煤层掘进范文

煤层掘进范文（精选9篇）

煤层掘进 第1篇

1 三软煤层的快速掘进支护技术

1.1 煤层简介

某煤层巷道高度为3米, 宽度为3.5米, 棚距约为70厘米, 护顶为钢笆网, 背板为18道背板, 帮顶为长900毫米、宽60毫米、厚40毫米的背板背帮背顶。现在, 国外普遍使用的支护方法是U型钢支护或者锚索锚杆网联合支护。但是此煤矿投产时间不长, 尚未产生较大的经济效益, 所以采用上述两种支护方式显然经济条件难以承受, 再者, 此煤矿的地质条件并不适合采用上述两种支护方法。

1.2 永久支护方式

首先我们要计算锚杆和锚索参数, 主要有以下几种:

锚杆长度, 计算公式为L1+L3+b=L。等式左边三个参数分别为锚杆外露长度、潜在冒落拱高度、锚杆锚固长度, 单位都是m。L1一般取值为0.15, L3一般取值为0.4。

冒落拱高度, 计算公式为 (c+a) ×cosα/frKy=b。等数左边的五个参数分别为有效跨度一半、受挤压深度、煤层倾角、直接顶煤岩系数和普氏系数, 单位都是m。其中有效跨度一半取值为0.8, 直接顶煤岩类型系数和普氏系数分别取值0.35和2。

两帮煤体受挤压深度, 计算公式为[ (10 000fc Kc) +Kr BHcos (α/2) -1]×tg (45-β/2) ×h。其中巷道埋深为H, 顶板平均容量为r, 煤层普氏系数为fc, 煤层完整性系数为kc, 一般取值范围为0.9到1.0, 固定支撑力压力系数为B, 一般取值为1, 煤体内摩擦角为β, 一般取值为25°, 煤层倾角为α。计算得到b的值约为11.28, c的值约为6.91, 带入第一个计算公式得到锚杆长度, 为11.73米。由此可以看出, 施工难度较大并且施工速度难以保证。

第二需要计算锚索长度。锚索长度的计算公式如下, L1+L2+L3+L4=L。而我们可以用以下算式求得L1的数值, k×f1/ (f2×4) ×d1。上述两个算式中, 外露张拉长度为L4, 一般取值为0.2m, 索具和上托盘厚度为L3, 一般取值为0.1m, 不稳定岩层厚度为L2, 取值为10m, 稳定岩层锚固长度为L1, 而L是锚索的总长度, 单位为m。经计算得到锚索的长度为11.72米。

综合计算得到锚索长度和锚固长度, 可以看出, 此煤层不适合锚杆锚索联合支护。因为此煤层软顶岩石厚度较大并且顶板破碎, 如果采用锚杆支护, 可能造成大范围的冒顶事故, 给生产带来严重影响。

1.3 U型钢支护

此煤层为三软煤层, 属于顶板破碎的不稳定煤层, U型钢支护具有较好的抗压强度, 并且有很好的适应性, 在多种地质条件下都能够使用。但是这种方法需要更高的成本, 对掘进速度也有一定不利影响, 同时需要耗费较大的人力。

1.4 25U型钢拱形支护

通过分析此煤层的临近煤层施工情况, 同时综合此煤层的地质条件, 决定运用25U型钢拱形支架支护。由于在掘进过程中, 巷道会产生形变, 所以设计方案中预留了0.1米的变形量。护顶采用钢笆网, 18道背板, 采用长900毫米、宽60毫米、厚40毫米的背板背帮背顶当做帮顶, 棚距为0.7米。同时为了保证支架的稳定性, 在支架腿部焊接了小型钢板, 且能够节省维修成本。

1.5 临时支护技术

我们需要对临时支护技术进行适当的改进, 主要是在堋梁之间设置前探梁卡子, 并且在前探梁卡子之间设置一根前探梁, 这样前探梁卡子就能够前后移动。煤层不同, 使用的前探梁卡子也不尽相同, 传统的U型钢前探梁卡子虽然使用较多, 但是其不够固定, 在掘进过程中容易产生问题。因此我们对U型钢前探梁卡子做了适当改进, 加装了四个爪子和松紧螺丝, 这样就能够增加爪子的牢靠性, 并且用在U型刚支护上取得了良好效果, 能够有效保证掘进速度和生产安全。

1.6 施工措施简介

在施工过程中, 要做好观山工作, 以保证施工环境。在施工的每个环节中贯彻“敲帮问顶”制度, 并且要由经验丰富、责任心较强的专人进行。在敲帮问顶时, 人员一定要处于良好的支护下。切忌空顶作业, 永久支护到迎头应小于700mm, 空顶距一般为700mm。临时支护使用的前探梁不得少于两根, 每根前探梁要设置三个爪子。一般情况下, 前探梁的长度为3.6米。保证爪子的牢靠性, 如果爪子发生变形, 则严禁继续使用。

2 锚喷支护技术分析

2.1 三软煤层掘进的主要问题

由于三软煤层的特性, 在揭露后极易发生风化现象, 导致巷道煤壁脱落, 进而造成掉顶或者片帮问题, 还有可能造成冒顶事故, 对支护效果有严重影响。在掘进过程中, 支护会受到多方面因素的影响, 造成支护存在问题, 给施工带来安全隐患。首先是施工没有严格按照施工图纸进行, 炮眼位置不符合施工需求, 存在严重的欠挖或者超挖现象, 进而造成巷道被破坏, 因而产生严重变形。其次是喷浆混凝土质量不合格, 混合比不符合施工需求, 难以控制喷浆厚度。如果厚度太大, 那么相应的柔性就会降低, 喷浆太脆;如果喷浆厚度太小, 那么支护强度就难以达到要求。或者由于施工人员本身的问题, 造成喷浆质量低下, 产生掉顶或者片帮现象, 煤壁因此变形并脱落。第三是锚杆施工不合格, 由于没有很好的进行敲帮问顶, 造成仍然有危矸、悬岩存在。再加上巷道高度、煤层都会给锚杆施工带来一定影响, 造成锚杆施工质量低下。使用一段时间后, 锚杆可能失去效果, 巷道因此被破坏并变形。

2.2 计算支护强度

一般情况下, 煤矿选择的永久支护方式有喷、锚、网支护等, 而锚喷支护综合了几种支护技术的优点, 能够同时发挥喷射混凝土和锚杆的作用, 并且具备很好的柔性, 所以能够应付较大的变形力, 同时能够保证喷浆的厚度均匀。我们选用冷拔钢丝网作为支护材料, 锚杆材料则是圆钢。结合煤矿实际情况, 我们分次喷射混凝土, 总厚度要达到0.1米左右。

我们按照如下公式计算锚杆长度:KH+L1+L2=L, 而H=B/2f。计算锚杆间距可以使用如下公式:Q/KHR=a2。我们认为锚杆间距和排距是相等的。锚杆直径可以用以下公式计算:[ (P×Jb×4.4) /Π]1/2。根据上述公式求得符合条件的锚杆以及锚杆的排距和间距。

2.3 提高施工质量的措施

锚喷支护施工中存在缺陷和问题, 针对这些缺陷和问题, 我们提出了提高施工质量的措施。首先施工要严格按照施工图纸进行, 包括断面尺寸的控制, 仔细检查巷道断面以保证打眼位置符合要求。必须做好敲帮问顶工作, 将危矸、活矸清理干净后才能继续施工。其次, 施工要严格符合支护相关参数。第一步是打孔, 控制好锚孔间距, 将间距误差控制在0.1米以内, 锚杆孔方向必须和巷道断面相垂直, 锚杆长度和孔深必须相符。第二步是安设锚杆, 首先清理干净锚孔内的积水和岩渣, 按照施工顺序安设锚杆。先加入锚固剂, 然后将锚杆放入锚孔, 最后挂锚网, 使用机械设备将锚固剂搅拌均匀。锚杆达到规定深度后, 将螺母上紧。第三是铺设和搭接钢丝网, 这一步在安设锚孔之后进行, 两张钢丝网应保证有0.1米的搭接长度, 使用铁丝将搭接部分绑扎起来以确保钢丝网的牢靠性。第四是进行喷浆, 喷浆施工中, 喷射面方向和喷射口必须保持垂直。先将低凹处和裂隙部分用混凝土填平后, 再进行正常的喷浆工作。喷浆工作应分两次进行, 并且中间要间隔两个小时, 两次喷浆的总厚度要达到0.1米。再者, 如果顶板存在严重的破碎情况, 可以适当地缩短锚杆的排距和间距。如果支护强度难以达到需求, 可以采用措施适当地将支护加强, 例如使用U型钢加强。

2.4 锚喷支护经济技术效益

在某煤矿三软煤层掘进施工中使用锚喷支护技术后, 极大地减小了巷道的变形量。从前都是巷道变形后才采取支护手段解决问题, 而现在则是主动使用支护技术保证掘进的顺利进行, 简单来说就是将被动变为主动。这样有效提高了施工效率, 同时也大大减小了施工人员的劳动量, 加快了施工进度。锚喷支护使用简便并且具有很好的牢靠性, 有效保证了施工安全。采用锚喷支护技术后, 巷道成本大大减小了, 传统的架棚技术相对于锚喷支护, 每米的成本要高出一千元左右。同时巷道发生问题的频率变低, 有效减少了维修巷道的费用, 最大程度地减小了工期, 所以, 有必要在三软煤层掘进施工中大力推行使用锚喷支护技术。

