业时如监测到可能发生冲击矿压, 则可依据现场实际情况, 选择性地通过下述措施加以治理。

3.2.1 深孔卸压爆破

其具体实施如下所述:在回采工作面两侧巷道巷帮上每间隔两排锚杆布置1个深孔爆破卸压钻孔, 钻孔间距以2 m为宜, 且应同预卸压钻孔相间布设。爆破卸压钻孔直接为42 mm, 钻孔深度10 m, 相距巷道底板1.2 m且同巷道两帮保持垂直。每个钻孔内装药4 m并布设3个并联雷管, 所填炸药为矿用乳化炸药 (每一个药卷重100 g、长200 mm) , 作业时单次引爆的炮眼数量为1个。其布设示意图如图2所示。

3.2.2 大尺寸钻孔卸压

卸压钻孔直径110 mm, 每间隔2排巷道锚杆布设1个, 并确保钻孔布设在锚杆中间部位。钻设时科技同预卸压钻孔交替布设, 也可在预卸压钻孔基础上再次钻设。钻孔间距为1 800 mm, 钻孔深15 m。若实际作业中不具备进行大尺寸钻孔钻设的作业环境, 可将钻孔直径减小至76 mm, 其布设方式等同于110 mm钻孔。其布设示意图如图3所示。

3.3 其它冲击危险防护措施

3.3.1 加强对工作面的超前支护

进行回采作业时, 虽已对93下07工作面自开切眼处便在轨道顺槽中进行预卸压作业, 虽能在工作面前部形成一定的保护带, 避免煤层在在震动影响下发生剧烈破坏。但为更加有效地确保93下07工作面的安全性, 应适当增强工作面超前支护段的支护长度、强度及密度, 并对支护单体进行有效的防倒滑保护。

3.3.2 对人员的通行进行一定限制

针对进行工作回采作业, 当回采面处于临近轨道顺槽段的30个支架范围内进行割煤作业时, 应规定自顺槽内自开切眼向外150 m的区间内, 禁止作业不相关人员随意进入。

4 结语

冲击地压作为井下煤层回采中的多发性地质灾害, 对所有煤层特别是近距离煤层回采有着巨大威胁。煤矿在进行近距离煤层开采工作前, 必须依据自身地质条件及回采工艺对工作面的冲击危险展开分析, 确定其冲击风险等级。并以此为基础, 制定针对性全方位防治体系, 从而实现冲击矿压的有效预警与及时治理, 为井下生产的安全开展保驾护航。

摘要：结合具体工程实例, 分析了近距离煤层回采时导致冲击矿压发生的影响因素, 并以此为基础就如何加强近距离煤层冲击矿压防治提出几点见解。

关键词：近距离煤层,冲击矿压,影响因素,防治措施

参考文献

[1]闫书缘.近距离煤层群下行卸压开采采动高应力演化及效应研究[D].淮南:安徽理工大学, 2014.

[2]蓝航, 杜涛涛.近距离煤层掘进巷道过终采线冲击地压防治技术[J].煤炭科学技术, 2015 (1) :10-14.

[3]顾颖诗.近距离煤层开采冲击地压防治技术研究[J].煤矿现代化, 2014 (5) :11-13.

近距离下煤层巷道支护优化研究 第6篇

我国近距离煤层开采和赋存所占的比例非常大, 邯郸矿区阳邑煤矿层间的距离在10m以内, 可开采量占总量的三分之一, 因此探究近距离下煤层安全开采具有深远的影响。在近距离煤层上分层开采的时候, 回采四周的岩层会出现重新分布, 不但会造成回采四周煤柱上出现应力集中的情况, 还会导致这些应力向底板岩层深处传递, 导致煤层底板岩层被破坏和出现变形, 会给分布在下分层中的回采巷道的维护和支护带来负面影响。所以合理有效的支护对近距离下煤层回采巷道有深远的影响。

2 下分层回采巷道变形

对阳邑区的七号煤工作面回采巷道来说, 在上分层六号煤开采结束并预留20m煤柱的情况下, 破坏下分层回采巷道的机理具有以下特征:

( 1) 围岩比较松散、强度不高。六号煤煤层采空区下方是七号煤工作面回采巷道, 由于受到六号煤开采震动的影响, 六号煤和七号煤之间的距离只有10m左右, 层间距非常的小, 依据相关信息显示, 六号煤底板采动破坏带是围岩的位置, 围岩的强度不断下降, 尤其是层间距较小的范围之内, 围岩易于被破坏, 如果没有及时的支护, 巷道顶板就会出现冒顶的情况, 十分的危险。

