顶板瓦斯巷（精选八篇）
顶板瓦斯巷 篇1
关键词：综放工作面,顶板走向高抽巷,采空区,瓦斯抽放
0 引言
铜川焦坪矿区综放面主采4-2煤层, 采空区瓦斯涌出量占综放面瓦斯涌出量70%以上, 工作面瓦斯涌出以采空区瓦斯为主, 开采层瓦斯涌出所占比重较小, 工作面上隅角和回风流瓦斯浓度时常超标。顶板走向高抽巷是特殊的顶板巷道, 在我国多个矿区已得到广泛应用, 它是抽采高瓦斯厚煤层条件下综放面采空区瓦斯的有效途径[1,2,3,4]。
1 高抽巷抽放瓦斯的机理
顶板走向高抽巷抽放原理就是利用工作面开采后形成的竖向裂隙带和横向环形裂隙圈的卸压作用进行瓦斯抽放, 即将巷道布置在裂隙带和环形裂隙圈内。当工作面开采过高抽巷后, 顶板跨落, 顶板岩层及煤层卸压, 原始煤层中的瓦斯压力平衡遭到破坏, 围岩、煤层、采空区遗煤解吸的瓦斯在抽放负压作用下向高抽巷流动, 通过高抽巷将采空区内瓦斯及时抽出, 达到治理采空区瓦斯的目的[5]。抽放原理如图1所示。
2 试验工作面概况
216综放面于2007年1月开始回采, 2008年8月停采, 该面浅部为214工作面 (已采) , 深部为未开采区, 东部与+950 m轨道石门相连, 西与陈家山井田相邻。216工作面走向长1 910 m, 倾斜长150 m。4-2煤层厚9.5 m, 倾角3°~11°, 赋存基本稳定, 结构单一。216综放面采用走向长壁后退式综合机械化综采放顶煤一次采全高、全部垮落法管理顶板的采煤方法, 顶煤主要依靠煤的自重及顶板压力放落。
3 顶板高抽巷布置层位
216工作面由运顺、回顺、灌抽巷和高抽巷组成, 高抽巷距煤层顶板垂直距离约15 m, 内错回顺15 m, 如图2所示。216工作面布置有三套抽放系统, 第一套系统装备2BEC42型瓦斯抽放泵, 用于采面预抽和采后卸压抽放;第二套系统装备2BEC62型瓦斯抽放泵, 用于采面埋管横穿抽放;第三套系统装备2BEC72型瓦斯抽放泵, 用于高抽巷瓦斯抽放。三套系统的抽放支管均为φ325 mm钢管。
4 顶板高抽巷抽放采空区瓦斯效果考察
4.1 初采期瓦斯涌出
216综放面进风量690~1 242 m3/min, 工作面初采期瓦斯涌出曲线如图3所示。
由图3可以看出:工作面推进至16 m时瓦斯涌出出现第一次峰值, 回风瓦斯浓度为0.45%, 涌出量为3.58 m3/min, 此前, 高抽巷抽不出瓦斯;工作面推进至26 m左右时, 瓦斯涌出出现第二次峰值, 回风浓度为0.43%, 涌出量为5.34 m3/min, 推进到16 m后, 高抽巷开始抽放瓦斯, 瓦斯抽放量为3.58 m3/min;当工作面推至40 m时, 高抽巷瓦斯抽放量达到10.76 m3/min, 工作面初采期结束。
4.2 瓦斯抽放浓度、瓦斯抽放量与瓦斯抽放率
在正常回采期间, 216综放面顶板走向高抽巷瓦斯抽放量和抽放率都保持在较高的水平, 但瓦斯抽放浓度相对较低。高抽巷瓦斯抽放量为0.93~16.69 m3/min, 平均5.71 m3/min;瓦斯抽放率为7.36%~72.77%之间, 平均32.64%;抽放浓度为0.72%~10.43%, 平均仅为3.82%。
4.3 高抽巷瓦斯抽放量与回风瓦斯浓度的关系
在正常回采期间, 216综放面风排瓦斯量在1.14~5.56 m3/min之间, 平均2.78 m3/min;高抽巷抽放量在0.93~16.69 m3/min之间, 平均5.71 m3/min;回风瓦斯浓度在0.20%~0.64%之间, 平均0.37%, 工作面风排瓦斯量由初采高峰期的5.34 m3/min下降为2.80 m3/min, 降低了47.57%。
4.4 工作面安全生产情况
216综放工作面顶板走向高抽巷控制了采空区60%左右的瓦斯向工作面生产空间的涌出, 工作面除在初采期发生过因回风风流瓦斯超限停产外, 在正常生产期间, 回风风流瓦斯浓度一般在0.6%~1%之间, 没有发生过瓦斯浓度超限现象, 也未出现煤层自然发火征兆, 为综放面的安全生产创造了有利的条件。综放面在顶板走向高抽巷的作用下, 控制了采空区瓦斯向工作面的涌出, 较好地发挥出综采放顶煤高产高效的作用, 使工作面安全状况得到了很大改善。
5 结论
通过在焦坪矿区下石节煤矿的实践证明顶板走向高抽巷是治理综放工作面采空区瓦斯的可行方法;缓解了特厚煤层综放工作面初采期瓦斯超限的问题。采用顶板走向高抽巷技术后综放面初采期瓦斯超限次数大为降低, 因瓦斯超限断电造成机械设备重负荷开停现象大大减少, 改善了工作面初采期间的安全生产状况;采用顶板走向高抽巷技术后在综放面正常回采期间抽放量大, 抽放率较高, 保证了矿井的高产高效, 取得了良好的经济效益和社会效益;高抽巷技术虽对治理采空区瓦斯有较好的效果, 但不能只采用单一的抽放方法, 应当结合矿井实际及瓦斯来源情况, 采取多种抽放方法相结台, 做到采、掘、抽平衡。
参考文献
[1]徐维彬, 汪有清.张集矿综采面高抽巷抽放瓦斯技术应用[J].山东煤炭科技, 2007 (4) :5-6
[2]刘立果.顶板高抽巷瓦斯抽放在超化煤矿的应用[J].煤炭技术, 2005, 24 (7) :48-49
[3]董善保.高抽巷瓦斯抽放技术在治理采煤工作面瓦斯方面的应用[J].煤矿安全, 2005, 36 (8) :8-10
[4]侯锦强.高抽巷瓦斯抽放技术在综采放顶煤工作面中的探索与实践[J].煤炭技术, 2005, 24 (9)
综采工作面沿空留巷顶板支护初探 篇2
关键词：综采工作面顶板支护沿空留巷
