缓倾斜煤层群范文

缓倾斜煤层群范文（精选7篇）

缓倾斜煤层群 第1篇

枣泉煤矿位于宁夏灵武市东南62 km的毛乌素沙漠边缘, 井田内可采煤层为1、2、6、7、8下、9、10、12、14等9个煤层, 井田主体构造为两翼对称的背斜构造, 可采煤层埋藏深度为80～700 m, 背斜两翼地层倾角15°～36°。井田分为东、西两翼分别开采, 井田西翼主要可采煤层为2、6、7、8下、10、12、14等7层煤, 煤层倾角5°～28°, 开采技术条件简单, 井田西翼生产能力5.0 Mt/a。

2 无轨胶轮车的适用条件

无轨胶轮车作为一种先进、高效、机动灵活的辅助运输工具, 在我国神东、兖州、晋城、大同、阳泉等多个矿区得到使用, 但因其外形尺寸较大、自重、载重量大, 车辆爬坡能力受到一定的限制, 一般认为其适用条件为:巷道纵向坡度≤7°, 横向坡度在3°～5°以内;巷道底板硬度≥4;巷道最小高度以支架搬运车的高度为准, 再加上不小于300 mm的安全空间距离;巷道最小宽度以无轨胶轮车的宽度为基准, 每侧最小加宽宽度600 mm;巷道转弯半径7～8 m;路面不平度不大于150 mm[1,2,3]。因此, 无轮胶轮车在我国近水平煤层的开采中应用广泛。由于受到井下复杂地形条件的限制, 在缓倾斜、倾斜煤层及煤层群中应用相对较少, 从而使得无轨运输系统受到了极大的限制。

3 辅助提升方案的确定

3.1 方案提出

根据枣泉煤矿西翼区煤层赋存条件, 矿井适宜采用斜井开拓方式进行开拓, 针对副斜井井筒坡度及辅助运输工具的不同, 考虑了两种辅助提升方案: (1) 采用无轨胶轮车辅助运输; (2) 采用斜井绞车提升。

3.1.1 无轨胶轮车辅助

在工业场地内布置一个缓坡副斜井, 辅助运输采用无轨胶轮车运输。缓坡副斜井井口标高+1 350.0 m, 井筒落底标高+950.0 m, 井筒倾角5.5°～6°, 井筒全长约4 200 m。缓坡副斜井采用环形折返式布置, 每个环形的长度根据工作面区段的划分并结合煤层群的间距来确定, 缓坡副斜井布置如图1所示。由于缓坡副斜井折返于后期煤层, 后期煤层开采时, 直接从井筒开口至煤层即可, 节省了采区中部车场辅助运输石门的长度。

无轨胶轮车辅助运输方案的主要优点: (1) 井筒施工设备、工艺简单, 施工机械化程度高, 井巷施工速度快; (2) 井筒折返式布置, 可以兼顾后期煤层开采; (2) 矿井辅助提升采用无轨胶轮车运输, 管理方便、系统简单、运输环节少、效率高, 成本低; (3) 矿井使用频率不高的主要重型辅助运输设备可以租赁, 充分利用社会资源, 工作面搬家时间短。主要缺点: (1) 矿井初期井筒开拓工程量大、巷道断面大, 初期投资高; (2) 无轨胶轮车在井筒中折返运行, 运行速度慢, 运行时间较长。

3.1.2 斜井绞车提升

在工业场地内布置一个副斜井, 副斜井采用斜井绞车提升。副斜井井口标高+1 353.0 m, 井筒落底标高+950.0 m, 井筒倾角19°, 斜长1 238 m, 井筒基本沿2煤底板布置, 各煤层工作面辅助运输通过轨道石门经采区中部车场与副斜井相联系。副斜井布置如图2所示。

斜井绞车提升方案的主要优点: (1) 副斜井井筒工程量少, 巷道断面小, 初期矿井投资较低; (2) 建井工期较短; (3) 副斜井绞车系统运行平稳, 安全可靠; (4) 副斜井绞车运行速度快, 运行时间短。主要缺点: (1) 副斜井绞车提升能力有限; (3) 副斜井绞车提升辅助运输环节多、系统复杂、效率低; (3) 地面需要设置提升机房、窄轨系统等, 工业场地布置受到一定的限制。

3.2 方案的确定

综合分析以上两种方案, 采用斜井绞车提升方案初期井巷工程量小、投资少、系统运行平稳、安全可靠, 但副斜井提升能力有限、辅助运输环节多、系统复杂、效率低, 可能严重制约矿井正常生产、掘进。而采用无轨胶轮车辅助运输, 虽然初期工程量大、投资高, 无轨胶轮车在井筒中运行时间长, 但是采用无轨胶轮车运输管理方便、系统简单、效率高、能力大, 井筒折返布置兼顾了后期煤层的开采, 而且地面建 (构) 筑物布置灵活。结合矿井东翼斜井绞车提升能力不足、系统复杂、效率低, 影响矿井正常生产及掘进的实际情况, 确定西翼辅助运输采用无轨胶轮车运输。

4 应用效果

(1) 枣泉煤矿西翼区于2011年5月试生产, 至目前已运行近20个月, 无轨胶轮车运行良好, 为矿井安全高效生产提供了保障。

(2) 无轨胶轮车在西翼区的运用, 减轻了工人的劳动强度, 减少了辅助运输系统的环节, 提高了工人的劳动效率。

(3) 无轨胶轮车辅助运输实现了地面至井下工作面的连续运输, 提高了矿井的辅助运输能力, 保证了矿井的正常生产、掘进与接替。

(4) 无轨胶轮车辅助运输在枣泉煤矿西翼区的成功运行, 为缓倾斜煤层群开采辅助运输提供了一个新的方式, 进一步扩大了无轨胶轮车的应用范围。

摘要：无轨胶轮车具有减少矿井辅助运输环节、降低工人劳动强度、提高矿井运输能力等突出优点, 是一项先进的辅助运输工具。结合枣泉煤矿西翼煤层群赋存条件, 为了提高矿井辅助提升能力, 通过比较无轨胶轮车辅助运输和斜井绞车提升的优劣, 确定在缓倾斜煤层群开采中采用无轨胶轮车辅助运输方案, 取得了良好的应用效果, 扩大了无轨胶轮车的应用范围。

关键词：缓倾斜煤层群,无轨胶轮车,辅助运输,适应条件

参考文献

[1]王继生, 樊运平.无轨胶轮车在神东矿井辅助运输系统中的应用[J].煤炭工程, 2007 (9)

[2]张彦禄.我国防爆无轨胶轮车辅助运输的应用与启示[J].煤炭工程, 2006 (6)

