复合煤层范文（精选8篇）
复合煤层 第1篇
1联合布置的概述
1.1联合布置的简介。煤层开采区的联合布置就是指在进行煤矿的地下开采时, 将开采的区域按照一定的走向划分为若干采区, 这些小的分开采区就作为矿井生产的基本单元。然后在这些采取挖掘一系列的巷道, 使之成为一个系统, 可以保证煤矿开采中左右的工作要求。在实际的煤炭开采的工作中, 通常工作人员要将几个煤层划分为一组, 并且在最下面的煤层或底板岩石布置公用的平巷和上山事实上, 这种联合布置的根本就是为了保证开采工作的正常进行而建立的一系列的防范措施。
1.2联合布置的意义。煤层的联合布置本身是为了保证开采工作的正常进行而建立的防范措施, 但是这种布置的具体应用对煤矿的开采也有一些现实的意义。首先, 在煤层间距较小的开采区, 这种联合的布置方法可以起到节省开采资金投入的作用。主要是因为这种复合煤层的联合布置可以从整体上对开采区的巷道进行设计, 使多个煤层共用一套上山眼和平巷。这种复合煤层由于煤层之间的间距小, 所以施工开采很难操作, 采用联合布置一般将煤层共用的巷道建立在复合煤层的最下层, 而煤层上方的部分就可以联系起来, 便于生产设备在各个煤层之间的运输并减少连接设备的使用, 减少了开采前期的工程量, 也在一定程度上提高了煤炭开采的能力。
2联合布置的实施过程
2.1明确煤层开采情况。在联合布置的施工之前, 首先要明确煤层开采的情况, 这样才可以根据实际情况进行联合布置法的实施步骤。具体的来说, 我们要明确煤层间的距离, 煤层的平均厚度, 煤层倾角, 自然发火期等重要的参数。更具体的来看, 我们要了解每个煤层的具体岩性, 成分以及是否含有植物化碎石屑及其基本含量[1]。除了要对各煤层基本情况进行了解外, 对于临近矿区的情况也要有一定的了解。主要要对相邻矿区的巷道顶板的下沉情况和钢筋支架的弯曲变形程度进行了解, 防止发生安全事故。在方案确定前做好这些准备工作是很有必要的。
2.2明确设计方案。方案设计时首先要明确现阶段国家的近距离煤层联合布置施工的现状, 掌握最科学合理的技术, 而且我们要对所采用技术要进行全面的衡量, 分析其可能带来的问题, 将防范措施也要纳入具体设计方案中。联合布置施工的主要问题就是上部煤层开采对下部煤层围岩应力的重新分布会导致整个巷道出现变形神主被破坏, 而现在对于这个问题的解决措施研究还不够, 没有很先进的技术来进行防护, 所以, 我们在方案的设计时, 就要根据实际情况来进行相关防护设计。在设计方案时也要考虑周围矿井对于施工的影响, 将前期对周围矿井的了解情况, 结合实际, 融入到具体的方案中。具体的方案大体上相似, 整体上采用盘区巷联合布置法, 其中在工作面上采用内错布置开采方案。这样可以提高开采的效率, 多个煤层可以同时进行开采工作。而且有的煤层可以共用一套生产设备, 这样既节省了设备的开支, 又减少了材料运输的工作量。同时, 也可以减少盘区煤柱, 从而降低煤柱损失, 提高回采率。采用内错的布置方法也可以减低煤层坍塌的风险。这样的布置方案唯一的缺点就是工程量大, 准备工作复杂。
3联合布置施工中的难点及解决措施
3.1施工中的具体问题及措施
3.1.1施工中的问题。煤矿的开采本身就是一项工程量大, 危险性高的工作, 再加之联合布置施工法的特殊性, 再具体的施工中难免出现一些问题。首先就是地下的岩层带问题, 煤矿的开采会对地下岩层带产生一定的影响。由于布置采用的是盘区巷, 所以在上一层煤层开采时, 会对下层煤层的顶部造成影响。如果这时出现问题而不进行具体的防护则会有坍塌的危险。另外, 开采时往往还会遇到地质构造, 这就给开采工作造成了不小的影响, 使施工难以进行。复合煤层本身煤层的间距就很小, 在挖掘时本身支承压力作用后松散区的结构就不够稳定。如果, 挖掘中再遇到地质构造, 施工就更难进行。
3.1.2解决措施。针对上述的施工中可能遇到的问题, 我们要进行科学的分析, 并提出具体的防范措施, 防止由于问题的发生而对施工造成不利的影响。我们应该重点注意支护架的支护力量, 保证支护质量, 严格控制所有能够影响支护质量的因素, 同时要严格控制矿压强度, 保证巷道成型工作的顺利进行, 巷道的成型直接影响着后期的开采工作。所以, 我们在进行方案的设计时就要考虑到这些因素, 对方案进行科学合理的设计, 而且在具体的巷道施工时, 应该有专门的监督人员, 对施工过程进行监督管理, 保证巷道的成型质量, 以便于开展后期的开采工作。
3.2施工的难点及解决措施
3.2.1工作面顺槽布置问题。联合布置的施工中的难点就是工作面顺槽布置问题。工作面顺槽就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[2]。根据实际的需要, 也有的工作面顺槽不仅两条。工作面顺槽的位置合理性直接影响着整个巷道的质量, 顺槽的位置不合理会影响巷道的稳定性。而且, 顺槽的材料和方案设计也是整个施工中的难点。如果设计的不够合理, 就会影响顺槽的正常使用, 或者是使用效率降低, 导致开采的煤不能高效的被运出。
3.2.2解决措施。对于工作面顺槽位置的选择, 我们要根据施工参数进行合理的运算分析, 找到合适的顺槽位置, 下部煤层工作面顺槽应避开应力峰值区且应力变化较平缓处应布置在实体煤侧距上部煤层侧向煤壁水平距离10 m以外。以保证巷道的稳定性。而在其材料选择和方案设计上, 则可以采用一些新型的材料, 提高支持的强度。另外在方案设计前, 要认真考察开采地的环境, 因地制宜进行设计。
结束语
综上所述, 复合煤层的开采设计中应用联合布置施工的方法可以提高开采的效率, 降低成本, 是近距离煤层开采中的首选方法。但是在施工的具体操作中也存在一些问题, 针对这些问题, 对联合布置的方案进行进一步完善, 则会在很大程度上促进近距离煤层联合布置施工技术的发展, 从而推进我国矿业的发展。
参考文献
[1]韩军, 张宏伟, 张普田等.开滦矿区近距离煤层群上行开采可行性研究[J].煤炭科学技术, 2011 (10) :14-17.