摘要：三软煤层具体是指在开采煤矿的过程中, 遇到的底板岩层、顶板岩层以及主采煤层都比较软的煤层。这种类型的煤层结构较为复杂, 在发育的过程中产生很多裂隙, 并且由于煤层的底板和顶板都是软弱岩层, 相应地会产生一定的安全影响因素, 其中主要是顶板安全, 这也是对煤层掘进产生重要影响的因素。我们要有效预防煤层片帮和掉顶事故, 就必须采用先进的掘进技术和支护技术, 提高支护整体质量。本文将就三软煤层的掘进支护技术展开探讨。

煤层掘进 第2篇

【关键词】煤矿；巷道掘进；快速安全；应用

近年来，我国的煤矿开采深度呈现逐年增加的趋势，由于矿井开采深度的增加所引起的瓦斯突出、瓦斯爆炸等矿井灾害也越来越严重，尤其是在综采矿井中，井下设备众多，一旦发生瓦斯灾害，损失将非常严重。在综采矿井中，设备占据了很大部分的巷道断面，使得巷道的有效通风断面比较小，因此，制定与综采工艺相适应的瓦斯控制技术迫在眉睫。

研究表明，综采矿井的瓦斯事故大多发生在掘进中的煤层巷道中，不仅严重影响了巷道的进尺，制约着煤矿的正常生产，也可能造成人员伤亡等事故。因此，对于综采矿井而言，治理瓦斯的重点是有效控制煤巷掘进过程中的瓦斯突出事故。在以往的煤巷掘进中经常使用的方法包括煤巷边掘边抽、掘进工作面迎头钻孔抽采、增多局部通风机数量及增大局部通风机功率等，虽然取得了一定的成效，但效果并不明显，瓦斯超限、局部小型瓦斯突出的现象仍然时有发生。本文根据矿井的地质条件，结合矿井的综合机械化技术，通过制定合理的煤巷掘进方案，并实施合理的通风方式，实现了双煤层巷道的安全快速掘进。

1.矿山巷道快速掘进技术推广的意义

巷道掘进存在较低的效率，未能充分将机械的作用得到发挥。其主要原因是由于配套能力低及不完善造成的。在巷道掘进系统中存在较多的配套环节，主要有：转载、支护、供电、运输、通风、降尘、供水等方面。在支护和运输中存在较大的工作量，对时间占据相对较多，因此应对该问题进行合理解决，进一步将掘进设备的潜能得到有效发挥。应结合地质条件对支护时间进行缩短，从而用锚杆支护的方法促使巷道支护的效果得到有效提升，有效的将工人的劳动强度得到降低，提升巷道掘进的速度。

2.某综采矿井煤层巷道的地质条件

某综采矿井煤层赋存条件稳定，厚度为3.8～4.5m。地质构造和水文地质条件比较简单，煤层直接顶为0.2～0.5m厚的含砂泥岩，老顶为中粗粒砂岩，厚度在5m以上，直接底为1.5～2.7m厚的灰色岩。矿井的绝对瓦斯涌出量为127.62m3/min，相对瓦斯涌出量为12.53m3/t，属于高瓦斯矿井。

为提高矿井的生产安全，煤层巷道采用锚网索+梯子梁支护形式，采用预紧力高强度低松弛锚索，锚索长度为6.3m，直径18.96mm，为提供高预紧力，采用规格为400mm×400mm×16mm大托盘。金属网片采用10号铅丝加工编制的经纬网，网孔为100mm×100mm。梯子梁选用直径为14mm圆钢加工而成。

煤巷帮部采用Φ22mm×2200mm的等强树脂锚杆，锚杆的锚固力不小于50kN，扭矩不小于70N·m，煤巷顶部采用Φ22mm×2400mm的等强树脂锚杆，锚杆锚固力不小于100，扭矩不小于80N·m。帮部和顶部锚杆的间排距均为800mm×800mm，托盘采用150mm×150mm×10mm的钢板。

3.双煤巷安全快速掘进新技术

通过对回采巷道掘进的应用是传统上的双巷掘进技术，对两条相邻巷道进行同时掘进，采用联络巷对两条巷道一定距离进行设置，从而实现巷道的贯通，对通风、行人、材料及设备的运输提供便利。为了使双煤巷掘进速度得到有效提升，通常情况下不应用传统的掘进方法，与煤矿层存在的稳定及简单的地质状况相结合，应首先在煤层中进行大断面巷道施工，再采用码垛的方式在大面段巷道中间进行划分，从而促使双煤巷形成。

3.1影响施工的主要因素

对矿井的掘进计划以及以往的掘进验收情况进行分析，巷道的掘进速度直达到要求的80%。而且工作面上下平巷进尺相差较大，工作面开切眼的准备工作难以进行，严重影响了工作面的整体准备效率，给工作面衔接带来压力。造成这种结果的主要原因如下：

（1）掘进巷道污风不能及时进入全风压回风巷，导致工作面瓦斯浓度较高，不敢加快掘进机的割煤速度。

（2）每条巷道不仅实现运料，而且能够满足运煤。在同一条巷道上进行主运和副运的设置，促使巷道的整体运输效率得到降低，从而提升巷道掘进的准备时间。

（3）在对联络巷进行掘进时，必须将主巷掘进进行停止，便于对风系统进行调整，导致出现回风巷与瓦斯排放掘进的进尺和胶带与运输巷道的辅助差距加大。

3.2安全快速掘进新工艺的施工方案

（1）沿采区的进、回风侧掘进大断面煤巷，交替在左、右巷的迎头、巷道帮部以及顶底板打钻抽排瓦斯，边掘边采。

（2）在巷道中间码垛，将巷道隔开，每隔一定距离留设联络通道，实现一侧进风一侧回风。

（3）在左巷顶板以及煤壁侧帮部打锚网，垛体一侧帮部架设锚网腿，为增加稳定性，采用塘笆背帮。施工过程中需要注意的是，锚网腿要插入顶板100mm以上，且锚网腿之间要设置3～4条拉条联结。

（4）滞后左巷15～20m刷右巷，在右巷顶板以及煤壁侧帮部打锚网，垛体一侧帮部靠近锚网腿处码垛，垛体外侧设置木挑棚加强支护。

（5）为了对掘进工作面的瓦斯管理的增强，掘进工作面的垛体滞后不能超出5m，为了将回风侧巷道中存在的隅角瓦斯浓度较大的问题得到有效解决，应运用挂风帘对其进行改善。

（6）如果遇到局部顶板比较破碎或者地质条件较差的情况，巷道可采用架U型棚的方法进行支护。

3.3方案的优缺点以及改进措施

采用这种方法掘进煤巷主要优点有：

（1）减少局部通风机的数量，甚至可以不用局部通风机，而且自然通风的好处是可以避免瓦斯积聚。

（2）左、右巷交替抽排瓦斯可以确保在巷道掘进过程中，掘进工作面的瓦斯浓度处于可控范围内，有效防止煤与瓦斯突出情况的出现的情况出现。

（3）较大的煤巷掘进迎头断面，对通风及顶板的管理提供便利。

（4）较大的工作面范围，在回风巷内污风直接进入，有效的改善工人的工作环境。

（5）与传统双巷掘进相比，掘进效率高于其两倍，掘进速度得到有效提升。

（6）在不同巷道中进行运料和运煤作业，有效的将安全隐患得到降低。

但却存在着较为严重的垛体漏风现象发生，在巷道掘进的过程中，在100m之内的范围，垛体的漏风量为10%。在200m以上，其垛体的漏风量达到20%～30%，其形成的原因主要是由于垛体内有较大裂缝存在。为了促使该问题得到有效解决，应在码垛时，采用塑料膜或泥浆铺设的方法对垛体间的裂缝进行铺设。若要进一步将漏风量得到降低，应运用高水快速凝固材料对垛体进行填充，当却存在着较高的成本。

4.结语

复采煤层掘进工艺技术研究 第3篇

薛虎沟煤业作为霍州煤电集团整合的复采煤层矿井之一, 在复采煤层巷道掘进及支护方法方面, 借鉴整体资源生产矿井的掘进方式及支护形式, 不仅单进水平不能有效提升, 且易发生小的安全事故。通过对中厚煤层掘进过程中施工工艺及支护方式的变更, 不断探索、研究, 最终总结出一套中厚煤层复采中快速掘进及有效支护的方法。

1 基本概况

薛虎沟煤业构造简单, 总体为倾向北西的单斜构造, 地层倾角平缓, 一般1°~7°, 断层不发育。2#煤层顶板为泥岩、砂质泥岩和中细砂岩, 厚4 m~6 m, 较为稳定, 老顶为中细砂岩, 厚5 m~6 m, 稳定性较好, 底板为粉砂岩或砂质泥岩, 厚3 m~5 m, 较为稳定, 层理发育, 质较软。2#煤层平均厚度4.92 m, 煤层1.52t/m3, 煤层总体厚度4.6 m~5.55 m。施工2#煤层巷道过程中, 发现多处煤层已被小煤窑破坏, 局部煤层存留较好的巷道煤层厚度为4.0 m~6 m, 平均为4.5 m, 被小煤窑破坏的煤层厚度为2.5 m~4.5 m, 平均厚度为3 m。矿井为瓦斯矿井, 煤层为Ⅱ级自燃煤层。