( 2) 巷道处于的应力状态为非均匀性的。上部煤层采空区底板上的各应力状态差别比较明显, 呈现出非均匀分布的情况。受非均匀荷载作用的影响, 支护体结构局部会出现超载的情况, 使局部受到破坏, 甚至会导致支护体结构失衡。经过大量的实践证明, 在应力降低区内分布着极近距离下部煤层回采巷道, 易于导致巷帮位移量和煤柱侧顶板比另一侧大, 这在进行支护的时候, 会导致临煤柱侧棚腿易于出现折损, 巷道会被破坏等情况发生, 这也是非均匀荷载作用造成极近距离下部煤层回采巷道被破坏的重要原因。

3 上煤层遗留煤柱在底板中应力传播的规律

煤层采动导致回采空间周围岩层应力发生改变, 不但导致回采空间和四周煤柱上应力过度集中, 还会使得应力向底板岩层深处传输。探究底板岩层中的应力情况、采动岩体和破坏区的力学特点, 可以更好地掌握上部煤层采动造成底板岩层或者是相邻煤层巷道受力情况和矿压显示情况, 使用科学的支护办法来管理围岩变形。

依据岩土力学理论 ( 详见图1 所示) , 集中力P对地下M点所造成的垂直应力的计算公示为 ( 1) 。

作用在各向同性均质半无限平面体上的集中力为qdx的时候, 平面体内任意一点 ( θ, r) 引起的应力可以得到。

用直角坐标系 ( x, z) 表示为:

使用叠加原理, 在自由边界上受到的均匀载荷也可以使用上述原理, 详见图2 所示, 即:

式中: q - 作用于底板岩体上的载荷。

在均匀载荷作用下, 底板岩体中的应力分布情况详见图3 所示。沿着载荷中心点下部轴线上的垂直应力最大, 随着深度的不断增加垂直应力会逐渐的减小, 影响范围可以达到2B左右; 水平应力的影响深度较浅, 影响的范围可以达到1B左右, 剪应力的影响范围在2B左右, 在载荷作用的边界处出现最大值, 因此, 采场边界下部的岩体易于出现破坏和剪切变形的情况。底板岩层内应力呈现出扩展分布的状态, 煤柱边缘垂线和自重应力值的等值线之间的夹角被称作为应力传递角φ, 该角的角度值为55°以内。阳邑矿的应力传递角 φ 为45°, 层间有效距离为10m, 需要进行超前支护的距离为40m。

4 近距离下煤层回采巷道支护策略

4. 1 确定巷道支护形式

经过前面认真的分析可以发现: 层间距不同, 六号煤采空区与下分层巷道之间的距离不同, 围岩应力的状态也不一样, 围岩受到的干扰破坏也不一样, 这就使得不同的层间距离需要使用不一样的支护参数和支护形式。

下分层回采巷道的层间距离在3m以内时, 在挖掘以前就已经受到上分层开采动压的作用, 使其处于上分层采空区底板的采动破坏地带。巷道挖掘时, 围岩破碎比较严重, 采空区的冒落矸石位于松散破碎的顶板上面, 采空区和顶板的矸石有可能会整体落到巷道中, 这是非常危险的。对于这种情况, 依据国内外近距离煤层巷道支护的成功例子, 可以使用架棚支护的办法。

锚杆支护当作基础支护的形式可以对分层间距在5m以内的范围进行使用, 这时候顶板的厚度呈现出破碎松散的状态, 破碎围岩冒顶的危险使用锚杆支护无法实现完全保护。

分层间距在5m以上的时候, 锚杆支护可以较好地发挥作用, 要想节约巷道的支护成本, 提升支护的强度, 可以使用与锚索相联合的支护办法, 详见表1 所示。

当巷道和断层走向之间的角度比45°大时或者是断层落差在1. 5m以内时, 使用锚索支护和十字锚网梁联合支护的办法。当巷道和断层走向之间的角度比45°小时或者是断层落差在1. 5m以外时, 需要另外制定安全保护办法。

4. 2 确定巷道支护参数

当巷道的设计断面呈现出矩形, 巷道的毛高为3. 3m、毛宽为4. 4m, 巷道净高为3. 2m、净宽为4. 2m的时候, 巷道参数在设计的时候一定要注意以下几点:

(1) 当层间距保持在2. 5m左右时, 架棚支护可以使用11 号工字钢, 棚间距要保持在1m左右。架棚以前, 要将金属网铺设在顶板上, 支护的时候使用工字钢钢棚, 使用木楔剎将其钉牢, 可以有效抑制巷道变形。