复合煤层 第2篇
关键词：复合顶板；松软煤层；锚网和锚索梁联合支护
因为该煤层的煤体相对松软，顶板为复合型顶板，极易脱落，因此我们如果继续使用以往的支护理念和支护技术不仅效果较差，而且可能带来很大负面影响，这主要是由于传统的支护技术，比如矿工钢梯形支架和U型钢支架，它们的造价相当高、钢材消耗量较大、浪费人力资源。鉴于此，我们可以应用预应力螺纹钢锚杆和预应力锚索支护等新技术开展施工工作，实践证明效果是十分明显的。
一、地质概况
该煤层位于井田分界构造F5断层的西部位置，其煤为黑色半亮型，主要煤型为亮煤，该煤层的机构十分复杂，平均煤层厚度约为3.0m，煤层倾角为8°-15°，煤层普氏系数f <1，呈裂隙发育状态。煤层伪顶约0.5m，黑灰色细砂岩，其层理和节理均得到一定程度的发育，但易脱落。
二、巷道支护方式的选择及参数设计
（一）巷道支护方式的选择
我们知道，架棚支护与锚网支护的作用机理不同，采用锚网和锚索梁联合支护的承载力高，造价较低，灵活便捷，施工高效，且具有柔性可缩、稳定性好等诸多优势，同时我们可在巷道掘进中顶板采用预应力螺纹钢锚杆配合小眼孔冷拔丝钢筋网护顶，煤帮采用普通树脂锚杆配合尼龙网护帮，将护帮网与护顶网进行联结，就可以形成一个帮顶网全封闭支护的模式，确保自稳和回采的顺利进行。
（二）锚网和锚索梁联合支护参数设计
（1）锚杆支护参数计算
L ≥N（1.1 +W 10）
L ≥C +t +n
D ≤0.5L
Q ≥RhD
Q ≥RhD2γ
式中：
L代表锚杆长度，m；
W代表巷道跨度，m；
N代表围岩稳定性系数，取N=1；
C代表围岩松动圈厚度，取C=0.9～ 1.2m；
t代表锚入老顶厚度，取t≥0.3m；
n代表锚杆外露长度，取0.1m；
D代表锚杆间、排距，mm；
Q代表锚杆锚固力，t；
R代表安全系数，取2～3倍；
h代表软弱岩层厚度，h=1.1m；
γ代表软弱岩层平均容重，γ=2.5t/m3.
根据上述公式，笔者得出如下参数结果：
锚杆长度L≥1.6 m，锚杆间排距 D≥ 0.8 m。
结合这一结果，为保险起见，我们将顶部支护选用了16Mn螺纹钢，锚杆长度2.0m，直径为18mm。每根锚杆使用Z2535型树脂药卷两节，每根锚杆的锚固力大于8t，间排距为800mm×800mm，顶板铺设小眼孔冷拔丝钢筋网（钢筋网主材Φ4mm冷拔丝，网目40mm×40mm）。煤帮选用Φ16mm的树脂锚杆，杆体长度1.6m，锚杆托盘规格110mm×110mm×5mm，间排距为1000mm×1000mm，两帮均铺设尼龙网，增强煤巷软帮的直立和稳定效果，单根锚杆锚固力大于4t。
（2）锚索支护参数计算
结合相关的地质资料分析，为了预防巷道顶板岩层发生比较大面积的垮落事件，我们用Φ15.24mm、L=7000mm的钢铰线把锚杆加固的“组合梁”整体悬吊在坚硬岩层当中，值得注意的是此处的冒落高度要大于锚杆长度，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力以及内磨擦力的情况下，我们取垂直方向力的平衡，主要运用下列公式计算锚索间距：
L' = nF2 / [BHγ-（2F1sinθ）/L1]
式中：
L'代表—锚索间距，m；
B代表巷道最大冒落宽度，取4m；
H代表巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2m；
γ代表岩体容重，26.7kN/m3；
L1代表锚杆排距，0.85m；
F1代表锚杆锚固力，70kN；
F2代表锚索极限锚固力，取230kN；
θ代表角锚杆与巷道顶板的夹角，取75°；
n代表锚索排数，取1。
通过计算，L' =3.8 m，为安全起见，锚索间距设置为3.0 m，其支护断面如下图所示。
三、顶帮锚网支护工艺要求
本巷道采用EBZ—75C型悬臂式掘进机截割、装载煤体，运煤运料则采用的是配套的型号为DSJ—80型可伸缩胶带输送机。在煤巷进行打锚杆的过程中，顶部支护使用MQT—120/2.3型风动锚杆钻机机进行，而两帮支护采用MQS—50/1.5型风动帮锚机进行，短掘短支，全断面一次成巷。
锚网支护工艺流程主要是，第一步是使用掘进机对煤体进行截割、转运，第二步是检查巷道规格尺寸是否符合设计要求，第三步是待操作人员退机之后，进行敲帮问顶作业，使用长柄工具对顶帮活煤、活矸进行处理，第四步是进行吊联顶网，第五步是进行临时支护，第六步是按照设计的间排距打锚杆，在锚杆支护的过程中，逐根及时安装托盘、紧固螺母至设计扭矩，并用扭力矩扳手检查扭力矩是否达到标准，最后打帮锚杆。
四、结语
综上所述，锚网和锚索梁联合支护技术应用在巷道掘进速度、工效、工程质量等得到了有效提升，大幅度减轻了作业人员的劳动强度，为综采工作面接续创造了良好条件。
参考文献：
[1]刘丕利. 锚网和锚索梁联合支护在复合顶板松软煤层巷道施工中的应用[J]. 煤炭技术，2010，02：63-64.
复合顶板松软煤层巷道支护技术研究 第3篇
对于复合顶板松软煤层巷道, 巷道顶板存在着一层或几层不可采的煤线或软弱夹层, 夹层的厚度小、强度低, 层间节理、裂隙较为发育, 粘聚力较小, 为叠合梁结构[1], 两帮煤体强度很小, 裂隙较为发育, 容易受到扰动影响而片落, 是巷道支护中的难点。小屯煤矿16中03工作面平均埋深260m, 所采煤层为龙潭组6中煤, 平均厚度为2.41 m, 煤层中含夹矸1~3层, 厚度0.02~0.05 m, 夹矸多为泥岩, 含星散状黄铁矿晶体和少量黄铁矿, 产植物碎片滑石, 煤层普氏系数为0.4~2.0, 平均小于0.8, 为松软煤层。现以小屯煤矿16中03工作面运输巷为对象, 对复合顶板松软煤层巷道的破坏机理及控制技术进行研究。
1 复合顶板松软煤层巷道围岩变形破坏规律
1.1 巷道围岩变形破坏特征
小屯煤矿16中03工作面运输巷为复合顶板松软煤层巷道, 巷道围岩岩性如图1所示。掘进过程中, 巷道围岩变形速度较快, 在巷道掘进工作面后方5~10 m位置便出现较大的变形, 尤其是在遇到地质构造及淋水情况时, 加剧了顶板及两帮的变形和破坏, 并使围岩的变形持续的时间更长。
巷道围岩的变形与巷道顶底板岩性和两帮煤体的强度有很大关系。复合顶板松软煤层巷道中顶板和两帮强度低, 掘进工作面后方多处出现顶板碎裂形成网兜和煤帮片落充填在金属网和煤壁中间, 使锚杆托盘不能紧贴围岩, 造成预紧力失效, 尤其是巷道肩角处的煤帮碎裂最为严重, 是巷道支护中的薄弱环节。
1.2 巷道围岩变形破坏规律
1.2.1 薄弱部分变形破坏引起巷道整体稳定性下降
