极松散厚煤层范文

极松散厚煤层范文（精选5篇）

极松散厚煤层 第1篇

液压支架稳定性是大倾角煤层综采的一个基本问题, 支架稳定性控制是工作面管理的技术关键和重要难题。在大倾角综放条件下, 支架的失稳方式主要有倾倒、下滑、尾部扭歪3种, 尤其在大倾角极松散煤层条件下, 由于顶煤稳定性差, 支架切顶线前移, 放煤工艺不当, 极易造成支架失稳, 严重制约了工作面安全高效生产[1,2]。文章结合潞宁煤业公司某矿2474工作面工程实际, 探究大倾角极松散厚煤层综放工作面支架失稳的原因, 确定了合理的防治技术。

1 工作面生产技术条件

潞安集团潞宁煤业公司某矿地质条件复杂, 主采煤层有7层, 属近距离煤层群开采。上组煤4#为典型大倾角极松散厚煤层, 煤厚5.6 m, 平均倾角28°, 局部达到40°, 煤层结构复杂, 硬度系数0.2, 泊松比0.18, 基本没有粘聚力;直接顶为2.6 m灰黑色泥岩, 薄层状;老顶为3.9 m中粒砂岩和8.4 m细砂岩;伪底为0.4 m泥岩;直接底为5.7 m粉砂岩。2474工作面为4#煤层首个大倾角综放开采试验工作面, 配备ZF6000/17/30D型低位放顶煤液压支架, 采用整体顶梁带伸缩梁及护帮板结构, 工作面斜长113 m, 走向长580 m, 埋深490 m, 2474工作面上方为2374工作面采空区, 层间距19 m。

2474工作面与2374工作面位置关系如图1、2所示。

2 支架失稳情况

2474综放工作面试验期间发生了一次挤架倒架事故, 倒架范围在65#~76#支架之间。工程技术人员经过现场实地勘察, 对工作面中上部47#~74#支架倾倒挤咬状态进行了实地测量, 如图3所示。由图3可以得到: (1) ZF6000/17/30液压支架宽度1 430~1 600 mm, 中心距1 500 mm, 自60#支架开始, 至68#支架, 支架中心距显著缩小, 侧推千斤顶已完全没有行程, 支架挤死, 由顶梁侧护板的错差可以看出, 60#~66#支架顶梁错差逐渐增大, 66#与65#之间的错差达到30 cm。 (2) 液压支架顶梁侧护板厚度48 cm, 由66#~71#支架错差可以看出, 相邻上架前梁已进入下邻架的前梁下, 出现了咬架现象。

3 液压支架失稳原因分析

分析支架失稳的原因, 首先应从挤架着手, 正是由于挤架发生后, 未能及时处理或措施不当, 进而演变成严重的支架倾倒。

3.1 60#~66#支架挤架原因

3.1.1 工作面上部伪斜控制不当

在正常情况下, 溜槽1.5 m一节, 支架合理宽度也是1.5 m。支架中心通过连接头与溜槽挡煤板中心耳连接, 当支架与其配套溜槽在同一方向上前移时, 支架不会发生挤架现象。当刮板输送机与支架前移方向发生偏差, 即支架前连接头的牵引方向与输送机整体前移方向不一致, 输送机沿工作面倾向向上或向下移动时, 支架受连接头的带动进行调向。当支架调向速度跟不上刮板输送机移动速度时, 这就造成调向速度较快的支架向调向速度较慢的支架挤压。

2474工作面合理的伪斜角在5°~8°之间, 工作面推进过程中溜子下滑量可与伪斜上移量基本抵消。但挤架前, 工作面下部推进多, 上部滞后, 下部伪斜角变大, 造成上部60#支架以上溜子下滑, 如图4所示。以图4中溜子a点为例, 下部超前后, 由a点下滑至a′, 带动上部溜子连接头随之下移, 支架的推移杆与刮板输送机的连接偏移垂直方向而朝向斜下拉架, 偏斜后的推移导杆牵着支架也向刮板输送机机头方向偏斜。支架偏移后再次推移刮板输送机时, 又加速输送机下滑, 推移杆与溜子夹角逐渐由90°变小至70°~80°。随着工作面推进, 支架逐渐下滑, 支架侧护板弹簧抵抗能力不足以抵抗支架的下滑力, 降架移架时侧护间隙在支架下滑力的作用下被压缩减小, 支架中心距逐渐变小, 最终造成60#支架以上发生挤架。

3.1.2 中上部支架矿压显现强烈, 支架在自重和冒落矸石的作用下发生下滑

工作面矿压观测分析如图5所示。由图5分析可知, 工作面上部位于上一煤层2374工作面所留煤柱的下方, 60#~76#支架压力大, 其中62#支架压力尤为突出。顶煤在超前压力作用下已经非常破碎, 再加上上部区域处于仰采, 开采时该区域更容易发生片帮漏顶。工作面支架失稳前, 60#支架附近发生多次片帮漏顶, 顶煤和直接顶沿倾斜方向一直漏到最上部的76#支架, 支架上方出现局部空顶, 支架接顶不实, 初撑力无法达到要求。支架在重力和顶板压力作用下, 有沿底板坡度下滑的趋势, 保证它不下滑的条件是抗滑力大于等于滑动力。

当工作面60#支架上方发生严重漏顶后, 局部形成空洞, 60#~76#支架顶梁上方冒落矸石沿倾向方向无法形成具有一定承载能力的铰接结构, 沿倾斜方向的分力全部作用在支架顶梁上, 下滑力变大, 而支架初撑力无法满足要求, 抵抗下滑力变小, 这也是造成支架下滑的重要原因之一。

