分层开采范文（精选8篇）
分层开采 第1篇
1 分层开采的基本原理
所谓分层开采, 就是根据生产井的开采油层情况, 通过井下工艺管柱把各个目的层分开, 以便实现分层注水和采油的目的。其基本原理是:把各个分开的层位装配不同的水嘴或油嘴, 从而使同一井底流压而对不同生产层位的生产压差异得到调节。下图为分层采油原理示意图:
通过上图可以看出, 该油井生产共有三个层位, 具体分层情况是:下两级封隔器、三个偏心配产器, 其为一口泵抽油井。三个生产油层的压力分别是P1、P2和P3, 通过各自配产器内安装的不同大小直径的油嘴来对应井底同一压力P, 实现不同的配产。如该井不是下泵抽油, 而是自喷井, 就可下流量计进行分层测试, 更准确的调整各层产量。
2 分层开采的方法简介
首先, 分层测试。分层采油前, 要测试分层压力、产量和含水率, 根据测试的资料来确定分采的层段和对各层段的调节措施。分层采油过程中, 也要用测试仪器检查效果。常用的仪器有压力计、产量计和含水测定计。分层注水前, 要用放射性同位素载体法或流量计测吸水剖面, 根据测试的资料确定分注的层段以及控制和加强注水层段。分层注水过程中用同样测试方法定期检查。
其次, 分层注水。用封隔器之间的配水器调节一口注水井中各层段的注水量, 使各层基本上能按分层配水量定量注水。调整注水井的吸水剖面, 控制超注层的注水量、增加欠注层的注水量, 使各层中的水线推进比较均匀。通常分层注水为3~5个层段。层系比较简单时, 可下一级封隔器, 从油管和套管各注一层段。有时在一口井中也可下双油管, 一组油管注一段。
再次, 分层采油。分层采油主要可分为单管封隔器分采、双管分采和油套分采三种方式。
单管封隔器分采方式较为简单的, 投资相对较少, 在开采多油层的生产井内, 用封隔器将油层分隔成若干层段, 封隔器的主要作用是:封隔油、套环形空间, 把各油层封隔成独立的开采系统。使用配产器来减少层间干扰, 配产器的主要作用是:通过在配产器内装设不同尺寸的油嘴, 控制所对应油层的生产压差, 实现各层段的定量配产开采, 给对应层段的油流提供通道, 并为以下各层的油流、测试仪表提供通道, 以便控制开采。为便于井下作业和油井管理, 在一口井中, 一般可分3~4个层段进行分层采油。
多管分采是指在一口井内下几根油管, 一根油管开采一个层段, 用封隔器将层段分隔开。此法可消除层间干扰, 但在一口井中下的油管数要受井眼尺寸的限制, 不能太多, 而且井下工具和井口装置因管多而复杂化, 通常多采用双油管分采两层。在抽油井中有时也进行分层采油。
油套分采:又分为油套管简易分采、油套管互换分采和上下油层轮换分采。油套管简易分采适用于上层地层能量大于下层地层能量的自喷井;油套管互换分采适用于上层油层能量小于下层油层能量的自喷井;上下油层轮换分采是油井内下入一级封隔器将上、下油层分开, 封隔器上面接轮换采油工作筒, 轮采芯子有直孔和斜孔两种。当需要采上层时, 采用斜孔芯子;当需要采下层时, 采用直孔芯子。一般来讲油套分采只能用于两套油层油井的分采, 对结蜡严重的井不宜采用。
3 应用现状
我国大多数油井地质条件复杂, 再加上连续多年的长期开采, 底层能量下降, 出砂井和套损井比例不断提高, 泵身逐年加深, 近年来许多油井状况呈现出不断恶化的状态, 分层采油开始表现出不适应, 具体来讲:
首先, 层间压差过大, 串漏现象严重。石油开采过程中, 生产层与被封层之间通常会存在一定的压差, 虽然使用封隔器胶皮可以在一定程度上调节压差, 但这种设计方法在油田开发的中早期比较适用, 另外对于某些渗透率较好的油田也发挥过良好的作用, 但随着挖掘精细程度的不断增加以及对于非主力层的开采, 射开层位增多, 油层间压差逐渐增大, 在高压低渗油层在高压的作用下, 有时封隔器会出现向上或者向下的滑动, 出现油层串漏。
其次, 泵深加大, 封隔器容易失效。泵在运行过程中, 油管柱会受到惯性、自身重力、以及与周围物件摩擦等综合作用力的影响。中性点以下油管的压缩量与以上油管的伸长量基本相等, 因此除了惯性力、液柱重力和座封负荷等主要作用力以外, 其它因素作用很小甚至可以忽略不计。但随着开采难度不断上升, 泵深加大, 越来越靠近封隔器, 容易导致封隔器失效, 出现卡封不严的情况。
分层开采 第2篇
关键词不稳定;厚煤层;分层;开采技术;煤矿
中图分类号TD823文献标识码A文章编号1673-9671-(2010)072-0136-01
朔里煤矿可采煤层为三、五、六煤层,然而经过三十多年的开采,其中五层可采块段受地质构造的影响,适宜综采的块段较少。这些煤层多为中厚煤层,夹矸赋存不稳定。为了提高资源回收率,减少矸石混入量,提高煤炭质量,根据具体地质条件,需要研究采用适宜的开采方法。在该矿北二采区N523工作面开采过程中,以煤层中赋存的夹矸作为下分层自然假顶,上分实行薄煤层回采,下分层实行大采高回采的倾斜分层采煤方法,就取得了良好的安全经济效果,为其它类似地质条件下的开采提供了参考经验。
1地质及开采条件概述
1)采煤工作面位置及井上下关系。N523工作面位于朔里矿北二采区左翼五煤层,标高-74.5～-135.5m,位于-200水平以上,地面标高+32.80m,地面位置位于主井口北约2000m处。该面上接N521工作面(已回采完毕),下邻N525工作面。走向长度为106～148m,平均长度127m,倾斜长度149m,面积18923m2。
2)煤层情况。该面煤层原始沉积稳定,煤层为复合煤层,煤层总厚3～5.5m,平均4.25m,上覆51煤层厚1.0～1.5m,平均1.30m,下覆52煤层厚1.9～3.1m,平均2.84m。煤层中含有一层泥岩夹矸厚0.2～0.7m,平均0.42m。煤层倾角11°～17°,平均倾角14°。工作面外段由于受F3、F4两条断层的共同影响,造成煤层变薄至0～0.5m,其影响范围为走向长30m,倾斜宽90m。
3)煤层顶底板情况。煤层老顶为砂岩,厚度3.5m,特征为深灰色～灰色细砂岩,局部为泥岩。直接顶为泥岩厚度0.93m,特征为灰色块状泥岩。直接底为泥岩,厚度1.0m,特征为灰色块状泥岩,含植物化石。老底为砂岩,厚度4.6m,特征为灰～浅灰色块状中粒石英砂岩。
2工作面设计方案
工作面煤层为复合煤层,为了提高资源回收率,降低矸石混入量,提高煤炭質量以及从巷道布置等综合考虑,确定采煤方法为走向长壁倾斜分层采煤法,煤层夹矸(平均厚0.42m)以上51煤层为N523-1工作面采用薄煤层开采,采高1.3m,夹矸以下52煤层为N523-2工作面采用大采高回采,采高2.84m。
北二采区布置有三条上山,分别为行人上山、运输上山和轨道上山。上分层工作面回风巷沿空N521工作面机巷留5m保护煤柱跟51煤顶板布置,为锚杆支护,断面规格为宽2.6m×高1.6m,用于回风和运料。工作面机巷平行于回风巷跟51煤顶板布置,为锚杆支护,断面规格为宽2.8m×高1.6m,用来进风和出煤。工作面开切眼跟51煤顶板布置,采用锚杆支护,断面规格2.4m×2.1m。
上分层回采完毕,待采空区顶板冒落压实稳定一段时间后(1年左右时间),布置下分层工作面,机风巷及切眼均内错上分层机风巷及切眼2m,煤层中夹矸(厚0.48m)作为巷道顶板,均为工字钢棚支护,风巷断面规格为宽2.8m×高2.4m,用作回风和运料,机巷断面规格为宽2.8m×高2.4m,用来进风和出煤,工作面开切眼,断面规格2.4m×2.2m。
3支护设计