缓倾斜煤层过地质构造断分析 第2篇

本论文的研究案例是以某处煤矿开采为基础, 工程的工作面地质构造复杂, 其中断层有6条, 断层对工作面的正常开采有很大的影响。井田位置为向斜南翼, 地震活动强度大、频率高, 区内主要可开采的煤层为6”, 9”, 14”, 16”, 并且煤层之间有交叉性的现象存在, 其煤层的定型比较稳定, 有规律可循, 而目前矿井的平均厚度为7.2m, 煤层为9”, 煤层的顶板、底板岩性为细砂岩和粉砂岩。采取内的T1断层的落差为2.8m, T2、T3、T4、T5为组合断层, 落差为3.0-6.8m, T6断层产状走向为70度, 倾向为329度, 倾角为80度, 落差为2.7m, 多有的断层斜交于工作面, 沿工作面的跨度推进方向的距离为25-218m, 工作面在2009年11月开始回采, 从开切巷起推进到250m时遇到T6断层。

2 工作面过地质构造断方案

2.1 工作面过地质构造断方案的确定

在总结以往过地质构造断经验和分析的前提下, 对断层面性质和回采进行分析, 以产量、施工成本和安全等多方面的内容进行比较, 经过反复的对比和研究, 最后决定采取工艺巷配合大直径深孔爆破演示的方案来实现, 可以快速、安全的通过T5断层。

2.2 施工工艺巷配合大直径深孔爆破破裂技术研究

当工作面达到T5断层的位置时, 为超前解决工作面推进中预爆岩石的问题, 需要在巷道演示进行超前预裂爆破, 消除割硬岩石对煤机的伤害, 提前预爆断层的演示, 实现工作面快速的推进。在水平下顺槽T5断层下盘煤岩交接处布置工艺巷, 两条主工艺巷间距为15m左右, 在主工艺巷之间布置副工艺巷, 通过副工艺巷连接主工艺巷, 而且预裂孔炮眼布置在主工艺巷和副工艺巷间的岩柱内的岩石中。

工艺巷的设计原则是最大限度的减少煤机切割岩石, 彩棉底板的高度和工艺巷底板的高度一致, 主工艺巷1坡度为+10度, 长度为43m。主工艺巷2坡度为+8度, 长度为43m, 主工艺巷1和工艺巷2的布置是采取平行的方式。副工艺巷的长度为25m, 长度一致, 根据工艺巷负载能录和煤岩的硬度确定副工艺巷间的煤岩柱为5.0m, 而需要将两个住工艺巷布置在断层的上盘岩石中, 防止副工艺巷穿过断层碎裂带。由于煤机切割铁锚杆时会导致损坏和火花, 支护锚杆应该使用玻璃钢材, 为预应力锚杆, 其长度为2m, 直径为20mm, 巷道的断面形式为矩形, 高度为2.6m, 宽度为2.8m, 掘进的断面积为7.28m2。

工艺巷施工一般需要进行双掘进面共同进行, 两条主工艺巷迎头演示厚度小于0.5m时, 必须停止施工。副工艺巷的施工由外向内, 其掘进工作由单独的一队人员进行, 另一队施工人员在主工艺巷施工完成之后停止掘进, 并且缓慢的撤出。工艺巷的施工采用半圆木进行顶板强化支护, 店主面的间距为1.5m左右, 防治彩棉超前压力导致巷道顶板的沉降, 其支护的布置位置一般为巷道的中间。工艺巷的施工采用大直径径深孔预裂爆破的方式, 对主工艺巷外的岩石副工艺巷的岩石的布置采用大孔径爆破, 对演示进行预裂松动, 便于煤机切割, 并且可以确保煤岩柱的强度要求。预裂爆破的参数主要有钻孔的直径, 一般孔径为70mm左右, 副工艺巷的钻孔深度为20m左右, 其他的钻孔深度为25m左右, 而如果钻孔时发现煤层时需要停止施工。开孔的位置为岩石暴露的中点位置, 钻孔的距离为2.5m。炸药为乳化炸药, 其规格我φ50mm×300mm×2kg, 炸药放置的位置距离孔口为5.0m左右, 然后进行封泥处理, 封泥的长度一般为2.5-3.5m, 爆破的七宝设置为2个孔。在爆破时需要注意的事项为必须保持孔内的干净, 使用高压水枪进行煤岩粉的清理, 装药时药卷间不能存在间隙, 在交接班时要进行预裂爆破, 工作人员下班时必须切断所有的电源开关, 并设置警戒, 防止其他人员的进入, 爆破完成后解除警戒, 并且检查气体正常后的供电恢复情况。

3 缓倾斜煤层过地质构造段的效果分析和经验

3.1 工作面推进的速度加快

当工作面穿过预裂岩石时, 采用煤机进行切割, 其切割的速度达到了2.5m/min, 每日的推进速度达到了3.3m/min, 而相对于以往的断层推进速度为1.6m/min, 其效果提升了两倍, 并且还可以避免采空区发火的危险。

3.2 产量的提升

以往采面过断层的平均日产量为1200吨左右, 而采用上述的方式其日均的产量达到了3600吨, 是原来的三倍左右, 保证产量顺利完成。

3.3 工艺预裂爆破的效果

副工艺巷的岩石排列成块状层叠, 之间的距离为5.0m宽的岩柱受矿山压力, 预裂爆破后的裂隙比较大, 其整体的强度降低幅度很大, 而煤机的切割速度得到提升, 有利于岩块的自行垮落, 其最大的长度小于0.4m, 预裂爆破的效果明显。但在工艺巷以外的深孔周围的影响较小, 会形成直径为0.4m的破碎压缩区, 演示的硬度没有明显的降低, 裂隙率增加不明显。

3.4 安全管理

安全管理包含多个方面的内容, 如通风管理, 爆破管理, 顶板管理, 支护质量管理和贯通安全管理等, 其中通风管理是加强工艺巷的通风管理, 防治出现瓦斯超限, 并适当的进行瓦斯排放;爆破管理防止预爆破中的瞎炮、爆破残留等情况;顶板管理则在回采前加强前顶板管理, 防止工艺巷的超前爆破对顶板的损坏, 造成超断面距不及时支护;支护质量管理是防止工作面回采时造成的液压支架不接顶支撑不足, 有倒架和错架的隐患;贯通安全管理要根据工作面的推进, 做好安全技术贯通的措施, 加强编制专项安全技术管理。

结束语

煤矿开采中的缓倾斜煤层地质构造较为复杂, 而研究其中的构造特点和应用的技术, 对于其他类似的工程具有很好的借鉴意义, 论文从现有的工程案例进行阐述, 为相关研究提供参考建议, 而具体的应用有待进一步深入。

参考文献

[1]贾悦谦.综采技术手册[S].北京:煤炭工业出版社, 2006.

[2]李星宇.煤矿综采新工艺新技术与机械设备选型使用手册[S].北京:中国知识出版社, 2005.