综上所述, 造成60#以上支架发生挤架的主要原因是, 伪斜控制不当和上部严重漏顶。

3.2 66#~76#支架咬架原因

2474工作面发生挤架之后, 造成支架拉移困难, 为此开始从上向下进行调架。调架之前, 上部支架的错差是逐渐增大的, 根据推理76#与75#支架错差已经接近侧护板厚度。在此情况下进行调架, 上部推溜后, 支架与溜子连接头上移, 带动支架底座上移, 而支架顶梁侧护板完全打开后仍无法靠到下邻架, 为支架倾倒、咬架提供了空间, 同时顶梁未及时利用单体支柱进行强扶, 在上覆冒落矸石的作用下, 合力作用线投影线偏离底座下外沿, 由此造成上部66#~76#支架由轻度倾倒演化成严重咬架。另外, 底板松软也是造成支架倾倒原因之一。

4 处理倒架技术

针对2474工作面挤架咬架现状, 采取上部支架边进刀边调架, 自上而下调架, 自60#支架向上推溜。在倾倒支架倾斜方向的顶梁下支设1根单体柱, 在移架同时升单体柱, 这样就可将倾斜支架扶正, 如图6所示。若支设1根单体柱效果不好时, 可在支架尾梁、中部、前梁同时打3根单体柱进行扶正。同时在倾倒支架底座下方垫上半圆木, 将支架升紧支牢。在使用这种方法时, 必须将单体柱升牢固, 以免滑倒伤人, 操作时必须远距离供液, 人员撤到安全地点。

60#~76#倒架范围前方煤壁采用炮采开帮、铺网上板梁。为有效控制好顶板, 保证支架接顶, 采用炮采开帮, 使用3.6 mΠ型钢梁配合2.8 m单体支柱打设走向棚支护, 棚距700 mm, 所架板梁必须高于支架前梁。采用4 m圆木、双层金属网背顶, 防止漏顶, 提高顶煤的整体性、稳定性。拉架时支架伸缩梁托住圆木, 防止顶板破碎掉矸, 超前开帮架棚护顶示意图如图7所示。移架时先移一架托住平行于煤壁的棚梁, 撤去影响移架的支柱, 再移相邻支架。

为巩固调架成果, 支架下必须打设单体支柱戗住, 防止调架过程中再次被动下滑倾倒。处理倒架过程中要彻底解决好工作面支架跑、冒、滴、漏问题, 确保其完好, 使用正常。协调解决好外围运输环节的影响, 保证工作面随时正常运转。

5 结语

通过对2474大倾角极松散厚煤层综放工作面支架失稳情况的实地勘测, 分析了支架失稳的根本原因是工作面中上部矿压显现强烈, 架前漏顶严重, 支架无法接顶, 工作面上部伪斜控制不当, 造成中上部支架挤咬, 未能及时调架和处理不当, 进而演变成严重倒架。通过采取煤壁超前开帮护顶、单体强扶和边进刀边调架等防治措施, 经过4 d时间调架, 工作面恢复了正常生产, 并杜绝了类似事故的再次发生, 实现了高产高效、高回收率的目标。

摘要：支架稳定性控制是综采面管理的技术关键和重要难题, 尤其在大倾角极松散煤层条件下, 支架失稳现象更加突出。针对某矿2474大倾角极松散厚煤层综放工作面试验期间的支架失稳事故, 通过现场实地勘测, 分析了支架失稳的根本原因是工作面中上部矿压显现强烈, 架前漏顶严重, 支架无法接顶, 工作面上部伪斜控制不当, 造成中上部支架挤咬, 未能及时调架和处理不当, 进而演变成严重倒架。通过采取煤壁超前开帮护顶、单体强扶和边进刀边调架等防治措施, 使工作面快速恢复了正常生产, 为类似工作面提高支架稳定性提供了技术借鉴。

关键词：大倾角,极松散厚煤层,支架失稳

参考文献

[1]杨仁树.三软煤层大倾角综放工作面倒架原因及对策[J].煤炭科学技术, 2010 (3)

极松散粉末状煤层巷道锚杆支护技术 第2篇

关键词：极松散粉末状煤层巷道,化学浆液马丽散喷层,预紧力,松散煤体,锚杆,锚索

极松散粉末状煤体巷道施工锚杆眼时, 由于钻眼的扰动, 眼口处常常发生片帮;同时, 由于煤体强度较低, 锚杆施工后增加预紧力时, 随着加压增大, 托盘钻入煤体或托盘后的煤体逐渐脱落, 使锚杆预紧力达不到要求。针对松散煤体巷道, 在煤体表面喷射马丽散浆液, 固结帮部表面煤体, 提高表面煤体抗破坏能力, 使安装锚杆时有足够的预紧力, 提高锚杆施工质量。

1 煤层概况

洛阳龙门煤业有限公司常村煤矿和龙门煤矿位于偃龙煤田, 煤层赋存条件极差, 煤层呈松散、粉末状赋存, 硬度系数f值在0.1～0.5之间, 直接顶多为厚层破碎泥岩, 部分地段顶板为厚层破碎页岩与煤线夹层。煤层揭露后煤的内聚力极差, 呈松散粉末状, 指压即碎, 巷道掘进后粉末状煤层极其松散, 呈砂状, 随掘随脱落, 根本无法采用常规锚杆施工方法, 不得不采用架设11#工字钢对棚支护或36U型钢棚支护, 棚距500 mm。棚后背设背木、铺设网片。随着开采深度的逐渐增加, 巷道矿压显现明显加剧, 围岩破坏强烈, 巷道维护效果差, 回采前需多次返修, 工作量很大, 成为困扰矿井实现安全高效开采的一大难题。