为了提高采区的资源回收率，使万吨掘进率下降，缓解综采工作面的接续紧张情况，在立井中部采区的左一面走向长壁的后退式采煤工作面的下巷进行沿空留巷措施。通过在回采过程中对沿空留巷的观察、实际支护效果、经济效益进行分析，为其它煤层的综采工作面沿空留巷的实施提供有利的依据。
1 沿空留巷顶板的岩层运动规律
工作面前方岩层发生运动的范围在20m-40m之间，越接近煤壁，顶板下沉的程度就越大，单体液压支柱的压力值也越高。工作面前方5m左右的范围内为顶板剧烈运动区，该处的巷道煤壁片帮现象较为严重，顶板下沉程度最大，属于超前压力集中区域。在回采工作面后方，因为受到采动的影响造成裂隙带急剧沉降的现象，巷道顶板的下沉速度和下沉程度比工作面前方的情况较为严重，可以通过对顶底板移动的程度进行观察得出具体数值。顶底板移近量主要出现在40m范围内的工作面后方，在稳定区在发生前总移近量中占有一定的比例，最剧烈的区域在工作面后方40m-80m之间，而80m之外的顶板下沉程度较为平稳。巷旁起到支护作用的木柱在初期时对切丁的支撑动压负荷较为理想，但是由于木支柱的可缩量较小，使顶底板移动量在达到60mm前已经达到最大的负荷程度，如超过则无法继续适应顶板下沉量，会出现支柱相继折损的现象发生。
2 沿空留巷的支护方法
为了让沿空留巷可以在下一个工作面做到能够使用的效果，使用以下的沿空留巷支护方法：
2.1 为了防止顶板的压力过大出现片帮的现象，在沿空留巷的下帮使用宽度为1.8m的塑料网配合两排长度为1.6m的开缝式锚杆和0.2×0.5的旧皮带托盘进行防护，锚杆的排、间距为1m。
2.2 在工作面的后方沿空留巷使用两排单体柱配合铰接顶梁支护顶板进行防护，在支护的长度达到60m后，应随着开采的方向向前移动支柱，单体柱之间的排距为1.4m，间距为1.2m，一排支柱应与墙边的支设接近，长度不可以小于60m。
2.3 沿空留巷的顶板应在原巷道顶板支护的条件上进行每隔一根钢带再增加一根钢带的支护方法，在钢带上均匀的打三根锚索进行加强，排距为1.4m，间距为1m。该种支护的方法需要在顶板发生下沉前，超前转载机头部施工完成。
2.4 将煤岩粉装在编织袋内码成石墙，要求下宽为3m，上宽为2.8m，每码15m要留出一个宽度为1m的尾排川，用单层袋墙进行封堵。码石墙的袋与袋之间要压茬，并码后要留茬，石墙的接底和接顶处要严密，最外面一层的码墙要进行拉线，保证码墙的平直。使用编织袋要口对口平方，并且要压实、扎紧。进行编织袋码墙主要是为了起到挡风、挡矸的作用，以防发生漏风的问题。
2.5 在2#-4#支架后每向前前进1m使用单体柱配合铰接顶梁支护石墙处顶板进行支护，单体柱的距离为1m，在顶板不好的位置应使用单体柱配合长度为3m的钢梁迈步进行支护，要求钢梁的前端要探到支架的切顶位置。在支护段中进行两排锚索，排距为1.4m，间距为1m，进行码墙时将锚索码到墙内，每前进1m进行一排柱，每码1m墙翻一排柱，不可以超前翻柱，空顶距最小不可以小于1m，最大不可以超过5m。
2.6 进行回采前，从上下出口向外使用单体柱配合铰接顶梁各进行两排超前支护，排距为上巷为1.7m，下巷为2.5m，间距为1.2m，长度不可以小于20m。
3 观察方法
从工作面开始码石墙向外在每20m的位置设置一个观察点，主要对顶、底板的移近量、帮木柱的下缩量、石墙进行观察。
4 沿空留巷中的技术要求和问题
4.1 使用编织袋装煤岩粉代替水泥砂浆、石头进行码墙工作。
4.2 在大编织袋中装1/3的煤岩粉，进行码墙时，将袋子平放，口对口放平、扎紧后压茬，码后要求留茬，使码袋成为一个整体，防止出现石墙外鼓的现象发生。
4.3 石墙中的两排锚索应在码墙前进行支护，巷道内的护帮锚杆挂网、钢带、锚索等工作需要在转载机头施工前完成，可以减少顶板的下沉量，预留巷内架后要保证有两排长度为60m的单体柱配合铰接顶梁支护，防止留巷中底板起鼓和顶板下沉的问题出现。
4.4 进行码墙时要按照顶板的画线进行施工，码成的墙要保证下宽为3m，上宽为2.8m，墙面要平直，整个石墙需要保持一条直线的位置，并对现场的锚索质量管理进行加强，保证施工的质量。
4.5 进行码墙的编织袋在回采时需要进行回收，可以减少煤炭资源的损失，减少采空区的瓦斯积存空间和充分冒落，保证施工的安全进行。
在对空留巷进行改进时应注意以下几点问题：①地质条件较为复杂的护巷问题。因为煤层的顶底板不平，会出现局部断层的现象，使切顶支柱产生不均衡的负荷，造成木柱过早的发生折断，加大巷道的下沉量。②沿空留巷临时支护的问题。安全顶板的压力变化规律在沿空留巷在使用单体支柱进行支护，当顶板的压力稳定后撤回。③端头之间的问题。当进行工作面沿空留巷时，该留巷的一端不设端头支架，使用单体支柱配合铰接顶梁进行支护，有利于石墙的进行。④人工放顶。人工强制放顶在沿空留巷中是一个重要的因素，个别区域因为没有达到强制放顶的要求使巷道的压力升高，导致木柱折断，顶、底板的移近量加大。
5 空留巷的效益
5.1 经济效益：可以减少巷道掘进的工作量，通常的长壁后退式开采除了要求有上下巷道外还要有一条巷道作为下个片盘的回风，使用工作面沿空留巷的方法可以减少巷道的掘进工程量，节省掘进的费用。同时可以使煤炭资源的回收率提高，避免提前进行掘进的工作，缓解了采煤接续和采煤之间的问题，延长了矿井和采区的服务时间。
5.2 社会效益：使用编织袋装煤岩粉代替石料、水泥砂浆进行码墙，可以保证工作人员的安全，而且避免了进行打眼放炮引起瓦斯事故；进行沿空留巷可以促进工期的提前完成，确保综采工作面的不停产；提高煤炭资源的回收率。
参考文献：
[1]武国伟.沿空留巷技术在煤矿综采工作中的应用分析[J].科技创新与应用，2013，04：110.