[3]傅雪海, 秦勇.多项介质煤层气储层渗透率预测理论与方法[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

缓倾斜近距离煤层上行开采技术探讨 第3篇

关键词：煤层,近距离,上行开采

1 课题的提出

新汶矿业的协庄煤矿目前已开始后组-300m水平七采区13、15煤层开采工作。煤层倾角20°。13煤层厚度0.64m~1.5m, 15煤层厚度1.27m~1.34m, 受15煤层夹矸及采煤机机身尺寸影响, 15煤层采高一般控制在1.7m;13和15煤层层间距11m~13m。在矿井-300m水平七采区对13、15煤层开采实践过程中, 13煤层由于煤质坚硬并且富含硫化铁, 造成破煤困难, 工作面生产效率低、劳动强度大, 并且由于13煤层煤尘爆炸指数高, 爆破落煤工艺安全隐患大, 而15煤层开采则可正常采用综合机械化开采工艺。因此, 在矿井目前开采技术水平与装备条件下, 拟对矿井-550m水平4-3采区13、15煤层实施上行开采, 在确保上行开采安全性的基础上, 通过15煤层的开采弱化13煤层的整体性, 松动硫化铁结核, 从而实现13煤层的综合机械化开采。

2 煤层上行开采的主要影响因素

2.1 层间距

纵观国内外实行上行开采的煤矿所总结出的实践经验和理论成果, 对近距离煤层实行上行开采的必要条件是:足够的层间距。开采下煤层会有一个冒落带, 当这个冒落带高度小于层间距时, 上煤层会有很小的概率发生台阶错动。若采取适当的安全技术措施, 可以进行上行开采。

2.2 采高

影响采区上覆岩层破坏的首要因素是采高。如果增大下煤层的采高, 那么上煤层的下沉量也会相应增加, 上覆岩层的各种塑性变形也会增大, 不利于上行开采。

2.3 采煤方法

选用什么样的采煤方法直接影响着采场上覆岩层的破坏高度。而上覆岩层破坏的高度和形态是由顶板管理方式决定的。采用垮落法管理顶板时, 采场覆岩一般都会形成“三带”, 即垮落带、裂隙带和缓沉带。

2.4 岩性及层间结构

传统的研究上行开采影响因素的方法大都忽略了上覆岩层的岩性和层间结构。若上层煤的上覆岩层在下层煤开采后能形成稳定的力学结构, 则上层煤就不会产生台阶错动的主动力, 很大程度上减小了台阶下沉量, 有利于上行开采。

2.5 煤层倾角

煤层倾角主要影响煤层覆岩破坏之后的空间形态。协庄矿4-3采区13和15煤为缓倾斜煤层。下层15煤开采后冒落的顶板岩石会就地堆积, 由于煤柱支撑作用, 采空区边界的冒落带及裂隙带高度要比采空区中部大。

2.6 时间因素

煤层被采出之后, 上覆岩层会移动、破坏、裂断、压合并最终达到稳定状态。根据实践经验, 当上覆岩层为较软岩层时, 下层煤开采后“三带”中的裂隙带发展到稳定的时间为1~2个月。所以, 想要实现上行开采的安全性和稳定性, 上、下煤层开采的时间间隔应该足够长, 以便上覆岩层能够稳定, 降低开采难度。

3 煤层上行开采可行性分析

3.1“三带”判别法

下煤层开采后, 随时间的推移, 上覆岩层会出现“三带”。而裂隙带又可细分为:导水裂隙带和不导水裂隙带。当上、下煤层层间距小于下煤层开采的冒落带高度时, 上煤层会严重破坏, 此时无法进行上行开采;当上煤层位于导水裂隙带范围内时, 上行开采的难度也比较大;当上煤层位于不导水裂隙带和弯曲下沉带范围内时, 可以正常进行上行开采。

15煤层垮落带高度可按照经验公式计算 (按照上覆岩层较软的情况进行考虑) :

公式 (1) 适合较软岩层, 式中M为采高。

根据实际情况将M代入得:

15煤层裂隙带高度可按照公式 (2) 计算 (按照上覆岩层较软的情况进行考虑) :

根据实际情况把M代入得:

15煤层导水裂隙带高度可按照公式 (3) 计算:

式中, M同上, n为煤分层层数。

根据实际情况把M, n代入得:

取最大值为13.47m。上层13煤底板距下层15煤底板为13.7m, 大于理论计算值。上层煤刚好位于不导水裂隙带内。可以进行上行开采。

3.2 围岩平衡法

煤层的上行开采打破了上覆岩层的原始应力平衡状态, 覆岩内部产生塑性形变, 进而产生裂隙, 岩层结构被破坏。下煤层开采一段时间之后, 围岩内部应力达到稳定, 采动裂隙重新被压实闭合。上覆岩层的弹塑性变形和各种拉剪破坏导致上煤层发生台阶错动。

从围岩平衡的观点来看, 当近距离煤层实行上行开采时, 下煤层开采后, 其上覆岩层的运动情况可分为非平衡带 (即垮落带) 、部分平衡带 (相当于导水裂隙带) 和平衡带 (相当于不导水裂隙带和弯曲下沉带) 。上煤层开采应在上覆岩层的裂断破坏稳定之后进行。

上行开采的理论层间距H可按下式计算:

式中, M—下煤层采高 (m) , 取1.7;K—岩石碎胀系数, 取1.25;h—平衡岩层本身的厚度 (m) , 根据协庄矿的煤层柱状图可知, 平衡岩层取5.0m。

则:13煤层和15煤层实际的层间距为12.7m, 大于上行开采所必需的理论层间距11.8m。因此, 满足上行开采条件。

3.3 采动影响倍数法

采动影响倍数式中, H为层间距 (m) , 取13;M为下煤层采高 (m) , 取1.7。

国内外煤矿实践经验表明:层间距与下部煤层采高之比K>7.5时, 上行开采方可顺利进行。因此, 协庄矿13和15煤层可以进行上行开采。

3.4 数理统计分析法

受15煤层夹矸及采煤机的机身尺寸影响, 下层15煤采高约为1.7m, 上层13煤厚度约为1.1m, 可实行上行开采的理论层间距H为:

式中, M15为15煤层采高 (m) ;M13为13煤层采高 (m) 。

经过计算, 要施行上行开采, 其理论层间距至少要在9m以上, 而13煤层和15煤层的实际层间距大于11m。因此, 可以上行开采。

4主要结论

(1) 运用“三带”判别法、围岩平衡法、采动影响倍数法和数理统计分析法这四种方法对协庄矿-550m水平4-3采区13、15煤层上行开采可行性进行了理论分析。四种分析方式都显示协庄煤矿13煤层和15煤层进行上行开采是合理可行的。

(2) 对协庄矿13、15层煤实行上行开采, 可对上层煤实现弱化, 有效解决上层13煤煤质坚硬并且富含硫化铁、破煤困难、工作面生产效率低、劳动强度大等一系列问题。为我国煤矿山的上行开采提供一定的借鉴经验。

参考文献

[1]宋振骐.实用矿山压力与控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1990.