2 锚杆支护设计思路

(1) 松散煤体巷道一直是锚杆支护的难点。锚杆支护的锚固力很大程度上取决于所锚煤岩体的力学性能, 由于煤层极其松散, 在锚杆托盘加压时, 煤体强度较低, 随着加压增大, 托盘钻入煤体, 使锚杆预紧力无法达到要求, 甚至随着预紧力的增加, 锚杆托盘后的煤体逐渐脱落, 造成锚杆失效。实现加锚的前提是先开挖巷道, 然后施工锚杆眼;但对于煤体极松散、可锚性能极差的煤体巷道, 往往随着锚杆的施工, 煤体逐渐脱落, 造成无法施工。

(2) 针对极松散煤体巷道煤帮的情况, 在煤体表面喷射马丽散, 以提高表面煤体抗破坏能力。化学浆液特点:马丽散浆液十几秒开始初凝, 3 min内便能达到较高的凝固强度, 而且浆液固化时无收缩现象反而会膨胀, 固化后有很强的黏合性, 能牢固地与煤体结合。

(3) 理论和实验研究表明, 在低围压条件下, 煤体强度随围压的逐步增大而呈急剧增长趋势, 所以, 要想提高松散煤体的承载强度, 就必须增大其围压, 从煤层内部增大其承载能力。相对于处于被动状态的U型钢棚支护, 对松散煤体进行喷射化学浆液加固后处于主动状态的锚杆支护, 是早期快速增大围压最有效的方式。

(4) 松散煤体松动范围大, 在锚杆加固围岩后, 利用锚索锚固范围的原理增加锚索支护, 利用锚索与锚杆支护相结合的方法有效控制巷道围岩变形。

3 支护方案

顶板支护形式确定为锚网索梁钢带。

(1) 顶板支护。

采用 Ø20 mm×2 000 mm高强锚杆, 顶锚杆间排距为700 mm×800 mm, 每根锚杆配2根MSK2335型树脂锚固剂, 锚固力大于100 kN, 预紧力扭矩应不小于250 N·m;M型钢带宽220 mm, 厚4.75 mm, 孔间距为700 mm, 双排锚索, 锚索由Ø17.8 mm×8 m的钢绞线制作而成, 每根锚索配3根MSK2350型树脂锚固剂, 锚固长度不小于1.5 m, 锚索预紧力不小于100 kN;锚索挂设11#矿用工字钢锚索梁, 锚索梁平行于巷道方向, 与M型钢带成“十”字交叉, 锚索间排距为1 100 mm ×1 600 mm。全断面钢筋网2 000 mm×1 000 mm, 网格规格70 mm×70 mm, 钢筋为 Ø6 mm的钢筋。

(2) 两帮支护形式及参数。

巷道两帮刷齐后, 先喷射50 mm厚的马丽散化学浆液, 然后在帮部采用 Ø18 mm×2.5 m的高强螺纹锚杆支护, 每根锚杆配2根MSK2335型树脂锚固剂, 锚杆孔径为28 mm, 锚固力大于100 kN, 预紧力扭矩不小于150N·m, 间排距均为800 mm。采用双抗网, 网片规格为2 000 mm×3 000 mm。由于帮部松动范围大, 仅靠锚杆不能阻止两帮整体向巷道内挤进, 帮部增加帮锚索, 每帮打注1排, 锚索间距为2 m, 锚索由Ø17.8 mm×6 m的钢绞线制作而成, 每根锚索配3根MSK2350型树脂锚固剂, 锚固长度不小于1.5 m, 锚索预紧力不小于100 kN, 锚索挂设11#矿用工字钢锚索梁, 锚索梁平行于巷道方向。锚杆、锚索布置如图1所示。

4 效果分析

龙门煤矿2404回风巷施工后巷道表面位移曲线如图2所示, 巷道表面变形速度曲线如图3所示。

由图2、图3可知, 巷道在掘进后7 d内, 顶底板移近速度和两帮相对移近速度都比较大, 巷道表面位移急剧增大;8 d以后, 围岩移近速度变慢, 巷道表面位移缓慢增加;10 d以后, 围岩处于稳定状态, 但巷道仍有较小的变形量, 主要是由于巷道煤体具有蠕变特性。因此, 围岩仍保持一定的变形速度。巷道顶底板移近量和两帮移近量均较小;两帮最大移近量为61 mm, 巷道顶底板最大移近量为28 mm。由图3知:①两帮移近速度在巷道开挖后5 d内较大, 其速度最大达13 mm/d, 随后移近速度迅速减小, 至12 d时基本达到稳定。②顶底板的移近速度在成巷后4 d内较大, 最大为8 mm/d, 此后速度值迅速减小, 但仍有一定的下沉速度, 维持8 d后基本达到稳定状态。从整体上看, 两帮及顶底板的最大移近量均较小, 巷道施工后大变形得到有效控制。

5 结语

极松散厚煤层 第3篇

1 开采条件及水文地质特征

1.1 煤层赋存情况

87采区位于朱仙庄矿区的南部,南与芦岭矿810采区相邻,西至8煤层露头。新生界第四纪含水松散层直接赋存于8煤顶部,平均厚247 m,分为4个含水层组,3个隔水层组。8煤层为结构稳定的特厚煤层,煤层厚8.59～11.27 m,平均厚10.00 m。煤体坚固性系数平均0.3,煤层走向135°～187°、倾向45°～97°。