(2) 当层间距保持在大于2. 5m左右的时候, 使用左旋无纵筋螺纹杆锚杆进行支护, 12 号铅丝菱形金属网做顶网, 钢筋梯子梁当作帮梁和顶梁, 具体参数详见表2 所示。

(3) 当层间距大于5m时, 使用左旋无纵筋螺纹杆锚杆支护, 排间距为1m左右, 每排放置两根, 12号铅丝菱形金属网做顶网, 钢筋梯子梁当作帮梁和顶梁, 具体参数详见表2 所示。

4. 3 优化巷道支护设计

七号煤挖掘时, 沿着煤层的顶板挖掘巷道。当层间距比5m大时, 巷道断面应该设计成矩形, 属于大断面巷道, 7 - 771 巷的毛高为3. 4m, 毛宽为4. 8m, 毛断面16m3。7 - 772 巷毛高为3. 5m, 毛宽为4. 8m, 毛断面为17m3。

建立7 - 77 围岩变形破坏特征的数值分析模型选取Mohr - Coulomb模型, 模型尺寸40m ×30m, 网格划分为149 × 139 = 20711 个单元。依据采矿理论和实际操作经验, 将应力边界设置在模型上表面, 模型的左右设置水平位移以此对边界起到约束作用, 垂直位移约束边界设置在模型的下表面。依据对7 - 77 的地应力评估, 原岩应力7. 23MPa为模型上表面载荷, 模型中初始水平应力取最大水平主应力9. 22MPa。结合现场和井下监测信息的反馈结果知, 7 - 77 顶板围岩十分稳定, 围岩变形破坏范围很小, 属于Ⅲ类中等稳定围岩结构。

岩层参数以7 - 77 物理力学参数如表3 所示。

依据7 - 77 的生产技术情况, 从确保巷道安全生产、提升挖掘速度和节约成本的角度出发, 7- 77 可以使用20Mn Si左旋无纵筋螺纹钢锚杆当作顶板, 锚杆的有效距离为0. 8m, 类型为 20m ×2. 5m, 锚杆使用20Mn Si左旋无纵筋螺纹钢。锚杆的有效距离为1. 2m, 类型为 18 × 2m。设计锚索补强参数的时候, 锚索的长度为7m, 直径为2cm, 托盘可以使用平托板, 规格为40cm × 40cm × 0. 16cm, 锚索的排间距为3. 2m, 每排放置锚索两根, 间距要保持在1. 8m左右。

具体参数优化设计见图1 和图2。

从数值模拟水平位移云图和垂直位移云图结果显示, 围岩的应力情况得到了改善, 围岩的承载力得到了提高, 巷道断面的变形收缩得到了降低。巷道支护优化以后, 两帮移近量的最大值为3. 6cm, 顶底板的最大移近量为1cm, 顶底板移近量降低了22. 2% , 两帮移近量降低了24. 4% , 控制在25% 以内, 巷道围岩变形得到了显著的控制。

5 结论

研究巷道变形破坏的机理就是对近距离下煤层巷道支护的探讨, 给出了阳邑矿近距离煤层下分层回采巷道支护策略, 对7 - 772 巷道优化支护设计提出了以下观点:

( 1) 近距离煤层下分层回采巷道支护有以下发展趋势: 支护策略呈现出多样化; 使用高强高预应力锚杆进行支护; 逐渐发展成联合支护模式; 较好控制围岩破碎。

( 2) 七号煤层回采巷道围岩破坏的特点为: 围岩松散、强度低、易于破碎; 巷道呈现出非均匀应力的情况。

( 3) 依据矿区和层间距的情况, 下分层回采巷道使用不一样的支护模式: 架棚支护适用于层间距在2. 5m以内的回采巷道; 架棚结合锚网梁支护适用于2. 5m - 5m的回采巷道。

( 4) 以7 - 77 的生产技术为依托, 优化巷道的支护方案, 实践表明, 围岩应力情况得到改善, 承载能力得到提高; 巷道断面收缩变形得到控制。

摘要：在我国近距离煤层的开采和赋存比例比较大, 探究近距离下煤层巷道支护优化具有比较重要的意义。针对邯郸矿区阳邑煤矿近距离煤层采空区、遗留煤柱下巷道支护方案确定的技术难题, 基于下分层回采巷道变形破坏机理和锚杆支护理论, 采用理论和数值模拟相结合方法, 对于不同的层间距采用不同的支护形式与支护参数;结合生产技术情况, 对巷道开展支护优化设计工作, 结果显示围岩的应力情况得到了较好的改善, 使围岩的承载力得到了较大程度的提升;巷道断面的收缩变形得到了较好的控制, 巷道围岩变形也得到了较好的控制, 这对研究近距离下煤层安全开采具有重要的意义。

关键词：近距离煤层,下煤层,巷道支护,锚杆支护,优化设计

参考文献

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[2]宋振骇.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

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[6]黄艳利, 等.近距离煤层回采巷道合理布置方案[J].煤矿安全, 2009, 40 (09) :66-68.