1)N523-1工作面支护设计。根据采高设计选择支柱型号。工作面煤层平均厚度为1.30m,采高为1.30m,支柱选DZ16-30/100单体液压支柱,配合HDJA-1000型金属铰接顶梁,架设一梁一柱三七后定位齐梁齐柱直线式走向基本棚。
2)N523-2工作面支护设计。N523-2工作面煤层平均厚度为2.84m,确定采高为2.84m,根据上分层的矿压显现情况,参照上述公式,支柱选DW31-250/100X悬浮式液压支柱,配合HDJA-1000型金属铰接顶梁,架设一梁一柱三七后定位齐梁齐柱直线式走向基本棚,采用三四峒管理顶板,柱距550±50mm,排距1000±50mm。单体液压支柱初撑力确定为不小于50KN/棵。柱鞋型号Φ300mm。
4采煤工艺及主要支护技术装备
1)再生假顶与自然假顶的综合运用。N523-2工作面回采时仅依靠煤层中的夹矸(页岩及泥岩)作为自然假顶,夹矸厚度不均,在顶分层开采后,受到上分层支柱支护时对其的破坏,以及采动的影响,下分层回采时顶板易较破碎,因此采用再生假顶与自然假顶的综合运用,在回采上分层回采时向采空区洒水,经过10个月左右的时间能形成重新胶结较为稳定的顶板。
回采N523~1工作面时对底板的保护,也是对下分层顶板的保护,因此在回采上分层中尽量不破底,采用单排炮眼布置,装药量也适当的控制。
2)假顶下的支护管理,由于下分层工作面采高较大,顶板为假顶,煤壁易片帮,顶板较破碎,待壁刷直出完煤后,逐棚支护背帮柱,当工作面片帮超过规定时,及时挂梁打背帮柱进行超前支护,对端面距比在正常回采情况下缩小为200mm。支柱采用挂防倒钩进行防倒,防倒钩一端拴在支柱上,另一端挂在梁端头孔中,并在人行道两侧拴齐两排防倒绳。过顶材料使用塘材(Ф50×800mm)及塑料网(2000×1200mm)。
N523-2工作面机巷及风巷的超前管理根据巷道的支护形式、断面高宽、压力大小等具体情况机、风巷均采用DZ25-25/100单体液压支柱配合HDJA-1200、HDJA-1400限位梁架设两梁四柱顺山棚,棚距600±50mm。超前管理均不小于20m,抹帽5m-8m,套棚不小于12m,12m-20m采用(2.0m-2.8m)×ф0.18m半圆木配合DZ25-25/100单体液压支柱架设一梁三柱双排走向挑棚,回采中视其受采动影响情况应及时采取有效措施加强并延长超前管理范围,支柱棵棵拴防倒绳。
3)假顶下的放顶工艺。采空区处理采用全部垮落法。回柱方式两巷收作使用回柱绞车,工作面采用人工分茬回柱,下分层在回柱放顶时,老塘侧易窜矸,要求挂笆上到顶下到并挂严,回柱时使用卸载手把(手把末端拴远距离操作绳长度不小于2.0m)、回柱锤、长杆等配合拔柱器回柱。
5工作面矿压规律及显现特征
开采上分层矿压显现特征与单一长壁开采相同,下分层开采与原生的岩层不同,下分层为大采高开采,较同条件下一次采全高的大采高工作面,来压强度有所缓和,来压步距有所缩短。据观测上分层薄煤层开采来压步距为10～12m,最大来压强度为250KN/m2,由于上覆岩层的垮落高度较小,垮落不够充分,下分层回采时裂隙带又经过二次断裂,较一般情况下的分层开采顶板来压强度有所增大。在我矿回采W538工作面分层开采时,煤层厚度3.2m,上下分层工作面采高均为1.6m时,下分层工作面来压步距为6～8m,最大来压强度为120KN/m2,来压不明显,而在N523-2工作面回采时则不同,据观测来压步距为6～8m,最大来压强度为190KN/m2。
6结束语
厚煤层分层开采的综采工艺分析 第3篇
关键词：厚煤层,分层开采,综采采煤工艺
1 倾斜分层金属网假顶下行垮落开采
1.1 铺顶网开采
综采工作面通常多为铺顶网, 其方法与炮采工作面相近。工作面金属网与两端平巷的金属网要连接起来。
1) 滞后工作面铺设底网。此方法在巷道断面小、出口顶板破碎时适用。工作面推进1.2m, 在出口处老塘边调整和改变支柱, 做出铺网空间, 顺工作面铺双层底网, 并与工作面顶网搭接不应小于0.5m, 在巷道的另一帮要留有0.5m以上的网头, 贴在煤壁上。将网连接好后, 回掉靠采空区的一排支柱。2) 超前工作面铺设顶网。在巷道断面大、顶板较好时适用。即在工作面出口前6~8m的距离内, 把原拱形支架用木支架换出, 在木支架顶梁下挂好双层顶网, 再在网下打抬棚。顶网在巷道两侧要留有足够长的网头, 随着工作面推进, 与工作面顶网连接起来。3) 超前底网的铺设。巷道压力大、断面变形严重的条件下, 要将平巷超前工作面一段距离内的浮煤清理好, 铺上金属网。把原拱形支架替换的木支架的抬棚柱打在网上, 为不破坏网, 可“穿鞋”。底网巷道两侧也应留有足够的网头, 靠工作面侧应留1m, 便于工作面推进时与工作面顶网连接好。
工作面顶网铺好后, 余下的网头应反转吊挂在顶梁上, 防止采煤机割煤时割坏顶网网头。连好后移支架后, 顶梁下降后再移支架, 应保证移支架时不把顶网拉坏。当金属网假顶下采煤时, 避免金属网的下沉和破碎。1) 及时支护新暴露出来的假顶, 尽可能缩小假顶的暴露面积, 避免金属网下沉, 导致崩网漏矸事故。2) 在煤壁片帮造成假顶下沉后, 要在支架顶梁上设走向梁, 实施超前支护, 减少假顶受拉, 避免由于过度弯曲而出现崩网的事故。3) 在假顶下割煤, 采煤机的滚筒不得靠近顶板运行, 防止割破顶网。网下留的300mm左右的顶煤可能在采煤机割过后自动落下来.若顶煤比较坚硬, 割煤后还可能有未落的顶煤, 要在移架前及时处理掉, 不然在支架卸载前移时, 此部分顶煤可能突然大面积掉落, 使顶网暴露面积突然增大, 还可能从梁端至煤壁间崩落, 导致冒顶事故。4) 网兜通常可能在相邻两架间的空隙出现。如果出现网兜, 要及时处理, 避免继续扩大。解决的办法是在两架间的网兜下面架一走向棚托住网兜, 使它不继续下坠和扩大。5) 支架必须排列整齐, 支架间保持均匀, 保证有效控制顶网, 避免顶网受力不均而崩裂。
1.2 铺底网开采
铺顶网尽管对松软顶板有利, 而也有其缺点:
1) 铺网时其长边平行煤壁, 下分层开采时在接缝上, 有可能导致扯网开缝;2) 顶网铺在顶梁与顶板之间, 整个过程顶梁移动升降5~6次, 有对顶网造成破坏的可能;3) 人工铺网, 作业人员劳动强度大, 还受片帮、冒顶的威胁, 并吸入大量粉尘, 有害于身体健康;4) 顶网网头悬挂在顶梁下, 对采煤机割煤有影响, 支架移架时应不破坏顶网, 影响采煤和移架速度。
1.3 自动铺网联网工艺
国产的自动扣压联网机构能与各种形式的液压支架配套使用, 有柱后自动铺联网和柱前自动铺联网两种方式。
1.3.1 柱后自动铺联网方式
这种联网方式是由自动扣压联网法与PLZ400一17/35型液压支架配套的。支架不同于一般支撑掩护式支架的特点是掩护梁上加了尾梁.长度加长, 前、后连杆距离加大, 使续网有足够的空间。自动铺联网通过压网齿和联网机构在推移支架和输送机的过程中实现。
1.3.2 柱前自动铺联网方式
这种联网方式是由自动扣压联网与PLZ600一19.5/31型液压支架配套实现。该支架为短四连杆、短掩护梁式掩护式支架。因铺联网机构在支架底座与输送机间, 支架的顶梁和前梁比其它支架长, 前梁是可伸缩式, 有利于及时支护工作面前端顶板。柱前自动铺联网适合坚硬难冒顶板的上分层工作面使用。自动铺联网支架, 可提高工效, 降低成本, 经济效益提高;铺联网自动化程度高, 可降低作业人员的劳动强度;铺联网机构动作简单可靠, 对井下条件的适应能力强;联网强度此人工联网强度高, 下分层开采见网完整, 有利于生产安全。
2 缓倾斜煤层分层恒底式上行采煤