缓倾斜煤层群 第4篇

相似材料模拟实验是以相似理论为基础,采用一定的人工材料代替天然岩体制成模型,去研究实际工程问题的实验方法。用相似材料模型试验可以直接观测到矿山压力的变化过程和内应力的作用情况,能人为地依据矿山压力作用下的围岩条件进行新技术、新方案的试验,可解决目前理论分析中尚不能解决的一些问题。

国内外学者在采动引起的支承压力研究方面,多侧重超前支承压力分布规律的研究。而分析侧向支承压力的分布特征,可以为巷道位置的布置及护巷煤柱的合理尺寸提供依据,从而避开应力峰值区,减少采动压力对巷道的影响[1,2,3]。本文以某矿井的实际工程地质资料为依据,采用相似材料模拟方法分析侧向支承压力的分布特点,为今后多煤层采区巷道的布置提供参考价值。

1相似模拟试验设计与制作

1.1模拟的地质条件

以某矿15016工作面的地质条件为工程试验背景,采用平面模型研究缓倾斜煤层工作面侧向支承压力变化情况。该工作面煤层厚度基本稳定,结构简单,煤层厚度在(3～3.6)m之间,平均3.4 m;煤层埋深500 m,倾角变化不大,在(9～15)°之间,平均12°;煤层东西走向起伏较大,由东向西逐渐上坡。煤层顶底板情况:直接顶为砂质泥岩,距煤层顶板0.8 m左右有一层(0.1～0.5)m的煤线,该层易随采随落。直接底为一薄层泥岩,遇水易膨胀。

1.2相似参数的确定

模型架的尺寸为2 m×0.18 m×1.7 m(长×宽×高),根据相似原理,依据选定模型架尺寸及其他条件综合考虑,确定主要相似系数:几何相似系数aL=0.01,时间相似系数at=0.071,容重相似系数ar=0.6,应力相似常数aσ=0.006。由相似定理及以上各基本的相似系数,可导出如下相似系数:外力比ap=6.0×10-7,强度比af=0.006,泊松比au=1。由于无现场应力场资料,可以近似认为是均质重力场,所以初始应力场是相似的。模型两侧由于干燥收缩和开采引起的开裂与实际不符,但留有较宽大的边界,所以边界条件也是近似相似的。

1.3相似材料配比及用量

根据现场煤层顶底板岩层综合柱状图。利用RMT—150B(岩石材料试验机)测试系统,测得各岩层的岩石力学性质。选取细河沙、石膏和碳酸钙配制不同比例的相似材料。每组3块(10 cm×10 cm×10 cm),自然干燥7 d,进行抗压强度实验,取3个试件抗压强度的平均值作为该材料配比号的抗压强度。各岩层岩石力学性质和相似材料的配比如表l所示。

1.4模型的制作及加载

模型的制作按以下步骤进行:

(1)在模板内表面涂上机油,并将其安装固定在模型架两侧;

(2)根据上述表格计算出的分层材料用量,分别称量所需砂、碳酸钙、石膏的

重量,倒入搅拌机内,混合搅拌;

(3)向混合料中加入一定量的缓凝剂(硼砂)和水,搅拌均匀;

(4)将配制好的材料倒入模型架,用刮刀抹平,并捣固压实;

(5)边上模板,边倒入材料,重复步骤(1)-(4),直至设计高度;

(6)干燥一周后,拆掉两侧模板,继续干燥两周后便可进行开采和观测。

需要注意的是,在模型制作时,应适当控制分层铺设的间隔时间(2 min—5 min),并在层与层之间撒入一定量的滑石粉来模拟层理面,在模拟煤层的材料中掺入适量的粉煤灰,以降低材料的容重,整个模型一次铺设完成。

模型顶部加载是为了补足模拟深度未能包括的那部分岩层重量。由于开采形成支承压力,虽然其随着远离煤层而趋向缓和,但由于模拟深度不大,上部边界载荷分布并非均匀,且受到岩性影响,因此需要在加载重物与模型之间安置具有适当刚度的介质层,使介质层和下方岩层的相互作用产生合乎实际的压力重新分布。此次试验采用杠杆加载,以重物块数及支点位置调节加载量。为防止加载偏心或杠杆因模型被开采而下沉变为斜置,故其一端装有调节螺杆以便随时将杠杆调平。为了保证加载的均匀性,载荷是通过杠杆加在矩形钢板(0.18 cm×0.3 cm)上面,每个杠杆上加载块数为5块。杠杆间距为1.5 m处。

2试验模型的开采与观测

为研究煤层开采时侧支承压力分布特征,采用的测量系统为:JS—14型静态数字应变仪,DYB—1系列土式传感器。在己1煤层顶板左右两侧各埋设了9个传感器,与煤壁的距离分别为0.05 m、0.10 m、0.15 m、0.20 m、0.25 m、0.30 m、0.35 m、0.40 m、0.50 m。

试验中采用摄影测量法对模型进行拍照,照片能够直观反映了模型的变形和破坏过程。素描法能够弥补摄影法不能对模型所表现的现象进行确切的描述的不足。因此,试验中采用摄影测量及素描法相结合的方法研究上覆岩层的几何形态。

3试验结果分析

模拟工作面回采时每4 h监测数据一次,并根据每个传感器标定方程,求出垂直应力,并换算成应力集中系数。为描述侧支承压力分布特征,将监测结果绘制成如图1所示的曲线。

根据图1可将煤体边缘分为3个区段。

3.1小于原岩应力的应力降低区

靠边缘附近的煤体,可视为处于单向受力状态,其抗压强度较小,在高应力作用下,煤体已发生破坏。如果按压力特征分区,则塑性区处于压力下降区内,该区的垂直应力比原岩应力小。

3.2塑性区

从应力降低区往煤体深处,由于层面之间的摩擦力作用,致使煤体在水平方向的挤压力增加,由单向受力状态逐步过渡到双向乃至三向受力状态。其抗压强度也逐渐加大,直至支承压力高峰。在该区段煤体中的应力已超过其弹性极限,煤体处于塑性变形状态[4,5]。

3.3弹性变形区段

从塑性再深入煤体,支承压力随远离煤壁而逐渐递减,直至恢复到原岩应力状态。结果表明此区域范围大于40 m。

根据图1煤层侧向应力集中系数变化所示。工作面侧向10 m范围内,煤体的应力变化不明显;工作面侧向(10～30)m,测点处煤体应力逐渐升高。这说明测点处煤体受到采动的影响,工作面侧向的(15～25)m区间,应力急剧上升,应力曲线斜率很大,应力峰值出现在此范围内,最大集中应力出现在煤壁前方的～12 m区段。工作面侧向(30～40)m区段,煤体内应力急剧下降。相似模拟结果表明煤层开采后应力降低区范围为5 m左右,最大应力应力集中系数达到3.4,峰值距煤壁25 m左右。

4结论

(1)采用相似模拟实验的方法,通过建立平面开采模型,成功地研究了缓倾斜煤层开采侧向支承压力的分布特点;但相似模拟得到的变化曲线仅能反映侧向支承压力变化趋势,并不能精确预测其变化量,只有与现场实际观测数值相结合,才能有效的指导生产。

(2)根据工作面侧向顶板结构和顶板支撑结构的应力特点,将侧向分为如下区域:(1)侧向小支撑结构保护区(塑性流动区)(2)侧向小支撑结构承载区(塑性流动区外边界);(3)大结构承载区(塑性软化区和塑性硬化区);(4)原始结构应力区。

(3)通过相似模拟实验发现,煤层开采时,在煤层采场两侧的支承压力集中系数平均达到2.9,峰值距煤壁距离约25 m左右,侧向支承压力影响范围约40 m。区段巷道的布置应避开应力高峰区,如采用沿空掘巷技术,巷道位置最好布置在侧向小支撑结构保护区(塑性流动区)即(0～4)m范围较合理。