[7]张胜云, 何峰.近距离下煤层安全开采矿压监测[J].煤矿安全, 2012, 43 (02) :25-28.

近距离薄煤层上行开采分析与实践 第7篇

唐庄煤矿已有30 a的开采历史, 大部分地质条件较好的煤层已被采完, 资源接续困难。但存在一定数量的薄-极薄煤层, 由于下伏煤层均已被采, 地质开采技术条件复杂, 而得不到充分利用。矿区内的18煤, 属于上、下部煤层已被采空, 煤层间距近, 开采条件特殊的煤层, 通过对该煤层上行开采可行性分析论证, 成功对18煤层进行开采, 取得了良好的安全与经济效益, 极大延长了矿井的服务年限。

1 煤层及顶底板情况

唐庄煤矿开采上石炭统太原组煤层, 18煤层由于相对较薄, 一直未采, 其上、下部煤层均已采空。18煤层的顶、底板及相邻煤层顶、底板特征如表1所示。

(1) 17煤层 (已采空) 。直接顶板:以灰黑色泥岩为主, 平均厚度2.11 m。煤层厚度为0.5～1.5 m, 平均为0.82 m。直接底板:以灰黑色泥岩为主, 局部为粉砂岩或互层, 厚度0.66～5.02 m, 平均厚度1.71 m。

(2) 18煤层。直接顶板:以灰黑色泥岩为主, 厚度0.31～1.78 m, 平均厚度1.35 m。由于其上、下部煤层均被回采, 导致顶板扰动严重, 构造裂隙与采动裂隙发育, 顶板较破碎。18煤层厚度为0.44～0.73 m, 平均0.59 m。底板:以灰黑色泥岩 (含碳质) 为主, 平均厚度3.11 m。

(3) 20煤层 (已采空) 。直接顶板:石灰岩 (十) , 厚度0.95～7.31 m, 平均厚度3.80 m。煤层厚度为0.6～1.1, 平均0.71 m。直接底板:以粉砂岩或砂岩为主。平均厚度9.0 m。

2 上行开采可行性论证[1]

由于该矿先行开采了下部的20煤层, 其平均采高为0.71 m;上部的17煤层, 其采高0.82 m。而18煤与20煤间距为6.9 m (变化在5.6～7.8之间) , 因此, 位于17煤与20煤之间的18煤层可否安全开采, 18煤层与20煤层之层间距及岩性是影响上行开采等的主要技术因素, 是评估18煤能否进行安全开采的重要因素。

2.1 比值判别法

当下部先采一个煤层时, 用比值K的大小来判别上层煤层是否可安全开采, 其公式为:

式中K—上下煤层层间距与下煤层采厚的比值;

H—上下煤层层间距, m;

M2—下煤层采高, m。

但采用垮落上行顺序开采时, 国内的生产实践和研究成果已证明, 当比值K>7.5时, 先采下位m2煤层后, 在上位m1煤层中可以进行正常采掘活动, 如图1所示。

唐庄矿18煤与20煤层之层间距为6.91 m, 而20煤层采高仅为0.71 m, 代入 (1) 式, 可得K=9.7>7.5, 由此可以判断唐庄煤矿在先采20煤层后, 可以安全回采上部的18煤层。

2.2“三带”判别法

2.2.1 三带判别法的基本观点

当上位煤层位于下位煤层开采引起的垮落带之内时, 上位煤层的结构将遭到严重破坏, 下位煤层先采后上位煤层将无法开采;当上位煤层位于下位煤层开采引起的断裂带之内时, 上位煤层的结构只发生中等程度破坏, 下位煤层开采后, 采取一定技术和安全措施, 上位煤层可以开采;当上位煤层位于下位煤层开采引起的断裂带之外时, 上位煤层只产生整体移动, 结构不受破坏, 下位煤层开采后, 上位煤层可以正常开采。

2.2.2 垮落带和断裂带高度计算

对应于不同的岩性, 下位煤层开采后, 上覆岩层中形成的垮落带和断裂带高度不同, 唐庄煤矿围岩属中硬岩层。

(1) 按中硬岩层选择垮落带高度 (Hk) 计算式。

式中 ∑M—累计采厚, 单层采厚1～3 m, 累计采厚不超过15 m。

唐庄矿20煤层采高0.71 m, 即 (2) 式中的∑M=0.71 m, 代入可得:Hk=3.17 m。

(2) 按中硬岩层选择断裂带高度 (Hd) 计算公式。

经计算可得:Hd=14.99 m

(3) 采17煤层时底板 (18煤顶板) 破坏程度选择经验公式计算。

式中 h—垮落带高度, m;