这种方法是将缓倾斜厚煤层按倾斜分层, 各分层工作面依次沿煤层底板布置, 把上面分层垮落后的煤作为顶板, 第一分层工作面回柱放顶或移架后.上覆煤层垮落下沉, 经注水压实重新胶结后成为稳定的和强度的再生煤体。采完第一分层后, 间隔一段时间, 沿煤层底板在再生煤体中重新布置工作面, 同时第二分层工作面的顶板, 经过了一次垮落、破碎而重新压实的再生煤体。待第二分层采完后, 一段时间, 再沿煤层底板布置第三分层的工作面, 一直到沿煤层底板把厚煤层全部采完。
2.1 恒底式采煤的优点
巷道系统简单, 分层巷道始终沿煤层底板开掘, 与上山的联系简单可靠, 采区掘进率低;采煤工艺简单, 可不铺设人工假顶, 节省材料, 工效高, 成本较低;各分层工作面的底板是煤层的原生底板, 支架直接支在底板上, 对发挥支架的支撑能力有利;采煤工作面沿底板推进采煤, 工作面结束时, 设备搬迁距离近, 便于搬迁;在煤层顶板含水大或复合顶板等条件下, 采用恒底式采煤对于消除水患及冒顶的威胁, 实现安全生产非常有利。
2.2 恒底式采煤的缺点
破碎煤体容易翻结, 压实后易形成再生煤体;对防煤层自燃不利, 使开采技术变得复杂;煤矸易于混杂, 采煤中如果出现局部冒顶, 会使各分层在局部冒顶处采煤时有局部煤矸混杂现象, 影响煤质及含砰率。灰分、含砰率随开采分层数的增加而增加;若采前注水不及时或效果不好, 在落煤、装煤、运煤、放顶过程中煤尘飞扬, 空气中煤尘含量增高, 不利于矿井生产安全。
2.3 适用条件
1) 在缓倾斜和倾角小的倾斜煤层顶板松软破碎, 弯曲性好, 顶板含水, 而煤层遇水容易胶结。如果采用倾斜分层下行垮落方法有困难时, 运用恒底式采煤法有很好的适应性。2) 中等硬度煤层, 黏结性强, 容易破碎, 煤体冒落后, 在上覆岩层重压及水或泥浆作用下, 可能形成再生煤体。3) 煤层不易自燃, 煤层的瓦斯含量不适合过大, 不然会给底分层开采时带来通风的困难。4) 如果开采顶板含水大的厚煤层, 煤层及顶板岩层要有较好的再生能力, 具有较强的隔水性能。
2.4 安全技术措施
自燃煤层下分层开采防灭火技术实践 第4篇
金庄生建煤矿主采3下煤层, 煤层平均厚度4.1m, 煤层倾角0~12°, 经山东省煤炭技术服务公司鉴定3下煤层为Ⅱ类自燃, 最短自然发火期56天。
31062工作面位于31采区北翼, 工作面西部为未开采区、东部为3104采空区、北部为3下煤层剥蚀带、南部为采区巷道。31062工作面为3106工作面下分层, 采高2m, 煤层近水平分布, 采用炮采工艺, 轨道巷进风、运输巷回风, 31062工作面轨道巷与上分层内错5m布置, 运输巷内错8m布置。
2 自然发火危险性分析
2.1 煤层具有自燃倾向性
31062工作面3下煤层为Ⅱ类自燃, 为易自燃煤层, 最短自然发火期56天, 煤与氧气接触后, 氧气能使煤炭与之发生氧化反应产生热量, 热量积聚使温度升高, 逐渐促使煤炭自燃发火。
2.2 上分层工作面回采期间遗留大量浮煤
由于上分层开采时回收率低, 造成采空区内大量遗煤, 而且煤体呈破碎状态, 由于遗煤呈破碎状态, 与空气接触面积大, 遗煤更容易氧化。
2.3 存在漏风通道, 有连续通风供氧条件
上分层工作面回撤时, 在工作面顶板用锚杆、锚索加强支护, 造成停采线附近顶板不易冒落, 形成供氧通道。31062工作面轨道巷、运输巷与上分层巷道的位置关系为内错式, 巷道顶板均为再生顶板, 31062轨道巷风流在压差作用下, 极易沿再生顶板经上分层停采线进入31062运输巷, 形成漏风通道, 进一步增大了自燃发火的可能性。
由于上分层停采线处同时具备了可燃物、漏风供氧、蓄热三个自然发火条件, 当三者共存时间大于煤层自然发火期时, 极易产生自燃。上下分层的采空区连通后, 增加了采空区氧化带的面积, 使浮煤更易氧化自燃。
3 自然发火早期预测预报技术
在工作面回风巷及回风隅角不易检测到采空区浮煤早期氧化所产生的CO气体, 能否早期检测到浮煤自燃氧化所产生的CO气体, 是工作面防灭火的关键, 为了预测采空区自燃情况, 采取了采空区预埋束管的方法。在采空区进风侧、回风侧及工作面中部各埋设一路8mm束管, 为了避免束管被砸坏, 束管从25的高压胶管内穿过, 随工作面推进束管进入采空区, 这些测点进入工作面深部。这一预测预报系统能及时反映采空区深部的CO情况, 为根据自燃氧化带内CO气体浓度、氧气浓度及时采取防灭火措施提供第一手资料。
4 防灭火技术措施
4.1 施工防灭火联络巷
在31062轨道巷与31062运输巷之间、平行与上分层停采线位置, 沿煤层顶板施工联络巷, 在联络巷内施工各类防灭火钻孔。
4.2 喷浆封堵
为防止往上分层采空区漏风, 在31062轨道巷、运输巷内喷浆封堵, 喷浆厚度与工字钢棚喷齐, 喷浆范围为喷顶板和肩窝往下0.6m。
4.3 压注氮气
4.3.1 注氮地点
氮气防灭火能否取得好的效果, 正确选择注氮地点是关键, 31062工作面注氮地点为:采空区进风侧埋管注氮气。由于氮气比空气略轻, 所以将采空区防火的主要地点选在了采空区进风侧, 在进风侧埋入了75mm的钢管, 氮气注入采空区进风侧后, 在采空区漏风压力的驱动下, 向采空区回风侧扩散, 惰化采空区氧化带, 90%的氮气通过进风侧埋管注入采空区。31062上分层采空区通过钻孔注氮气, 上分层采空区留有大量浮煤, 在31062工作面轨道巷向上分层停采线施工钻孔, 通过钻孔向上分层采空区注入氮气, 惰化上分层采空区气体, 防止浮煤氧化自燃。
4.3.2 注氮效果
衡量氮气防火是否达到效果, 采空区氧化带的氧气含量在注氮气后是否降到7%以下, 通过在工作面进回巷提前预埋的束管, 抽取氧化带气体分析。分析结果表明通过注入流量为500m3/h, 浓度为97%以上的氮气后, 能将采空区氧化带氧气含量降至7%, 表明氧化带已被惰化。
4.4 施工大口径钻孔注凝胶
4.4.1 注凝胶效果分析
由于上分层轨道巷、运输巷、停产线等地点留有大置浮煤, 受下分层开采扰动, 导致顶板形成漏风通道, 浮煤接触氧气后, 容易发生氧化自燃。通过注入凝胶, 使凝胶覆盖浮煤, 减少了浮煤表面与空气的接触, 起到隔绝氧气、吸热降温、终止氣化等作用, 凝胶既具有水和阻化剂的防灭火效果, 又具有封闭堵漏的作用。
巾于防灭火联络巷标卨高于上分层停采线标高。在钻孔内插<{>50的塑料管路, 利用套管高位注凝胶, 利用凝胶泵动力及®力作用凝胶通过上分层停采线缓慢流向上分层采空区, 能覆盖上分层采空区较大的空间, 既能堵塞漏风通道, 又能包裹采空区浮煤, 防止其自燃。
4.4.2 注凝胶钻孔参数
在防灭火联络巷内施工丨大口径钻孔, 往上分层停采线处注凝胶。31062防灭火联络巷与上分层停采线相距20m, 沿3 K煤层顶板掘进, 钻孔布1在3下煤上分层内, 每隔10m布置一钻孔, 共布置钻孔14个, 钻孔倾角为俯角5°~2 5°, 终孔位迓在上分层停采线处, 接近上分层煤层顶板。
4.4.3注凝胶参数
凝胶进入采空区后的流动形状可以近似看成长方体, 故单孔设计注胶M q按下式计算:
式中:L-钻孔间距, 10m;B-凝胶流淌长度, 20m;H-上分层采高, 2.2m;n-停采线煤矸空隙率, 取50%0
由上式计算出单孔注胶量约需110m3。
在实际注胶过程中, 由于停采线煤矸空隙率、凝胶流淌长度差别较大, 导致不同钻孔注胶M差别也较大, !4个钻孔共注凝胶】300m3, 每个钻孔平均注胶93W。
4-5加强通风管理
走及时对31062轨道巷、运输巷进行维修, 保证有效通风断面, 减小工作面通风阻力, 减少向采空区漏风。定期对工作面进行测风, 保持工作面风最稳定。