2 巷道断面掘进方式及支护方式

2.1 巷道断面

a) 正巷 (2-1011巷) 。根据转载机 (净高2.02 m, 机身净宽1.51 m, 总长度51 m) 和马蹄儿机尾规格 (净高1.875 m, 机身净宽2.22 m, 总长度10.7 m) 及安装标准, 按照设计规范行人道布置留设不小于1.0 m, 非行人道留设不小于0.3 m;b) 副巷 (2-1012巷) 。根据副巷最大外型尺寸设备, 设备自移列车规格 (最大高度2.3 m, 最大宽度1.4 m) , 25 t支架搬运车规格 (多功能铲车, 长9.5 m, 宽2.2 m, 高1.9 m) ;c) 辅助运输大巷。此巷道为辅助运输集中巷道, 根据辅运大巷运输的端头支架设备 (最大高度2.0 m, 最大宽度1.5m) 、25 t支架搬运车尺寸及大断面巷道围岩压力观测 (半圆拱支护强度大, 有效制止顶板下沉及两帮来压) , 按照最大设备宽度2.2 m, 巷道设计宽度要求不小于3.2m, 同时考虑巷道电缆、风筒、管路吊挂 (按Φ100mm×6 mm排水管路计算) , 留有0.5 m吊挂距离。辅助运输大巷开口时, 在保持巷巷道通风及设备运输最大尺寸的前提下, 为减少巷道掘进量及施工强度, 设计采用4800 (29U) 三心拱U型棚支护。

2.2 掘进方式

a) 人工掘进工艺优缺点。通过开口段人工掘进及结合维护队人工施工的煤库上部行人通风联巷, 人工掘进工人劳动强度大, 对顶板支护时间长, 效率低, 每小班可掘进1 m, 月最大可掘进90 m, 单进水平低, 不能保证按时投产;b) 炮掘工艺优缺点。辅助运输大巷通过60 m巷道炮掘施工, 炮眼布置在下部, 通过耙煤机配合, 掘进速度快, 职工劳动强度低, 对顶板管理支护返手快, 但对巷道围岩破坏教大, 上部复采松软煤层及跨落顶板难以留设, 易造成顶板垮落, 进而加大出矸及背顶工程量材料每米多消耗木料约0.5 m3, 固定耙煤机导向轮只能挂在卡缆处, 对支护质量影响较大;c) 综掘工艺优缺点。综掘机安装影响正常生产天数约5 d, 后部重新选择临时变电所, 保证供电。掘进速度快, 出煤方便, 职工操作安全。可减小人工挖柱窝带来的安全隐患。

2.3 支护方式

a) 锚网梁支护方式。2#煤巷道施工过程中常揭露小窑巷道及采空区, 局部顶板离层, 锚杆锚索施工在离层层位时, 锚固剂不能送至钻眼底部, 锚固强度达不到标准要求, 故不宜采用锚网梁支护方式;b) 梯形棚支护方式。通过与相邻矿井虎峰煤业现场参观、调研, 正副巷采用净口2.8 m的11#矿用工字钢梯形棚支护, 棚距为0.5 m, 掘进过程中棚梁扭曲变形严重, 棚梁正中支设木点柱1个。掘进期间矿压大, 棚梁变形设备无法运输及安装, 且回采期间端头及超前支护难以管控, 故不宜用梯形棚支护;c) 半圆拱U型棚支护方式。U型棚拱形支护强度比梯形棚大, 在实际施工过程中U型棚棚距为0.8 m, 最小棚距为0.6 m, 至今多数巷道未显现压力, 局部巷道棚腿踢出, 棚梁下沉, 保证了掘进期间支护强度。缺点是回采期间超前管理难度大, 需进行二次替换支护, 单体支柱与π梁支护不宜对顶板有效控制;d) 三心拱U型棚支护方式。在满足巷道高度的同时降低了拱高, 保证施工过程沿底煤掘进, 尽量控制、预留住煤层顶部的复采煤, 减少巷道掘进过程中揭露小窑巷道及采空的机率, 减少了过小窑巷道及采空的次数, 有效增加正规循环作业率, 提高了施工单进, 采用炮掘工艺, 三心拱支护方式掘进单进为120 m/ (个·月) 。实践证明三心拱U型棚支护单进高, 支护强度大, 与半圆拱U型棚支护比较, 回采工作面超前支护易管理。

3 重点工艺工序研究

3.1 U型棚棚距及循环进度

最先在2#复采煤层中掘进的辅助运输大巷最初选择棚距1 m, 循环进度1 m、在顶板较好的情况下循环进度为2 m的掘进、支护方式, 在施工过程中发现循环进度过大, 容易造成顶板垮落, 进而造成大范围漏顶;而后尝试将棚距缩小为600 mm、800 mm进行短掘短支, 综掘机割一排支护一排, 通过实践对比, 棚距为800 mm既有利于顶板管控, 又节省支护材料。

3.2 掘进方法

综掘机截割时起初采用全断面掘进一次成巷的方法, 此方法施工进度块, 但易造成顶板及迎头煤壁垮落, 使已破碎顶板整体塌陷, 不利于巷道顶板及迎头控制;后改为先割出棚梁及棚腿位置, 工作面迎头“留肚子”。采用此方法对空顶处顶板及煤壁有效的进行了控制。

3.3 处理破碎顶板时施工方法

3.3.1 遇采空区时

当工作面遇到采空区顶板跨落高度大于3 m以上时, 综掘机截割完成一循环后, 及时搭设操作平台, 平台搭设合格后, 在平台上方棚梁上部 (木跺中间) 前穿3根~5根规格为Φ50 mm×4 000 mm的钢管搭设在迎头岩壁上, 用板梁全断面铺设, 木跺接顶严实, 防止拱部掉矸伤人, 临时支护完毕后, 及时架棚。

3.3.2 遇空巷时

架棚支护时, 在紧靠工作面迎头第一架和第四排的棚顶上, 用前探吊环 (Φ20 mm的螺纹钢制作) 挂上两钢管, 用木楔固定两钢管, 间距为1.5 m, 随着工作面向前掘进并将前探梁端头顶在煤〈岩〉壁上, 将U型棚梁放在钢管上, 并用专用板梁、构木构紧背实, 之后挖柱窝, 放棚腿, 棚腿用前一架卡栏初步固定后, 上棚梁, 之后背顶、背帮。进行下一循环。

3.3.3 临时支护

U型棚临时支护一直是一项较难的技术, 通过在巷道掘进实践中不断总结经验, 对U型棚前探临时支护进行了改进。a) 前探梁吊盒。此吊盒主体为方形, 方形中为两半圆夹板, 吊盒上部位悬吊螺栓用于将吊盒悬吊于U型棚卡缆上, 下部为防滑螺栓, 用于拧紧下部夹板将前探梁加紧起防滑作用;使用时, 先将同侧吊盒悬吊螺栓拧至迎头第一及第四架U型棚卡缆上, 而后将前探梁管穿至迎头, 将防滑螺栓拧紧, 最后用板梁、勾木将顶背实;b) U型前探梁吊卡。此吊卡为螺纹钢制作U型卡, U型卡开口端弯曲成钩状用于吊挂在U型棚梁上;使用时, 先将同侧两吊卡吊挂在迎头第一及第四架U型棚梁上, 而后将前探梁管穿至迎头, 用木楔打在棚梁与前探梁管之间将前探梁管固定牢靠, 最后按中腰线将棚梁摆正用木背板、勾木将顶背实。

3.3.4 U型棚巷道转弯

由于胶轮车运输需要, 辅助运输系统开口拐弯不能采用直角拐弯, 这就给架棚巷道拐弯开口造成了困难, U型棚拐弯开口时, 开口后先垂直架设一架U型棚, 之后将拐弯内侧U型棚棚距缩小, 外侧棚距不变, 利用U型棚迈步调整巷道掘进方向, 掘进方向调整好后按正常棚距架设U型棚。

3.3.5 U型棚开口

薛虎沟煤业开掘巷道多采用U型棚支护, 在U型棚巷道开口时首先对开口段巷道顶板进行加强支护, 根据开口的巷道宽度, 在原巷道开口段正顶处施工组锚索 (超出开口巷道两帮即可) 配合槽钢将U型棚梁悬吊加强支护, 而后将开口帮U型棚腿进行拆除, 而后在开口巷道进行架棚, 将开口巷道顶板控制住后, 对开口处超长棚梁进行切除, 并将U型棚垂直交接处勾实, 最后用网片进行包裹。

3.3.6 围岩压力分析

在已施工的巷道中, 发现局部巷道帮部压力过大, 导致U型棚两棚腿向巷道内回缩 (2-1011巷沿顶板掘进段) , 甚至棚腿扭曲变形 (2-1011巷中部) , 为控制帮部压力, 防止U型棚腿继续回缩、变形, 在U型棚底部埋设U型棚地梁, 地梁采用Φ160 mm的圆木按照巷宽现场加工制作, 埋设地梁后使U型棚与地梁形成一个整体, 有效防止了棚腿受压回缩, 在棚腿变形段及时进行喷浆, 使多架U型棚形成整体, 有效防止局部棚腿受压变形。