H—开采深度, m;

α—煤层倾角, (°) ;

L—壁式工作面倾斜长度, m。

唐庄矿平均采深为252.74 m, 平均煤层倾角为18°, 17煤层采面倾斜长度为90 m, 代入 (4) 式可得h=10.5 m。

由以上计算可知:18煤层位于20煤回采后的垮落带之上, 断裂带之内;再加上17煤层回采时对底板的破坏深度, 故18煤层因17煤、20煤回采影响, 产生了很多裂隙, 但未产生台阶错动, 18煤层连续性及结构未遭破坏, 可以安全回采。

2.3 围岩平衡法

从围岩平衡的观点, 采空区上方附近岩层可以分为非平衡带 (即垮落带) 、部分平衡带 (相当于断裂带的下位岩层) 和平衡带 (相当于断裂带的下位岩层之上的岩层) 。在沿工作面推进方向上可分为原始应力区A、煤壁支撑区B、离层区C、重新压实区D及稳定区E, 如图2所示。

I.垮落带;Ⅱ.裂隙带;Ⅲ.弯曲下沉带

断裂带的上位岩层形成“煤壁及上覆岩层-矸石”为支撑体系的岩层结构。一般岩层自身可形成不发生台阶错动的平衡岩层结构。断裂带的下位岩层形成以“煤壁-支架-矸石”为支撑体系的岩层结构。这种岩层结构在支架参与下可获得平衡。采场上覆岩层中具有一定厚度而强度较高的岩层是控制采场上覆岩层移动的关键。

在回采过程中, 当采场上覆岩层中有坚硬岩层时, 上煤层应位于距下煤层最近的平衡岩层之上;当采场上覆岩层均为软岩层时, 上煤层应位于裂隙带内;上煤层的开采应在下煤层开采引起的岩层移动稳定之后进行;上行开采必要的层间距H可按 (5) 式估算。

式中 M—下煤层采高, m;

Kl—岩石碎胀系数, K1=1.30～1.35;

h′—平衡岩层本身厚度, 按岩 (煤) 层柱状图确定。

唐庄矿20煤采高为0.71 m, h′为平衡岩层本身厚度, 根据煤层赋存情况, 估算取2 m, 代入上式, 可得:H=4.0～4.4 m。层间距为6.9 m, 大于H。又因20煤直接顶为3.8 m的灰岩, 该岩层虽然节理裂隙发育, 但由于岩石相对比较坚硬, 在20煤回采过程中会缓慢弯曲下沉, 发生台阶式错动的可能性较小, 因此, 上部18煤层相对较连续, 煤层结构较完整, 实际的井下观察也证明了这一点, 故可以安全回采。

18煤层上覆17煤层的开采, 同样会对18煤层的开采地质条件造成破坏。由于17煤层与18煤层的层间距较短, 平均仅3 m, 某些地方不足1.5 m。因此, 上层煤层的开采活动直接影响了17煤底板 (18煤顶板) 的完整性, 导致18煤层顶板完整性差、裂隙发育, 岩石破碎严重, 实践证明进行炮采时顶板极难控制。

2.4 上下煤层开采的间隔时间

上煤层开采应在下煤层开采引起的岩层移动稳定之后进行。唐庄矿开采17煤及20煤层与18煤开采间隔时间达10 a之久, 故沉降过程已基本结束, 岩层结构已重新趋于稳定, 不影响18煤的安全回采。

3 上行开采实践

3.1 工作面概况

801工作面标高上限-225 m, 下限-256 m;平均走向长450 m, 倾斜长约90 m;煤层倾角最大24°, 最小15°, 平均19°。

3.2 回采工艺

选用走向长壁后退式采煤方法, 采用单体液压支柱配合π型2.4 m长梁, 形成走向棚对梁迈步式支护顶板, 使用YRG3-100右型单滚筒爬底板采煤机割煤。煤层顶板较易冒落, 用正悬壁齐梁直线柱支护, 2.4 m工字钢梁交替迈步, 实行“三、四”排控顶, 全部垮落法处理采空区。工作面使用30 kW刮板运输机运煤, 输送机道使用30 kW刮板输送机配合皮带输送机运煤进入煤仓。

3.3 顶板管理

采用全部垮落法管理顶板。该面实行“三、四”排管理, 柱排距均为800 mm±100 mm;梁子交替迈步, 走向棚布置, 每循环迈步800 mm, 放顶步距800 mm。最大控顶距为4300 mm, 最小控顶距为3 500 mm。