1.2 水文地质特征

870工作面主要受新生界第三系底部“四含”水和中生代二叠系8煤层顶板砂岩裂隙水影响。根据870工作面及周围Ⅵ-Ⅶ-255、Ⅵ-Ⅶ-10、13-3、05-3、05-4等钻孔揭露资料,新生界松散层底部的第三隔水层,在开采范围内沉积厚平均80 m,塑性指数Ip为11.30～27.80,膨胀量为0.020～3.705,且其可塑性好,膨胀性强,厚度大,分布稳定,隔水性良好。由于三隔的存在,使其以上各含水层与其下的“四含”水、煤系砂岩裂隙水之间失去水力联系。

2 覆岩移动破坏分析

2.1 相似模拟

2.1.1 模型设计

以朱仙庄煤矿87采区一区段工作面地质及技术条件为背景,煤层平均厚10 m,倾角平均5°。设计模拟模型尺寸为长×宽×高=3 000 mm×300 mm×1 200 mm,根据现场及试验模型实际情况,取几何比1∶100;容重比1∶1.67;应力比1∶167。相似模拟试验材料主要成分为细砂、石膏、石灰、黄土。通过抗压试验,选定合理配比及材料力学性能。试验采用BX120-50AA电阻应变计作为应力传感器观测煤层及覆岩应力变化情况,数据采集系统采用CM-2B系列静态应变测量分析系统(包括数据采集设备、数据通信设备、计算机、数据分析软件包等),可以直接将传感器测量的数据导入计算机,并进行动态采集和分析。在模型表面用大头针布置位移测点,采用ET-02型电子经纬仪观测[2,3]。

2.1.2 结果分析

上覆岩层的移动是分层或分组进行的,煤层开采时其上覆不同岩层的移动变形曲线如图1所示。强度较高的厚岩层可以自成一运动单元,强度较低的薄岩层则依附于强度高的厚岩层随之运动。煤层直接顶范围内的岩体均随采随冒,而基本顶及上覆岩层则在工作面推进一定距离时才开始逐渐垮落,伴随着工作面的继续推进,垮落带高度及裂缝带高度不断增大,但当工作面推进一定距离时,这一高度值基本保持不变。

(1)随着工作面推进,顶板悬跨度不断增大,顶板发生位移、离层直至断裂垮落,上覆岩层的下沉量也随之增大,顶板位移量随推进距离的增加而增大。当工作面推进20 m时,部分测点开始移动,随着工作面继续推进,下沉移动值和移动范围由小到大发生变化,当工作面推进了160 m以后,1号和2号观测线发生了较大的下沉位移,相应的最大下沉值分别为7 200,5 600 mm。

(2)采空区上覆岩层的变形移动形态基本相似,随着岩层层位的增高,各岩层主要影响范围和最大下沉量逐渐变小,下沉曲线的形态均呈非对称性。

当工作面推进到10～15 m时,处于直接顶的泥岩开始逐渐垮落,当工作面向前继续推进到20 m时,直接顶泥岩全部垮落。通过相似模拟图像可以看出,直接顶泥岩的初次垮落步距为10～15 m。当工作面继续向前推进到25～30 m时,基本顶顶底部发生断裂,并且断裂后的岩块相互咬合;在工作面推进35 m时,在煤壁前方基本顶岩梁上部出现裂隙,随着工作面继续推进,基本顶岩梁中部下方也出现裂隙;当工作面推进到40 m时,基本顶岩梁中部触矸。而后,随着工作面继续推进,基本顶岩梁产生周期性运动,但周期来压步距为10～15 m,大多数在11 m左右,基本顶周期性运动是由自行运动和上部其他岩层运动所迫的结果,所以并不是每次都相等。

随着工作面推进,顶板裂缝带的高度也逐渐增大,直到回采工作面推进200 m后10 d,顶板裂缝带高度才不再扩展,不同推进步距时的“两带”高度发育特征见表1。

2.2 数值模拟

2.2.1 计算模型

地下开采是一个三维空间问题,根据朱仙庄煤矿87采区870工作面参数特征和上覆岩层组合特点建立了三维数值模型,模型沿走向长300 m,沿倾向宽250 m,模型高150 m。模型中包括8煤层与顶底板岩层,煤层平均倾角取5°,煤层厚10 m,工作面倾斜长度140 m。共划分171 000个三维单元,共183 804个结点。在模型的上部采用载荷来代替上部岩层所受的重力,模型侧面限制水平移动,模型底面限制垂直移动,模型上部施加垂直载荷模拟上部岩层所受的重力。

2.2.2 结果分析

在进行数值模拟时,主要控制平衡状态,如果非平衡力接近一个非零恒定的值,就可以认为模型破坏或进入塑性流动状态。采用最大拉应力理论和Mohr-Columb 理论,通过最大主应力、最小主应力、内摩擦角和黏聚力之间的关系来确定实际覆岩发生剪切破坏范围;在拉应力大于岩体的抗拉强度时,岩体发生拉张破坏,从而确定覆岩拉张破坏范围(图2)。

覆岩最大冒高和裂缝带高度的分析结果:开采厚10 m,冒落带发育高度16.2 m,冒采比1.62,裂缝带发育高度68 m,裂采比6.8。由于基岩风氧化带风化程度较大,吸水后膨胀系数大,有效抑制了冒落带和裂缝带的发育高度,最大有效冒落带高度发育到“四含”的底部[4,5,6,7]。