3.3.7 网片选择及铺设位置

由于辅助运输大巷喷浆需要, 必须紧贴U型棚铺设钢筋网, 但盘区及顺槽巷道掘进时对U型棚使用网片类型及铺网位置进行了尝试。a) 将网片贴煤壁铺设。由于煤壁不平整造成网片不能有效接触煤壁, 造成网片使用量加大;b) 将网片贴U型棚铺设。贴U型棚铺设能对网片进行有效利用, 减少网片使用量, 但岩石及煤壁长期暴漏在巷道中, 极易风化, 碎矸、煤渣都掉落在巷道中, 对行走人员造成潜在隐患, 不利于顶板管理;c) 将菱形金属网贴煤壁铺设。菱形金属网价格便宜, 贴煤壁铺设, 有效防止了风化岩石及煤壁掉落, 但容易造成大量网包, 对顶、帮管理造成隐患, 巷道质量标准化治理造成困难。

3.3.8 切巷超高段木棚支护

施工切巷时, 采用锚网索的支护方式, 局部顶板破碎, 巷道超高, 为保证工作面顺利安装, 在超高段顶板支护完成后支设梯形木棚, 做假顶, 将木棚上方背实, 在支架安装及初采初放时, 使支架接顶严实, 有效加强对顶板的管理。

4 结语

煤层掘进 第4篇

摘 要：矿井开采深度增加的过程中，采掘工作面的应力场也会发生相应的变化，其中的高地应力的条件下松软煤层的掘进工作面也会出现一定的变化。本文结合工程实际，简要分析了高地应力特拉煤车掘进工作面应力场分布的规律理论，并对其分布规律进行了现场测试和数值模拟，并对高地应力高瓦斯压力特软煤层掘进工作面进行了突出预测。

关键词：突出预测；应力场分布规律；高地应力

1 分析高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律的相关理论

根据岩石蠕变曲线（图1）可知三条蠕变曲线。根据蠕变试验结果可知，如果一个较小的恒定荷载持续地对岩石产生作用，那么随着时间的增长，岩石的变形量也会有所增加。然而随着时间的增加，蠕变变形的速率也会逐渐减小，最后到达一个稳定的极限值，也就是稳定蠕变。如果具有较大的荷载，那么蠕变就会无限增长，产生典型的不稳定蠕变。应力大小决定了煤岩是发生不稳定蠕变还是发生稳定蠕变。如果应力没有超过长期强度，那么煤岩就按照稳定蠕变发展，否则就向不稳定蠕变发展。

根据应变力学特征，在高地应力作用下，深部矿井采掘工作面的松软煤层还没有达到峰值强度，但是随着时间的增加变形仍然会不断增加，直接进入变形阶段，这一现象又被称为静疲劳现象，也就是煤岩会出现应变软化。此时工作面前方的应力分布尚未出现峰值区域。例如某煤矿的煤层坚固性系数在0.1-0.2之间，具有比较完整和坚硬的顶底板，从预测指标3m开始，钻孔深度增加的过程中工作面前方没有出现明显的应力峰值。

2 现场测试高地应力特软煤层掘进工作面应力场的分布规律

2.1 现场检测原理

由于当前我国尚未有比较成熟的技术手段来对掘进工作面前方的应力场进行有效的测试，本文采用了KSE-Ⅲ型钢弦测力仪。在工作面前方埋设应力计对工作面前方固定位置的相对应力变化进行检测，从而对工作面前方的应力分布规律进行反演。将KSE-Ⅲ型钻孔应力计压力枕布置在采掘工作面前方煤体内钻孔中，并且注入液压油，促使探头和煤岩耦合，这样就可以用压力枕内的液体压力来表示煤体应力的变化，并将其转变成为钢弦振动的频率信号，再使用专业软件就可以将其转换为应力值。但是此时测得的应力值是相对变化值而不是绝对值。具体情况见图2。

2.2 选择试验区域

选择某高地应力特软煤层掘进工作面，作为试验区域。该采面的地面标高是+74-+76m，标高是-460--570m，煤层厚度是2.2-3.5m，埋深是534-615m，煤层走向是W53°N，平均厚度是3.1m，倾角为10°～ 18°，该采面煤岩的坚固系数是0.15-0.50。该采面煤层的直接顶是厚度约7.0m的砂质泥岩，使用煤层顶板掘进把锚网索联合支护，该采边的巷道断面是4300mm×3000mm。该区域就比较简单的地质结构，瓦斯含量约为20-22m3/t，瓦斯压力约为1.5-2.0MPa，并且属于突出危险区。

2.3 分析测试结果

图3为沿掘进方向转场的应力发展演化监测曲线。应力计与掘进迎头的距离为8到13m时，监测数据的波动比较微小。当工作面推进到3-8m时，又一直出现了相对高值，接着又逐渐降低。应力计与巷帮垂距相距6m时，受影响的范围较小。应力增高区域为掘进工作面正前方的38m，此时无明显盈利峰值，应力集中系数为1.3。由于试验工作面顶板具有较好的完整程度和较高的硬度，因此直接进入了蠕变状态，没有出现明显的应力增高区。

3 模拟高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值

通过离散单元法（ Distinct Element Method）的三维数值模拟程序3DEC数值模拟软件来对高地应力特软煤层掘进工作面应力场分布规律数值进行模拟，并建立相应的模型。将17MPa垂直应力加载模型的上部，并且使巷道围岩的应力进行平衡分布，然后模拟掘进工作面前方应力的分布情况，具体情况见图4。工作面前方3-8m为巷道前方应力增高区域，没有出现明显的应力峰值，应力集中系数为1.05-1.10。

4 结语

试析煤矿掘进中突出煤层的预防 第5篇

关键词：突出煤层,瓦斯巷,四位一体

1 工程概述

滴道煤矿是属于鸡西矿业集团的立井煤矿, 主要有5个采区, 分别为一、二、三、四、六采区, 由于三采区发生火灾已关闭很长时间, 其他一些煤矿均在继续生产过程中。全井一共可以开采的煤层共有6个, 分别为11、12、13、18、19、28等五层, 总共可采原煤2385万吨, 矿井的设计生产能力为60万吨。全井一共有两个工作面, 有8个掘进工作面, 矿井每年的实际生产能力为40万吨, 约有80年的服务年限。在立井的11、12、13、18、19、28层中, 仅13层没有瓦斯气体外, 其余五个煤层均是瓦斯突出煤层。经过相关的测定后, 这5个煤层均属于比较危险的煤层。在突出煤层的采掘过程中, 利用防突与抽放的采掘技术, 有效的降低了突出煤层出现安全事故的概率, 确保了安全生产。

在立井一采区的19层, 煤层的最低点标高为-42215m, 且该煤层有较大的倾角, 约为22~25度, 煤层厚度为115~118m, 煤层的走向为86度, 测定的瓦斯压力约为38kg/cm2, 绝对涌出量700m3/min, 参照煤矿生产的相关规范可知, 该处属于严重瓦斯突出煤层。矿井的正常掘进工作面设置的配风量为125 m3/min, 测定的正常瓦斯浓度约为0.12%在井下的采掘工作面设置的配风量为950m3/min, 测定的正常瓦斯浓度约为0.18%。

2 掘进中防突技术的应用

2.1 防突技术

在一采区的左边19层的采掘过程中, 利用防突技术措施, 具体介绍如下:

(1) 石门

首先利用层位钻技术, 然后再利用排放钻的防突技术, 从而可以有效的卸放煤层中的瓦斯气体, 减少煤层中的瓦斯压力。当石门巷道采掘到与19#煤层的垂直距离约为10m后, 开始在施工层位进行钻孔工序, 需要钻取2个圆孔, 每个孔的钻深约为30m。然后对钻孔进行详细的分析, 并记录相关数据, 从而充分了解19#层中原煤的位置状况, 以及煤层中的瓦斯气体压力等详细状况, 在封孔以前, 在孔中放设了压力表, 这样可以准确地测定煤层中的瓦斯压力值, 经测定其值为38 kg/cm2。然后再进行下一煤层的掘进施工, 当掘进到距离煤层的垂直距离只有5m时, 这时需要在煤层中钻取16个圆孔, 释放煤层中的瓦斯气体, 当经过5天后, 经过对井下空气中瓦斯气体溶度的测定, 若没有危险时, 再进行下一掘进工序, 当距离煤层只有1.5m时, 采取钻深孔放置震动炮, 这样就可以较安全的进行采掘19#煤层。

(2) 大巷

在大巷进行掘进时, 利用超前钻措施掘进。若在掘进过程中, 煤层中出现瓦斯气体喷出时, 或是突出事故时, 需要加大防突的措施, 并与风钻煤防突技术一起使用, 降低突出煤层的事故危害。当钻取到看见煤层时, 需要在采掘面上8m走向的钻场上超前钻取4个孔, 钻取深度为82m;然后可以进行下一钻取工序, 且在以后的钻孔方式采用扇形布置5个孔, 其钻取深度约为74.9m, 经测试没有突出危害发生时, 可以继续进行掘进, 当到距离孔低只有5m时, 停止掘进进行打孔, 依次循环下去。当出现突出事故的次数较频繁时, 可以加大防突措施, 即增加钻孔的数量, 钻孔深度为91.1m。

(3) 防突技术的优、缺点

防突技术的优点:采掘施工技术简便, 采掘过程安全可靠, 可有效的进行释放瓦斯压力, 确保掘进工作的安全性。

防突技术的缺点:由于采用负角孔, 增加了掘进施工难度, 同时排粉相对较困难;当井下出现塌孔时, 瓦斯压力较大;掘进空间较小, 造成采掘工作进度较慢。

2.2 抽放技术的应用

(1) 抽放系统。

在抽放系统中, 设置功率为30k W的YD-3型移动式抽放泵, 且抽放泵的吸气抽放管路长度为750 m, 排气抽放管长80 m, 管直径为108mm。

(2) 抽放工艺。在矿井的掘进工作面内设置三通钻场, 并用钢丝编织管准确对接抽放管。研究发现, 一个钻场需要准确对接3个抽放钻管, 同时为了最大程度的增大负压力, 不得同时安装多余2个钻场进行抽放工作。