复合顶板松软煤巷两帮和肩角的岩体强度较小, 会首先产生裂隙, 然后逐渐发育, 在两帮形成竖向裂隙, 在顶板形成弧形裂隙, 造成顶板的碎裂、冒落和煤壁的片帮。
从图1可以看到, 16中03工作面运输巷复合顶板存在3层强度很小的煤线, 在煤线中混合分布着2层强度稍大的夹矸, 直接顶上方是厚度和强度均较大的泥质粉砂岩的基本顶。复合顶板在垂直应力作用下, 很容易发生厚度和强度均较大的上岩层挠曲变形较小, 而厚度和强度均较小的下岩层挠曲变形较大[2], 发生离层。
岩层悬空跨度达到极限垮距时岩层内的最大拉应力达到岩石的抗拉强度, 岩层受拉破坏而发生断裂。发生断裂的岩层将自身的重量增加到下方离层区域的岩层上[3], 下方岩层受到上方垂直压力的逐渐增加和自身弯曲变形所产生的拉应力的影响, 又受到顶板弧形裂隙发育的影响, 到达一定限度时下方岩层便遭到破坏, 断裂后的岩块不能在横向作用力下铰接平衡而垮落形成拱形的冒落结构[4]。
1.2.2 复合顶板与松软煤帮变形过程中相互循环影响
巷道围岩变形过程中, 顶板的下沉会对两帮的松软煤体产生更大的支承压力, 两帮煤体在集中应力的影响下碎裂鼓出而破坏, 尤其是巷道肩角处煤体的破坏最为严重。煤帮的破坏会减弱两帮对顶板的支撑, 增加顶板的跨距[1], 造成顶板下沉量增加和层间离层, 复合顶板松软煤巷的顶板和两帮变形过程中会相互循环影响使巷道变形的持续时间较长。
2 复合顶板松软煤层巷道围岩控制技术
2.1 薄弱部分加强支护控制巷道围岩变形
针对复合顶板松软煤巷围岩的特性, 使用高强度、高预紧力、高延伸率锚杆对巷道支护薄弱部分加强支护。
通过数值模拟方法对普通锚杆支护和“三高”锚杆支护进行比较, 并改变“三高”锚杆的布置方式。复合顶板松软煤巷掘进后由于顶板软弱煤线的存在, 两种锚杆支护方式下的围岩塑性区的高度并没有减小, 但是“三高”锚杆支护方式的围岩塑性区的范围减小, 尤其是肩角处围岩的塑性区范围明显减小, 巷道围岩浅部拉剪破坏区域也明显减小。
不同类型锚杆支护下的围岩塑性区分布规律如图2所示。
使用高强度、高预紧力、高延伸率锚杆对巷道支护薄弱部分的顶板和两帮加强支护, 一方面可以控制巷道掘进初期裂隙的发展, 提高了肩角处围岩的抗剪强度, 阻止顶板围岩在巷道肩角处产生层间滑移而波及整个顶板造成顶板离层;另一方面增加了围岩的支承能力, 阻止顶板和两帮的变形循环影响, 减小巷道变形时间, 使锚固体在变形和应力转移过程中形成具有承载能力和适应自身变形的锚固平衡拱[5]。
2.2 锚索补强控制顶板变形及锚杆锚固区外离层
锚索补强支护可以充分调动深部稳定岩层对浅部巷道顶板的承载作用, 有效地阻止巷道顶板产生的大面积冒顶事故。而针对复合顶板岩层层间的粘聚力和内摩擦角较小等特殊力学性质, 锚索补强的作用并不仅局限于以上方面, 而且锚索支护显得更加重要。
锚索补强复合顶板支护首先体现在控制顶板早期的变形, 在巷道支护中可以对锚索施加较大的预紧力, 可以达到150~200 k N。施加较大的预紧力的锚索, 配合高强度高预紧力的锚杆对复合顶板进行支护, 可以有效控制复合顶板中裂隙的产生和发展, 控制各岩层的层间滑移, 更有利于上下岩层形成具有承载能力的组合梁结构, 很好地控制顶板的下沉量。
小屯矿16中03工作面运输巷复合顶板厚度超过3 m, 超过了一般锚杆的支护长度, 使用高预紧力锚索对复合顶板进行补强支护, 并与有无锚索支护情况进行数值模拟分析比较。将两组数据进行对比可发现, 无锚索补强支护情况下, 在锚杆锚固区外的顶板变形趋势具有跳跃性, 说明在锚固区外有顶板离层趋势。锚索补强支护后, 锚杆锚固区外的顶板变形趋势较为平缓, 能更好地控制锚杆锚固区外的顶板离层, 并且顶板的下沉量明显减小。
3 工程应用
3.1 巷道支护参数
小屯煤矿16中03工作面运输巷沿6中煤层底板掘进, 巷道断面为矩形, 采用锚网索联合支护方式。巷道净宽4.3 m, 净高2.7 m, 顶锚杆参数为φ20×2 400 mm, 帮锚杆参数为φ20×2 000 mm, 锚索参数为φ17.8×7 000 mm。巷道支护参数如图3所示。
3.2 支护效果
对巷道表面位移进行监测, 发现巷道掘进初期变形较快, 持续时间10~15 d, 两帮平均移近速度为11.32 mm/d, 而顶底板的平均移近速度为8.42 mm/d。随着时间的延长以及观测点受掘进面的扰动减小, 巷道变形速度变得平缓, 影响大约20 d。当巷道稳定后围岩的变形速度基本为0, 两帮平均移近量为203 mm, 顶底板平均移近量为143 mm, 支护效果较好。
4 结论
(1) 通过对复合顶板松软煤巷围岩的破坏特征进行分析, 得出了巷道松软煤帮和肩角围岩以及复合顶板的煤线是巷道支护中的薄弱部分。巷道破坏过程中薄弱部分会首先破坏, 引起巷道整体稳定性下降, 复合顶板与松软煤帮变形过程中相互循环影响, 使巷道变形持续时间较长。
(2) 针对复合顶板松软煤巷围岩的特性和破坏机理, 提出了薄弱部分加强支护控制巷道围岩变形、提高锚固区围岩的抗剪强度、增加围岩的支承能力, 阻止顶板和两帮的变形循环影响, 减小巷道变形;提出了通过锚索补强支护并施加较高的预紧力, 使复合顶板形成一个整体的组合梁结构, 控制顶板变形和锚杆锚固区外离层。
(3) 现场应用效果显示, 薄弱部分加强支护和锚索补强控制顶板变形及锚杆锚固区外离层技术, 能够很好地控制复合顶板松软煤巷围岩的变形和复合顶板的离层, 效果较好。
摘要：复合顶板松软煤巷围岩变形速度快, 巷道煤帮和肩角处围岩以及顶板煤线容易首先破坏, 是支护中的薄弱部分。针对复合顶板松软煤巷围岩的变形破坏规律, 提出了薄弱部分加强支护、提高巷道围岩的抗剪强度和承载能力, 应用锚索补强支护并施加较高的预紧力, 使复合顶板形成组合梁结构, 控制顶板变形和锚杆锚固区外离层。
关键词：复合顶板,松软煤巷,变形破坏规律,支护技术
参考文献
[1]柏建彪, 侯朝炯.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报, 2001, 20 (1) :54.
[2]赵国栋.巨厚复合顶煤大断面煤巷围岩控制技术研究[D].北京:中国矿业大学 (北京) , 2011:15-21
[3]党林航.王村斜井复合顶板煤巷锚杆 (索) 支护技术研究[D].西安:西安科技大学, 2008:11-13.
[4]高峰, 李纯宝, 张树祥.复合顶板巷道变形破坏特征与锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2010, 39 (8) :23-25.