3 防塌煤柱的留设

采用实验室相似材料模拟试验、数值模拟分析、现场实测及文献[1]中公式计算的87采区综放开采垮落带高度发育特征,87采区煤综放开采时垮采比最大为1.62,即开采10 m厚煤层时,垮落带高度最大为16.2 m。因此,根据工作面地质条件,考虑到开采难易程度,留设最大防塌煤岩柱高度为16.9 m。

4 结语

(1)新生界松散层底部的第三隔水层,其可塑性好,膨胀性强,厚度大,分布稳定,隔水性良好,使其以上各含水层与其下的“四含”水、煤系砂岩裂隙水之间失去水力联系,为留设防塌煤柱提供了良好的基本条件。

(2)通过相似模拟和数值模拟可知,在厚松散薄基岩下开采,当基岩风化程度较为剧烈时,可以抑制有效冒落带的高度。

(3)根据实验室相似材料模拟试验、数值模拟分析、公式计算的87采区综放开采垮落带高度发育特征,留设最大防塌煤岩柱的高度为16.9 m。

摘要：通过对厚松散层、薄基岩覆岩及其矿井水文地质特征的分析,采用相似模拟实验与数值模拟等手段研究了特厚煤层综放开采防塌煤柱的留设。研究结果表明,基岩风氧化带具有再生隔水能力,能有效抑制冒落带的发育高度,留设最大防塌煤岩柱的高度为16.9 m时,可以进行安全高效开采。

关键词：厚松散层及薄基岩,水文地质特征,防塌煤柱,综放开采

参考文献

[1]国家煤炭工业局.建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京:煤炭工业出版社,2000.

[2]康永华,孔凡铭,张文.试论水体下采煤的综合研究技术体系[J].煤矿开采,2001(1):9-11.

[3]钱鸣高,许家林,缪协兴.煤矿绿色开采技术[J].中国矿业大学学报,2003,32(4):343-347.

[4]涂敏.潘谢矿采动岩体裂隙发育高度的研究[J].煤炭学报,2004,29(4):1994-2011.

[5]翟新献.放顶煤工作面顶板岩体移动相似模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2002,21(11):1667-1671.

[6]康永华,孔凡铭.兴隆庄煤矿提高回采上限的试验研究[J].煤炭学报,1995,20(5):449-454.

极松散厚煤层 第4篇

随着我国煤炭事业的发展, 国家和企业都对矿井的安全高效提出了较高的要求。一些新的采煤技术不断得到应用和推广, 对“三软”松散厚煤层的开采困难也提出了一些解决办法。4#煤层虽然开采自然条件差, 但其资源储量大。但煤体极松散, 类似粉末状, 几乎没有粘聚力, 属典型松散煤层, 根据综放工作面回采工艺观测, 通过开展研究、实测, 使松散厚煤层片帮冒顶等问题, 得到了有效的控制, 该综放工作面顺利回采, 实现了安全高效生产, 为工作面片帮冒顶严重问题积累了经验。

1 松散厚煤层片帮漏顶原因解析

2474综放工作面是焦煤分公司4#煤的开采面, 顶煤端面片帮冒顶是制约工作面开机率不高的重要原因, 其主要形式如图1所示。其特征是基本发生在支架梁端, 呈圆弧状。

经分析可知, 2474综放面端部漏顶片帮的主要原因有:

1.1对于软煤层而言, 在煤体自重及顶板压力作用下, 在煤壁内会产生横向的拉应力, 但是软煤层的横向及蠕动变形会释放和缓解由于压缩而产生剪切滑动破坏。现场观察冒落顶煤呈粉末状, 煤层结构松散, 节理裂隙发育, 端面顶煤发生剪切破坏。根据4#煤层物理力学实验实测结果, 煤体普氏系数仅1.10。

1.2松散的顶煤体易向采空区侧滑落, 抽空综放面支架上方的顶煤, 加上放顶煤的共同作用, 会造成切顶线前移, 顶板支承压力加大, 从而加剧顶煤体松动破碎, 诱发煤壁片帮。顶板管理难度同时加大。

1.3在超前压力的作用下, 顶煤已发生塑性破坏, 导致破坏顶煤自梁端和伸缩梁间的空隙泄露。相邻液压支架伸缩梁间的空隙最大达到300mm, 由于顶梁前方存在420mm端面距, 支架顶梁无法完全封闭煤帮顶煤, 导致大面积端冒和片帮。

2 煤壁片帮控制技术

松散煤体煤壁发生剪切破坏, 为防止煤壁片帮冒顶的主要途径是:及时支护、减小煤壁压力、改变煤体性质、提高煤体抗剪强度、化学注浆加固等措施。

2.1 减小煤壁压力

对于松散煤层放顶煤工作面开采, 合理的支架工作阻力既要能够抵抗住顶板来压, 又要能够缓解煤壁压力, 减缓甚至消除煤壁片帮和端面漏冒。

根据矿压观测结果分析可知, 绝大部分支架的工作阻力低于4000k N, 所用ZF6000/17/30型液压支架工作阻力有较大的富裕系数, 从减缓煤壁压力、防止煤壁片帮冒顶的角度出发, 该支架选型还是比较合理的, 但必须加强初撑力管理, 提高初撑力。

2.2 煤层注水强化顶煤稳定性

为了强化煤体稳定性, 改善开采条件, 设计采用长孔注水与浅孔注水相结合的方法。

研究发现, 合理的煤层注水不仅有助于降尘, 也可使顶煤形成一定厚度的粘结层, 延缓煤壁片帮冒顶。根据煤层组成分析, 其结构复杂, 稳定泥岩夹矸, 遇水黏度增加, 易胶结, 使矿物质与煤体在吸收大量水分后, 在矿山压力和超前支承压力的作用下, 形成不易脱落的顶板再生层。