3四位一体技术在采掘作业中的应用

(1) 掘进。在距离煤层的上、下帮的0.5m处分别钻取1个平行井下巷道的长孔, 每个孔的深度约为8~10m, 其主要目的是进行井下采掘工作的预报预测。一旦确定煤层中出现突出事故时, 在煤层中钻取5~7个超前钻孔, 释放煤层中的瓦斯气体, 经5天以后, 经过对井内空气中瓦斯气体容量的检测以后, 符合正常安全生产时, 可继续进行采掘工作, 且采掘操作人员需要佩带自救器, 并在井下设置两道防突门, 安装瓦斯断电仪, 一旦出现瓦斯气体溶度超出规范数值时, 将会自动切断电源;并采用清风长距离防跑, 在防跑以后约0.5~1.0小时后, 检查井下的瓦斯气体是否处于正常状态, 若正常, 则可以下井进入工作面, 在工作面洒水清尘, 再进行下一步采煤作业。

(2) 采煤。在回采工作面利用风煤钻在煤层工作面的上、中、下三处, 钻取3个长孔, 每个孔深大约控制在6.5m左右, 负责进行采煤工作过程的预测预报工作。若出现突出瓦斯气体涌出危险时, 再煤层的整个工作面内打1个长孔, 每个孔相距约3 m, 进行煤层中瓦斯气体的释放, 经过一定时间的释放后, 对井下的巷道中的瓦斯气体进行检测, 若符合要求后, 进行洒水消除空气中的灰尘, 采煤机设喷雾, 然后可以进行采煤作业。

结语

综上所述, 对突出煤层进行有效的预防, 降低了煤矿开采过程的安全事故, 加快了煤矿行业的发展速度。

参考文献

[1]王志权, 卢国斌.掘进工作面瓦斯涌出规律研究[J].世界科技研究与发展.2010.32 (6) .

煤层掘进 第6篇

权台煤矿主采煤层为下石盒子组3煤, 3煤煤质松软易碎、顶板性脆易冒落、底板易膨胀底鼓, 是典型的“三软”煤层。由于煤层条件、开采技术等因素的限制, 矿井生产布局中, 形成了一些孤岛型工作面。“三软”加上“孤岛”, 大压力、大变形给掘进工作面的顶板管理带来了相当大的困难, 为此, 在“三软”煤层孤岛综放工作面掘进过程中, 依靠科技进步, 强化现场管理, 不断探索、研究解决了支护、爆破、管理等一系列的顶板管理技术问题, 实现了安全生产, 取得了比较好的经济效益和社会效益。

1 概况

34223工作面位于权台煤矿东二采区, -800 m水平, 巷道埋深为-740～-810 m, 属二叠系下石盒子组3煤, 煤层及顶底板强度均较低, 属“三软”煤层, 该面上部为34225工作面, 已回采结束, 下部为34221工作面, 该面上分层已回采结束, 下分层尚未回采, 北为白集矿采空区, 南到联络巷, 属于典型“孤岛”工作面, 如图1所示。

34223工作面两道断面均为斜梯形, 溜子道净宽4.5 m, 净高2.7 m, 净断面积12.15 m2。材料道净宽4.0 m, 净高2.7 m, 净断面积10.08 m2。联络巷净宽3.0 m, 净高2.5 m, 净断面积7.5 m2。切眼净宽3.2 m, 净高2.4 m;切眼刷宽后净宽6.4 m, 净高2.4 m, 净断面积15.36 m2。

34223工作面所有巷道均采用锚杆锚索联合支护, 顶、帮锚杆间排距均为0.7 m。溜子道顶板采用7根钢筋锚杆树脂锚杆锚固, 上帮采用5根、下帮采用4根钢筋锚杆树脂药卷锚固;材料道顶板均采用6根钢筋锚杆树脂药卷锚固, 上帮采用5根、下帮采用4根钢筋锚杆树脂药卷锚固;联络巷顶板采用5根钢筋锚杆树脂药卷锚固, 两帮各采用4根钢筋锚杆树脂药卷锚固;切眼刷宽后, 每隔10 m打一木垛, 每隔3.5 m打一组单体。所有巷道顶板每孔采用3块Z2335树脂药卷锚固。帮每孔采用2块Z2335树脂药卷锚固。

溜子道、材料道顶板每隔6排打一组锚索, 锚索采用“五花”形布置。联络巷顶板每隔7排打一组 (一组两根) 锚索。切眼顶板每隔5排打一组 (一组4根) 锚索, 锚索长度大于6.5 m, 预紧力为8～10 t, 每孔采用2块 (CK2360、DZ2360各一块) 树脂药卷锚固。在材料道上、下帮及溜子道上、下帮1/2处每隔4排打一锚索, 按与帮成45°仰角进入顶板, 深度不小于1.5 m, 每眼装1块CK2360 (放顶端) 、1块Z2360药卷锚固, 药卷锚固时间为15～20 s, 预紧力为1.5 t, 钢绞线外露200 mm。锚索距迎头不超过15 m, 遇顶板压力大或地质构造处应根据现场情况采取针对性措施, 并增打锚索以补强。

巷道顶帮铺设金属网, 其压茬为150～200 mm, 顺网长度每隔200 mm用10#铁丝扭结牢固或用网自身铁丝旋转720°扭结。

2 巷道围岩、矿压特点

根据权台矿“三软”煤层的开采实践和有关孤岛开采理论, 综合分析“三软、孤岛”工作面巷道围岩、矿压具有如下特点: (1) 煤层及顶底板松软破碎, 围岩受高应力动压、静压影响。煤巷沿顶掘进, 帮底皆为松软的煤, 煤帮不仅承受很大的支承压力, 且为采区悬臂的支承点, 沿空巷道会发生严重破裂, 并向巷道方向挤出。 (2) 水平应力较大, 巷道原岩应力及围岩结构的不均匀性, 使得围岩极易出现楔体剪切滑移, 造成冒顶、片帮、剧烈底鼓。 (3) 孤岛工作面, 由于受周围工作面回采过程中支承压力的影响, 沿空巷道的围岩比较破碎, 周围工作面回采稳定后, 孤岛工作面处于支承压力降低区, 围岩产生了塑性变形, 伴有大量的裂缝产生, 围岩变形破坏后的残余强度较低。

3 掘进顶板管理技术

3.1 合理确定煤柱尺寸

煤柱尺寸的合理确定是巷道支护设计的重要组成部分, “三软”煤层孤岛综放工作面沿空巷道支护受到影响的主要因素有:高应力动静压;水平应力引起的冒顶、片帮、剧烈底鼓;采动引起的支承压力;采空侧的围岩比较破碎等。综合考虑作用于煤柱上的载荷、煤柱内的应力分布、煤柱的强度、煤柱与顶底板的相互作用和安全系数等因素, 确定煤柱尺寸为4 m, 实施窄煤柱掘进。

3.2 优化锚网梁索联合支护参数

根据锚杆支护技术的特点 (主动支护、加固围岩、围岩自承等) 和权台矿“三软”煤层巷道锚网梁索联合支护技术的成功实践, 确定“三软”煤层孤岛综放工作面的支护方式为锚网梁索联合支护。巷道断面形状均为斜梯形, 净宽4.0 m, 毛宽4.2 m, 净高2.7 m, 毛高2.8 m, 净断面积10.80 m2, 毛断面积11.76 m2。顶板采用6根φ20 mm, 长2 400 mm的M22左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆;上帮采用5根、下帮采用4根φ18 mm, 长2 400 mm的M20左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆, 间排距均为0.7 m;顶板锚索采用“五花”形布置, 排距为4.2 m, 锚索长度为7 m, 锚索预紧力不得小于100 kN, 不大于120 kN。并针对孤岛工作面的特点, 对支护参数进行进一步优化: (1) 增加帮锚索。为了减少两帮变形, 控制顶板位移, 设计在溜子道的下帮、材料道的上帮每隔6排于帮高1/2处斜上50°左右打入一根锚索, 帮锚索的长度为5.0 m, 其预紧力不得小于70 kN, 不大于90 kN, 对两帮进行加强支护。 (2) 两帮肩窝推广使用超高强度锚杆。在以往“三软”煤层综放工作面掘进实践中, 发现肩窝锚杆有切断失效现象, 需及时补打锚杆。由于肩窝锚杆切断失效, 造成上部煤体片帮, 破坏了围岩受力的平衡, 急速加剧顶板下沉, 其危害性非常大。为此, 将肩窝等强锚杆改成超高强度锚杆进行试验。 (3) 加长巷道底角锚杆。巷道两帮底角锚杆比其它锚杆加长200 mm, 即由2.2 m加长到2.4 m, 以减少巷道底鼓, 稳定煤帮, 控制顶板。