3.4 回柱放顶方法[2]

回料方式及顺序:工作面内达到最大控顶距时, 进行回柱。按照由下向上、由老塘到煤帮及先补后回的原则逐棚回料。

回料方法:工作面采用人工回柱, 先对所回支柱周围的柱子进行补液, 再用卸载手把卸载要回的柱子, 先回柱后回梁。工作面回柱前移梁子由专业组进行, 至少三人一组, 两人操作一人监护, 回柱使用长柄卸载手把, 把长加带长不少于1 000 mm。

3.5 回采效果

801工作已成功进行了装面、初采、正常回采及收作, 在回采过程中初次来压和周期来压现象不明显。工作最高日产达400 t, 共采出煤炭39 000 t, 创产值2 000余万元。

4 结语

根据以上分析论证和回采实践可得:唐庄矿位于17、20煤层间的18煤层可以安全回采。由于顶板相对较破碎, 因此, 针对18煤层的顶、底板地质特征, 选择薄煤层采煤机割煤和采用单体液压支柱配合π型2.4 m长梁, 形成走向棚对梁迈步式支护顶板是18煤层正常回采的重要保证。唐庄煤矿开采18煤层的下部为20煤层采空区, 18与20煤层之间距离平均为6.91 m。18煤层上部为7煤层的采空区, 18与17煤层间距仅3.06 m。在上述复杂地质条件下, 上行开采的成功为类似条件下的开采提供了的实践经验。

参考文献

[1]马立强, 汪理全, 张东升, 刘玉德, 刘江, 张太平, 欧阳广斌.近距离煤层群上行开采可行性研究与工程应用[J].湖南科技大学学报 (自然科学版) , 2007, (4) .

浅探近距离煤层开拓巷道的联合布置 第8篇

该矿井主采二2和三2煤层, 二2煤层平均厚3.0 m, 三2煤层平均厚1.5 m。三2煤层位于二2煤层之上, 两煤层平均间距为90 m。在矿井建设初期, 为了保证矿井的设计生产能力和经济效益, 采用上行开采方法, 先开采二2煤层, 后开采三2煤层。二2煤层回采至-700 m水平, 开拓至-770 m水平, 二2煤层井田最大开采深度为-850 m水平; 三2煤层回采至-500 m水平, 三2煤层井田最大开采深度为-760 m水平。目前, 正准备开拓三2煤层-630 m水平。

1 水平巷道延伸设计方案比较

(1) 暗斜井延伸。

若采用暗斜井延伸, 则需从三2煤层-500 m水平延伸3条暗斜井至三2煤层的-630 m水平, 分别为轨道暗斜井、胶带暗斜井、回风暗斜井, 每条暗斜井长1 600 m, 加上中间联络巷道, 则总工程量近5 000 m。巷道单价按1万元/m计算, 则需要投入近5 000万元。按照现有的施工工艺和技术水平, 5°下山掘进单面按月进尺80 m计算, 则需要20个月的时间。且系统形成后运输、排水、供电等距离远, 环节多, 系统复杂, 水平和采区接替紧张。

(2) 三2煤和二2煤层开拓巷道联合布置。

从北副井底绕道开口按照20°上山掘进施工至三2煤层-630 m水平后, 直接掘进东西翼轨道巷, 总工程量为300 m。进风斜巷断面为4 400 mm×4 000 mm, 水沟断面为600 mm×600 mm。斜巷上变坡点平巷处铺设型号为DK630-5-15的道岔, 斜巷下变坡点斜巷处铺设型号为DC630-5-15的道岔。斜巷下部车场双道高差错开设置, 从车场到斜坡起坡段, 左道为0.3%下山, 右道为0.3%上山。这样向上拉重车或从斜巷下放空车在车场段都能保证车辆自动滑行, 减少人推车的体力劳动量 (图1、图2) 。

回风巷从二2煤层-700 m水平回风斜巷开口施工至二2煤层-700 m水平胶带暗斜井上方, 施工煤仓与之相连 (图3、图4) 。再向前施工三2煤层的-630 m水平主运输巷 (与二2煤层-700 m水平胶带暗斜井上下重合) 、东翼回风斜巷, 回风斜巷施工到位后施工三2煤层-630 m水平东、西翼胶带巷。东、西翼胶带巷的交叉点再施工1个煤仓与下面主运输巷相连。三2煤层-630 m水平的煤矸就通过2个煤仓和一部胶带落到二2煤层-700 m水平强力胶带上。回风巷总工程量合计400 m, 单面按月进尺80 m计算, 则需要5个月的时间。