摘要：为全面了解缓倾斜煤层开采后围岩应力分布规律,运用相似材料模拟方法。以某矿综采工作面的实际工程地质情况为依据,分析了采场两侧向的支承压力分布情况及应力集中程度、应力峰值距煤壁的距离、支承压力的影响范围等方面,为该矿采区巷道的合理位置布置提供参考价值。

关键词：缓倾斜煤层,相似模拟,侧向支承压力,分布特征

参考文献

[1]李鸿昌.矿山压力的相似模拟试验.徐州:中国矿业大学出版社,1988

[2]顾大钊.相似材料和形似模型.徐州:中国矿业大学出版社,1995

[3]苏承东,勾攀峰,邓广涛.采矿平面应力相似模拟试验装置的研制.河南理工大学学报(自然科学版),2007;26(2):141—145

[4]黄乃斌,张向阳.近距离采空区下开采覆岩移动规律相似模拟研究.煤炭技术,2006;25(6):118—120

如何扇采缓倾斜薄煤层综采工作面 第5篇

1 工作面概况

13102工作面位于一盘区西翼3-2煤, 3-2煤层赋存稳定, 平均厚度约1.7m, 倾角1°-3°。3-2煤条痕褐黑色, 煤岩组分以暗煤、亮煤为主, 见丝炭, 属半暗、半亮型煤, 直接顶为砂质泥岩;老顶为砂岩, 直接底砂质泥岩, 老底为细粒砂岩。工作面走向长度1003m, 倾向长度201m。主运顺槽、辅运顺槽分别在巷道掘进里程402.3m (5号点) 、473.6m (8号点) 处拐弯, 拐弯角度14°21'41″。工作面正常生产中受煤层倾角影响, 造成工作面运输机上窜下滑, 故工作面主运顺槽超前辅运顺槽4-5m时工作面运输机上窜下滑得以控制。此次旋转扇采辅运顺槽以5号点为圆心进行扇形调面, 辅运顺槽就多回采45.3m, 扇形回采期间应重点做好工作面运输机上窜下滑的控制, 和主运顺槽大断面支护安全工作。

2 施工方案

(1) 主运顺槽受拐弯限制, 装设两部DSJ100/63/125皮带。其中三部皮带为移动皮带, 随工作面推进皮带随自移机尾前进缩短皮带长度。13202工作面使用转载机长度50m及3部皮带机头长度30m, 合计长度80m。为避免拐弯期间增加运输设备, 使2部皮带与自移机尾合理连接。自移机尾距3部皮带头10m时, 拆除3部皮带储带仓长度, 根据现有设备及生产需要皮带机头可由原来30m减少至15m (15m长机头留有6m储带仓, 能满足生产班拉自移机尾距离需求) 。

(2) 皮带机头拆除至15m时, 开始对主运顺槽下帮拐点前后15m范围内进行刷帮作业, 刷帮宽度1.5 m (拐点垂直巷帮, 此工作可提前施工) , 通过刷帮减小拐弯角度。

(3) 当自移机尾推进至15m皮带机头没有距离时, 将三部皮带所剩部件全部拆除运走。3部皮带运走后将转载机机头与自移机尾向主运顺槽下帮拨, 同时将2部皮带机尾向机头方向70m范围内H架、纵梁缓向主运顺槽下帮偏移, 再将2部皮带与自移机尾接通, 增添3部皮带机头拆走后空余的H架及纵梁, 完成拐弯前运输系统的改造。

(4) 通过刷帮、拨转载机机头、皮带可进一步减小拐弯的角度。系统改造完毕后, 皮带有所跑偏, 但与增加运输设备、拆除运输设备相比效率也是可以接受的。

(5) 工作面正常生产过程中主运顺槽超前辅运顺槽4m-5m, 当工作面主运顺槽推进至5号拐点9m时调整工作面。合理控制工作面采高, 上下巷道超前量使工作面运输机有上窜的趋势。

(6) 工作面机头距5号点5m时工作面进入扇形回采阶段。扇形回采分为三个阶段, 第一回采阶段机头推进3m, 机尾推进30m, 即1∶10进行调刀;第二阶段机头推进2m, 机尾推进7m, 即1∶3调刀;此时机尾已基本接近拐点, 工作面进入第三阶段机头推进2m, 机尾推进20m, 即1∶10调刀。以上三个阶段完成后工作面调整上下巷错差控制运输机的上窜下滑。

(7) 工作面调刀在第一阶段施工中工作面调刀比例较大, 工作面施工工艺应适当改变。推溜方式由机头向机尾单项推溜, 拉架由机尾向机头逐架进行并使用相邻支架的侧护板。究其原因调刀比例大容易造成溜子下滑, 从下向上推溜子也是阻止溜子下滑的措施。由上向下拉架子并使用相邻支架侧护板能很及时的解决支架存在错茬, 使支架随工作面方向改变而改变。

(8) 工作面扇形回采第二阶段末应首先保证机头不能提前通过拐点, 防止机头通过拐点后机尾未通过拐点, 造成运输机推进方向与工作面推进方向角度不一致, 造成机头急剧上窜。第二阶段末运输机推进顺序应由机尾向机头推进, 防止运输机上窜造成机头割不透。

(9) 第三阶段扇形回采阶段调刀主要以合理控制机头、机尾超前量, 恢复至拐弯前为宜, 但应做好防止运输机上窜的工作。

3 小结

工作面扇形回采调面中应提前做好施工准备工作, 如拐弯前可提前做好主运顺槽刷帮工作, 制定合理的运输系统的改造准备。我矿原有拐弯工作面运输系统衔接不合理造成增加一部70m40T运输机与工作面运输机搭接, 造成正常生产中每割2刀煤就要掐溜槽, 且运量小, 从而当月产量不高。本次拐弯通过对主运顺槽下帮进行刷帮, 使原有14°21'41″的角度减小至2°57'39″。角度减小后2部皮带与自移机尾连接后造成2部皮带的跑偏, 但工作面合理控制采煤机的速度把握好运输系统的煤流, 对生产影响不大。

缓倾斜煤层群 第6篇

关键词：采煤沉陷,移动变形,三维立体,系统

1 概述

当前随着我国煤炭工业的发展, 煤矿开采引起的地表沉陷问题日益严重。科学有效的预计煤矿开采可能引起的地表沉陷的范围和程度, 对减少次生地质灾害、恢复土地利用、保护建筑物等都具有重要的意义。

采煤沉陷预计 (即煤矿岩层和地表移动预计) 即为对一个计划进行开采的煤矿, 在开采之前, 根据其地质采矿条件和选用的预计函数、参数, 预先计算出受此开采影响的岩层和地表的移动和变形的工作[1]。