[2]石成涛.厚煤层综放工作面沿空留巷锚索加强支护机理研究[J].科技创新与生产力，2013，03：98-99+104.
[3]赵庆彪，白书民，赵昕楠，张振芳.单翼采区综采工作面沿空留巷快速接替技术[A].煤炭开采新理论与新技术——中国煤炭学会开采专业委员会2012年学术年会论文集[C].中国煤炭学会开采专业委员会，2012：6.
复合顶板回采煤巷支护技术研究 篇3
许厂煤矿随着矿井不断向深部延伸, 巷道埋深不断增加, 巷道顶板多以易变性的厚层复合顶板形式存在, 回采煤巷在掘进的过程中, 厚层复合顶板、围岩性质软弱、应力集中突出等情况屡次出现, 其中在430西翼里段、430采区南翼、530深部区域, 直接顶、老顶为粉砂岩与中砂互层, 岩石单轴抗压强度较小, 普氏硬度系数3~7, 且易风化, 在掘进、回采过程中, 矿压显现较明显, 巷道维护困难、返修率高。在高应力复合顶板条件下, 沿煤巷道在掘进期间, 由于煤层较软弱, 顶板应力集中显现, 易离层, 巷道围岩的变形量均较大, 在此情况下, 从提高围岩力学参数控制围岩变形量的角度出发, 宜采用抗剪强度大、延伸率高的高预应力锚杆、锚索、铁丝网等组成的联合支护技术。因此, 针对4312皮带顺槽厚层复合顶板沿空掘巷掘进过程中, 开展了高应力复合顶板煤巷锚网索支护技术研究。
2 复合顶板控制机理
2.1 锚杆的作用机理
尽管锚杆在不同地质条件下作用机理有所不同, 但都是在巷道周边围岩内部对围岩加固, 形成围岩承载体, 有利于围岩的稳定。巷道掘出后, 围岩在应力作用下存在破碎区、塑性区和弹性区。锚杆支护的实质是锚杆与锚固区域的岩体共同作用形成统一的承载结构, 进而提高锚固体的弹性模量、内摩擦角和内聚力等力学参数, 同时也强化了围岩强度, 特别是峰值强度和残余强度。巷道围岩锚固体强度提高后, 可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面变形, 从而有利于保持巷道围岩的稳定。
2.2 锚索的作用机理
预应力锚索与普通锚杆相比长度较长, 能锚入较稳定的深部岩层中, 因此, 锚索的主要作用是将顶板下部不稳定岩层悬吊在上部稳定岩层中, 增强软弱岩层的稳定性。另外, 预应力锚索可施加预应力, 能对岩体形成挤压加固作用, 实现主动支护。锚索有较好的抗拉强度和延展性, 使锚索支护的岩体在巷道顶板中部形成结构稳定的承载体, 锚索的锚固点处在松动圈以外, 增加了承载体的稳定性, 锚索的高延展性高强度与由于锚索布置在2排锚杆之间而增加的支护密度共同提高了承载体的塑性强度和抗弯曲破断能力[1]。
2.3 金属网的作用机理
金属网强度和刚度都比较大, 能够有效减少锚杆之间非锚岩层变形, 托住巷道周围已破碎的岩石。由于碎石的传递力的媒介作用和岩石的碎胀作用仍能使巷道深部的围岩处于三向应力状态, 这就大大提高了岩体强度, 有利于形成围岩压力拱, 发挥围岩的自承能力[2]。另外金属网能够使松软破碎围岩由破碎结构转化为镶嵌结构, 巷道围岩轮廓形成能承受较大压力的压力拱, 防止围岩破裂范围扩大及岩块冒落。具有柔性的金属网还能够适应围岩的变形, 减小巷壁处的岩石压力, 起“卸载”作用。
3 复合顶板回采煤巷支护技术
3.1 支护方式确定
许厂煤矿4312皮带顺槽沿煤层顶板掘进, 煤层顶板具有成层性, 顶板破坏从离层开始, 继而造成顶板移近, 所以煤巷顶板锚杆支护的主要作用是抑制顶板离层, 再次是将已经离层的顶板围岩悬吊在其上方较稳定的岩层上, 预应力锚索是将锚索埋入岩层深部进行预加应力的一种支护技术, 可以传递主体结构的支护应力至深部稳定岩层的主动支护方式。另外, 由于预应力锚索具有一定的柔性, 因此, 可以在有限的巷道空间内深入至较深的钻孔内进行锚固, 这是其它支护形式无法比拟的。因此, 许厂煤矿根据开采技术条件和现场实际围岩条件确定了锚网索联合支护。
3.2 锚网索联合支护参数设计
顶部采用规格为φ20×2 400 mm高强左旋无纵筋螺纹锚杆, 锚杆间排距为1 000 mm×800 mm, 每排2根, 配加规格为长×宽×厚=4 400 mm×100 mm×10 mm的T型钢带, 顶板金属网每排使用一张由10#铁丝编制的规格为4 800 mm×1 000 mm菱形铁丝网, 顶板每排均打锚索。每排钢带的钢绞线均打设在一、三、五孔内。其中, 第一、五孔内钢绞线分别向两帮倾斜布置, 与顶板垂直方向夹角15°, 第三孔内钢绞线垂直顶板打设。钢绞线使用φ17.8 mm低松弛预应力左旋钢绞线, 长度不小于8 000 mm。
两帮采用φ18×2 400 mm的20Mn Si螺纹钢锚杆支护, 每帮布置5条;锚杆间排距700 mm×800 mm;配备2 600 mm×1 800 mm的菱形铁丝网, 两帮上部采用2 300 mm×80 mm的异型钢带, 每条钢带布置4个孔, 下部用800 mm×80 mm异型钢带与上部帮钢带穿孔压接使用。
4312皮带顺槽锚杆、锚索、铁丝网的组合支护结构如图1、2所示。
3.3 矿压监测与数据分析
为掌握巷道采用锚网索联合支护后的围岩活动规律和支护效果, 并为今后进一步改进和优化锚杆支护参数提供依据, 观测了巷道在掘进期间的围岩表面位移和顶板离层情况。巷道开始掘进后, 巷道两帮、顶底板移近均较快;在巷道揭露15 d左右, 巷道围岩变形速度逐渐减缓, 表明巷道围岩变形已渐趋于稳定。顶底板移近量约160 mm, 其中顶板下沉量130 mm, 顶底板变形以顶板下沉为主;两帮移近量约164 mm, 复合顶板回采煤巷围岩控制取得了很好的效果。巷道围岩暴露后, 顶板离层随时间缓慢增加, 但很快趋于稳定, 主要以浅部离层为主, 深部基本无离层, 且总的顶板离层值控制在10 mm以内;由此可见, 复合顶板回采煤巷采用的锚索网联合支护很好地控制了巷道围岩变形, 保证了巷道的安全, 可靠性较高。
4 结论
根据许厂煤矿4312皮带顺槽复合顶板的破坏方式和变形机理, 采用锚索网的联合支护方式;许厂煤矿4312皮带顺槽掘进过程中, 巷道顶底板移近量在160 mm以内, 两帮移近量最大164 mm, 总的顶板离层值控制在10 mm以内, 锚索网联合支护有效地控制了巷道变形, 具有良好的技术和经济效果。
参考文献
[1]刘俊, 刘延明.复合顶板条件下回采巷道围岩控制技术研究[J].煤炭技术, 2011, 30 (6) :108-109.