复合煤层 第4篇
煤炭作为一种重要能源, 其在国民经济社会的正常发展中具有重要的地位。随着我国工业的发展以及煤矿开采事故的出现, 煤炭开采安全性成为了相关研究者重点研究课题。煤炭作为一种埋藏在地下的固体物质, 要想使其充分发挥作用, 需要将其从地下开采出来, 并经过一系列的工艺处理后才能服务于大众。但是, 从我国煤炭开采史上可以发现, 由于开采中的各种因素影响, 煤炭开采中发生了许多事故, 因此做好煤矿开采中的安全保护工作刻不容缓。在煤矿安全保护工作中, 煤矿巷道的结构稳定性是一个必须十分重视的安全问题, 其直接关系到煤矿开采过程中员工施工环境的安全和生命通道的畅通。煤矿的巷道由于地处位置的差异, 煤层的组成成分和岩土力学性能均不一样, 本文仅对复合顶板极软煤层这类组成和力学性质的煤层巷道采用的锚杆支护技术进行介绍与研究。
1 复合顶板极软煤层
复合顶板应用到煤矿中, 也可以叫做离层性顶板。复合顶板的本质意义, 是指一类岩土性质和岩石力学性能经过特殊组合而形成的一种直接顶。煤层中的复合顶板一般情况下是在煤层巷道上部厚度为0.5~3 m之间, 而且在复合顶板上部的岩层 (即硬岩层) 与其关系属于离层的岩层。复合顶板相对于硬岩层, 也可叫做软岩层, 这一层岩层可能是一个整层, 也可能是由几个不同分层组成的分层组。在煤矿中, 对于复合顶板, 称之为软岩层, 只是为了更形象地表达复合顶板的力学性质。其实, 在煤矿中, 巷道挖掘后, 复合顶板这一岩层的岩石强度会降低, 或者由于顶板层内的岩石分层比较薄, 使得复合顶板层的力学性质弱于上部的岩石层, 复合顶板层向下弯曲较多, 在上下部岩层之间形成了分层现象。近些年发生的煤矿冒顶事故, 大部分都是由于复合顶板岩土性质无法承受外力的作用而发生的冒顶事故, 尤其是复合顶板极软的煤层, 因此, 此类事故需要相当重视。复合顶板的类型主要在于以下几点。
1) 一般是由下部的软岩层和上部的硬岩层两类岩性不一样的岩层组成。
2) 在软岩层与硬岩层之间会存在明显的煤线或者是较薄的一层软弱岩层, 可肉眼观察到。
3) 软岩层的厚度不<0.5 m, 也不会超过3 m。
2 煤层巷道支护原理
对于复合顶板软弱煤层巷道的支护, 由于复合顶层内部存在多种分层, 每一分层的强度和刚度不一, 相邻两个分层之间极小的粘接力, 以及软岩层的易离层和冒落的性质, 使得复合顶层之间难以形成整体的承载, 需要采用合适的方法进行支护, 才能保证巷道不会出现冒顶事故。
巷道在支护时, 如果采用钢结构进行支护, 除去支护成本极高、施工不便、后期维护困难之外, 还存在一个重要的问题就是顶板在采取这样的方式支护之后, 复合顶板将会成为载荷体, 将应力传递到巷道的两帮, 对巷道周边的极软煤体产生大范围的破碎区, 使得支护失效。如果采用锚杆进行支护, 由于锚杆在锚固的范围内增加1 mm的锚杆长度, 能使锚固力增大10千牛, 对于复合顶板出现的离层变形现象能够起到很好的抑制甚至是杜绝作用, 而且采用高强度的锚杆进行支护, 由于锚杆自身的抗剪力很强, 对于复合顶板朝着弱面进行错动的现象起到有效的阻止作用。对于复合顶板在支护时, 容易变成载荷体而不是承载体的现象, 如果采用树脂材料制成的全长锚固的高强度锚杆进行支护, 能够使复合顶板形成一个整体, 形成承载体。这样形成的承载体不仅强度极高、刚度极大, 而且顶板下沉量会减小, 同时, 复合顶板上层的硬岩体的载荷会传递到巷道两周的两帮煤体深部。由于两帮煤体深度是一种三向应力的受力状态, 承担相应压力的岩体强度大、承载力也很高, 对于巷道两周的两帮煤体的载荷减小作用明显。对于巷道的非线性受力分析可以发现, 采用锚杆支护, 顶板支护强度随锚杆长度增长而升高, 升高顶板支护强度之后, 巷道围岩的变形情况显著好转。
3 锚杆支护技术
对于复合顶板极软煤层的支护, 在巷道支护中主要是对顶板和巷道两帮进行支护, 然后再对两帮煤体进行注浆加固, 提升支护效果。
3.1 顶板锚杆支护
对于极软煤层中的复合顶板, 由于其极易产生离层和冒落的现象, 需要采用由树脂材料制成全长锚固高强度的锚杆支护系统。采用这样的支护措施之后, 复合顶层安全可靠, 而且锚固力易于保持。复合顶板在锚杆支护的范围内, 任意一点产生细微的变形或者离层, 杆体都会对围岩产生很大的束缚力, 防止岩层出现离层, 因此, 顶板岩层的刚度和强度会明显提升, 降低顶板的下沉速度与幅度。
3.2 两帮锚杆支护
由于煤矿巷道处在一个不断开采的空间范围内, 煤层的整体结构不断在改变, 而且开采过程中的振动等因素的存在, 使得巷道周边的煤层会存在两帮相对移近, 而且在采掘期间, 会出现较大范围的塑性区、破碎区等。因此, 对于巷道两帮采取合理的支护技术, 提升巷道两侧的支护应力, 抑制两帮塑性区的扩大, 减小塑性区的流变速度就显得十分必要。在两帮支护中, 采用加长锚杆支护技术能达到较好的效果。在采用锚杆进行锚固支护时, 两帮的煤体层与锚杆之间会喷入一层树脂锚固剂, 由于锚杆与锚固剂以及锚固剂和煤体层之间的粘接强度不一致, 而且锚固剂和煤体层之间粘接强度相对较小, 支护时, 采用加长锚固的方式, 增大锚固剂与煤体层之间的接触面积, 增强两帮的锚杆锚固力。
3.3 两帮煤体注浆加固
为了提升复合顶板极软煤层巷道的围岩强度, 在使用锚杆支护之后, 可以在两帮煤体层采取注浆加固。在煤矿巷道挖掘之后, 两帮的围岩由于承受的支撑压力较大, 容易出现破碎区, 如果不加以处理, 只能以极小的残余强度起到围岩稳定作用, 如果采取注浆加固, 将高水速凝材料注入破碎围岩的缝隙, 能够使得围岩体产生固结体, 增强两帮煤体的刚度与强度, 起到保护巷道稳定的作用。
4 结语
对于复合顶板极软围岩煤层巷道的支护一直是煤炭开采领域研究的热点, 也是关乎煤炭开采安全有序进行的一项重点工作。在这类煤层巷道的支护中, 锚杆支护不仅施工方便、维护简单, 而且支护效果明显, 是目前不断研究拓展的领域。相关人员在今后研究中应加大投入力度, 除了顶板锚杆支护、两帮锚杆支护、两帮煤体注浆加固这几项锚杆支护技术外, 还应研究更多适合复合顶板极软煤层巷道锚杆的支护模式以及注意要点, 尽可能提升工程安全性, 提升我国煤矿开采效率。
参考文献
[1]苏学贵.特厚复合顶板巷道支护结构与围岩稳定的耦合控制研究[D].太原:太原理工大学, 2013.
[2]苏锋.煤巷复合顶板的变形破坏规律分析及合理支护技术研究[D].西安:西安科技大学, 2012.