2 方案确定

通过方案比较可以看出, 三2煤层和二2煤层开拓巷道联合布置较单一煤层暗斜井延伸, 在施工工期和经济投入方面都有很大的优势, 且和北副井共用工业场地保护煤柱, 减少了煤炭损失和煤柱回收次数。三2煤和二2煤层开拓巷道联合布置具有明显优势。

3 施工建议

(1) 三2煤层-630 m水平进风斜巷垂深超过50 m, 应采用机械运送人员, 斜巷在初步设计期间, 应考虑加宽加高人车停靠点巷道, 并在斜巷的上下平巷段施工信号和候车硐室。在人车停车地点巷道上下人侧, 从巷道道渣面起1.6 m的高度内, 必须留宽1 m以上的人行道, 管线吊挂高度不低于1.8 m。

(2) 三2煤层-630 m水平进风斜巷上段在施工时应留有足够的过卷距离, 并根据巷道的方位和位置关系设计出绞车房位置和东、西翼轨道巷的甩车方式。

(3) 为保证三2煤层-630 m水平的水都能通过进风斜巷排出, 三2煤层-630 m水平东、西翼轨道巷都应布置在煤层底板, 且向两翼都是上山施工。

4 结语

近距离煤层开采工作面联合布置研究 第9篇

1 联合布置的相关定义与意义

1.1 联合布置的有关定义

所谓的煤层开采区的联合布置工作, 就是指当使用地下开采法采煤时, 将开采水平沿走向划分为若干采区, 作为矿井生产的基本单元。并且在采区范围内开掘一系列巷道, 建立完整的采掘、运输、通风、供电和排水等生产系统, 以保证正常生产的布置措施。其通常将几个煤层划为一组, 在最下面的煤层或底板岩石中布置共用的上山和平巷, 一般开三条上山, 各煤层和底板巷道用石门和溜煤眼相联系, 再建立一个统一的生产系统。

1.2 联合布置的相关意义

当煤层间距较小时, 实施联合布置法可以从整体上布置采区巷道, 几层煤共用一套上山眼和平巷。这样就可以有效的减小相关的开采投入资金。而且这些共用巷道布置在煤组最下面的煤层中, 可以用区段石门将上部煤层联系起来, 从而形成统一的采区生产系统。这样就能在很大程度上减少大巷的数目和巷道工程量, 充分发挥运输设备的能力, 节省设备和管线器材, 提高生产能力。这也是联合布置法已在我国煤矿开采中获得广泛应用的原因。

2 采取联合布置法的实施步骤

2.1 明确煤层的开采情况

笔者认为, 只有明确了煤层的开采情况后, 才能根据实际条件进行联合布置法的实施步骤, 也只有这样, 才能起到事半功倍的效果。下面笔者将结合具体的实例进行说明:挖金湾矿11号与12号煤层间距离为0.5-1, Zm, 平均煤层厚度分别为1.68m, 1.77m, 煤层倾角2-4度, 煤层自然发火期6-12个月。11号煤层的顶板岩性为浅灰色粉砂岩.与细砂岩互相掺杂, 局部以细砂岩或粉砂岩为主, 水平及波状层理发育, 厚度为3.21-6.55m, 局部夹薄层煤线;底板 (12号煤层顶板) 岩性为灰色粉砂岩, 间夹细砂岩, 厚度为0.5-1.2m, 含植物化石碎屑。12号煤层底板岩性以灰色粉砂岩为主, 间夹细砂岩, 成分以石英为主, 长石次之, 水平及微波状层理, 含有植物化石碎屑。

2.2 明确设计方案

在明确了煤层的状况后, 就可以根据相关煤层之间的距离进行设计, 其中一种就是采用盘区联合布置, 工作面内错布置的开采方案。其具体措施就是在11号煤层布置盘区集中轨道巷与集中回风巷, 在12号煤层布置盘区集中运输巷, 这样两层煤就共用可以1套盘区巷, 可以减少盘区巷掘进和维护工程量, 减少区段煤层平巷的维护和运输费用, 有利于大型运输机械设备的使用, 可以增加工作面连续生产时间, 从而有效的提高工作效率。而工作面上下两层通常采用内错布置的方法, 内错距离4m (净煤柱) , 上层工作面之间煤柱留8m, 下层工作面之间煤柱留23m, 这样工作面采用内错布置, 12号巷在掘进和回采时均在上层工作面采空区内, 不仅可以避开煤柱集中压力, 掘进和回采时顶板管理相对容易, 更可以有效地减少盘区煤柱, 降低煤柱损失, 提高回采率。另一种则是盘区分层布置, 工作面重叠布置开采方案。该方案主要措施是:11号与12号两层先各自布置盘区集中运输巷、集中轨道巷、集中回风, 然后再在, 工作面的上下两层进行重叠布置。这样巷道之间的联系和生产系统都较简单, 施工步骤少, 工程的劳动密集度小, 这就决定了其具有不可替代的灵活性。而且企鹅工作面多采用重叠布置, 这样就可以有效的节约空间, 使回采的效率得到有效的提高。但是有利必有弊, 这种盘区生产能力小, 增加了辅助生产环节、设备、人员, 效率低。而且1层煤用1套盘区巷的方式增加了盘区巷道的掘进和维护工程量, 进而增加了区段煤层平巷的维护和运输费用。