沿空留巷顶板结构稳定性分析 篇4
1沿空留巷充填体切顶阻力分析
对沿空留巷充填体切顶阻力的研究已有较多成果: 孙恒虎等基于煤层顶板的“叠加层板”模型, 采用条带分析法对沿空留巷不同时期的巷旁支护阻力进行了深入研究[2]。李化敏分析了顶板岩层的运动过程及变形特征, 并建立了合理的巷旁支护阻力及压缩量数学模型[3]。阚甲广等在顶板分类的基础上, 得到了3种典型条件的巷旁支护阻力计算公式, 并研究了留巷充填区域顶板加固对留巷围岩应力场影响[4]。马立强等在巷内充填原位沿空留巷技术基础上, 根据岩层控制的关键层理论, 建立巷内充填原位沿空留巷围岩结构力学模型, 推导出不同地质条件下巷内充填体的支护阻力计算式, 并对围岩与巷内充填体之间的相互作用机制进行了深入的分析[5]。柏建彪等根据极限平衡梁理论, 给出了巷旁充填体的初期、后期阻力计算式[6]。
1. 1基本顶岩层的载荷分割
沿空留巷的顶板岩层为矩形板形式, 对板的分析难度较大, 因此, 在巷旁充填体切顶阻力求解之前, 在不失真的情况下需对留巷顶板岩层的载荷进行合理的简化, 该简化方法采用孙恒虎提出的条带法[2]。矩形板破断迹线如图1所示, 在破断迹线处, 板中的弯矩最大, 剪力绝对值最小。条带法载荷分割时, 将均匀载荷四边或三边承载矩形板中的总载荷Ⅰ分为2部分, 即三角形部分的载荷Ⅱ由短边承担, 梯形部分载荷Ⅲ由长边承担。一般情况下, 当工作面长度大于工作面来压步距时, 对沿空留巷造成影响的载荷主要为图1 ( a) Ⅱ和图1 ( b) Ⅱ。
在图1中A—D所在直线取一单位宽度的梁, 并根据条带法载荷分割原则对其进行受力分析 ( 图2) 。
1. 2留巷切顶阻力公式推导
在初始垮落阶段, 由变形产生的层间附加剪力忽略不计, 仅考虑重力影响, 采用平衡法对图2 ( e) 各段求解。由于破碎区对巷道顶板没有支撑力, 因此在留巷顶板支撑阻力计算时应以煤体弹塑性交界处为支撑点[7]。煤体弹塑性交界处距煤帮的距离即极限平衡区的宽度为:
极限平衡区的应力分布为:
式中, M为回采高度; λ 为侧压系数; φ0为煤层与其顶板、底板的摩擦角; K为应力集中系数; H为巷道埋深; Px为煤帮处的支护强度; C0为煤层与顶底板岩层交界面的内聚力。
设基本顶以下有m1层岩层在自重作用下发生主动垮落, 基本顶及以上有m - m1层岩层随基本顶同步运动, 即基本顶为被动垮落, 其上岩层仍为主动垮落。
第1层情况如图2所示:
AB段可表示为:
式中, FA'i为第i层岩层在A'处破断产生的向下的剪力; qi表示第i层岩层的载荷集度; L1表示顶板在充填体外侧破断块体的长度; Mpi表示第i层岩层破断的极限弯矩; Pi表示第i层岩层破断需要的切顶阻力; a表示巷道宽度; b表示充填体宽度; x0表示实体煤帮极限平衡区宽度。
第2层岩层破断时, 受垮落角的影响, 岩层破断位置将比第一层远离充填体, 具体如图3所示。
A'B段可表示为:
AA'段可表示为:
同理, 第m层岩层破断时根据平衡法可得:
各岩层的载荷集度qi如式 ( 8) 所示:
式 ( 7) 所示即为充填体切断其上方m层岩层所需的切顶阻力, 因此, 减小留巷充填体的受力, 可以采取的措施: 1加固留巷顶板和实体帮, 增大式 ( 7) 中第四、第五项; 2通过采取一定措施, 使采空区破断, 直接顶板尽量与残留边界失去联系, 从而达到减小式 ( 7) 中的第三项来减小留巷充填体切顶阻力的目的。
2充填体作用下留巷侧向顶板结构形成
工作面回采后, 充填体的切顶阻力对顶板的影响会逐渐减小, 当达到一定程度, 充填体的切顶阻力不足以切断更上位顶板岩层[8], 此时需要结合顶板类型和充填体是否已切断基本顶分别进行讨论 ( 图4) 。
若充填体强度较高, 对于厚层直接顶留巷, 充填体能够切断直接顶之上的基本顶, 切落采空区侧向直接顶并充满采空区 ( 图4 ( a) ) 。由于此种条件下采空区充填较实, 基本顶回转量较小, 基本顶的运动对留巷的动压影响较弱; 对于薄层直接顶留巷, 充填体能够切断基本顶, 切落采空区侧向直接顶充填采空区 ( 图4 ( c) ) ; 对于坚硬顶板类留巷, 充填体仅能够切断基本顶 ( 图4 ( e) ) , 此2类情况下, 采场基本顶的回转与前者相似, 但受采空区未被充实的影响, 基本顶的回转对留巷的矿压显现与前者相比较大。
若充填体强度较低, 对于厚层和薄层直接顶类留巷, 充填体仅能切落厚层直接顶下分层及薄层直接顶 ( 图4 ( b) 、4 ( d) ) 。由于充填体支撑强度的低效性, 顶板会断裂并向采空区方向旋转下沉, 此时留巷的围岩、充填体变形均较大, 当其与边界处已冒落岩层接触后, 在摩擦和支撑作用下逐渐取得平衡, 并随上位岩层一起运动; 当上位基本顶在采空区触矸形成“大结构”逐步稳定后, 其上位岩层还会发生变形破坏, 在其影响下, 沿空留巷顶板在基本顶“大结构”的保护下发生平移下沉, 最终达到稳定[9]。
随着工作面走向长度增加, 达到初次或周期来压步距时, 基本顶形成“O—X”型破断[10], 破断位置因充填体的不同而有所不同, 破断初期四大岩块 ( 图5中块体A、B、B'、C) 相互铰接, 并在自重及上覆载荷层作用下向下回转, 当工作面继续向前推进, 达到下一个周期来压步距后, 基本顶在工作面前方煤壁形成新的断裂线, 并逐渐向采空区回转下沉, 此时, 前一个周期来压形成的关键块体C失去主要的铰接对象, 开始向下剧烈下沉并逐渐触矸。在此过程中, 与此相对应的留巷上方的关键块体B也失去了主要的铰接对象, 它的向下回转直至触矸不可避免。因此, 沿空留巷充填体的载荷增加段一般在留巷后15 m以后, 此时关键块B才开始剧烈沉降。