复合煤层 第5篇
随着煤炭开采技术不断提高, 中国已成为世界上煤炭产量最大的国家。煤炭工业的不断发展, 为中国经济发展做出了巨大贡献。但中国煤矿安全生产形势依然严峻, 煤炭开采过程中的瓦斯防治依然是煤矿井下安全生产的重要问题。研究瓦斯防治技术对于确保煤矿安全生产具有重要意义。阳煤二矿21302工作面开采煤层为复合煤层, 该复合煤层透气性低, 煤层瓦斯含量大, 已威胁到工作面安全生产, 须研究该复合煤层开采瓦斯治理技术, 确保安全生产[1,2]。
1 工作面概况
1.1 地质及瓦斯赋存情况
阳煤二矿21302工作面位于560水平8#煤13采区。地表位于原北垴村一带, 地形沟谷纵横, 埋藏深度为380 m~550 m。井下西部、北部为矿界, 东部为设计的21304工作面, 南部为8#煤13采区准备巷, 上部为采空区与3#煤71319工作面。3#煤与8#煤层间距40 m左右;21302工作面煤层为8#、9#煤复合层, 煤中瓦斯吸附能力较强, 煤层赋存较为稳定, 煤层平均煤厚6.8m, 工作面可采走向长1 374 m, 倾斜长244 m, 尾巷与工作面间保护煤柱宽为20 m, 回风横贯间距为35m。由于煤层的顶、底板为砂质泥岩和粉砂岩, 透气性较差, 不利于煤层中瓦斯的逸散, 煤层中瓦斯含量为14 m3/t~16 m3/t。煤尘无爆炸性, 无自然发火倾向。20302工作面倾角平均3°, 设计采高5.2 m, 预计工作面绝对瓦斯涌出量为60 m3/min~65 m3/min, 煤层透气性系数为8.4×10-1m2/ (MPa·d) ~8.4×10-2m2/ (MPa·d) 。在生产过程中, 顺槽巷道将垮落严重, 直接影响工作面通风, 使工作面中瓦斯含量超限, 采空区内瓦斯也会大量涌入到回风巷, 造成瓦斯超限, 严重制约安全生产。
1.2 工作面本煤层及邻近层瓦斯抽放情况
21302工作面在进风巷和回风巷全部布置煤层钻孔。单巷布置钻孔916个, 两巷共布置钻孔1 832个, 每个钻孔间隔1.5 m, 开孔位置距离巷道底板1.5 m, 每个钻孔孔深160 m。
21302工作面尾巷布置11条倾斜高抽巷, 本工作面共布置钻孔93个, 钻孔进尺为5 429 m。根据本采区已采工作面开采情况布置, 初采1对高低孔, 距切巷10 m;1条高抽巷, 距切巷20 m。每条高抽巷往外40 m开始布孔, 每孔间距为10 m。其中1号倾斜高抽巷距离工作面腰巷中心线20 m服务于工作面初采, 其余10条倾斜高抽巷以间距120 m服务于工作面正常开采。
2 工作面瓦斯抽放系统
21302工作面煤层与邻近层的抽放工作全部由新建的桑掌地面泵站负担, 工作面进风巷、回风巷分别布置1趟管路负责工作面煤层的抽放 (瓦斯抽放量在5m3/min) , 尾巷与辅助进风巷各铺设1趟, 分别负责邻近层及采空区的抽放 (邻近层瓦斯抽放在20 m3/min~25 m3/min) 。
工作面在回采期间, 每次倒移通风横贯封闭前一横贯时, 要用快速密闭材料对该横贯进行加固, 同时在闭墙上掩埋1根Ф380 mm的瓦斯管, 以便将来对采空区瓦斯进行抽放 (采空区瓦斯抽放量在5 m3/min) 。21302回采工作面瓦斯抽放总量在30 m3/min~35 m3/min。
3 通风系统及风量配备
21302工作面采用“三进两回”的通风系统。新鲜风流从560水平8#煤13区皮带巷、轨道巷、猴车巷经21302进风巷、辅助进风巷与皮带巷进入到工作面, 清洗工作面后, 污风由回风巷、尾巷经8#煤13区南、北回风巷进入560桑掌回风巷通过桑掌主扇排出地面。由于21302工作面巷道状况较为不理想, 21302工作面的配风量在2 500 m3/min左右。
4 工作面瓦斯情况及治理技术
a) 工作面瓦斯涌出量。工作面回采期间产量为3 000 t, 总瓦斯涌出量在60 m3/min~65 m3/min, 风排瓦斯量30 m3/min;
b) 上隅角瓦斯治理。21302工作面采煤工艺为综合机械化一次采全高, 工作面布置5条通风巷道、3条进风巷和2条回风巷。预计开采初期效果较好, 但随着工作面不断推进, 工作面尾部冒落严重, 造成回风困难, 加上采空区瓦斯涌出量大, 工作面和回风道极易发生瓦斯超限现象。根据工作面5条通风巷布置特点, 通过调整风压使从工作面涌出的瓦斯流动到采空区方向。为使上隅角瓦斯不至于影响工作面正常生产, 可通过打2排木柱等其它措施, 加强上隅角巷道维护, 使风路畅通。为解决采空区瓦斯涌出造成回风瓦斯超限现象, 封闭并加固与采空区相连通的所有横贯, 以减少采空区漏风[3];
c) 工作面落煤过程中瓦斯的治理。由于工作面瓦斯涌出量大, 仅落煤瓦斯涌出量达到25 m3/min, 在工作面风速不超限的前提下采取风排加抽放的办法来解决工作面瓦斯, 需给工作面的配风量为1 900 m3/min~2 600 m3/min。在超前工作面距离10 m~30 m处加强瓦斯抽放, 抽放钻孔距离不超过5 m, 以保证抽放浓度。一边回采一边抽放瓦斯, 可明显增大瓦斯抽放效率。对于在煤体破碎时进入到工作面中的瓦斯, 通过风排也可有效降低工作面瓦斯浓度。也可通过对煤层注水来减小煤层中的瓦斯含量, 煤层水分每增加1%, 瓦斯吸附能力减小10%;
d) 采空区瓦斯治理。在工作面回采过程中, 工作面及时推进可封闭和采空区连通的横贯, 但当工作面推进长度比较大时, 由于受采动影响, 封闭贯横会垮落或漏气, 采空区内瓦斯由于受压差影响仍会大量涌出。为有效封堵采取区内瓦斯, 在21302工作面进、回风巷两侧每隔一段距离封闭采空区, 使采空区内瓦斯不受风压影响, 滞留于采空区内。此外, 可在采空区内布置管路抽放瓦斯, 将瓦斯直接排入到地面, 减小通过通风排放瓦斯的负担[4];
e) 采用高抽巷及高位钻孔治理瓦斯。通风是治理瓦斯的主要手段之一, 通过良好的通风能有效减少瓦斯含量。但通风排放瓦斯有很多弊端。增大风量的同时, 井下通风阻力也会相应增大, 另外, 增大风量也会使压差增大, 相应采空区漏风会更严重, 漏风会将采空区内瓦斯带入到工作面;增大矿井风量, 井下通风设施漏风增多, 同样也会使系统瓦斯涌出量增大。以上问题可通过高位钻孔和高抽巷来解决。其工作原理是在煤层上方形成负压区, 利用煤体裂隙和瓦斯的物理性质, 利用负压将压裂煤体内的游离瓦斯通过裂隙排放到高抽巷或钻孔中, 避免瓦斯进入到工作面, 选择合适的层位是布置高抽巷和高位孔的关键问题[5]。
5 结语
分析复合煤层21302回采工作面的地质条件及瓦斯赋存情况, 结合布置的工作面瓦斯抽放系统, 在不改变21302通风系统的前提下, 提出21302工作面上隅角、采空区及工作面落煤时的瓦斯治理方案;并根据瓦斯治理特点, 提出采用高抽巷及高位钻孔治理瓦斯。方案实施后, 21302工作面自开采以来未出现过瓦斯超限现象, 确保了工作面安全回采, 弥补了阳煤二矿通风瓦斯管理经验上的不足。