结合挖金湾矿的煤层的具体特点, 无论是从地理因素角度还是工程的施工角度方面, 联合布置法的施工效果都远远优于分层布置的施工效果。值得一提的是, 笔者切忌认为分层布置的方法就一定没有联合布置的方法好, 只是具体问题具体对待, 在实际的生产中, 相关的工作人员还是要结合具体的施工条件进行综合的分析, 从而确定出最佳的施工方案。

3 联合布置法施工过程中出现的问题及解决方法

3.1 由于开采煤矿是一个规模较为浩大的工程, 且要影响到地下的岩层带, 因此在开采过程中就可能会遇到种种问题。

如因为联合布置法采用的是可以1套盘区巷的方式。这样在采完11号煤层的煤炭后在12号煤层沿顶板掘进时, 12号煤层的煤体已受支承压的作用, 直接顶、基本顶已破坏。这样就有可能直接导致巷道掘进施工中的冒顶和片帮事故, 进而直接威胁掘进工作面安全生产, 甚至造成规模较为巨大的坍塌, 给开采方带来不小的经济损失。另一种常见的问题则是施工遇地质构造时, 掘进施工困难。由于山于煤层间距小, 在12号煤层掘进时, 本身支承压力作用后松散区的结构就不够稳定。若遇地质构造就更是雪上加霜。而且巷逆围岩稳定性差, 当构造带附近顶板有淋水时, 加上煤体松散, 巷道就会变得十分难以控制, 这样也可能会造成较大的安全事故。

在这种情况下, 就对开采方的施工提出了较高的要求, 要求开采方认真落实每个工序, 抓好直接影响支架支护质量和巷道矿压强度的巷道成型工作。扎实做好巷道的维护及稳固工作, 从而在一定程度上有效地保障工作人员的生命财产安全。另一方面, 巷道支护质量监测工作也是极其重要的, 因为人为监测中的主观因素的比重较大, 只有巷道支护的监测及维护工作建立在科学的基础上才能起到更好的效果。

3.2 工作面顺槽布置问题:

首先让我们明确一下工作面顺槽的定义:工作面顺槽是为了回采煤层而挖掘的回采巷道。工作面顺槽一般有两条, 即运输顺槽和辅运顺槽, 辅运顺槽进风, 运输顺槽回风, 有些工作面布置三条顺槽即运输顺槽、辅运顺槽、回风顺槽。运输顺槽和辅运顺槽为进风, 回风顺槽回风。本方案中出现的问题主要是由于顺槽的材料及设计不够合理, 从而直接导致其使用功能受损, 不能很好的与工作操作相匹配, 导致煤炭被开采出来后却不能有效的运输出来, 丢煤现象严重。对于此种情况, 一方面要认真考察开采现场的环境, 从而有效的设置工作面顺槽;另一方面, 则可以采用一些新型的材料, 保障工作面可以承受的工作强度。这样双管齐下, 就一定可以解决工作面顺槽的布置问题, 从而提高运煤的效率。

4 结语

综上所述, 联合布置法具有节约空间、人力和设备等的突出特点, 如果运用适当可以起到提高效率, 事半功倍的效果, 因此对于近距离的煤炭开采工作具有十分重要的意义。对于其不足之处也可以结合具体条件进一步完善, 所以其前景还是十分广阔的。S

摘要：随着社会的发展, 人类对煤炭等能源的需求量越来越大。而对于煤层工作的方法又在很大程度上影响到煤炭的开采量。因此, 笔者将在下文中就近距离煤层开采工作面联合布置的研究进行阐述, 较为具体的介绍一下联合布置法的定义和优势, 从而为矿业公司提供一些参考意见, 从而能够有所裨益。

关键词：近距离煤层,联合布置,开采研究

参考文献

[1]赵耘, 胡银如.挖金湾矿近雄离煤属联合布置可行性研究[J].煤矿开采, 2002, 6.