3留巷侧向顶板结构的稳定性分析
结合充填体的作用和留巷顶板的类型分析可知, 留巷侧向顶板结构主要包括两种类型, 第1种顶板结构为基本顶断裂在留巷充填体外侧, 如图4 ( a) 、图4 ( c) 、图4 ( e) 所示, 第2种顶板结构为基本顶断裂留巷实体煤内部[11], 如图4 ( b) 、图4 ( d) 、图4 ( f) 所示。
3. 1关键块岩层的几何尺寸
假设关键块岩层在破断前为刚塑性体, 利用板的极限分析中的破裂线理论, 可以得到顶板周期垮落时关键块的几何尺寸如式 ( 9) [12]:
式中, L为关键块B的长度; l为基本顶的周期垮落步距, 10 ~ 20 m; S为工作面的长度, 一般为120 ~ 250 m, l / S为1 /12 ~ 1 /6。
3. 2基本顶断裂在充填体外时留巷侧向顶板结构
基本顶在充填体外侧破断, 并在自重及上覆载荷层的作用下回转, 回转后的关键块B受力情况如图6所示。
令∑M0= 0, 则:
其中, T为关键块B在回转过程中引起的关键块A、C的挤压力; h为关键层厚度; α 为顶板岩块破断角; Δ = Lsin α, 为关键块回转下沉量; s = 1 /2 ( h - Lsin α) , 为关键块间的挤压咬合长度。
由于关键块B的回转角较小, 式 ( 10) 中cos α →1, 整理简化得挤压力T的表达式 ( 11) :
咬合处形成的挤压力应力为 σp= T / a, 令K1= σp/[σc], 其中[σc]为咬合处的抗压强度, 可得:
同时, 梁在断裂时载荷与岩体的抗拉强度的关系为 ( 13) 式, 其中K2为根据梁的简支或固支状态, 取1 /3 ~ 1 /2[12,13,14,15]。
令n =[σc]/σt, 联合式 ( 12) 、 ( 13) , 则关键块B变形失稳的临界下沉量为:
判断留巷侧向顶板结构是否发生滑落失稳的条件为:
式中, FA= q L, 为关键块B及上覆岩层的自重引起的A处的剪力, q为关键块及上覆岩层的载荷集度平均数。
取K1= 1, K2分别为1 /2和1 /3, n = 10, 式 ( 14) 简化成 Δ = ( 0. 68 ~ 0. 74) h, 取 φ = 38° ~ 45°, α = 0°, 则式 ( 15) 简化为h / L≤tan 。
根据统计可得, 淮南矿区沿空留巷直接顶多为复合顶板, 分层较多, 工作面回采后立即垮落, 基本顶厚度为3. 0 ~ 7. 0 m, 平均厚4. 0 m, 平均采高小于2. 5 m, 工作面周期来压步距为10 ~ 15 m。将数据代入式 ( 14) 可知, 基本顶挤压变形失稳的临界下沉量为2. 7 ~ 3. 0 m, 大于工作面采高。因此, 当留巷顶板在充填体外侧破断, 能够形成结构, 且不会发生变形失稳; 同时, 结合上述判别式可知留巷顶板也不会发生滑落失稳。
3. 3基本顶断裂在实体煤侧时留巷侧向顶板结构
基本顶断裂在留巷实体煤侧, 关键块B的受力分析如图7所示。
取∑M0= 0, 则:
其中, Mz= 1 /2Fz ( x0+ a + b) , Fz为直接顶对基本顶作用力的合力, 令其作用点在 ( x0+ a + b ) /2处, x0为基本顶在实体煤内的断裂深度, a为留巷的初始宽度, b为留巷充填体宽度, Mg为采空区矸石支撑引起的力矩, 因 α 较小, 式 ( 16) 可以简化为式 (17) :
参考前一节 Δ1的解算思路, 求得基本顶断裂在留巷实体煤内侧时关键块B变形失稳的临界下沉量为:
比较式 ( 14) 和式 ( 18) 可以看出, 基本顶断裂在实体帮内部时关键块体失稳时的允许临界下沉量 Δ2> Δ1。由此可知, 基本顶断裂在实体煤帮内部时关键块体不会产生变形失稳, 此时块体B在实体煤侧受块体A及直接顶支撑, 不会发生剪切失稳。
理论分析结果表明, 无论基本顶断裂在充填体外侧还是断裂在实体帮内部, 断裂的关键块体间在回转挤压应力的作用下均能够形成平衡结构, 对下伏留巷起到一定的保护作用。
4结论
( 1) 利用煤层顶板的“叠加层板”模型, 建立了沿空留巷充填体的切顶阻力计算公式, 分析了不同的顶板条件下充填体的切顶能力。
( 2) 沿空留巷充填体的切顶能力决定了留巷侧向顶板的垮断特征。切顶能力好的充填体能够切落直接顶、切断基本顶及其上位岩层, 使留巷基本顶断裂在充填体外侧; 反之, 充填体仅能够切断部分直接顶, 留巷基本顶断裂在留巷实体煤内部。
顶板瓦斯巷 篇5
1.1 矿井概况
垞城煤矿位于铜山县境内, 距徐州市23 km, 为黄淮冲积平原。井田内1、2、7、9、21层煤可采, 主采1、2煤, 7、9、21煤局部可采, 地质构造复杂。设计生产能力45万t/a, 经过改扩建后生产能力达到90万t/a, 分两个开采水平, -260水平和-750水平, 目前已经开采到-750水平的上边缘。矿井接续十分紧张, 为缓解接续紧张的局面, 将胶带机下山沿9煤伪斜布置, 巷道平均伪倾角25°, 巷道掘出后变形量较大, 与设计规格相差太大。为确保巷道的正常使用, 在安装大倾角胶带输送机之前先进行修护。
1.2-800 m集中胶带机下山地质概况
根据92101工作面皮带机道揭露, 煤层厚度变化较大, 煤层结构简单, 局部含一层夹矸厚度0~3.0 m, 煤层分为上、下层, 平均层间距2.9 m。煤层厚度1.09~3.2 m, 平均1.8 m。倾角26°~32°, 平均28°由北向南渐缓。煤层顶底板岩性特征如表1所示。