2.3 长孔注水强化煤体技术

现有煤层注水参数和工艺多依靠经验获得, 实际应用效果不理想。针对现有煤层注水遇到的问题, 应用理论分析和现场实测, 对注水参数和工艺进行改进优化。

(1) 工作面开采初期采用工程类比方法, 确定了如下参数和工艺:在风巷沿巷道的下帮布置单排注水钻孔, 钻孔间距10m, 孔径75mm, 设计孔深70m, 实际孔深平均40m, 煤层倾角28°, 根据施工经验偏斜角按3°考虑, 钻孔设计倾角25°, 开孔离底板高度1.5m, 终孔达到顶板层位。钻孔方位平行于切眼, 由于钻杆在自重作用下具有自然下垂的趋势, 大倾角煤层钻孔施工应充分考虑钻孔的偏斜, 采用准50mm钢管、赛瑞封孔材料封孔, 封孔长度8m, 使用ZDY—1500液压钻机施工, 准68mm圆钻杆, 排粉方式采用水排。采用BRW80/20乳化液泵供水, 设定压力不低于6MPa。回风巷铺设1趟准51mm注水钢管通过截止阀及三通与封孔钢管连接进行注水。以煤壁淋水为最终结束注水标准。

(2) 长孔注水参数优化。钻孔布置, 优化和合理确定钻孔间距。通过测试考察三个钻孔, 相邻钻孔间布置7个取样孔, 在钻孔注水24小时后对考察孔进行取样分析。原设计注水孔间距10m明显偏大, 存在较大范围的注水空白带, 因此注水孔间距调整为5m。

注水压力分阶段选择。由长孔高压注水机理可知, 在煤层长孔注水的初期是以压裂为主, 后期以湿润和黏结为主。初期注水压力应不低于10MPa, 考虑到管路压力损失, 注水泵压力设定为11MPa。注水后期主要是湿润和提高黏结性为主。后期注水压力设定为6MPa, 考虑到管路压力损失, 注水泵压力设定为7MPa。

钻孔施工机具更换, 提高长孔施工深度。煤层注水钻孔深度取决于工作面长度、煤层透水性及钻孔方向。钻孔深度应不小于工作面斜长的2/3, 工作面斜长115m, 钻孔深度应至少达到75m, 要采用三棱钻杆施工, 增加煤粉排泄空间。在钻杆转动过程中, 六条棱将颗粒进行再次粉碎, 更容易排出。

煤层注水添加增强剂, 增强水的渗透能力。为了提高水的渗透能力, 在注水泵箱里添加化学配方药剂与水混合, 药液浓度达到0.2~0.5%, 通过加压泵对煤体进行注水, 扩大水在煤层中的湿润半径, 缩短煤层注水时间, 有效改善注水效果, 提高煤体的粘结强度, 同时降低采场的煤尘浓度。

(3) 浅孔注水强化煤体技术。浅孔注水应为临时注水, 主要为加强煤层局部注水效果, 要高度重视和认真对待, 必定取得一定好的效果。

钻孔布置, 钻孔设置在煤壁侧, 根据底板坡度、构造发育和现场注水后的效果测定分析, 水压2.5MPa时, 水的扩散半径1.5~2.5m;当水压3.5MPa时, 水的扩散半径2.0~3.5m。因此注水孔间距选定3m, 即每隔1架布置1个注水钻孔。沿工作面切眼全长距顶梁下沿0.5m处单排眼布置, 同时上仰一定角度, 新孔与老孔间隔不少于1.0m。根据煤层厚度决定注水压力和时间, 当煤厚超5.5m时, 注水钻孔仰角加大, 不小于45°;同时, 根据现场注水效果, 增加注水孔数量。

浅孔注水, 使用两台煤钻, 注水安排在工作面检修期间进行, 采用自制橡胶封孔器封孔。使用BRW400/25/31.5乳化液泵供水, 压力一般放在3.5MPa。

2.4 煤体化学加固技术

在采煤工作面实施煤体化学加固, 要求选用的化学加固材料施工毒性小、环境污染小、价格低、易于操作, 渗透性好、贮存期长、加固效果好;采用的施工机具要重量轻、体积小, 操作方便, 易于清洗;所选用的工艺能够与开采平行作业。在使用中将浆液分为化学浆料和水泥浆料两类。

(1) 马丽散—化学注浆加固技术。经综合对比分析, 选择马丽散化学注浆材料, 其最大的优点是能够发生膨胀, 产生浆液在裂隙中的二次渗透压力, 不仅依靠泵压作用的浓度压力差进行渗透, 而且依靠材料本身的膨胀特性产生二次渗透, 向四周扩散。在煤体松散的煤帮可以采用超强加固。

(2) 水泥浆类—岩土固结加固技术。水泥粘土类浆液是指在单浆液水泥浆液内渗入粘土增加浆液的亲水性来提高浆液的稳定性的一种技术。粘土的粒径一般极小, 而比表面积较大, 遇水具有胶体化学特性。由于粘土的分散性高, 亲水性好, 因而浆液的沉淀析水性较小, 稳定性大大提高。

3 松散厚煤层工作面片帮控制技术小结

(1) 2474工作面片帮冒顶的特征是基本位于支架梁端, 呈圆弧状, 其根本原因是4#煤体极松散, 类似粉末状, 空顶面积和空顶时间极短, 支架顶梁无法完全封闭顶煤, 其破坏机理属剪切破坏。