4.6气体检测
, 在31062运输巷内往上分层采空区施工钻孔, 钻孔内敷设束管, 每天抽取上分层采空区气体进行分析.以C0为主要气体指标, 并辅以C3H8、C2H4、C2H2等气体, 及时掌握采空区气体变化情况。
4.7加强密闭巡查
充每天对31062::作面周围密闭进行巡查, 发现密闭损坏及时维修, 保证密闭质量;每天抽取密闭内气体, 用色谱仪进行分析。
4.8 31062工作面漏风封堵
, 采空区注氮气防灭火采用的是开放式注氮, 铽气有一定的泄露是属于正常的, 但是, 如果氮气泄漏太多, 会影响采空区鉍化带的惰化效果, 采空区的主要漏风通道为采空区的进回风侧。
4.9回采后工作面密闭
31062工作面回采结束后, 及时对3 1 0 6 2工作面进行密闭, 改变防灭火巷内的风门位置, 使3 1 0 6 2轨道巷、运输巷密闭同时处于负压侧, 实行均压, 减少向采空区漏风。
5结论
31062下分层工作面开采过程中, 由于上分层遗煤经过一次氧化, 具有较大的自燃发火危险。通过在采空区预埋束管, 为毕期发现自燃发火危险, 提供了第一手资料, 通过采取注氮、注凝胶等措施, 有效预防了31062采空区及1:分层采空区浮煤自燃。310 62工作面目前已回采结束, 问采期间C0气体浓度未超过《煤矿安全规程》规定, 31062工作面下分层开采所采取的综合防灭火措施, 确保了工作面的安全回采, 为下分层回采防灭火技术积累了经验。
摘要：31062工作面为下分层工作面, 自然发火期短, 根据31062工作面煤层赋存条件、地质条件以及回采条件, 采取了注氮、注凝胶等综合防灭火措施等技术, 对工作面的自然发火情况进行预防, 取得了良好的效果。
分层开采 第5篇
山西晋神能源公司沙坪煤矿主采8#煤层, 煤厚为6 m~8 m, 该煤层厚度在矿井范围内变化很大, 部分区域分叉为8#上煤层和8#下煤层, 均为可采煤层, 层间距 (夹矸厚度) 约为0 m~9 m。沙坪煤矿自2007年生产以来, 由于开采区域8#煤层夹矸层厚度大, 仅开采8#上煤层, 截止目前开采已接近尾声。所以, 为最大限度地回收已探明的煤炭资源, 必须考虑8#下煤层的开采。因此, 研究8#上煤层与8#下煤层的岩性及层间距对安全开采的影响评价, 确定保证8#下煤层安全开采的合理层间距参数, 对沙坪煤矿实现8#下煤层安全高效开采及采掘接替平衡具有重要现实意义。
1 沙坪矿8#煤层分叉区的地质概况
8#上煤层工作面采高3.5 m, 直接顶为砂质泥岩, 厚度3.5 m, 单轴抗压强度17.89 MPa, 基本顶为砂岩, 厚度12 m, 抗压强度47.5 MPa~76.97 MPa, 底板为直接底泥岩和中、细砂岩, 在煤层分叉区域实际为8#下分层的顶板, 与其岩性相同顺序相反。8#下煤层工作面采高3.2 m, 直接顶为泥岩, 厚度变化在0 m~9 m, 经过试验其单轴抗压强度为17.89 MPa~35 MPa, 平均为26.4 MPa;其抗拉强度为2.40 MPa;零星地段存在基本顶, 岩性为中、细砂岩, 厚度5.4 m~6.0m, 单轴抗压强度为47.5 MPa, 底板为直接底泥岩和基本底砂岩。8#煤层分叉区的层间顶板岩性及厚度情况, 其各工作面的顶板岩性与厚度变化情况, 如表1所示。
2 分叉区煤层间距的安全评价力学模型
在8#煤层分叉区条件下, 下分层煤开采时采场顶板的稳定性, 主要取决于层间顶板岩性强度、分层组成、上分层开采后顶板垮落矸石厚度及载荷等因素, 考虑到层间顶板为泥岩强度较低, 且厚度一般较薄, 随采冒落, 仅在采场空间由支架和自身强度维持稳定。
一般情况下, 上层开采后, 直接顶垮落必须充满采空区, 可计算出其均布载荷集度;而下层开采时, 将层间顶板的整个厚度作为均布载荷考虑, 则有下层顶板的总载荷集度为:
式 (1) 中, q为下层顶板载荷集度, MPa;qs为垮落带载荷集度, MPa;qx为直接顶载荷, MPa;∑h为垮落带高度, m;hcj为直接顶厚度, m;γ1为上煤层顶板重率, MN/m3;γ2为下煤层顶板重率, MN/m3;M1为上煤层采高, m;Kp为碎涨系数。
此时, 要保证采场空间顶板稳定, 则必须确保最大控顶距范围内顶板不被拉断破坏, 若按悬臂梁模型, 则有:
由式 (2) 可得:
解关于8#煤层间距的二次方程得:
式 (2) 、 (3) 、 (4) 中:M1为上煤层采高, m;γ1为上煤层顶板重率, MN/m3;γ2为下煤层顶板重率, MN/m3;Lk为下煤层工作面控顶距, m;[σt]为层间顶板的抗拉强度, MPa;σl为最大控顶距时顶板的抗拉强度, MPa。
式 (4) 为极近距煤层群下煤层开采时, 不考虑支架支撑作用的前提下, 层间顶板稳定性的力学判据。
若考虑支架支撑作用对顶板的影响, 设支架的支护强度为qp, MPa, 按照类似的推导, 则有:
此即为考虑支架支护强度条件下, 层间顶板稳定性的力学判据。由此可见, 因支架的支撑作用, 所需要的层间顶板安全厚度要比不考虑支架支撑作用的前提下预测的小。
3 沙坪矿8#煤分叉区层间顶板的安全开采厚度临界参数确定
3.1 不考虑支架作用的层间顶板安全厚度参数
在沙坪矿8#下煤层, 采高3.5 m, γ1=γ2=0.025MN/m2, 最小控顶距Lk=4.550 m, M1=3.5 m, 层间泥岩顶板的抗拉强度[σt]=2.40 MPa, 则得出保证下煤层安全开采的最小层间顶板厚度为3.09 m。
如按照最大控顶距5.415 m, 按照以上计算准则, 下煤层保证安全开采所需要的顶板最小层间距 (厚度) 为3.55 m。
基于上述分析, 在不考虑支架支撑作用的前提下, 沙坪矿极近距煤层安全开采的层间距 (岩层厚度) 应大于3.55 m以上。
3.2 考虑支架作用的层间顶板安全厚度参数
若考虑支架的支撑作用, 设q=0.1 MPa (带压移架期间的低支撑作用) , 则预测最小与最大控顶距情况下的安全开采间距分别为2.57 m和3.02 m。由此可见, 存在支架的带压移架支撑时, 层间顶板厚度最小可降到2.57 m。
总之, 在泥岩顶板条件下, 顶板厚度为2.5 m~3.0 m以上时, 不采取任何技术措施, 可以确保8#下煤层的安全开采。
3.3 沙坪矿8#煤几个涉及下分叉层工作面的安全程度评价
按照沙坪矿8#煤层分叉区的实际岩层柱状, 在8#煤层分叉区域, 所要布置的回采工作面, 依层间顶板厚度情况可以分为3类:
a) 可安全开采工作面, 如18201、18203、18204和回风巷南的工作面, 因层间距均大于2.5 m~3.0m, 因此不采取任何措施, 均能确保8#下煤层的围岩安全控制与正常开采;
b) 基本可保证安全开采的工作面, 如北部第一个工作面, 其层间距均值为1.93 m, 约为2.0 m, 局部区域可到2.0 m以上, 若采取下煤层采场铺顶网的措施, 此工作面也可基本保证正常开采;
c) 能安全开采的工作面, 如北部第二和第三个工作面, 层间距很小, 平均层间距都别为0.53 m与0.68 m, 因小于安全层间距过大, 一般不能保证下分层工作面的采场顶板安全控制, 实现正常开采。
4 沙坪矿8#煤分叉区层间顶板厚度过小的安全开采技术对策
沙坪矿8#煤分叉区层间距大于3.0 m以上, 即可基本保证8#下煤工作面的安全开采。实际开采时, 因有支架阻力的反作用, 可以视层间顶板岩层的具体情况, 将层间距安全临界值适当降低到2.0 m~2.5 m以上;如层间距 (顶板厚度) 低于2 m, 在0.5 m~1.0 m之间, 则不能满足顶板稳定条件, 容易发生机道漏顶。此时, 解决该问题的措施有两种:
a) 8#上煤层工作面开采铺底网, 8#下煤层工作面铺顶网, 按照破碎顶板管理采场围岩, 可基本保证8#下煤层的正常开采, 最大限度地回收8#煤层资源;
b) 视分叉区煤层间距的变化情况, 可以分段按照不同的方式开采, 如层间距大于或接近于1.5 m~2.0m区域, 分别按上、下工作面开采, 可辅之以铺顶网的技术措施, 若层间距小于0.5 m以下, 可以按大采高支架一次整层开采或综放开采。此外, 层间距过小时, 对采场顶板破碎不易维护情形, 可以采取注化学浆液固结强化顶板的措施, 防治机道漏顶。
5 结语
a) 通过分析认为:沙坪矿8#煤层分叉区, 在泥岩顶板条件下, 确保下层安全开采的顶板临界厚度为3.0 m, 采取措施后, 2.0 m~3.0 m的层间距也能基本保证下煤层的正常生产;
b) 层间距小于临界安全顶板厚度时, 提出了两种技术措施: (a) 8#上煤工作面铺底网, 8#下煤工作面铺顶网; (b) 视分叉区煤层间距的变化情况, 按照不同的方式分段开采。
摘要：山西晋神能源公司沙坪矿8#煤层开采过程中, 存在着很大范围的分叉区, 将原8#煤层变为8#上与8#下两层, 形成了近距煤层开采。对8#下分层的安全开采问题, 依据矿压基础理论, 对安全开采的层间距理论预测研究, 并给出可保证安全开采的层间距参数, 提出能保证安全开采的各类应对策略。其结果对晋神矿区沙坪矿以及其它矿井类似8#煤层分叉区下分层的安全开采决策有借鉴意义和指导价值。
分层开采 第6篇
鹤煤公司八矿24051中工作面回风巷与2403工作面运输巷相邻, 煤柱2～6 m, 下部以设计运输巷为界, 南到设计终采线, 北至切眼。24051中工作面底板标高为-330～-389 m, 地面标高为+150 m, 埋藏深度为480～539 m。工作面巷道布置如图1所示。
(1) 煤层赋存情况。
24051中工作面煤层走向NW, 倾向NE, 倾角23°～30°, 采高1.9 m。走向长度545 m, 平均倾斜长度120 m, 地质储量17.40万t, 采出率按90%计算, 可采储量15.66万t。
(2) 地质构造。
工作面内无地质构造, 断层和褶皱不发育。仅在工作面南部发现1条断层。
(3) 煤质。
二1煤为黑色, 玻璃金属光泽, 条带状结构, 煤质为贫瘦煤, 为低硫中灰分发热量高的良好工业用煤, 煤层在走向和倾向上变化不大, 密度1.4 t/m3, 煤层结构简单。
(4) 瓦斯及煤层自燃情况。
煤层瓦斯含量为13 m3/t, 瓦斯压力为0.68 MPa。该区煤尘爆炸指数为14.5%～17.9%, 有爆炸危险性, 煤尘自然发火期163 d, 为不易自燃煤层。
(5) 煤层透气性系数。
该区煤层透气性系数为0.152 m2/ (MPa2·d) , 属于勉强可以抽放煤层。
2煤层瓦斯赋存情况和涌出规律分析
2.1瓦斯赋存情况
煤层瓦斯含量是指单位质量原始煤体所含有的瓦斯量 (换算成标准状态下的体积) , 它是计算矿井瓦斯储量的最重要的基础参数之一。八矿采用钻屑解吸法对煤层瓦斯含量进行现场测定, 以往实测数据见表1。
在无实测条件下, 若已知回采工作面开采层瓦斯涌出量时, 可按式 (1) 反演开采煤层的原始瓦斯含量X:
X= (q+Xq) / (k1·k2·k3·k4) (1)
式中, q为开采层 (包括围岩) 瓦斯涌出量;Xq为吨煤抽放量;k1为围岩瓦斯涌出系数;k2为工作面丢煤瓦斯涌出系数, 其值为工作面采出率的倒数;k3为巷道预排瓦斯影响系数k3= (L-2h) /L (其中, L为回采工作面长度;h为巷道瓦斯预排等值宽度) ;k4为采落煤可解吸瓦斯系数。
对八矿8个工作面相对瓦斯涌出量进行了统计, 计算反演得到煤层瓦斯含量分布情况 (表2) 。
2.2瓦斯赋存规律
统计分析表1、表2中工作面埋深与煤层瓦斯含量之间的关系, 绘出的埋深与瓦斯含量关系曲线如图2所示。
从图2中可以看出, 鹤煤八矿二1煤层瓦斯含量的赋存规律:①瓦斯含量具有随埋深增加而加大的趋势;②瓦斯含量与埋深具有下列关系 (相关系数为0.447 2) :X=0.011 5H+8.072。其中, X为煤层瓦斯含量;H为煤层埋藏深度。
2.3矿井瓦斯涌出规律
对2005年12月—2006年5月矿井瓦斯涌出量进行了统计 (表3) 。从表3中可以看出, 总瓦斯涌出量中54%来自回采工作面, 19%来自采空区。
3采空区瓦斯抽放
3.1上隅角埋管及顶板垂直钻孔抽放采空区瓦斯
工作面切眼上端采空区侧立1.5 m高Ø100 mm抽放花管, 花管四周打好木垛加以保护。Ø100 mm抽放铁管与抽放花管连接, 随着工作面推进, 每隔20 m立抽放花管1次。抽放铁管埋入采空区。
顶板垂直钻孔抽放采空区瓦斯数据列于表4中。从表4中可以看出, 利用顶板垂直钻孔抽放采空区瓦斯, 抽放浓度在4.3%～8.5%, 抽放纯量稳定在1.56～2.44 m3/min。3个月共抽出瓦斯25.22万m3。
3.2分段走向高位钻场钻孔抽放采空区瓦斯
3.2.1高位钻场钻孔布置
在采煤工作面回风巷布置高位裂隙钻孔进行抽放, 第1钻场布置在距切眼向外80 m处, 其他钻场间距均为80 m, 钻场距煤层顶板高度10 m。在钻场内, 向工作面切眼方向打2排呈扇形布置钻孔, 每排6个钻孔, 每个钻场12个抽放钻孔。第1高位钻场下排钻孔深度100 m, 上排钻孔深度50 m, 终孔位置落到工作面切眼上方25～30 m处, 沿工作面倾斜方向控制范围30～40 m, 钻孔Ø94～110 mm (图3) 。
高位裂隙抽放钻孔的连孔方式为:上下2排对应连孔, 同时分别用Ø50 mm钢管引至钻场口, 每个钻场引出8～12根抽放管, 与工作面回风巷抽放支管进行连接, 每根抽放管上加闸门、孔板、观测孔, 分别观测流量、浓度、负压, 并在采面推进过程中, 根据浓度、流量等实际情况通过闸门调节钻孔流量, 以保证各高位钻场钻孔处于最佳抽放状态。
3.2.2效果考察
高位钻场钻孔抽放瓦斯情况见表5。从表5中可以看出, 采用高位钻场抽放采空区瓦斯, 按照上述钻孔布置方式, 在抽放前期, 抽放浓度由18%逐渐增加至27%;随后开始降低至16%。说明在抽放前期, “三带”还没有最终形成, 抽放浓度不高;随着时间的增加, 冒落带高度降低, 钻孔终孔层位位于裂隙带范围, 抽放浓度增高;随着冒落带进一步被压实, 范围增加, 抽放浓度降低。总体上, 抽放浓度维持在较高水平。
瓦斯抽放量整体上随抽放时间的增加先增后减。在抽放前期, 由于抽放瓦斯浓度较低, 抽放量约0.95 m3/min;随后开始升高, 抽放量维持在1.51 m3/min左右;在抽放后期, 抽放量开始降低至0.55 m3/min。这与抽放浓度的变化呈现出同一规律, 说明必须提高抽放浓度以增加抽放量, 3个月共抽出瓦斯13.02万m3。
4顶分层回采煤壁瓦斯超限治理
4.1开采方法与开采顺序
井田共划分3个水平, 正在回采二水平 (-400 m标高) , 同时开拓延深三水平 (-650 m) 。二水平共布置3个采区, 分别为北翼24采区、中央30采区及南翼31采区。布置24051南、30021中、31011南3个采煤工作面, 24052中采面两巷、30021南采面两巷、31011中采面两巷等9个煤巷掘进工作面, 3201边界上山、3004中巷等11个岩巷掘进工作面。采煤方法全部采用走向长壁顶分层开采, 落煤方式为炮采工艺。