1.3 矿压资料
对2#测站持续观测了187 d, 2#测站的数据反映:顶底板移近总量为678 mm, 两帮移近总量为297 mm。顶底板日平均移近量3.626 mm;两帮的日平均移近量1.588 mm。
2 掘进时的巷道支护
巷道为梯形断面, 净宽4.2 m, 净高3 m, 采用锚梁网索联合支护, 顶板选用φ22 mm, L=2 400 mm的等强锚杆, 两帮选用φ20 mm, L=2 200 mm的等强锚杆每排15根。锚杆排距为800 mm, 顶板锚杆间距700 mm, 帮部锚杆间距800 mm。巷道采用φ18.9 mm, L=6 300 mm的锚索加强支护, 锚索的间排距为1.5 m×2.4 m。
锚杆、锚索的安装要求与巷道轮廓垂直, 其最小夹角不得小于85°, 靠底板的两根帮锚杆要向底板倾斜20°。靠近顶板上帮第一根锚杆要向顶板方向倾斜25°;靠近上帮的顶板第一根锚杆向帮部倾斜30°。靠近上帮的顶板第二根锚杆向帮部倾斜20°。设计中不与巷道轮廓垂直的锚杆均使用异形铁托板。
锚杆的锚固剂采用MSCK2350树脂药卷, 每孔1卷, 搅拌时间为15~25 s, 静置1 min。锚杆螺母扭矩为150~200 N·m, 二次紧固后螺母扭矩为250~300 N·m。锚杆的二次紧固必须在初锚完成后的第4~5 h之间完成。锚杆试验抗拔力不小于80 k N。每根锚索使用1卷MSCK2350和1卷MSZ2350树脂药卷, MSCK2350在里, MSZ2350在外, 搅拌时间为30 s, 静置8 min。锚索的外露长度为150~250 mm, 预紧力为100~120 k N。
巷道的顶、帮用金属菱形网封闭围岩和煤壁, 顶板用φ12 mm, L=4 500 mm的钢带压住金属网, 锚杆铁托板压紧钢带。网与网之间采用压茬连接, 不能压茬时必须用不低于14#的铁丝双股双排扣将网连接起来, 连接点间距不大于200 mm。
严格按中线跟9煤顶板掘进。
修护前的支护断面如图1所示。
3 围岩变形机理
巷道沿煤层掘出后, 顶板形成由两帮煤壁支撑的组合梁, 由于顶板岩石抗弯强度低、脆性大, 遭到风化和失去原有的三向平衡后, 弹性和塑性能量就会向失去支撑的空间释放。当达到其抗拉极限时, 顶板岩石产生破坏, 逐渐产生动态弯曲、下沉, 在顶板岩层中形成大量裂隙, 使得锚杆的工作阻力大大下降, 若不进行维护, 围岩将最终充满整个掘进空间, 导致巷道功能丧失。掘进后的巷道变形趋势如图2所示。
4 巷道变形原因分析
巷道埋深大。巷道上端标高为-800 m, 下部标高为-900 m, 为深部巷道。
受92101回采工作面的前方支承压力作用, 周围巷道布置密集, 破坏了巷道围岩稳定性。
跨度较大, 顶板不能承受上覆岩层的重力和应力, 通过变形, 使得应力得到缓解, 但随着变形量的加大, 顶板还会继续下沉。
煤层顶板为复合顶板, 岩石强度小、脆性大, 容易被风化, 从而产生大量裂隙, 不能形成有效的组合梁来支撑顶板, 抵抗其下沉。巷道掘出后, 经过一段时间的让压, 最大应力释放期已经过去, 随后的应力和压力释放将是长期的、缓慢的、微观的。
5 对策
将弯曲下沉的伪顶、直接顶挑掉, 断面形状改为半圆拱形, 减少两帮对顶板的支撑载荷, 提高巷道的抗压性能, 以期达到长期有效的目的。
施工工艺为:超前加固→刷帮→对两帮支护→挑顶→对顶板加强支护→预设注浆锚杆→卧底。
6 修护方法
6.1 技术要求
6.1.1 超前加固
通过如下方法对巷道进行临时加固, 确保挑顶过程不发生冒顶事故。
(1) 巷道采用扶棚进行加固, 架棚用11#矿用工字钢加工而成, 斜梯形断面, 棚梁净长3.5 m, 下帮棚腿长度2.5 m, 上帮棚腿长度2.8 m, 棚距中-中0.8 m。棚腿用单体液压支柱。
(2) 每棚用17块剖木背牢背实, 每块剖木用2块木楔楔紧, 两肩窝用剖木以木垛法接实, 每棚打上6根撑木, 并用拉丝拉紧架棚, 防止倒棚。
(3) 每班对单体液压支柱进行一次补液, 确保工作阻力达到要求。
6.1.2 挑顶及巷道的再支护
采用人工放顶, 防止二次爆破对顶板震动。
(1) 先将巷道采用架棚支护进行加固, 一梁两柱, 超前加固16 m。先由上向下按中线刷帮, 再由上向下山方向逐架放顶、重新支护, 放顶后采用锚喷挂网联合支护。每修护一棚, 向前及时支护一排锚杆, 并向前依次超前加固一棚顶板, 直至将变形严重的巷道修护完毕, 最后按腰线卧底。
(2) 巷道为半圆拱形断面, 净宽4.2 m, 直墙高1.4 m, 喷浆厚度80 mm。当顶板不稳定、冒落较高时不再苛求巷道的规格, 而采用冒到哪里, 支护到哪里的施工方法, 确保顶板稳定、支护可靠。
(3) 选用φ22 mm, L=2 400 mm的等强锚杆, 按锚杆的间排距为800 mm×800 mm。锚固剂选用MSCK2350, 每孔1卷, 搅拌时间为15~25 s, 静置1 min。初锚时的螺母扭矩在150~200 N·m之间, 二次紧固后的螺母扭矩在250~300 N·m之间。锚杆的二次紧固必须在安装完成2 h后的1 h之内完成。锚杆试验抗拔力不小于100 k N。施工锚杆、检测锚杆的套筒必须与锚杆相匹配。锚杆的铁托板、减摩垫圈、螺母必须材质良好、齐全有效。锚杆外露10~40 mm。
(4) 巷道的顶、帮用对钩式电焊平网封闭围岩和煤壁。网与网之间采用弯钩相连接, 每扣均必须连接牢固。