(2) 防治松散煤体煤壁片帮冒顶的主要途径是:及时支护、减小煤壁压力, 改变煤体性质, 提高煤体抗剪强度, 化学注浆加固等措施。

(3) 为了提高4#煤层松散顶煤整体稳定性, 防治煤壁片帮, 创新提出了采用长孔与短孔注水相结合的方法对煤体进行改变煤体脆性问题。

(4) 通过理论分析和现场实测对注水参数和工艺进行了优化, 确定了合理的湿润半径和注水压力, 同时又改善了施工机具, 应用压风作用冷却和冲洗介质, 分阶段选择注水压力。

(5) 为增加水的渗透能力, 提出添加煤层注水增强剂, 有效改善注水效果, 降低采煤作业场所的煤尘浓度, 提高煤体的粘结强度。

(6) 结合4#煤层的强度低, 裂隙发育的结构特点和工作面矿压显现特征, 提出了采用马丽散—化学注浆加固技术控制特殊地段片帮冒顶的技术方案, 设计了具体工艺流程和实施方法, 保证了工作面顺利回采。

摘要：石炭井焦煤分公司是开采深度大的老矿井, 隶属神华宁夏煤业集团公司, 煤矿进入三水平的开采, 主采4#煤层平均煤厚为5.6m, 平均倾角23°。煤层节理发育, 顶、底板裂隙发育, 煤岩十分破碎, 属于“三软”松散厚煤层, 本文通过现场摸索和实践, 在松散厚煤层取得了很好的成效, 对于今后此类工作面的开采, 留下了宝贵的经验和一定的借鉴意义。

关键词：松散煤层,综放面,片帮漏顶,技术应用

参考文献

[1]刘顺章.煤层深孔动压注水技术在三软煤层综放面的应用[J].煤炭技术, 2005 (10) .

[2]臧明甫, 汪大全, 刘保华.采面煤层动压注水处理瓦斯的效果分析[J].矿业安全与环保, 2001 (S1) .

极松散厚煤层 第5篇

1 矿井基本地质条件

新疆博孜坦煤矿为20世纪80年代建设的煤矿, 原为国有煤矿, 历经多次改制演变为目前的股份制企业。井田范围内赋存有古生代石炭纪和二叠纪地层, 这些地层组成该区山间凹陷基底, 在此基底之上沉积了中生代三叠纪、侏罗纪地层和新生代第三纪、第四纪地层。该矿主采的4-2、3-3煤层多发育直接顶板及直接底板。4-2煤层直接顶及直接底板多为粉砂岩, 3-3煤层顶板多为砂砾岩、砾岩, 直接底板多为粉砂岩及粗砂岩。

井田含煤地层为中侏罗系下统八道湾组, 含全区可采、局部可采及不可采5层, 由浅到深编号依次为4-2、4-1、3-4、 (3-3) 上、3-3煤层。可采、局部可采煤层由浅到深编号依次为4-2、 (3-3) 上、3-3煤层, 煤层平均总厚度12.38 m, 其中稳定煤层2层, 即4-2、3-3煤层。4-2煤层总厚5.30~6.62 m;3-3煤层总厚1.76~7.80 m, 局部煤层厚度在12 m以上。由于矿井地处山脉与盆地结合部, 受造山运动影响, 矿井范围内的煤层为一大的向斜构造, 处于向斜轴两翼的煤层倾角为9°~85°, 绝大部分开采区块的煤层倾角为38°~52°。

2 采煤方法及装备

工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法, 工作面长度100 m, 采用MG250/620-WD电牵引采煤机, 循环进度0.6 m, 采高1.7~3.5 m, 放煤高度5~10 m, 采放比1∶4左右, 采3放1;工作面前后部均布置SGZ764/2×200输送机。工作面基本支架为ZFQ5200/17/32型液压支架, 下端头选用ZQTH20000/15/25横式端头支架支护, 上端头选用ZFQG5400/19/32H型过渡支架。

3 工作面输送机下滑分析及防滑措施

3.1 下滑机理

从力学角度分析, 造成工作面输送机下滑的根本原因, 是由输送机受到沿煤层底板向上方向的摩擦力 (F摩) 小于由刮板输送机所受重力 (G运) 、输送机上的煤流所受重力 (G煤) 、采煤机所受重力 (G机) 三者产生的与摩擦力反方向的合力, 连同采煤机上行割煤时牵引力 (F牵) 之和 (F总) 造成的[2] (图1) 。

式中, μ为摩擦因数, 取0.25~0.30。

另外, 支架推移杆与输送机不垂直也会导致输送机下滑。从上述公式看, 煤层倾角越大, 沿煤层倾向的作用力越大, 而摩擦力越小, 进而使输送机下滑的概率增高。

3.2 防输送机下滑措施

(1) 工作面伪斜布置, 人为减小工作面切眼坡度。如图2所示, α为真倾角;β为切眼沿倾向调整角, 一般β= (0.10~0.25) α, 根据煤层的倾角大小而定, 倾角大时取大, 倾角小时取小。但β角也不宜取过大, 取大后虽切眼伪倾角变小, 但支架处于伪斜面上, 其工作状态和受力受到影响。