目前, 预计地表移动与变形时, 根据我国煤矿的实际情况, 可以选用典型曲线法、负指数函数法、概率积分法、数值计算法等[2]。本文结合近水平煤层开采示例, 应用《地表移动与变形预计系统》进行计算机模拟计算;把地表移动与变形的结果以平面二维图形的形式表现出来, 并提取计算结果数据用sufer软件形成三维立体图, 使地表沉陷能直观的展现在面前, 以说明采煤带来的地质环境问题。

2《地表移动与变形预计系统》的主要功能

《地表移动与变形预计系统》是煤炭科学研究总院唐山分院与平顶山矿务局于1991年完成的科研项目, 所采用的数学模型为“概率积分法”。其主要功能包括:计算数据组织、移动变形计算、计算结果管理和绘制等值线图形计算四大部分。

运用此计算系统进行预计时, 用到的地质采矿条件有:煤层的开采厚度、煤层埋深、煤层倾角、各煤层的底板等高线、煤层开拓方式、上覆岩层的性质、采空区边界和井田范围内的保护煤柱等。系统需要的计算参数包括煤层埋深、煤层倾角、上山方位角、影响角系数K、初次采动系数q、煤厚、重复采动系数、水平移动系数、下山影响角正切、上山影响角正切、工作面点数、拐点平移信息、拐点平移系数和工作面角点坐标及编号。《地表移动与变形预计系统》界面菜单如图1所示, 包括初始化、参数输入及检查、参数查询、数据处理、绘制等值线图和库的查询等, 在实际的应用中预计系统的主要工作流程如图2所示。

3 sufer软件的主要功能

Surfer是美国Golden软件公司在Windows环境下开发的地理数据绘图软件, 主要用于绘制等值线图及相应的三维图形。Surfer8.0中可方便快速地绘制等值线图、粘贴图、影像图、地貌晕渲图、矢量地图、线框图和表面图等三维立体图件, 以及灵活地标注相关图件, 也可以对图件进行平滑、滤波、微分、积分、傅立叶和谱分析等处理, 也能进行趋势面分析、体积和面积计算、坡度分析、坡向分析、剖面曲率、平面曲率和水平曲率分析和剖面计算等三维空间分析[3,4,5,6]。

4 系统功能应用的煤矿实例

某煤矿开采5-2号煤层, 煤层厚度0.75～3.30m, 平均2.09m, 煤层倾角平均α=1°, 煤层埋深H1=0～238.8m, 平均160m, 煤层上覆基岩埋深H2=0～175m, 平均埋深105m, 煤层上覆基岩为中硬的砂质页岩。根据文献[7]计算得知, 本矿井煤层下沉系数q=0.6。

4.1 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》中所列预计方法, 采用概率积分法的最大值预测方法进行地表变形量预测。结果如下:

最大下沉值:Wcm=M×q×cosα=3300×0.6×cos1°=1980, mm

开采影响半径:r=H/tanβ=160/1.78=89.9, m

最大倾斜值:icm=Wcm/r=1980/89.9=22.02, mm/m

最大曲率值:

Kcm=1.52×Wcm/r2=1.52×1980/89.92=0.37, 10-3/m

最大水平移动值:

Ucm=b×Wcm=0.302×1980=597.96, mm

最大水平变形值:εcm=1.52×b×icm=1.52×0.302×22.02=10.11, mm/m

上式中:M-煤层开采厚度, m;H-煤层埋藏深度, m;α-煤层倾角;r-开采影响半径, m;q-下沉系数;b-水平移动系数。

4.2《地表移动与变形预计系统》应用。

根据井田开拓方式, 划分井田开采范围内的工作面, 并将各划分工作面内的开采信息输入地表移动与变形预计系统内, 划分后开采工作面如图3所示, 某划分工作面信息如图4所示, 经计算数据结果图如图5所示。

4.3 三维可视化输出。

在进行sufer三维成图之前, 需要把《地表移动与变形预计系统》的计算结果数据进行提取, 提取部分数据如表1, 将所得数据和其坐标导入excel表格中, 运用sufer软件进行网格数据, 然后运用3D-表面图进行成图, 最终得到地表沉陷三维立体效果图如图6。

5 结论

本文在近水平煤层开采沉陷预计理论研究的基础上, 对平原地带高程基本相当的情况下, 结合煤矿的地质条件和开采情况, 运用地表沉陷预计软件和sufer的三维成图功能, 对地表沉陷预计并进行定量化成图, 此一整套的理论系统实现了煤层开采后地表移动变形预计、采区任意点移动变形值预计及采区范围整体移动变形值预计及地表移动变形等值线图及下沉三维显示图。通过本系统的整体预测, 科学研究了近水平煤层开采引起的地表移动及变形问题, 为矿山提供了准确详实的地表沉陷预测参考资料, 以使矿山采取防范措施, 减少资源损失。

参考文献

[1]何国清, 杨伦, 凌庚娣, 等.矿山开采沉陷学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1991:116.

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[4]罗亮, 曾涛, 等.矿山地表沉陷预计及其三维可视化研究[J].测绘, 2009, 32 (5) :204-206.

[5]孟峰.矿山地表沉陷预计三维可视化研究[J].陕西煤炭, 2006 (2) :10-12.

[6]DenbyB.Schofield D.Role of virtual reality in safety training of minepersonnel[J].Mining Engineering, 1999, 28 (10) :59-64.

缓倾斜煤层群 第7篇

在分析矿区煤层开采中煤层自然发火规律的基础上,针对研究区急倾斜煤层群和煤炭开采实际,基于当前本矿区所采取的防治火灾措施( 灌注黄泥浆防灭火工艺) ,提出了“五步三跟进”综合防灭火技术措施,为矿区火灾防治工作提供指导。

1 矿区概况

1. 1 煤层赋存及开采方式

矿区煤层属于二叠系龙潭组,地表标高+ 650m,地表以下100 m左右见煤,越往下,煤层赋存有变好的趋势,预计- 1 500 m以浅均有煤炭。含煤10层( 编号K1~ K10煤层) ,可采和局部可采煤层共9层,其中全区可采煤层6 层,大部可采煤层2 层,局部可采煤层1 层。含煤岩系平均厚度111. 75 m,煤层总厚度14. 09 m,各煤层厚度平均0. 47 ~ 2. 38 m,含煤系数13. 34% ,煤层倾角一般为60° ~ 75°,属急倾斜近距离薄煤层群。

针对煤层赋存特点,在可采区域,先开采K2煤层作为保护层,再开采K1煤层,后依次开采K3~ K10煤层。由于地质构造复杂,矿井机械化程度极低,故主要采用伪斜柔性掩护支架、伪斜短壁开采,落煤工艺为风镐落煤。工作面采用下行通风以减少向采空区的漏风量,控制采空区煤炭氧化,防止煤炭自燃。

1. 2 矿区煤层开采防火措施存在的主要问题

矿区所有开采煤层中,除K2煤层外,其余煤层均属自燃煤层,自然发火期1 ~ 3 个月,最短15 d。根据矿区历史发火记录,到目前为止共自然发火78 次,集中在K1、K9、K10、K45煤层。矿区原有的自然发火预报措施主要是监测工作面煤温和CO浓度变化情况,防灭火措施主要为喷洒阻化剂和预防性灌浆。矿区防灭火系统建于20 世纪60 年代末,采用矿井抽水至地面风井制浆,静压注浆。其中灌浆水土比较高,由于急倾斜煤层倾角大,注浆时泥浆从接近采空区地点向下流淌对安全生产十分不利,且注浆利用率不高。同时,还存在以下主要问题:

1) 工作面回采空间相对狭小,风阻大、漏风较严重;

2) 由于采空区压实程度的不均一性,漏风规律复杂( 层间距较小的煤层采动过程中,上部煤层采空区遗煤易自燃) ,上、下煤层的采空区由于裂隙的连通作用,大量有害火灾气体因此会运移到工作面,对人员和设备安全造成严重的危害;

3) 由于煤层倾角较大,在工作面附近灌浆,容易造成工作面涌水,影响工作面安全、顺利推进;

4) 煤自然发火后火势传播迅速,采取单一的防灭火措施难以奏效;

5) 当存在煤与瓦斯突出和煤尘爆炸危险性时,煤自然发火还会增大其他灾害发生的可能性。

2 “五步三跟进”综合防灭火技术措施

“五步三跟进”综合防灭火技术的总体思路: 工作面从设计、初采、正常推进到收作整个过程中,按以防为主的方针,防火工作分为“五步”,即有利于防火的工作面设计部署、降漏、快采、快封及饱和性注浆等。在工作面生产过程中做到“三跟进”,即提高回采率、取样化验分析与预防性灌注防灭火材料。

2. 1 防火管理技术“五步”

2. 1. 1 合理生产部署

从工作面设计开始,正确选择开采方法、合理布置巷道、优化工作面设计以及坚持正常的开采顺序等,以保证防火工作有序进行。开拓方式、采煤技术的选择与煤层自然发火防治效果是息息相关的,巷道布置不当、工作面设计不合理、采煤方法落后、回采率低、推进速度慢、矿压显现明显、采空区垮落不严实均会导致煤层自然发火几率增高。

南矿、北矿在开采自燃煤层时,首先在与开采区相邻的区域不安排掘进或回采工作面,确保工作面压力均衡,减少采空区漏风; 其次是将注浆巷道布置在开采煤层卸压范围以远的岩石巷道中,确保巷道、钻孔不变形,减少与采空区导通的裂隙; 再次是工作面跨区连续开采,减少工作面留设煤柱和开切收尾的次数; 最后是摸清地质构造,选择合适的采煤方法,确保工作面快速推进,提高工作面回采率。

2. 1. 2 降低或减少采空区漏风

在柔性掩护支架初次下放时,其上部通过回柱放顶形成了一定厚度的煤矸垫层,这不仅可减小支架受大块垮落矸石冲击载荷作用,而且增大了支架向下移动的推力。随着支架下移,原有的煤矸垫层随之向下移动,同时支架上面的采空区也将被不断垮落的矸石充填,这种随支架向下移动的碎岩块移动特征并不呈现为典型的松散性,而是具有一定联结性和活动性较差的松散体。该松散体尽管板状岩石彼此搭压、大块岩石形成自然平衡拱或小粒黏结性泥质岩黏结在离支架较近的上方造成悬空现象,但支架上仍有一定厚度的碎矸石垫层紧随支架下移( 见图1) 。

随着工作面的推进,沿倾斜方向,采空区垮落的岩石受力不均匀,大致可分为3 个区域,分别为无压区、受压区和压实区。工作面进一步推进,距离工作面较远的采空区逐渐全部被压实。采空区的漏风规律与其压实状况密切相关,急倾斜煤层伪斜工作面采空区具有比较特殊的漏风规律,如图2 所示。虚线代表漏风路径,虚线之间的密度代表漏风速度,可以看出无压区始终是一条漏风通道并通往采空区深部,而在压实区基本不存在漏风。

通过以上采空区压实程度和漏风规律分析,在采空区的受压区具备煤自燃的所有条件。颗粒较小的碎煤经过筛分作用有相当一部分会进入受压区,也有较为适宜煤自燃的漏风风速和蓄热环境。

采空区存在漏风风流,给浮煤自燃提供了连续的供氧条件,漏风风量直接影响着煤体的散热,采空区氧浓度的分布也取决于漏风分布。

在完全紊流状态下,通风阻力定律如下:

式中: h为通风通道两端的压差,N /m2; R为通风阻力系数,N·s2/ m8; Q为风量,m3/ s。

由式( 1) 可知,h与R、Q2呈正比关系。若某一井巷通过一定风量,同时产生摩擦阻力和局部阻力,则h和R分别是该漏风通道两端的压差和总风阻。因此,降低工作面采空区的漏风量通常有两种方法,一是采取降低漏风通道两端的压差,即均压防灭火措施; 二是增加漏风通道的阻力,即堵漏风。在满足安全环保的前提下,一切能够在某一时间范围内增加漏风通道阻力的材料都可以作为堵漏材料来使用。

结合现场实际情况,矿井采取了以下降低压差或减少采空区漏风的措施:

1) 在工作面上下端头挂风帘,定期构筑密闭、板墙等; 加大和加深支架地沟,使进风巷与支架进风口的断面基本相同,降低通风阻力。

2) 工作面采用U型、下行通风方式,减少了压差和采空区漏风,使“窒息带”前移,避免采空区遗煤因供氧充分而发生自燃。

3) 工作面配风量在满足治理瓦斯需要的前提下,通过合理减少采煤工作面供风量,降低工作面风速,即可降低采空区内的漏风流速与流量,减少往采空区的漏风供氧量,达到抑制煤炭氧化、防止采空区遗煤自燃的目的。一般1. 8 m的掩护支架工作面,其配风量在180 ~ 200 m3/ min即可,1. 3 m的掩护支架工作面,其配风量在130 ~ 150 m3/ min即可。

4) 对工作面采空区顶( 底) 板破碎围岩、裂隙进行喷浆,同时对开切巷后方的密闭进行严密封堵,减少向采空区漏风。

2. 1. 3 加快工作面推进速度

对于自然发火期较短的煤层,若工作面停滞不前或推进速度缓慢,采空区浮煤氧化产生的热量相对散失较少,容易发生蓄热升温而加快氧化过程,并造成参与氧化的浮煤量增大,煤层发生自燃的几率升高。经过多年的实践证明,工作面推进速度在不低于45 m/月的情况下,采空区基本未发生自然发火。

2. 1. 4 工作面及时封堵

工作面回采结束后,应及时回撤支架和设备,将采过的煤层巷道进行严密封堵,并确保从工作面停采至封堵结束时间不超过10 d。封堵时应严格按质量标准的要求,防火密闭墙厚度不小于1 m,采用砖混建筑结构,并在周边敷设裙边,减少采空区漏风。在密闭墙上设置三管( 取样管、注浆管、反水管) ,随时监测掌握采空区的情况。对于存在裂隙的密闭及被压裂的隔离煤柱,应及时进行喷浆作业,防止空气漏入形成漏风通道,同时,可阻止有毒有害气体溢出。