摘要：分析低透气性复合煤层21302工作面的瓦斯赋存特点, 结合21302工作面的瓦斯抽放系统, 对工作面回采区和工作面上隅角、采空区瓦斯治理技术进行探究, 根据瓦斯治理特点, 提出治理瓦斯措施, 确保工作面安全回采。
关键词：复合煤层,瓦斯治理,安全回采
参考文献
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深井三软煤层复合顶板下的沿空留巷 第6篇
1 工程背景
1115 ( 1) 工作面位于小杨庄以北, 张童庄与小童庄和小叶庄之间, 标高为- 656. 2 ~ - 765. 8 m, 走向长2 596. 3 m, 倾斜宽220 m, 整体面积571 186m2, 煤层平均厚度2. 54 m。所采11-2煤层直接顶为复合顶板, 由砂质泥岩、泥岩和11-3煤层组成, 其中11-3煤层不稳定, 厚度变化较大, 伪顶为0 ~ 0. 6 m厚的炭质泥岩, 黑色, 易破碎; 直接底为12. 11 m厚的泥岩, 灰色—深灰色, 含植物化石, 易于破碎, 11-2煤层坚固性系数较低, 属于软煤系列, 同时, 由于基本底砂岩裂水系的影响, 会降低顶板的稳定性, 工作面小断层向内部发育, 可能在内部存在隐伏断层, 给回采过程中顶板控制带来困难。工作面采用两巷加一借用巷道布置方式, 巷道分别为1115 ( 1) 运输巷、轨道巷和借用巷1114 ( 1) 运输巷; 1115 ( 1) 工作面回采时, 1114 ( 1) 运输巷作为1115 ( 1) 工作面总回风巷, 三巷为平行布置方式, 其中1115 ( 1) 运输巷为机轨合一巷道。工作面采用单一走向长壁、区内后退式综合机械化采煤方法, 一次采全高, 采高2. 8 m, 充填材料选择混凝土膏体, 每次充填长度为26 m, 充填宽度为22 m, 采空区顶板控制采用自然垮落法。对于1115 ( 1) 工作面总体来说, 是典型的深部三软煤层, 地温、地压较大, 煤层厚复合顶板复杂, 留巷比较困难。
2 沿空留巷方案
2. 1 顶板支护
顶板采用左旋螺纹钢等强预拉力锚杆配合M5型钢带、钢塑网或10#铁丝金属网支护, 锚杆规格为ф20-M22-2 500 mm, 每根锚杆采用一节半Z2 380 型中速树脂药卷 ( 即1. 2 m) 加长锚固; 锚杆 ( 索) 间距750 mm, 排距800 mm。
2. 2 巷内支护
局部U型钢棚支护段: 超前工作面煤壁30 ~ 40m, 使用圆木或工字钢在U型钢棚支护段套棚, 生产时只去除U型钢棚下帮腿, 顶梁及上帮腿保持支护状态。套棚后用铰接顶梁或4. 5 m长11#矿用工字钢挑3 排走向挑棚; 当原U型钢棚进入留巷段, 将挑棚单体替换为圆木支护, 待充填区顶板宽度2 200mm, 长度2 600 mm, 当机尾架 ( 127#架) 每向前移一个步距 ( 0. 865 m) , 须在127#架后, 沿倾向使用ф18mm × 3. 0 m圆木打点柱, 或使用 ф20 mm × 2. 2 m锚杆支护顶板, 圆木或锚杆倾向间距1. 5 m; 如果顶板破碎, 减小圆木或锚杆间距并增加其数量。
2. 3 巷旁支护
巷道两帮采用5 根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加M5 型钢带 ( 左帮钢带长3. 2 m, 右帮钢带长3. 0m) 钢塑网或10#铁丝金属网联合支护, 锚杆规格为ф20-M22-2 500 mm。每根锚杆采用一节Z2380 型中速树脂药卷加长锚固; 左帮锚杆间距为750 mm, 右帮锚杆间距为700 mm; 排距为800 mm ( 图1) 。
2. 4 巷旁充填体
巷旁充填体材料选用膏体混凝土, 以水泥、粉煤灰、石子、沙子按一定比例混合, 具体配比方案见表1。复合外加剂有效成分的掺量按质量百分比为水泥和粉煤灰总量计算。
同时添加外加剂, 外加剂的不同配比对应不同巷旁充填体参数, 如早强剂, 它可以快速提高巷旁充填体前期的抗压强度, 以保障前期较大的切顶阻力;保水剂和减水剂可以使巷旁充填体本身具有足够的竖向和横向可缩量; 引气剂可大幅度改善混凝土和易性、可泵性及提高抗渗抗冻等耐久性能, 更能有效防止混凝土中水泥的二次吸附, 减小混凝土坍落度经时损失, 添加剂配比见表2。在不同配比方案下, 巷旁充填体的性能见表3。
%
%
当所需巷旁支护阻力较大时, 应选择方案2, 如顶板的前期活动过程中, 要实现以“顶”为主, 采取及时支护, 提高支护初撑力措施, 以达到充分利用顶板的自承力; 当巷旁支护体所需泵送距离较远时, 应选择方案3; 当所需的抗压强度与泵送距离均为中等时, 应选择方案1。
每次充填墙体尺寸为长 × 宽= 2. 6 m × 2. 2 m, 进3 刀充填1 次, 巷旁宽度设计见式 ( 1) 、式 ( 2) 。
第m层岩层破断时巷旁支护强度计算[6]:
式中, Fm为巷旁支护前期支护阻力; a为巷道维护宽度; ρi为第i层岩层密度; δi为第i层岩层厚度; αj为第i层岩层的破断角的余角; FA'i为第i层岩层破断时在A'点受到的向下的剪力, A'点位于巷道内紧靠充填体侧;为第i层岩层极限破断弯矩; MAi为A点第i层岩层所受的支承边界抗弯弯矩, A点位于巷道内紧靠煤壁侧。
巷旁充填墙体宽度b由支护体1 d抗压强度和巷旁支护强度确定[7]:
式中, b为巷旁支护体的宽度; p为巷旁支护体成型后1 d的抗压强度; K为安全系数, 一般取1. 1 ~1. 2。
墙体加固———锚带网在充填墙体上沿巷道走向布置3 排2. 6 m长四组孔的M3 钢带, 每2 根钢带进行对接, 采用IV级左旋锚杆专用螺纹钢超高强预拉力锚杆、8#钢筋网 ( 在墙体不平整处采用菱形金属网) 联合支护, 锚杆规格为ф20-M22-1 600 mm。每根锚杆采用一节Z2380 型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距为900 mm、排距为800 mm。
墙表密封———水泥浆在锚杆钢带钢筋网联合加固基础上, 喷射薄层混凝土密封充填墙体表面, 防止围岩风化。喷层厚度50 mm; 混凝土配比, 水泥∶ 黄沙∶ 石子= 1∶ 2∶ 2。
3 应用效果
为了观察1115 ( 1) 工作面沿空留巷的变形情况, 每隔5 m设置一个观察点, 观察工作面前方和工作面后方顶板下沉量、底板鼓起量、两帮移近量以及开采和周期来压时的巷道直观变形 ( 图2、图3) 。