4.2顺层钻孔预抽及边采边抽效果考察
在24051中运输巷上帮沿煤层倾斜方向每隔1.5 m打1个抽放钻孔, 孔深60～70 m, 对采面下部70 m范围内煤层瓦斯进行抽放。
在24051中回风巷下帮沿煤层倾斜方向每隔1.5 m打1个抽放钻孔, 孔深20～30 m, 对采面上部30 m范围内煤层瓦斯进行抽放。
顺层钻孔抽放瓦斯情况见表6、表7。从表6、表7中可以看出, 下向孔抽放浓度维持在16%左右, 最高达到20%, 抽放纯量维持在3.4 m3/min左右, 最高达到4.48 m3/min, 6个月共抽出瓦斯52.34万m3;上向孔抽放浓度维持在25%左右, 最高达到31%, 抽放纯量维持在1.6 m3/min左右, 最高达到1.97 m3/min, 6个月共抽出瓦斯27.02万m3, 合计抽出瓦斯79.36万m3。
4.3底板穿层钻孔预抽效果考察
除了沿煤层走向布置的倾向钻孔抽放之外, 鹤煤八矿还实行了打穿层钻孔的方式对24051中工作面巷道掘进和回采的瓦斯进行抽放。
在2405岩中巷打穿层抽放钻孔, 在打抽放钻孔的同时, 随时进行封孔抽放, 共布置54个钻场, 556个钻孔, 总钻孔工程量为27 800 m (图4) 。
除在岩石集中运输巷施工预抽工作面运输巷的穿层抽放孔外, 还在岩石集中运输巷每隔10 m, 再布置一钻场, 共15个钻场。每个钻场8个孔, 钻孔沿倾斜方向扇形布置, 钻孔全部穿透煤层, 钻孔直径为75 mm, 钻孔终孔位置落到煤层顶板上, 沿倾斜方向间距10 m, 对工作面煤体进行预抽。另外, 在采区边界下山布置10个钻场, 每个钻场布置9个抽放孔, 钻孔全部穿透煤层, 钻孔终孔位置落到2405工作面开切眼附近, 提前预抽工作面切眼附近煤体瓦斯。工作面穿层钻孔布置如图5所示。抽放情况见表8。
通过对表8实测数据进行分析, 穿层钻孔预抽瓦斯曲线具有以下特征:①抽放量整体上随抽放时间先增加后减小。在抽放前期, 抽放量约为1.3 m3/min;随后抽放量开始升高, 维持在1.6 m3/min, 最高值为1.61 m3/min;在抽放后期, 抽放量降至0.51 m3/min。②抽放浓度随抽放时间变化先增加后减小。在抽放前期, 抽放浓度维持在24%左右;随后开始升高至33%;在抽放后期, 又降低到11%, 随着时间的增加, 抽放的瓦斯浓度会更低。这是由于部分钻孔受回采采动影响, 浓度开始降低。③累计抽出瓦斯总量为36.34万m3。
4.4各种瓦斯预抽方式对比
最经济的抽放方式应为打顺层钻孔, 但20451中工作面煤层松软, 长钻孔施工困难, 且容易塌孔。为了较好地解决这一问题, 此次采用了30021中工作面综合抽放瓦斯的经验, 采取打顺层钻孔结合穿层钻孔抽放煤层“空白带”及高位钻场结合顶板穿层钻孔抽放采空区的方法, 取得了不错的抽放效果。穿层钻孔抽放瓦斯量占抽放瓦斯总量的24%;采空区抽放瓦斯量占25%;本煤层抽放占51%。因此, 采用打顺层钻孔结合穿层钻孔抽放本煤层及高位钻场结合顶板穿层钻孔抽放采空区瓦斯的方法是切实可行的。
5结论
(1) 统计得到矿井总瓦斯涌出量中54%来自回采工作面, 19%来自采空区, 27%来自掘进面。通过本煤层和采空区抽放, 能够很好地解决矿井瓦斯超限问题。
(2) 统计得到全矿11个瓦斯含量点, 反演得到8个工作面瓦斯含量。经回归分析认为, 鹤煤八矿瓦斯含量具有随埋深增加而加大的趋势。
(3) 通过穿层孔抽放预抽煤巷瓦斯及采用边掘边抽措施后, 煤巷工作面掘进期间瓦斯向掘进巷道涌出量明显减少, 瓦斯超限次数减少, 降低了前方煤体瓦斯压力, 掘进速度明显提高。
(4) 24051中工作面采取瓦斯综合治理措施后, 较好地解决了中厚突出煤层顶分层开采过程中的瓦斯问题。生产期间配风量约800 m3/min, 回风流瓦斯浓度0.46%～0.68%, 工作面回风流未出现瓦斯超限现象, 实现了安全正常生产。
摘要：为了解决鹤煤公司八矿二1煤层顶分层开采期间因采空区瓦斯大量涌出造成工作面瓦斯超限的问题, 根据煤层赋存条件和瓦斯涌出规律分析, 提出了采用本煤层钻孔、穿层钻孔、上隅角埋管、顶板垂直钻孔、高位钻孔抽放综合抽放技术进行瓦斯治理。应用结果表明:该法不仅可以有效消除煤巷掘进过程中瓦斯突出危险性, 还可以解决采面回采过程中瓦斯涌出和防突问题, 保证了突出地区安全生产。多种抽放技术的综合应用, 有效解决了工作面瓦斯超限问题, 确保了矿井安全生产。
分层开采 第7篇
鹤岗示范矿区南山煤矿为煤与瓦斯突出、易自燃厚煤层群开采的典型矿井,现主要开采15号和18号煤层,其中15号煤层厚11～15 m、18号煤层厚12～14 m,平均层间距20～33 m,均属突出危险煤层,其上、下均无可选择的保护层开采条件。因此研究煤与瓦斯突出、厚煤层群保护层开采技术与瓦斯预抽防突技术,对于确保矿井安全、高效开采具有重大意义[9,10]。
鹤岗矿区南山煤矿15号煤层开采完毕后,对18号层的保护范围进行确定以及对15号层开采后保护范围的消突效果进行检验。
115号层突出厚煤层开采方案
15号层前段采用基于“保护层开采”思想的分层开采技术,首采15号层一分层作为保护层开采,使15号层底分层得到保护和消除突出危险,然后15号层底分层采用综采放顶煤技术进行高效开采。15号层后段试验工作面采用基于本煤层预抽的一次放顶煤开采技术,首先通过15号层的瓦斯预抽技术,消除15号层的突出危险,然后采用综采放顶煤一次采全高技术高效开采15号层。
通过盆地区南翼15号层一分段一分层、底分层的开采以及外延面的开采,实现了前一段通过盆地区南翼15号层一分段走向长783 m、倾斜长150 m整个工作面的开采。其目的是探索通过15号层的安全开采,作为18号煤层的保护层开采,从而使18号煤层得到保护和消除突出危险,满足综采放顶煤一次采全高高效开采技术的使用条件。
215号层开采对18号层保护范围的确定
2.1 保护作用的有效层间垂距
南山煤矿盆地区南翼15号煤层厚10.6 m,平均倾角13°,工作面走向长度783 m,开采深度500～570 m,平均535 m。
上保护层最大有效层间垂距:
S2=S′2β1β2
式中:S′2为上保护层的理论最大有效层间垂距,m;β1为保护层有效厚度影响系数;β2为层间岩石中砂岩百分含量。
综上计算得:β1=1,S′2=55,β2=0.996,S2=54.8 m,即盆地区南翼15号层一分段开采保护层后垂直方向的最大有效保护距离为54.8 m。18号层与15号层间距20～33 m,处于保护层的保护范围内,见图1。说明15号层一分段的开采对18号突出厚煤层起到了保护作用。
2.2倾斜方向保护范围的确定
开采保护层后沿倾斜方向的保护范围应按卸压角划定,见图2。
南山煤矿盆地区南翼15号煤层一分段工作面长度150 m,距18号层平均21 m,平均倾角13°,δ3=75°,δ4=75°,则底分层工作面长L=150-2×(21/tan 75)=140 m。
2.315号层一分段一分层保护层开采对底分层走向方向保护范围
一分层开采后对底分层走向方向的保护范围的确定按卸压角δ5计算,根据现场实测和防突指标考察,15号层一分段一分层的始采线和终采线按δ5=56°划定。经计算,底分层走向方向的保护范围为S=783-2×(21/tan 56)=755 m,见图3。
315号层开采后保护范围的消突效果检验
3.1 突出危险性预测单项指标测定