(2) 加设防滑千斤顶。加装原则是多个千斤顶产生的沿工作面输送机向上方向上的拉力之和 (n F拉) 连同输送机的摩擦力要大于输送机在斜面上受到的向下分力。即n F拉+F摩>F总。其中, n为防滑千斤顶数量;F拉为单个防滑千斤顶产生的与工作面刮板输送机平行向上的拉力, F拉=F额cosγ。其中, γ为连接支架底座和输送机的千斤顶与输送机的夹角, 根据现场的实际空间, 此角度一般按35°~40°布置;F额为单个千斤顶的额定工作力。考虑输送机有时由于采煤机割煤量过大、煤壁片帮、煤层底板有水和推移输送机对其造成的破坏致使摩擦力减小, 在计算出的防滑千斤顶数量基础上再增加10%~15%。

博孜坦煤矿有关参数:G运为1 300 k N;G煤为194.4 k N;G机为350 k N;采煤机上行割煤牵引力为400 k N;煤层倾角39°;工作面切眼长100 m。所以G总=G运+G煤+G机=1 844.4 k N;F摩=μG总cosα=369.41 k N;F总=G总sinα+F牵=1 592.18 k N。F摩

(3) 切眼内移输送机时, 严格遵守由下部机头向上部机尾方向的顺序。

(4) 调整好支架的受力状态, 有时需上移支架牵引输送机。

(5) 保证支架底座的推拉杆与输送机垂直。

4 支架下滑、倾倒机理及措施

4.1 下滑和倾倒机理

支架的下滑机理与输送机基本相同, 但其受力状态更复杂。支架除受到自身重力和上覆围岩重力作用外, 还要受到支架推移机构与输送机不垂直而造成的输送机下滑拉力, 输送机防滑千斤顶相邻的上部支架和放顶煤时煤流运动中所产生的冲击力作用。此外, 由于支架移架时对煤层底板的破坏和支架上覆围岩放煤量过大、过快, 直接顶垮落不及时、不充分, 均会造成支架下滑甚至倾倒。

4.2 防范措施

(1) “生根”支架组。切眼机头处的6部支架, 底座加装防倒千斤顶、顶梁加装锚固链并连接起来形成一组支架, 生成工作面全部支架的“根”。同时始终保证生根支架良好的受力状态。严格生根支架组的移架顺序和步距, 组内从机头向上编号依次为1#—6#, 移架顺序为先移1#、3#、5#架, 后移2#、4#、6#;移动步距为半个循环进尺, 即0.3 m, 2次到位。生根支架组是防止切眼内支架下滑和倾倒的根本。

(2) 擦顶带压移架。降柱后及时移架, 并保持支架两侧的侧护板与上、下邻架之间的护梁有良好的接触, 相邻支架侧护梁水平和倾斜方向保持不少于1/4的接触面积, 控制支架的运动轨迹, 及时升压接顶, 并确保支架的初撑力;检查工作阻力的变化情况, 确保支护质量。

(3) 降低采高, 提高采放比。使支架处于良好的受力状态。

(4) 工作面顶板初次垮落前, 严禁放顶煤, 确保工作面的支护质量和支护强度, 煤层顶板初次垮落后方可正常放顶煤生产。

5 强制放顶技术

对极难垮落顶板主要的控制目标是, 开采后严禁出现大面积悬顶顶板突然垮落而形成暴风的自然灾害。重点是2个环节, 即初次放顶时和初次放顶后正常生产期间的顶板控制。尤其是初次放顶, 当工作面达到具备初次放顶距离时, 虽不放顶煤, 但强制放顶的厚度仍按正常需放顶时的厚度处理 (图3) 。以下为强制放顶爆破参数的确定方法。

(1) 煤层顶板全部垮落的前提条件, 是开采后采老区垮落的岩石膨胀后的体积要充分充满开采后形成的空间。对需要垮落的煤层直接顶厚度的要求[1]为Mz= (h-Sa) / (Ka-1) 。其中, Mz为直接顶厚度;h为采高;Sa为未垮落岩层在接矸处的下沉量 (对极难垮落的顶板其值为0) ;Ka为垮落岩石的膨胀系数 (一般为1.25~1.35 m) 。经计算, 博孜坦矿综采放顶煤后直接顶垮落厚度Mz=32.4 m。

(2) 通过深孔松动预裂爆破, 将极难垮落顶板改造为中等垮落性顶板, 使顶板随工作面推进及时垮落, 采空区充填充分, 支架顶梁上部接顶严密。

(3) 炮孔密度系数K值按经验值一般取0.85~1.40, 该矿取1.20;施工器具的标准炮孔直径为75mm, 放炮后单孔影响半径一般为炮孔的28~38倍, 该矿取30, 则强制放顶的炮眼间距为5.4 m, 实际取6 m, 即要求顶板炮眼间排距为6 m。

(4) 由于为深孔导爆索起爆炸药的爆破方式, 虽经计算但各种计算结果相差较大。出于以下3方面考虑: (1) 深孔爆破不易对顶煤造成大的破坏, 以实现可控制放煤量为原则, 防止受爆破时的冲击波影响致使工作面煤壁前方煤体过于破碎造成煤壁片帮; (2) 确保工作面工作人员、设备的安全; (3) 严禁爆破时产生的冲击波产生和扬起煤尘。经过多次试验, 单孔装药量为22.3 kg, 一次起爆12个孔, 一次起爆药量267.6 kg。

(5) 预裂爆破孔的施工, 以施工条件较好的工作面上运输巷为主、下运输巷为辅。

6 结语

通过采取上述设备的防滑、防倒和强制放顶措施, 该矿井的大倾角极难垮落顶板的综采放顶煤工作面平均月产达6.2万t, 最高日产达3 500 t, 为该矿区和类似条件下煤层的开采提供了经验。

参考文献

[1]钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.