2. 1. 5 工作面饱和性注浆

分别在南、北风井建立注浆池,通过注浆系统向各消火道注浆钻场供浆,并通过消火钻孔向采空区静压注浆。主要原因在于,工作面收尾时,一般遗煤较多,不易压实,在工作面封堵完成后,必须立刻对采空区进行饱和性注黄泥浆,其土水比为1∶ 6,注浆量主要根据采空区的容积、采煤方法和地质情况等因素而定。注浆用土量用式( 2) 计算:

式中: Q土为灌浆用土量,m3; M为工作面煤厚,m;L为灌浆区走向长度,对于钻孔单孔注浆量,走向长度即为单钻孔走向控制长度,一般取8 m; H为工作面倾斜长度,m; K1为灌浆系数,即用土量与采空区空间体积之比,根据中梁山矿区实际,取值为0. 25;C为工作面回采率,根据中梁山矿区实际取95% 。

单钻孔用水量根据水土比计算,即:

式中: Q水为单钻孔灌浆用水量,m3; K2为管路用水系数,一般取1. 10 ~ 1. 25,中梁山矿区一般取值1. 25;δ 为水土比,一般取3 ~ 6,此处取6。

原则上注浆时间不少于3 个月,以确保采空区浮煤被黄泥浆彻底裹覆,隔绝O2。

2. 2 防火管理技术“三跟进”

2. 2. 1 提高工作面回采率

自燃工作面在开采时一般选择伪斜掩护支架采煤法,在选择支架型号时,若工作面煤层赋存稳定,则尽量选择大支架,增大工作面采高; 其次是在开采过程中,将支架上的顶煤( 采空区遗煤) 放下来,这样既减少了煤炭的损失量,提高了回采率,又减少了采空区遗煤。一般掩护支架采煤法开采,工作面回采率在95% 左右。

2. 2. 2 连续监测与定期取样化验分析

矿井已建立了束管监测、人工巡检、定期取样化验分析、防火预报报表等制度,指导矿井防灭火工作。

1) 束管监控系统对采空区进行连续监测。矿井引进JSG8 井下束管火灾监测系统对易自燃煤层采煤工作面采空区的O2、CH4和CO等与自然发火相关的标志性气体进行连续监测。因自然发火工作面进风巷布置有注浆钻孔,将矿用聚乙烯阻燃抗静电单芯束管通过防火注浆钻孔敷设至采煤工作面采空区,束管采样头间距为20 m,通过矿用防爆水环式真空泵抽取采空区的气体,用JSG8 井下束管监测系统控制箱对气体成分进行分析,再把监控信号通过通讯线缆传至地面监控主机。工作面束管监控系统布置情况见图3 及图4。

注:18、21、23表示束管保护套管的注浆孔编号,插入束管期间,不作为注浆孔使用。

2) 定期人工巡检与取样化验分析。矿井“一通三防”管理人员及采样工定期对工作面上下隅角、回风巷、采空区、相邻密闭、联通巷道等相关区域进行定期人工巡检及取样化验分析。

定期人工巡检的方式是,矿井每班安排相关管理人员使用多参数气体检定仪、烟雾计等仪器对工作面及相关区域进行自然发火标志性气体的测定,以及相关区域漏气性检查。

定期取样化验的方式是,通风技术人员根据回采工作面数量、位置、已封闭火区密闭位置等,确定全矿需要采样的数量、地点,制订巡回采样路线、间隔时间图表,要求采样工执行,采样工将采集的气样送到地面进行色谱分析。当天采集的气样化验工当天必须完成分析,并将分析结果制表报送通风技术人员及矿井总工程师审阅。通风技术人员对气体化验结果进行分析,标示出各测点变化,绘成变化图表,指导矿井防灭火工作。矿井选择CO绝对生成量作为判定煤自燃发展阶段的指标,当CO自然发火系数H < 0. 004 0 m3/ min时为安全值,当0. 004 0 m3/ min≤H ﹤ 0. 008 0 m3/ min时为加强观测值,当H≥0. 008 0 m3/ min时为自然发火预报值。

2. 2. 3 预防性灌注防灭火材料选型

1) 喷洒阻化剂。阻化剂的喷洒量及浓度直接决定其防火效果。矿井采用伪俯斜采煤法开采自然发火工作面,其架头后方( 进风巷) 长期暴露在空气中,与O2接触充分,因此,开采时应在工作面进风巷向采空区后方喷洒阻化剂。阻化剂原料为工业用Na Cl,其经验值为13% 。阻化液自风水喷雾器喷出,走向上距架头约45 m,每次在工作面铺架时对采空区后方进行喷洒,以煤体充分湿润为前提,一般喷洒量在2 m3左右,有效保证了对后方氧化带浮煤的喷洒效果。该工艺在1214 - 2下、14458上等工作面实施后,效果显著。其防灭火工艺如图5 所示。

2) JTJ胶体防灭火材料。JTJ胶体防灭火有以下优点: 一是JTJ胶体在不需要添加任何黄泥浆或粉煤灰浆的情况下,在清水中添加浓度达到1% 时即呈现出凝胶性质,当添加浓度达到4% ~ 5% 时即可形成不能流动的胶体,其固水性好; 二是当浓度大于0. 5% 的JTJ胶体屈服值已大于其本身重力,因此能够滞留在煤层中,覆盖能力好; 三是JTJ胶体防灭火材料在高温下其内部结构基本都能够保持稳定,在加热到一定程度时胶体变脆,自身的凝聚力下降,但当温度恢复正常时,又恢复到原有的性质及强度; 四是JTJ胶体防灭火材料在使用过程中,仅需与水混合,而且添加量较少并具有良好的分散性,在与水混合搅拌过程中不会发生絮凝结团等现象,混合均匀后,成为一种致密、细腻的胶体,在低浓度时具有良好的流动性。基于以上优点,JTJ胶体的使用类似喷洒Na Cl阻化剂,同时该胶体还可以通过注浆钻孔进入采空区。

3) 注氮防灭火材料及工艺。矿井引进井下移动式碳分子筛制氮机,对自然发火工作面老空区进行注氮。制氮机是以空气为原料,按变压吸附技术设计、制造的纯度在97% 以上N2发生设备。一旦井下采掘工作面或其他地点出现自然发火征兆、火灾、瓦斯爆炸等,制氮机向该区域注入高浓度的N2,能迅速置换O2、CH4、CO等易燃易爆气体,达到降氧抑爆、熄灭火区的目的。制氮机的制氮量为200 m3/ h。该注氮技术的成功运用,将大大提高该矿易自燃工作面的安全性,减少易发火工作面采掘过程中的潜在危险,保证矿井安全生产。

3 结语

1) 通过对中梁山矿区历史上的煤层自燃情况进行分析,得出矿井自然发火规律。除K2煤层外,其余煤层均属自燃煤层,K1煤层发火最为严重,煤质较松散更容易吸氧蓄热,且煤自燃多发生在采空区。

2) 针对中梁山矿区所采煤层赋存条件及开采实际,在综合分析以往煤层自燃火灾防治措施的基础上,结合目前所采取的预防性灌注黄泥浆防灭火工艺,提出了“五步三跟进”综合防灭火技术措施。