1) 瓦斯压力测定。2007年2—3月,在南山矿三水平-230机道、-280机道和-314机道对盆地区南翼15号层一分段开采结束后被保护层18号煤层的瓦斯压力进行了实测,沿被保护层工作面均匀布置了5个钻孔。
经过1个多月测试,实测结果:3#钻孔瓦斯压力为0.45 MPa,4#钻孔瓦斯压力为0.4 MPa,5#钻孔瓦斯压力为0.68 MPa,1#和2#钻孔由于封孔不严导致测值偏小。图4为3#—5#钻孔瓦斯压力上升曲线。
2) 本次测得5个地点的瓦斯放散初速度指标ΔP为4.5～5.1。
3) 本次测得5个地点的坚固性系数f值为0.52～0.78。
各测点测定结果见表1。
从以上突出预测单项指标测定结果来看,瓦斯放散初速度指标ΔP为4.5～5.1,小于10,坚固性系数f值为0.52～0.78,大于0.5,瓦斯压力为0.40～0.68 MPa,小于0.74 MPa,均不超过《防治煤与瓦斯突出细则》规定的临界值,故盆地区南翼15号层一分段开采结束后,在被保护层18号煤层可定为无突出危险区域。
3.2瓦斯含量测定
将2005年11月和2007年2月测得的18-1层和18-2层瓦斯含量列入表2中。由表2可以看出, 实测瓦斯含量为2.732～3.224 m3/t,在被保护范围内18号层的瓦斯含量在上部15号层保护层开采后大幅降低。
注:瓦斯的解吸量、损失量、残存量、含量的计算基准为干燥无灰基。
4结论及建议
1) 结合示范矿井的煤层赋存条件和生产条件,创造性提出并成功试验了基于“保护层开采”和“先抽后采” 理念的突出厚煤层群无保护层开采条件下的“两段”开采技术。
2) 通过以上对工作面保护范围的划定以及突出预测参数测定结果分析,在15号层保护层开采后,18号层被保护范围内工作面的瓦斯压力、瓦斯含量均降低,因而盆地区南翼15号层一分段开采后,其下部的18号层在被保护范围内可预测为无突出危险区域。
3) 18号层为突出煤层,在未受保护的区域,应按突出危险区域进行采掘作业。
4) 煤与瓦斯突出多发生在断层及地质构造区域,为保证煤巷掘进作业安全以及预防煤与瓦斯突出现象,在18号层掘进过程中应加强地质构造探测,必要时采取防突措施。
参考文献
[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社,1992.
[2]刘林.煤层群多重保护层开采防突技术的研究[J].矿业安全与环保,2001,28(5):1-4.
[3]罗勇,祁琦.煤层群多重开采上保护层防突研究[J].防灾减灾工程学报,2005,25(3):244-250.
[4]林柏泉,崔恒性.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,1998.
[5]Clark,I.H.,Boyd,G.L.Geologic controls on coal bedmethane accumulations[C]//Lama,R.D.(Ed),Managementand Control of High Gas Outbursts In Underground Coal Mines.Westonprint,Kiama,NSW,Australia,1995:369-374.
[6]Deguchi,G.,Yu,B.,Jiao,J.Japan/China research CO—operation on prevention of gas outbursts[C]//Lama,R.D.(Ed),Management and Control of High Gas Outbursts InUnderground Coal Mines.Westonprint,Kiama,NSW,Australia,1995:139-146.
[7]罗勇.上保护层开采瓦斯综合治理的试验研究[J].防灾减灾工程学报,2005,25(4):388-393.
[8]何勇.高突煤层保护层瓦斯综合治理技术[J].煤炭技术,2006,25(11):68-70.
[9]夏仕柏.新庄孜矿保护层开采方案及实施效果[J].矿业安全与环保,2003,30(6):29-32.
分层开采 第8篇
冲击地压在现阶段的工作中, 是岩石力学比较重要的难题, 从现阶段的研究来看, 很多研究人员, 都对冲击地压开展了深入的研究, 无论是在理论研究上还是在实践的工作中, 包括强度理论、刚度理论等等, 每一个部分在实际的应用中, 都取得了较为突出的成绩。
姜耀东[4]总结了我国煤矿冲击地压灾害发生的特点, 分析了冲击地压、岩爆和矿震之间存在的联系和区别, 建立了煤矿冲击地压的3种力学模型:材料失稳型冲击地压、滑移错动型冲击地压和结构失稳型冲击地压。
王存文[5]则从构造形成机制的角度分析构造区的应力环境, 并运用矿山压力理论、数值模拟等探讨断层、褶皱、相变诱发冲击地压的机理。
本文利用RFPA数值模拟软件分别对综放开采和分层开采进行了对比模拟分析, 结合工程应用, 完善深部厚煤层冲击地压防治体系。
1 综放开采与分层开采的数值模拟分析
3107工作面是某煤矿东翼一采区3层煤综采放顶煤工作面, 倾斜宽81m, 走向长度1015m。该工作面北120m为正在回采的3111工作面, 3111工作面采用分层开采方法。
1.1 模型的建立
本次模拟计算分为两大部分:第一部分, 3107工作面, 在综放开采的过程中, 采场推进方向上, 其应力分部与声发射分布特征模拟计算, 这部分计算结果必须精确化进行。第二部分, 3111工作面分层开开采的过程中, 采场推进方向上, 应力以及声发射分布的特征模拟计算。二者的计算都是以模拟计算为主, 并结合实际情况来研究开采方法的不同顶板应力及省发生的分布情况。
将采场的纵剖面作为具体的计算区域, 在计算过程中, 采用应用平面应变模型, 了解计算的变化和内容的加深。从模型选取的角度来说, 模型的左边界、右边界、下边界, 采用固定约束, 促使煤层只能在垂直应力方面受到顶部岩层自重的作用。另一方面, 岩层力学参数, 主要是假定符合韦伯分部的条件, 之后再按照各个分层来进行相应的赋值工作。在本次计算过程中, 岩层破裂主要采用的是库伦——莫尔强度准则来进行判断, 具体的计算模型见图1。
在计算模拟当中, 采场的采深设定为800米, 模型的具体形状为长方形, 长度达到了300米, 高度被设定为100米, 水平方向为300个单元, 垂直方向设定为100个单元, 共计是3万个单元。另一方面, 为了保证计算的精确和符合实际工作, 每一个单元, 其所代表的煤岩层数值, 设定在1.0米。之后, 我们主要是根据RFPA软件所具有的功能和特点, 进行相关的数值模拟工作。在模型的加载过程方面, 主要选择的上部岩层的自重加载, 在客观工作上, 还要对煤岩层进行相关的简化, 主要简化的内容是改变煤岩层的自身容量, 减小厚度。
1.2 数值模拟分析
通过数值模拟分析研究, 3107工作面采用综采放顶煤开采方法, 3111工作面采用分层开采方法, 3107工作面与3111工作面的声发射分布、对巨厚砾岩层顶板影响、垂直应力集中程度对比如图2—7所示。
对比图2和3、图4和6、图6和7可知:
(1) 在实际的工作中, 当采用放顶煤开采时, 煤壁前方支承压力影响范围比分层开采影响范围大。但是, 在测算后, 发现支承压力的峰值却是比较小的。同时, 峰值在具体的出现位置上, 超过了在前煤壁的距离, 超出的范畴比较大。所以, 在具体的开采工作中, 运用放顶煤的开采方法, 对减少煤层冲击地压的发生, 具有较大的积极意义。