(5) 挑顶过程中, 在巷道拱部预先安装好注浆锚杆, 以备注浆时使用。
(6) 严格按中、腰线施工。
6.2 安全措施
挑顶施工只准由上向下一茬逐棚施工, 严禁反向、多茬进行。每次挑顶的长度为0.8 m, 拉掉一架棚, 放顶后支护一排锚杆, 每施工10 m集中喷浆, 防止围岩风化和支护材料氧化、锈蚀。严禁超循环施工。
7 修护效果
修护后, 经过50 d的巷道变形量观测变形量不超过20 mm, 平均移近速度不超过0.25 mm/d, 巷道围岩相当稳定, 该修护方法取得良好的预想效果。修护后的巷道变形观察结果如图3所示, 修护后的支护断面如图4所示。
8 结论
巷道掘出后经过应力释放后, 各种应力趋于平衡, 把将要引起巷道变形的因素消除后, 利用自然平衡拱, 充分利用岩石的力学性质, 采用锚梁网索、喷浆联合支护, 提高围岩的稳定性, 有效地抵抗一定的外部载荷, 防止巷道支护变形、损坏, 最大限度地提高巷道的服务年限。
顶板瓦斯巷 篇6
沿空留巷技术就是随着回采工作面的推进, 采用合理的巷内支护和巷旁支护技术将巷道保存下来的一项先进技术[1,2]。它具有降低掘进率、优化采掘接替、提高资源回收率、实现工作面Y型通风以及煤层群连续卸压开采等技术优点[3]。
沿空留巷充填区域指工作面与巷道的交接处构筑巷旁支护体的区域[4]。该区域的相对完整与稳定对沿空留巷围岩稳定性有重要影响。工作面受超前采动支承压力影响易造成直接顶离层、破坏, 部分直接顶甚至随煤层回采而垮落, 在充填体承载前还要经受支架的反复支撑作用和工作面后方未充填区单体液压支柱集中载荷作用, 导致直接顶浅部顶板比较破碎, 强度和刚度都比较低;而构筑的巷旁充填体通常不能完全接顶, 充填体不能及时有效地将支撑阻力传递给基本顶, 导致基本顶回转下沉量加大, 从而造成巷道顶板下沉量过大、围岩变形严重破坏, 最终留巷难以成功[5,6,7]。因此, 保持充填体上方顶板的完整与稳定是沿空留巷技术成功的关键因素之一。
新元矿3107工作面为煤与瓦斯突出工作面, 直接顶为松软灰黑色砂质泥岩, 平均厚度5.66 m。受多次动压作用, 松软顶板极易沿采空区侧运移发生抽冒, 导致实施沿空留巷前充填区顶板就已部分冒空。在这种顶板条件下, 沿空留巷巷旁充填体不能有效承载, 巷旁充填体与顶板脱离, 甚至离层, 极易造成沿空留巷围岩结构失稳。因此, 针对该工作面充填区域松软顶板条件, 研究保持充填体上方松软顶板稳定、有效传递巷旁充填体切顶阻力并保持一定的自承能力, 实现对充填区域顶板的有效控制。
1 充填区域松软顶板控制技术
经研究, 充填区域松软顶板可以分为充填体上方顶板离层区、留巷上方顶板拉破坏区、实煤体上方肩角剪切破坏区等3个区域, 如图1所示。
沿空留巷的松软顶板“三区”是围岩控制的关键部位, 支护不合理极易发生围岩失稳, 需要针对性地提出支护技术, 维持松软顶板“三区”围岩的稳定性:①充填体上方顶板离层区。顶板离层控制需支护系统预应力有效扩散到该区, 即在锚固厚度上, 支护系统能覆盖该区, 且有一定程度上的延展。因此, 提出沿空留巷充填区松软顶板锚杆锚索控制技术, 使充填区松软顶板形成的有效压应力区控制其剪切破坏和离层。②留巷上方顶板拉破坏区。由锚杆支护顶板预应力的演化规律可知, 提高锚杆预应力, 不仅具有提高预应力的极值、而且具有扩大有效压应力区范围的作用。所以, 对于留巷上方顶板拉破坏区, 高预应力锚杆支护可以消除这一区域的拉应力, 进而提高沿空留巷围岩的稳定性。③实煤体上方肩角剪切破坏区。为了确保巷道支护系统在高剪切位移作用下不破坏, 锚杆锚索支护需要具有足够的强度。一方面提高松软顶板的支护强度, 减小剪切破坏区范围;另一方面加强煤柱帮支护, 有效支撑直接顶, 减缓基本顶的旋转下沉。
为最大限度地减小沿空留巷施工对生产的影响, 考虑到生产和地质条件, 提出充填区松软顶板控制技术:
(1) 在工作面机尾和沿采空区增加7架特殊支架, 一方面保证施工锚索和浇筑沿空留巷墙体的人员能在有效的支护空间内安全作业;另一方面加强顶板支护强度, 延缓顶板下沉, 有利于充填墙体构筑和增强充填墙体承载时的强度。沿空留巷特殊支架布置状况如图2所示。
(2) 在工作面割煤后, 采用柔性网护顶, 在机尾支架后方尾梁的掩护下采用锚索支护, 在构筑充填体前采用锚索预应力支护形成的有效压应力区, 控制其剪切破坏和离层。
(3) 充填区带压移架。充填区顶板由于受采动支承应力影响, 顶板完整性较差, 在工作面液压支架区域支架应带压移架, 防止反复支撑作用对顶板的破坏;在工作面液压支架上方铺设方木, 防止工作面液压支架破坏顶板支护构件。
(4) 高预应力、高刚度锚索及时支护。工作面回采后, 上覆基本顶以实煤体帮为支点向采空区侧回转下沉, 充填区直接顶节理裂隙进一步发育, 煤岩体趋于破碎, 必须割煤后及时支护以延缓上覆基本顶的回转下沉及直接顶的初期变形。由于该矿直接顶平均厚度为5.66 m, 最小厚度为3.0 m, 超过了一般锚杆的锚固范围, 因此充填区顶板采用锚索支护, 及时将锚索锚固到上覆基本顶岩层内, 增加充填区直接顶和基本顶之间的层间结合力, 避免各岩层之间离层, 更好传递巷旁支护体的支护阻力, 形成充填区锚固承载结构。该承载如图3所示。
在工作面移架后, 为不影响工作面推进, 顶部及时补打规格Ø21.6×6 300 mm的锚索, 间排距为800 mm×900 mm, 1排3根。