( 1) 通过观察, 工作面的超前影响范围约60 m, 顶底板移近量约33 mm, 两帮移近量12 mm左右, 由于工作面超期支承压力的影响, 工作面前40 m左右, 顶底板及两帮的移近量较大, 而到了40 m之后, 作用效果明显降低, 顶底板及两帮移近量浮动较小。
( 2) 工作面后方影响范围在60 ~ 120 m, 在120m以后, 顶底板位移量和两帮位移量趋于平稳。
( 3) 最终巷道前方顶板下沉量为257 mm, 底鼓量为201 mm, 两帮移近量在337 mm, 巷道后方底板下沉量为238 mm, 底鼓量为278 mm, 两帮移近量为709 mm, 总体移近量不是很大。
( 4) 巷旁充填体距开切眼较近距离出现少量较大的裂隙, 破坏了完整性, 距离开切眼较远处, 只有少量的裂隙或破碎, 完整性较强。
4 效益分析
( 1) 直接经济效益。沿空留巷的实现了无煤柱开采, 在一定程度上, 提高了煤炭的开采率, 直接提高了煤矿的经济效益。以顾桥矿1115 ( 1) 工作面为例, 该工作面走向长度2 596. 3 m, 采用沿空留巷技术后, 考虑材料消耗、人员开资、设备使用等, 每米巷道费用约5 780 元, 同时每米节约煤柱2. 65 t, 而新掘进巷道每米费用约7 500 元, 以100 元/t的利润计算, 1115 ( 1) 工作面沿空留巷工艺的使用, 可创造的直接经济效益约515. 37 万元。
( 2) 间接经济效益。减少了巷道掘进量, 缓解接续紧张; 节约掘进费用, 提高综合经济效益; 煤炭全部回收, 延长矿井寿命, 提高社会效益。
5 结论
( 1) 锚杆锚索配合支护, 有效控制了前期围岩破碎变形, 使巷道前后顶底板及两帮移近量处于合理开采范围, 维护了巷道整体的完整性和稳定性。
( 2) 将水泥、粉煤灰、石子、沙子按一定比例混合, 同时外加添加剂, 并通过巷旁锚杆支护, 墙体加固, 墙体密封, 使充填体满足巷旁支护的要求, 前期可以提供一定初始支撑阻力, 后期有效减缓了围岩的移近量。
( 3) 沿空留巷整体效果好, 实现了在深井三软煤层复合顶板下的成功开采, 由最初6 刀/d逐步稳定在8 ~ 10 刀/d, 最多11 刀/d, 最高日产量14 600t, 满足了快速充填和高效、快速开采的要求。
参考文献
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复合煤层 第7篇
1“三软”煤层支护的原则
由于铁生沟公司的地质特点, 围岩自身稳定性较差, 巷道支架承受很大的压力, 煤巷交叉点支护十分困难。所采煤层属裂隙、孔隙发育煤层, 但过渡孔占优, 渗透较难, 属难注水煤层, 该煤层原生裂隙发育中等, 但一旦应力状态改变, 次生裂隙极度发育, 煤体呈松软易碎的特点, 属难湿润煤层, 随着巷道的开掘, 极易引起片帮、冒顶事故。
由于“三软”煤层煤体强度低, 在巷道掘进时, 围岩内产生应力重新分布, 巷道周围形成切向应力集中现象, 最大切向应力发生在巷道周边, 在此集中应力作用下, 极易发生片帮和冒顶现象。巷道周围的煤体在巷道刚刚掘出之后, 在地应力的轻微扰动下, 煤体就发生松软现象。犹如散沙一般, 再加上铁生沟公司的煤属于光煤, 煤体颗粒之间的摩擦系数很小, 根本没有自身稳定能力, 煤壁一旦有自由面出现, 马上就会出现坍塌, 向下流动的现象[1]。
2 复合支护技术
2.1 支护工序
支护工序主要有铺设金属网和钢带、钻锚杆孔、安装锚杆, 架设工字钢棚、打设门式液压抬棚喷浆加固。
2.2 支护操作要领
煤体开掘前, 通过对煤壁深、浅孔注水, 使煤体胶结固化成型, 提高围岩的自承能力;同时, 打钻孔时释放一定量的瓦斯, 施工可减少有害粉尘的产生[2]。
锚杆安装时, 应使锚杆穿过钢带和金属网, 锚人顶板后, 应将钢带或钢筋梯梁和金属网压紧, 贴实顶板。向孔中送树脂药卷时, 应轻轻将药卷试送到孔中。当使用两种胶凝速度的树脂药卷时, 应将胶凝速度快的放在前面, 胶凝速度慢的放在后面。树脂药卷搅拌时, 应均匀搅拌、匀速上推, 搅拌时间控制在20-30s, 使其得到充分搅拌。待树脂药卷搅拌后3~5min、树脂锚固剂已具有锚固能力后开始紧固螺母。紧固螺母时, 应使螺母扭矩达到100N·m及以上。
顶板锚杆安装顺序应为先中间、次低凹处, 最后安装其他锚杆。两帮锚杆 (使用钢带或钢筋梯梁的) 安装顺序应为先上部、次低凹处, 最后安装其他锚杆。对于松软煤层, 煤帮锚杆安装应先上部后下部。顶板和两帮的锚杆安装顺序应为先顶板, 后两帮。
交叉点支护后, 采用门式液压抬棚配合喷浆加固支护, 混凝土喷层在于围岩共同变形中受到压缩, 对围岩产生愈来愈大的支护反力, 能够抑制围岩产生过大的变形, 防止围岩发生松动破碎, 进而为大断面支护创造了有力支护环境。
3 影响“三软”煤层回采巷道交叉点支护的因素
影响锚杆支护施工速度及质量的原因很多, 但是, 钻眼爆破、锚杆钻孔和安装是锚杆支护巷道的三大主线工序, 其他各工序都要围绕这个主线工序交叉平行作业。钻顶板锚杆孔、安装锚杆, 可与刷帮、钻帮锚杆孔、安装帮锚杆平行作业。施工前注水效果必须达到湿润煤体的效果, 施工前对正头及两帮煤体动静压结合注水, 落煤时采用分层落煤, 落巷道上半部煤后及时采用前探梁及挂设金属网等临时支护, 确保施工人员安全[3]。
松帮卸压技术主要用于动压区域内的巷道支护, 主要采用锚 (锚杆、锚索) 网喷+U36支架联合支护, 使巷道形成了“围岩一支护结构”的共同作用体。现代支护理念提出, 要适当允许围岩变形, 并充分提高和发挥围岩自身承载力, 与支护结构共同形成互相协调、互相作用的支承系统。通过巷道表面位移观测, 合理确定空帮让压距离, 确保围岩在允许范围内变形后对支架产生的压力达到最小。通过在巷道周围打大直径卸压钻孔或刷帮等方式, 使巷道围岩的高应力区向深部岩体转移, 减轻支架承受的压力, 达到保护支架和巷道的目的。
据一些矿区的不完全统计, 锚杆支护巷道中年维修量均在20%以上。锚杆支护巷道经常出现开裂、脱落和破坏现象, 甚至发生顶板冒落等质量事故。工程质量差, 不符合设计和工程质量标准的要求是产生这些问题的主要原因。但也可能是设计本身不合理, 选用的支护参数满足不了支护的要求;也可能是外部因素的影响, 如受到临近开挖巷道、动压的影响等。一般来说, 工程质量的好坏是巷道围岩稳定的关键因素。但工程质量并非是影响巷道稳定的唯一因素。
4 建议与措施
4.1 及时支护
爆破是保持顶帮齐直和稳定的基础, 及时支护是顶帮齐直和稳定的保证。没有及时支护, 成形的帮、平稳的顶也会片掉。对于“三软”煤层, 爆破后, 出一部分煤, 一旦具备顶板支护条件, 立即进行顶板支护。顶板支护完毕, 煤帮分步刷够巷道宽度, 分步支护。其顺序为先上后下, 两帮同时。