(2) 综采放顶煤在开采的过程当中, 能量的释放范围是非常大的, 但在释放过程中, 并不是一次性释放的, 而是呈现出一种缓和释放的状态。对于分层开采而言, 能量释放的范围相对较小, 但是释放的能量量级是非常大的, 在释放过程中, 表现出了非常剧烈的情况, 很容易导致冲击地压的出现, 这是非常危险的。
(3) 在实际的工作中, 通过利用综采放顶煤的开采方法, 工作面的推进速度在一定程度上有所减慢, 这就有利于进行顶板垮落和能量的释放, 对于操作人员的安全来讲, 是非常重要的。同时, 在大量的研究和应用后, 发现因关键层的运动而产生的矿震可能性, 大大的减小, 实现了安全化生产。
(4) 综采放顶煤的开采工作, 在集中程度方面, 要比分层开采的更小一些。在实际的工作中, 倘若运用分层开采工作, 煤壁前方弹性压力能够在很大程度上实现较为集中的状态, 因而在发生冲击地压的概率上, 也是比较高的。所以, 在现实工作中, 并不建议应用分层开采工作。
1.3 实测工作面走向支承压力及位移移近量对比分析
根据工程实测, 3107工作面和3111工作面的位移移近量、应力变化实测结果如图8、9、10、11所示。
根据3107综放工作面以及3111分层综采工作面的相关数据得知, 二者在工作面轨道顺槽巷道围岩变形量、支承压力分部规律等方面的对比中, 具有较大的差异。因此, 提出了一些具体的工作面开采前的战略性防治的办法:在现实工作中, 对于具有冲击危险可能性深厚部的煤层开采工作, 其开采方法, 应首先选择放顶煤开采。
1.4 工作面危险区域的确定
在本次研究工作中, 3107工作面采用的是放顶煤开采的相关技术来进行回采工作的, 因此在内力场的影响上, 其范围要比分层开采更大一些。经过实际的调查和研究, 发现在实际的综放开采工作面当中, 工作面轨道巷道发生冲击地压的具体区域之中, 能够结合较多的数据和实用的技术, 对煤层是否应用放顶煤进行开采, 进行一个较为全面的判断。从客观的角度来说, 现有的开采条件, 基本上能够满足放顶煤的开采标准, 从技术的角度来看, 侧向支撑压力的高峰地区, 多数情况下, 距离煤壁大概是有25米左右。另外, 在内应力场的影响范围上, 主要是徘徊在10米左右。在支撑压力的影响范围内, 主要是徘徊在45米左右, 其影响的范围, 则集中在70米--80米之间, 具体见图12。
通过与3111工作面的详细对比和分析, 认为利用综放开采侧向支承压力的相关分部规律, 能够较好的确定工作面侧向支承压力明显影响的区域, 基本上就可以确定为是可能发生冲击地压的危险区域。从得到的结果来看, 该高应力的区域, 可以初步的判定为, 能够发生冲击地压的危险区域, 因此需要作为重点区域来对待。另一方面, 高应力的区域, 在大量的测量和计算后, 上下顺槽超前煤壁前方大概0米—40米的区域当中, 应该存在40米宽的范畴;工作面上下部各10m范围内冲击地压危险区域如图13所示, 图中阴影部分为深部厚煤层综放采场冲击地压危险区域。
2 冲击地压防治
2.1 开采过程中战术性防治
(1) 在3107的工作面初级开采阶段中, 支承压力的形态, 主要表现为高峰位置在煤壁边缘的单调下调曲线, 该曲线能够在实际上反映出较多的内容, 为操作和开采人员, 提供较多的参考和指导。另一方面, 在本面支承的压力当中, 上下面的侧向支承压力, 会在煤体的内部形成一种较强的叠加状态。值得注意的是, 叠加区域距上下侧采空边缘的10m—0.45m范围内, 需要采取一些特殊的措施, 例如爆破等等, 以此来破坏工作面的煤壁形态, 之后通过人为工作, 制造出10m以上的缓冲地带, 以此来更好的保证工作面, 不会出现破坏性的冲击地压。
(2) 在工作面初次的来压工作中, 支承压力将会表现出重新分布的特点, 这就给操作造成了很多的压力。例如, 在动态过程中, 比较容易形成局部的较高应力作用, 所以必须要特别注意。本文认为, 在初压的工作期间, 工作人员应进行有效的顶板动态监测工作, 以此来获得更多的数据和资料。值得注意的是, 采取放慢的推进速度和形成范在10米以上的缓冲带, 该缓冲带能够在客观上, 较好的组织冲击地压的出现, 为日常工作提供较多的安全保障。
(3) 在工作面的正常推进当中, 我们还是要在很多的方面进行注意, 绝对不能出现任何丝毫的差错。结合以往的工作经验和当下的工作标准, 倘若是范围较大的内应力场, 则能够在客观上, 对工作面的冲击地压起到较强的缓冲作用, 以此来维护操作的安全。但是, 我们在周期的来压期间, 还是要采取针对性的顶板动态监测工作, 与客观工作和主观诉求相结合, 实施有效的解决危机的措施。
从以上的分析来看, 工作面在日常的开采工作中, 煤壁前方大概10米的地区, 存在缓冲带, 并且是一直都存在的, 该区域必须得到有效的保障。同时, 在未来的工作中, 我们还需要积极的结合顶板的放慢推进速度的相关措施, 避免破坏性的冲击地压出现, 实现日常开采工作的稳步进行。
2.2 局部特殊地段防治
顺槽冲击地压的最危险区域为老顶断裂、应力发生变化的区域, 采用顶板动态法, 判定该区域的范围, 并采取预先解危措施, 可实现顺槽在初放期间的安全。对该区域采取“监测—解危—监测”的动态防治措施, 同时按冲击能量释放规律, 放缓推采速度 (按3.0m/天考虑) , 通过采取调斜工作面等措施, 轨道顺槽超前运输顺槽13~15m, 使冲击能量在空间上分区域得到释放, 实现对冲击地压的控制。
3 结语
利用RFPA分别对分层开采和放顶煤开采进行了对比模拟分析, 结合工作面实际开采情况, 得出了以下结论:当采用放顶煤开采方法时, 煤壁前方支承压力分布范围比分层开采时分布范围广, 能量释放范围增大, 说明放顶煤开采对采场围岩系统的扰动程度比分层开采时扰动程度大, 有利于集中应力的释放;煤壁前方支承压力峰值较分层开采时峰值较小, 峰值出现的位置距离煤壁的距离超前于分层开采时的距离。
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, 1988.
[2]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.
[3]潘立友, 钟亚平.深井冲击地压及其防治[M].北京:煤炭工业出版社, 1997:28-30.
[4]姜耀东, 潘一山, 姜福兴等.我国煤炭开采中的冲击地压机理和防治[J].煤炭学报, 2014, 39 (02) :205-213.Jiang Yaodong, Pan Yishan, Jiang Fuxing.State of the art review on mechanism and prevention of coal bumps in China[J].Journal of China Coal Society, 2014, 39 (2) :205-213.
[5]王存文, 姜福兴, 刘金海.构造对冲击地压的控制作用及案例分析[J].煤炭学报, 2012, 37 (02) :263-268.
[6]史元伟, 陈社杰.回采工作面底板岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1993:26-35.
[7]邹德蕴, 刘先贵.冲击地压和突出的统一预测及防治技术[J].矿业研究与开发, 2002, 22 (01) :16-19.
[8]王磊.采厚对支承压力分布及动力灾害的影响研究[D].安徽:安徽理工大学, 2006.