3.3 改革爆破工艺

爆破成形不好, 将会直接降低围岩强度, 不利于锚杆托板与顶帮密贴, 锚杆受力条件变差, 造成围岩强度减小, 强化程度变低, 直接影响巷道的支护效果。传统的爆破工艺, 掘进巷道成形较差, 片帮严重。34223为“三软”煤层孤岛工作面, 采用传统的爆破工艺, 极易造成超挖, 超挖后, 巷帮支护在整个围岩中的作用就会大大减弱。根据“三软”煤层孤岛工作面的特点, 通过比较, 选择“爆破预留, 手镐 (风动铲) 辅助成形”的工艺技术, 钻眼前看线、量距、定眼位, 钻眼时按点的眼位钻眼, 顶眼距顶板350 mm, 上边眼距帮250 mm, 下边眼距帮800～1 000 mm, 其它边眼在这两个边眼的连线上, 边眼间距650 mm。爆破后, 巷道断面形成一个稳定的倒梯形, 在掘进工作面的上部预留煤体保护顶板。然后用手镐 (风动铲) 对预留煤体进行刷大, 达到设计断面尺寸, 这样使巷道上位岩层中的应力峰值向煤帮更深处转移, 控制了顶板下沉, 同时控制了底鼓, 提高了整体支护效果。

3.4 坚持科技创新, 综合运用各种技术手段

依靠技术进步, 不断开拓创新, 是搞好掘进顶板管理的重要手段和动力, 对于三软煤层孤岛工作面掘进尤为重要;复杂的围岩条件和受力状态必然需要动态分析和综合运用各种技术手段。

3.4.1 推广使用了DWF-30/100-2800单体液压临时安全点柱等新装备

临时支护是保证巷道顶板稳定和施工安全的关键环节之一, 为克服YCA-1型初撑力金属安全点柱稳定性差等不足, 权台矿与江阴市矿山器材厂进行技术合作, 研制了DWF-30/100-2800轻型单体液压临时安全点柱, 首先在34215“三软”孤岛掘进迎头进行了推广使用。该点柱利用防尘水作为动力源, 初撑力可以达到4 t, 实践证明该新型点柱轻便实用、稳定可靠、护顶安全, 更加适应“三软”孤岛掘进的需要。此外, 还积极推广使用了风动煤钻、电动和风动张拉等新型锚杆支护配套设备, 减轻了工人的劳动强度, 为保证和不断提高锚杆锚索施工质量、技术水平创造了基础条件, 本质上促进了顶板管理的安全可靠。

3.4.2 合理选择机具, 缩短钻眼时间, 加快锚杆安装, 实现及时支护

为尽可能做到快速及时支护, 选择使用高性能大扭矩钻眼、安装一体化锚杆钻机和高性能金刚钻头, 钻眼、安装时间缩短近30%, 实现了及时支护, 减少了顶板的离层, 支护效果、可靠性大大提高。

3.4.3 去除伪顶, 使锚杆、锚索保持设计预紧力

34223煤层之上有0.5～1.0 mm左右的伪顶, 为砂泥岩, 该层伪顶保留, 施工后, 顶板稍有来劲, 就会离层松动形成坠兜, 使锚杆、锚索的预紧力降低, 甚至失效, 从而造成上覆顶板下沉、离层, 变形加大, 极易造成顶板事故。通过分析, 掘进中坚持去除伪顶、找平顶板, 使锚杆、锚索紧贴直接顶相对稳定岩层, 所掘巷道基本无坠兜现象, 取得了比较好的效果。

3.4.4 测定顶板锚杆钻眼时间, 动态分析掌握顶板岩性

同样的顶板, 同样的机具, 同样的施工条件, 钻眼的时间基本一致。通过现场测定, 建立了顶板锚杆锚索钻眼时间基础资料, 分析确定顶板锚杆锚索钻眼时间的正常值, 作为动态掌握顶板岩性变化的依据。施工中要求发现钻眼时间小于正常值时, 必须及时补强或改变支护方式, 定量地进行顶板管理。

3.4.5 适时进行二次紧固, 使锚杆锚索协调作用

锚网梁索联合支护, 锚杆与锚索应都能及时发挥承载作用。在采用先安装锚杆后安装锚索支护工艺时, 为避免使联合支护蜕变为实际上的锚杆与锚索单独支护, 必须在锚索预紧锚固后, 及时对安装好的锚杆进行二次紧固, 使锚杆锚索协调作用、共同支护、控制顶板。

3.4.6 从严现场管理, 抓好工程质量

工程质量是搞好顶板管理、实现安全生产的必要保证, 二者有着明显的因果关系, 工程质量低劣是发生事故的一个重要原因。权台矿规定:遵循树脂锚杆三径 (锚杆、钻孔、药卷直径) 和整体匹配原则。打眼要垂直顶板、两帮, 树脂药卷必须送到孔底, 方可搅拌, 搅拌速度要均匀, 时间要符合要求, 待树脂药卷凝胶后, 再上紧锚杆螺母, 使锚杆螺母的扭矩达到要求, 使锚杆具有一定的初锚力, 并及时安装锚索。锚索安装方法、要求同锚杆相似, 锚索的预紧力必须达到设计值。同时制定严格的检查、验收和考核制度, 实施现场过程控制、动态纠偏。

3.4.7 加强支护效果监测

建立健全班组长验收员自检、工区区长技术员日检、矿定期抽检的监测制度。在迎头配备扭力扳手、压力表、锚杆拉力计等监测仪器, 并要求做好记录, 存档备案。巷道每60 m布置一个测站, 安装测杆、顶板离层仪和液压枕, 观测顶板离层量、巷道相对变形量和压力值, 监测和判断顶板、围岩稳定、锚杆受力情况, 有效地掌握支护效果, 对巷道进行全面过程监控, 科学地进行顶板管理。

4 特殊情况的处理

34223工作面两道掘进过程中, 经历了老峒、断层、淋水等特殊区域:老峒10个, 其中交叉8个, 底板2个;断层24条, 落差1.0～4.0 m、淋水5处。这些区域顶板更加破碎、松软, 锚杆容易失效、造成顶板离层。为此采取了一些特殊措施:增安顶板离层仪进行监测;缩小循环进尺, 逐排施工;加密锚索, 将排距缩小到2 100 mm, 及时施工, 距迎头不得超过1个排距;视现场情况, 老峒处及时扶、套棚。实践证明上述措施可行、有力、有效、安全。

5 结语

煤层掘进 第7篇

关键词：突出煤层,敏感指标,煤巷掘进

0 引言

随着矿井进入深部开采, 地质构造更复杂, 地应力增大, 开采环境进一步恶化, 煤与瓦斯突出灾害日趋严重, 已成为严重威胁煤矿安全生产的主要问题之一[1,2]。大兴煤矿南五采区7-2煤层测得瓦斯压力为4.0MPa, 瓦斯含量14.81 m3/t~22.27 m3/t;煤层顶底板、煤层中部均有火成岩侵入又增加了煤层突出危险性, 导致7-2煤层具有严重突出危险性, 选取南五717工作面作为试验区域, 对煤巷掘进防突预测敏感指标及其临界值进行研究[3,4,5]。

1 正异常区域突出危险性分析

1.1 7-2煤层突出特征分析

7-2煤层共计发生9次突出, 其中7次发生在火成岩覆盖及侵蚀区内及附近区域, 突出点附近煤层主要都为火成岩影响的热力变质区, 突出具有明显的区域性。火成岩侵入地层后, 使得异常区域煤层厚度增加, 煤体坚固性系数f值降低, 瓦斯吸附量大, 导致煤层掘进过程中突出危险性增加。

1.2 实验室分析

7-2煤层受火成岩侵入的影响区域 (突出点附近) 及正常区域分别取样实验分析。受火成岩影响区域煤样吸附常数a为33.901 3, 正常区域为28.688 6;在同等条件下解吸能力异常区域明显偏高;可见受火成岩侵入影响区域煤层瓦斯解吸、吸附指标明显高于其正常区域, 7-2煤层受火成岩侵入影响区域突出危险性高于正常区域, 与矿井突出多发在火成岩侵入区域相符。火成岩侵入及影响区域预测指标临界值应适当降低。

2 预测敏感指标及临界值统计分析

在719新运顺掘进工作面、南五717运、回顺进行7-2煤层敏感指标试验考察。

2.1 钻屑瓦斯解吸指标Δh2统计分析

在试验区域掘进工作面累指标Δh2max分布范围为39.2 Pa~490.0 Pa, Δh2max分布情况见表1。试验区Δh2max指标预测有4次超标, 超标范围为254.8 Pa~490.0Pa;正常情况下预测指标主要集中在50 Pa~180 Pa之间, 占预测总数的85.06%。

正常情况与异常情况Δh2指标值差异明显, 其值能反映一定的突出危险性, 采取措施后Δh2指标值明显下降。7-2煤层瓦斯含量大、瓦斯压力高;特别是煤层受火成岩侵入区域, 煤层遭到破坏, 瓦斯赋存条件复杂, 煤层变软。煤物理特性和瓦斯赋存条件均有利于突出的发生;因此, 钻屑瓦斯解吸指标Δh2作为7-2煤层试验区预测指标是敏感的。