为了使煤壁支护体避开放炮强烈震动, 又能使帮、顶支护平行作业, 预留煤帮始终滞后掘进工作面4~6m进行刷大;对于中硬煤层, 两帮支护始终空锚不超过一排, 以减少放炮对煤帮的影响[4]。
4.2 规范锚杆安装
顶板锚杆施工前要撬掉危岩, 原则上危岩被撬掉到哪里锚到哪里, 按规定点定眼位, 按眼位钻孔。钻孔要垂直巷道顶板、两帮。要控制钻孔深度, 不得超深和欠深。钻孔达到设计深度后, 要推拉钎杆2~3次, 清洁钻孔。安装锚杆前要将托板下方周边浮煤矸清理干净、找实。紧固螺母时, 用锤或钎子敲打锚杆托板, 使其紧贴岩面以保证锚杆具有较大的初锚力。紧固后锚杆外露长度为20~30mm。
4.3 控制松帮卸压操作
通过在巷道周围打大直径卸压钻孔或刷帮等方式, 使巷道围岩的高应力区向深部岩体转移, 减轻支架承受的压力, 达到保护支架和巷道的目的。
结论
现场实践表明:在“三软”煤层回采巷道交叉点中采用锚网 (索) 、门式液压抬棚、工字钢棚联合支护方式, 是大断面交叉点支护的有效手段之一。本文通过对此进行讨论, 期望能够为煤矿开采工艺提供一定的参考价值。
参考文献
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复合煤层 第8篇
煤层在形成过程中遇到了特殊的地质条件和成煤环境, 煤体没有得到充实的积压和煤层顶底板形成的不够充分, 造成煤体松软、顶板松软、底板松软等。此类煤层在煤炭回采过程中遇到煤壁片帮、顶板离层、底板遇水膨胀和支架钻底的问题严重制约了采煤工作面的正常安全高效生产。在矿井的正常生产经营活动中, 综采工作面回收、安装工作十分重要, 特别是对三软煤层的工作面回收顶板管理十分重要, 对三软煤层工作面回收期间支护形式的选择至关重要, 它是实现安全高效回收的重要因素。
2 工作面概况
该采面为己三采下延西翼, 上部为已回采的己17-23200采面, 下部为未开采的己15-23240采面, 东到已回采的己15-23220外段, 西至采区边界。采面煤层为己15煤层, 煤层走向35—50, 倾角7—11, 煤层厚度0.8—1.5米, 平均1.3米, 己15煤成块状。煤层顶板为砂质泥岩、顶板为泥岩、煤层普氏系数f<2-3。工作面走向长660米, 倾向长190米, 2012年2月开始回采, 2012年12月停采。采煤工艺采用走向长壁后退式综合机械化采煤, 顶板管理采用全部跨落法。
3 回收方案比较选择
3.1 回收方案一
(1) 出架空间规格:宽度2.5米, 高度2.0米。
(2) 出架空间支护:采用准180×3 000mm圆木做梁, 用准180×2 600mm圆木做腿, 木梁一端担在支架前梁300mm以上, 另一端垂直煤壁, 煤壁侧帮腿亲口架设, 并加两道抓钉, 棚距500mm, 每架支架上均匀架设两棚, 顶、帮铺规格为1.2m×10m单层金属网背帮护顶。
3.2 回收方案二
(1) 出架空间规格:宽度2.5米, 高度2.0米。
(2) 出架空间锚网支护参数选型计算:
锚网长度L=N× (1.1+B/10) =1.5× (1.1+2.4/10) =2.01m。其中, N:围岩稳定影响系数, 取N=1.5, B:巷道跨度, 取B=2.4m, 为了提高安全度, 取锚杆长度为2.3m。
锚杆直径准=L/110=2010/110=18.3mm, 为了提高安全度, 取锚杆直径为0.22m。锚杆间排距d≤0.5L=0.5×2.3=1.15m, 为了提高安全度, 顶板锚杆间排距600mm×600mm。
依据以上计算结果, 结合该工作面实际地质条件和同时运用工程类比法, 进行选择支护参数选择:顶锚杆采用MSGLW-500-22/2300树脂高强锚杆, 间排距为900mm×900mm, 顶锚杆5根/排, 树脂药卷不低于4卷/眼。帮锚杆采用管缝锚杆, 间排距为600mm×600mm, 帮锚杆4根/排;顶网采用准4×40×40mm网格的冷拔丝网, 规格800×2 000mm, 帮网采用规格为1.2m×10m金属网;锚杆所用树脂药卷型号为Z2335。
(3) 锚杆锚固力计算:Q=D2×H×r=0.62×4×1.3×3.0=50 616t
式中Q:锚固力, t D:锚杆间排距, m K:安全系数, K=4 H:软岩厚度, H=1.5m r:软岩平均容重, r=3.0t/m3。
3.3 工作面回收材料消耗比较分析
3.3.1 木棚回收方法材料消耗。
出架空间架设木棚266架, 需圆木798根, 计90m3, 单价890元/m3计算, 需材料费8.01万元;背帮金属网单价15.2元/m2, 420m2, 需材料费0.64万元;背帮杂木棍1 150根, 单价1.0元/根, 需材料费0.15万元;背顶金属网480m2需材料费0.74万元;回撤支架时沿采面倾向按净间距4m摆打木垛, 需两面平方木1 100根计73.5m3, 单价670元/m3, 需材料费5万元。使用木棚回收方法材料消耗费为14.54万元。
3.3.2 锚网回收方法材料消耗。
出架空间支护顶板, 需锚杆317套、树脂锚固0.64万个、顶网Ф4×40×40mm网格的冷拔丝网480m2、帮网420m2、依据当前价格市场单价进行核算, 使用锚网支护回收方法材料消耗材料费10.6万元。
通过对两种回收方法在经济及技术上的对比分析, 使用锚网支护比使用木支护节约材料费为3.94元, 因此在采用锚网支护进行回收时, 更经济更安全。
4 回收方法施工方法
回收前的准备工作:在距停采线15m时, 开始调整采面, 利用调斜子方式或返刀取直的方法将采面调直、调平, 并将采高逐步调整至2.0m。
上网上绳距停采线8m时开始铺双网并上引绳;每割一刀 (600mm) 上一根, 每根长度220m, 共上9根绳。做出架空间, 上出口出架扇面及绞车窝、装车间;确定回收绞车的位置及型号。
5 液压支架的回撤
回收前上下出口支护, 采面上完绳后, 在机、风巷尾巷处打一木垛, 规格150×150×1 500mm方木。回收支架顺序:先回2#架, 然后拉出1#架, 把1#架磨正, 1#架做掩护架, 再将3#架磨回, 最后回出130#架。
通过对以上方案的综合分析对比, 采用锚网回收的方法与架棚回收的施工方法, 同时对“三软”煤层破碎复合顶板综采工作面安全高效回收技术进行探索与研究, 得到“三软”煤层破碎复合顶板在哪回收期间的顶板控制的方法, 在该复合顶板下使工作面安全高效回收, 取得了良好的经济效益和社会效益。
摘要：通过对“三软”煤层复合顶板综采工作面在收尾期间安全高效的回收方法和技术进行了研究分析和回收方案的对比选择, 以采取科学、合理的回收方式, 确保综采工作面安全、高效回收。