2.2 钻屑量S指标统计分析

在南五717运、回顺及南五719新运顺试验区, 最大钻屑量Smax分布范围为1.2 L/m~4.2 L/m, Smax分布情况见表2。

由表2可知, 试验区工作面S指标未出现超标现象;正常情况下预测指标主要集中在1 L/m~3 L/m之间, 占预测总数的96.55%。

如图1、图2所示, S与Δh2测定值变化趋势基本一致, 测定的瓦斯解吸指标测定值较大时, S也相应增大。

综合分析认为S指标作为7-2煤层试验区的预测指标是敏感的。

2.3 7-2煤层掘进工作面敏感指标临界值确定

7-2煤层试验区在正常赋存条件下, 主体煤一般为Ⅰ类、Ⅱ类, 煤质坚硬, 垂直节理发育, 煤层断面内无软分层或软分层厚度小于300 m。在Δh2<200 Pa和S<5.4 L/m时直接掘进, 实现安全掘进。

7-2煤层在正常条件与异常地质条件有差别, 有关理论实践表明, 在外界扰动条件下仍可发生失稳破坏而产生动力灾害, 只是发生频率有所降低, 因此, 考虑预测指标经济与安全原则, 7-2煤层正常条件与异常地质条件相比, 预测指标Δh2、S可适当提高。

预测指标与构造分布曲线如图3、图4所示, 7-2煤层试验区域当煤层受火成岩侵入时, 钻屑瓦斯解吸指标Δh2测定值明显增大, 预测有突出危险也发生在火成岩区域。

根据考察情况, 结合大量数据分析, 初步确定南五采区7-2煤层试验区钻孔钻屑量S0和钻屑解吸指标Δh20临界值如下:

正常地质条件下:S0=5.4 L/m、Δh20=200 Pa;当有火成岩侵入及其影响区域时, S0=4.0 L/m、Δh20=180Pa;其它异常条件下:S0=4.5 L/m、Δh20=200 Pa。在此临界值下掘进工作面无突出征兆及突出。

2.4 7-2煤层敏感指标及其临界值扩大验证试验

根据试验安排, 对初步确定敏感指标及其临界值进行扩大验证试验, 以进一步验证其可靠性, 任意预测钻孔、任意指标预测有突出危险时, 工作面预测有突出危险。

7-2煤层敏感指标扩大验证于在试验区域南五717运顺和南五717回顺进行, 验证期间共循环预测88次, 累计129 d, 共安全进尺666 m, 扩大验证期间预测指标Δh2超标1次, 指标值294.0 Pa~320.0 Pa。

钻屑量S未出现超标现象, 其预测指标与Δh2的变化基本一致, 如图5、图6所示。

统计、分析试验区666 m巷道验证结果, 共计预测88次。预测工作面无突出危险87次和有突出危险为1次循环, 预测无突出危险率98.9%、突出危险率为1.1%, 预测不突出危险准确率达100%。验证表明确定7-2煤层敏感指标及临界值合理有效。

3 结语

a) 7-2煤层突出发生胡火成岩覆盖及侵蚀区内及附近区域, 具有明显的区域性, 受火成岩侵入影响区域突出危险性高于正常区域;

b) 确定掘进工作面突出预测敏感指标临界值, 正常地质条件:S0=5.4 L/m、Δh20=200 Pa;火成岩侵入及其影响范围内:S0=4.0 L/m、Δh20=180 Pa;其它等异常地质条件:S0=4.5 L/m、Δh20=200 Pa。

参考文献

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煤层地质异常区域掘进防突技术研究 第8篇

平煤十二矿为高突矿井, 目前采掘垂深已达1 100 m, 随着开采深度的增加, 煤层瓦斯含量越来越高, 矿压和瓦斯压力越来越大, 地质条件愈加变得复杂, 突出危险性加大。主采区己七采区为高突采区, 己15主采煤层已发生煤与瓦斯突出9次, 以冲击地压为主导的煤与瓦斯突出动力现象2次。除采面发生一次煤与瓦斯突出外, 其它全部发生在掘进工作面, 最大突出强度为煤293 t, 涌出瓦斯25 704 m3。

1 瓦斯地质异常区域概况

己15-17180机巷从开口至200 m就一直处在在薄煤带中, 如图1所示。该面煤层赋存不稳定, 煤厚变化较大, 在0.4~4.75 m之间, 正常厚度为3.5 m左右。煤层倾角在15°~35°之间, 平均25°。煤层顶底板均为砂质泥岩, 透气性差。煤层瓦斯含量15 m3/t, 瓦斯压力为1.8 MPa。位于-350 m标高以下区域内, 由于应力集中, 瓦斯释放困难, 突出危险性较大。

在距离开口61.5 m、92 m、121.5 m位置, 分别采取煤样进行分析, 从分析结果看, 该煤层为典型的突出煤层, 加上带内应力高度集中, 所以增大了突出危险性。煤样分析结果如表1所示。

突出危险性效检指标经常超过其临界值。在施工到距开口61.5 m位置时, 四次施工超前排放钻孔, 之后进行四次效检, 突出危险性效检指标都超过其临界值, Smax=16 kg/m, Qmax=28 L/min。在施工超前排放钻孔的过程中, 喷孔夹钻严重, 并伴有强烈的煤炮声, 最严重的一次喷孔达10 m之远, 造成瞬间瓦斯超限。特别是在施工至距开口56.5 m时, 超前排放钻孔出现严重的喷孔现象并诱导发生了动力现象。在从机巷开口到距开口63 m范围共执行防突措施23次, 平均每2.7 m就要执行一次防突措施, 月进尺不足40 m。

2 瓦斯地质异常区域防突技术

2.1 地质前探钻孔

在地质异常区域, 通过布置和施工深孔来探明前方的地质构造, 掌握地质资料, 采取针对性的措施, 并据此确定排放钻孔参数。该工作面前探钻孔布置方法如图2所示。

迎头施工2个钻孔, 一个在岩层里开孔。孔深不小于25 m, 孔径89 mm, 倾角为平行于施工方向的煤层顶板, 水平角为0°。1#孔的目的是探清迎头前方煤层是否尖灭, 2#孔布置在岩层中, 目的是探清前方煤层在什么位置变厚。

2.2 超前排放和浅孔抽放瓦斯

2.2.1 超前排放钻孔

超前排放钻孔是最简单而又行之有效的措施之一, 它主要是利用钻孔人为地给掘进前方煤体卸压, 同时为掘进前方的瓦斯增加通道, 使其提前排放。在煤体瓦斯释放的同时, 使得应力集中带前移, 从而达到防突的目的。

设计超前排放钻孔的孔深为10~11 m, 孔径89 mm。经测定钻孔的有效排放半径为:纵向0.6 m, 横向0.9 m。终孔位控制到巷道轮廓线外2 m。当迎头煤厚小于1 m时, 布置一排7个超前排放钻孔, 平行于煤层顶板, 超前距5 m。当迎头煤厚大于2 m并逐渐恢复正常后, 布置3排钻孔, 每排7个, 共21个。现场可根据具体煤厚布置钻孔参数, 如图3、4、5所示。

2.2.2 浅孔抽放瓦斯

浅孔抽放是将被动的“排”变为主动的“抽”。通过抽放可以有效降低迎头前方的瓦斯含量, 达到防突的目的, 同时可以减少巷道内瓦斯涌出量。在施工超前排放钻孔时, 用专用封孔器将孔口封住, 打一个孔, 封一个孔, 然后联到抽放管路上进行抽放, 最后一个钻孔抽放时间为2 h。

2.2.3 高压磨料射流割缝卸压排放瓦斯

高压割缝是在钻孔内利用高压水射流对钻孔两侧的煤体进行切割, 在钻孔两侧形成具有一定深度的扁平缝槽, 能使煤层的地应力和瓦斯压力重新分布, 从而使煤体中的高应力变形区和高瓦斯压力区得以消失, 同时加快瓦斯释放速度。

进行浅孔抽放之后, 对排放钻孔进行高压磨射流割缝, 以三排布置超前排放钻孔为例, 对上排的1、3、5、7号钻孔, 中排的9、11、13号孔, 下排的15、17、19、21号孔进行高压割缝。要求割缝时, 相临钻孔之间尽量割穿, 以确保卸压效果。高压割缝时, 将割缝管头送入钻孔, 由里向外匀速割缝, 割缝速度保持在1~2 m/min。当割至距离孔口2 m时, 停止割缝, 以免高压水喷出伤及施工人员。

2.3 效检指标的选定

原防突措施中制定的突出危险性预测 (效检) 指标为单项指标, 即S (钻孔钻屑量) 值、q (钻孔瓦斯涌出初速度) 值和Δh2 (钻屑瓦斯解吸指标) 值三项指标。在预测 (效果检验) 时, 其中任一指标大于或等于其临界值, 即视为有突出危险。在当前情况下, 这种单项指标法已不适用该机巷。原因是单项指标特别是S (钻孔钻屑量) 值和Δh2 (钻屑瓦斯解吸指标) 值对该面的突出危险性不太敏感, 无法真实有效地反映该面突出危险程度。尤其是S (钻孔钻屑量) 值, 由于煤体结构非常松软, 且煤体厚度较薄, 在进行效检过程中测得的数据偏大, 已失去其意义。因此要选用综合指标R值指标法作为地质异常区域预测 (效果检验) 指标。三年多来, 在十多处选用综合指标R值指标法作为突出危险性预测 (效果检验) 以来, 没有出现过一次指标超限现象, 经效果检验后在掘进过程中未发生过一次煤与瓦斯突出, 说明了R值指标法在地质异常区域判断的可靠性。

选用综合指标R值作为地质异常区域突出危险性预测 (效果检验) 指标判断时, 当R值大于或等于其临界值时, 视为有突出危险。当R值为负值时, S值和q值任一指标大于或等于其临界值, 即视为有突出危险。

判别公式:

式中Smax—每个钻孔沿孔长最大钻屑量, L/m;

qmax—每个钻孔沿孔长最大瓦斯涌出初速度, L/min。

R值的临界值取6, q值的临界值取4 L/min, S值的临界值取5.4 L/m。测试时, 采用浅孔分段测试。测试孔深5.5 m, 超前距2 m。每执行一次排放措施, 进行两次效检, 但两次进尺之和不超过5 m。

3 防突技术可靠性分析

3.1 前探孔效果

本次从前探孔所得资料分析, 前方无大的构造, 而且煤层在逐渐变厚。经分析计算, 变厚梯度为每前进1 m, 煤厚增加0.01 m, 直至煤厚恢复正常。该工作面迎头共施工7次前探孔, 全部探明迎头前方地质情况, 同时也起到了深部卸压作用。

3.2 综合指标R值判断效果

实践证明, 在地质异常区域, 执行综合防突措施后, 单项指标法判定有突出危险时, 综合指标R值确定判定无突出危险, 在掘进过程中也没有发生一次煤与瓦斯突出。说明采用综合指标R值作为突出危险性预测 (效检) 指标更为合理可靠。

3.3 超前排放、浅孔抽放效果

超前排放和浅孔抽放的有机结合, 效果较明显, 对消除了突出危险性起到一定作用, 而且减少了瓦斯涌出量。现场对浅孔抽放的参数进行测定, 选取10组有代表性的参数对比, 开始及2 h后抽放负压基本不变, 平均抽放浓度由开始时的21.4%衰减为7.4%, 平均纯瓦斯流量由开始时的1.98 m3/L衰减为0.64m3/L, 浅孔抽放应用在透气性差的煤层中效果是明显的。

4 高压磨料射流割缝效果

对煤体实施高压磨射流割缝之后, 迎头前方的煤体卸压更充分, 瓦斯流动速度加快, 同时煤体得到湿润, 有效降低了煤尘。

煤层掘进 第9篇

近几年来, 随着我国高产高效矿井建设步伐的不断加快, 煤巷快速高效掘进技术取得了长足的进步和发展。西山煤电某煤矿目前掘进巷道断面主要为4.8×3.5m和4.5×3.3m, 采用120掘进机进行掘进, 使用单体锚杆钻机打设锚杆, 使用扭矩倍增器对锚杆施加扭矩, 一般情况下, 单月掘进效率为260~270 m, 遇到条件好时最大掘进效率为350 m/月。掘进效率不高, 造成矿井效益不高, 施工队组及人员增加, 单位工效降低, 同时造成矿井衔接安排紧张等, 严重制约着矿井的安全高效生产。因此, 为适应高产高效综采工作面生产能力强、产量高、推进速度快的特点, 必须发展煤巷快速掘进技术, 改进和完善煤巷综合机械化作业生产线, 以实现煤巷的高效快速掘进。

1 工作面概况

13230工作面回撤通道位于该矿13采区西翼, 掘进工作面地表为上覆岩层厚度为140~159 m, 地表松散层厚度为5 m左右。地面标高为1 437~1 443 m, 掘进面相应的地面区域内无水体和建筑物, 井下邻近巷道除切眼正在掘进外, 其他巷道均已掘出, 对巷道掘进无影响。工作面范围内煤岩层为单斜构造, 局部呈宽缓波状起伏, 煤层走向为N27°W, 倾向倾角为S63°W∠1°~3°。煤层底板没有较明显的起伏, 未发现有大中型构造, 局部还可能发育小褶皱及小断层等构造, 其他地质构造对生产的影响不大。

2 ABM20掘锚机的掘进工艺及其优点分析

奥钢联ABM20掘锚机使用1 140 V电源为动力, 掘锚机中部为整体滑架, 切割部可以纵向运动由顶部向底部进行全断面一次掏槽、割煤作业, 循环进度为1.0 m, 工作区域采用液压支撑架临时支护顶板, 铲板与滑架一同向前伸出, 通过耙爪将煤装至刮板运输机上, 后配套连运一号车和钢性架运煤至胶带输送机;割煤过程中可同时进行顶部、帮部锚杆、锚索永久支护。掘进工艺流程为:安全检查 (顶帮、瓦斯等) →稳定机器升顶板临时支撑架→升起切割臂掏槽 (同时运煤、施工锚杆) →向下切割 (同时运煤、施工锚杆) →收切割部拉底→落顶板支撑架收稳定器→机器行走, 开始下一循环作业。

ABM20型掘锚机的优点为:①掘进与打锚杆同时作业, 能够及时实现顶支护, 巷道顶板受采动影响较小, 有利于顶板管理;②大功率低转速的截割滚筒使粉尘降到最低, 滚筒规格与巷道规格相匹配, 实现巷道一次成型, 工程质量容易保证, 且机身不易左右摆动, 能保证机身两侧人员安全;③机载顶板、侧帮锚杆机相对于截割装置能独立运动, 掘进中可同时完成顶锚、帮锚的支护工作, 提高了单进速度;④锚杆机工作平台完全处于液压顶蓬安全保护下, 减少空顶面积, 易于保证安全;⑤由于采用滑架, 切割时只用后支撑保持机身稳定, 履带不动对底板的破坏小;⑥掘锚机生产循环进度小, 空顶面积相对较小, 能够及时实现顶支护, 做到短掘短支。

3 掘锚机在13230工作面的应用

3.1 施工工艺

13230工作面回撤通道掘进采用ABM20/067型掘锚机一次成巷施工, 掘进面煤炭的破、落、装、运及巷道的支护均由掘锚机和后配套设备来完成。结合施工13210辅运顺槽联巷抹角经验, 掘锚机最小拐弯半径为10.2 m, 抹角尺寸不>4.0 m×5.0 m, 确定好开口后, 将其机与13230回撤通道成3°夹角斜切入煤壁, 每刀循环进度不超过200 mm。每施工完一刀后, 前移掘锚机并稍微摆动机身, 将掘锚机机身尾部摆至副帮煤壁侧, 再进行下一刀施工。在煤厚超过4.8 m时, 巷道按顶板破夹矸上煤层0.3 m进行掘进, 巷道内留0.5 m左右底煤。掘锚机割煤可无线遥控操作, 实现自动装煤工序;采用机身四臂锚杆钻机完成支护工序。机器前进只可手动遥控操作, 支护时可用手动和自动两种操作方式;采用LY2000型连运一号车完成运煤和破碎工序;跨骑式运输机和胶带机完成煤炭运输。

13230巷道支护方式及参数:①顶部采用“螺纹钢锚杆+钢筋骨架网+锚索”的支护方式;副帮采用“圆钢锚杆+铅丝网+锚索+木托盘”的支护方式;正帮采用玻璃钢“锚杆+塑料网+木托盘”的支护方式。18 mm×2 100 mm无纵筋螺纹钢锚杆、4 800 mm×1 150 mm钢筋骨架网、17.8 mm×6 500 mm (7芯) 锚索联合支护, 锚杆间排距为0.9 m×1.0 m (每排6根) , 锚索间排距为1.9 m×2.0 m (每排3根) ;②支护参数。顶锚杆采用18 mm×2 100 mm的无纵筋螺纹钢锚杆, 回撤通道顶锚杆间排距为0.9 m×1.0 m (每排6根) ;顶锚索选用17.8 mm×6 500 mm钢绞线, 间排距为2.2 m×2.0 m (每排2根) ;回撤通道两帮选用16 mm×1 800 mm的圆钢锚杆, 从顶到底第一、二根间排距为0.9 m×1.0 m, 第二、三根间排距为1.3 m×1.0 m (每排3根) 。

3.2 应用效果分析

在使用了奥钢联ABM20/067型掘锚机以后, 掘进进度由原来的月进300多米提高到600多米, 同时降低了粉尘对工作人员的危害, 最大程度地改善了操作人员的工作环境。由于顶底板岩石易风化破碎, 在顶板和煤壁暴露后, 采用机载的临时支护和锚杆机, 短时间内加以锚固支护, 可有效防止顶板下沉变形和离层破碎、煤壁片帮, 提高了作业场所的安全。

4 结语

掘锚机最大的优点就是切割与支护可以同步进行, 实现了单巷快速掘进, 设备开机率高, 掘进速度快。由于开掘联络巷数量少, 有效防止顶板下沉变形和离层破碎, 从而显著改善顶板的完整性。但是对于长距离单巷使用掘锚一体综合机械化配套设备掘进生产, 仍存在掘进煤运输效率低、辅助材料运输困难等需要进一步研究解决的问题。在现有掘进生产工艺的基础上, 通过合理穿插, 优化各工序流程, 延长单巷掘进长度, 减少联络巷数量和输送带延伸次数, 进一步发挥掘锚一体化机组的优势, 才能获得更好的技术经济效益。

摘要：为了适应高产高效工作面能力强、推进速度快的特点, 提出锚掘一体化快速掘进技术。本文详细阐述了奥钢联ABM20掘锚机的优点及13230工作面回撤通道的支护方式及参数, 通过锚掘一体机在巷道掘进中的实际应用, 使得巷道掘进速度由原来的300多米提高到600多米, 同时采用机载的临时支护和锚杆机, 短时间内加以锚固支护, 有效防止顶板下沉变形和离层破碎、煤壁片帮, 提高了作业场所的安全, 对于矿井实现高产高效具有重要的意义。