(5) 控制合理的一次充填长度。充填区顶板受采动影响明显, 在充填区液压支架前移和巷旁支护体构筑完成期间, 为避免充填区悬露面积过大和上覆基本顶进一步的回转下沉, 尽快恢复顶板三向受力状态, 及时构筑巷旁支护体, 即确定合理的一次充填长度。根据3107工作面正规循环情况, 确定每次充填长度为3 m, 每割4刀煤充填一次, 即一班充填一垛。
(6) 早强、增阻速度快的巷旁充填体及时支撑顶板。采用早强、增阻速度快的高水材料巷旁充填体及时支撑直接顶、切断采空区的直接顶。在基本顶发生破断前, 充填体应快速增阻达到切顶阻力, 切断采空区侧基本顶。
2 应用效果
新庄矿3107工作面沿空留巷表面位移变形规律如图4所示。
由图4分析可知:①沿空留巷围岩移近规律大致可以分为4个阶段。第1阶段:工作面后方0~20 m范围内, 顶板下沉量较小, 围岩变形较小。第2阶段:工作面后方20~150 m范围内, 围岩变形明显, 随着工作面逐步推进, 采空区矸石逐渐压实, 基本顶之间铰接结构发生运动, 表现为整体下沉, 此阶段持续时间较长, 即变形剧烈阶段。第3阶段:工作面后方150~400 m范围内, 巷道顶底板移近量表现出软岩的蠕变特性, 即稳定变形阶段。第4阶段:在工作面400 m之后随着采空区的压实, 围岩逐渐稳定, 顶板和两帮变形速度逐渐衰减, 速率逐渐趋于0。②底鼓量明显大于顶板下沉量, 顶板下沉量在工作面后方400 m后逐渐稳定, 最大顶板下沉量为500 mm;底鼓量在工作面后方420~450 m趋于稳定, 最大底鼓量为965 mm。巷道顶底板移近量主要是底鼓量, 占到65.9%。③煤柱帮位移大于充填体水平位移, 充填体水平位移为326 mm, 煤柱帮水平位移为541 mm, 两帮相对移近量为867 mm, 留巷移近量小, 巷道围岩控制效果良好。
3 结论
(1) 通过分析直接顶对沿空留巷的影响, 提出保持充填区上方直接顶稳定、有效传递巷旁充填体切顶阻力并保持一定的自承能力, 是松软围岩沿空留巷成功的关键。
(2) 研究了沿空留巷松软顶板稳定控制技术, 将沿空留巷松软顶板分为充填体上方顶板离层区、留巷上方顶板拉破坏不稳定区、实煤体上方肩角剪切破坏区, 提出了增设特种支架、铺设柔性网、高预应力高刚度锚索及时支护、高水材料构筑巷旁充填体及时支撑顶板、控制合理的一次充填长度等充填区域顶板稳定控制技术。
(3) 通过实践表明, 所确定的充填区域顶板控制技术及方案合理。沿空留巷稳定后最大顶底移近量不超过1.5 m, 最大两帮移近量小于900 mm, 巷道有效断面约为8 m2, 能够满足风排瓦斯的要求, 围岩控制效果较好。
参考文献
[1]柏建彪.沿空留巷围岩控制技术研究[J].煤矿支护, 2009 (2) :13-20.
[2]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术, 2006 (12) :78-81.
[3]陈勇.沿空留巷围岩结构运动稳定机理与控制研究[D].徐州:中国矿业大学, 2012.
[4]郑西贵, 白去勃.深井沿空留巷充填区顶板支护技术[J].煤矿开采, 2012, 17 (3) :42-45.
[5]阚甲广.典型顶板条件沿空留巷围岩结构分析及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009.
[6]张东升, 马立强, 缪协兴, 等.综放沿空留巷围岩变形影响因素的分析[J].中国矿业大学学报, 2006 (1) :1-6.
顶板瓦斯巷 篇7
随着煤炭开采业的发展, 煤矿开采难度日益增加。在此背景下, 如何实现矿井的集约化生产, 降低矿井的掘进率, 降低开采难度, 进而提高煤炭资源的开采率成为人们关注的问题。而沿空留巷技术可以符合人们的要求, 在坚硬灰岩型煤矿开采中发挥出巨大作用。虽然坚硬灰岩顶板沿空留巷技术具有十分明显的优势, 但在实践中仍需注意一些关键问题。
1 煤矿地质条件概况分析
所研究煤矿地质条件较为复杂, 多断层。巷道属于半煤岩巷, 高度2.2 m, 上净宽3.6 m, 下净宽3.2 m。该巷道主要呈现倒梯形断面, 沿顶板掘进。该煤层平均厚度为0.9 m, 因为含有一定的Fe2S3, 煤质较为坚硬。该煤层的直接底 (巷道岩帮) 属于铝制泥岩, 其厚度约为1.19 m;基本顶 (无直接顶) 的厚度约为5 m, 属于坚硬的石灰岩顶板。巷道在掘进时, 所采取方式为在顶板不使用支护, 仅在两帮位置使用直径20 mm×1 500 mm的螺纹钢锚杆, 每一排使用2根, 间距在1 300 mm左右。
2 巷道维护的特点
灰岩顶板沿空留巷与其它地质条件的沿空留巷技术略有不同, 因为石灰岩顶板的硬度与坚韧度较大, 导致切落石灰岩顶板的难度较大。为能达到效果, 巷旁支护必须为其提供充足的刚度及强度。又因为石灰岩顶板的载荷分布往往不均匀, 有一些甚至还存在来压步距大的特点, 可能会引起十分明显、剧烈的煤矿开采工作面矿压现象。这样一来, 就可能在顶板岩层断裂时将巷旁充填体压坏。为应对以上情况, 该矿所采取的巷旁充填体具有可塑性强的特点, 以便利用其自身的弹性与伸缩性应对顶板岩层的下沉。该煤层半煤岩巷的盐帮是铝制泥岩, 所以为了巷道形状的保持, 必须对两帮的横向位移状况作出一定的限制。
3 沿空留巷支护的设计原则
a) 对围岩和整体承载加以强化, 从而对有效断面加以控制。加固巷道后, 巷道围岩的整体性也将得到强化提升, 从而减少片帮或顶板围岩冒岩而产生的支护失效问题;
b) 通过支护可有效控制压力, 进而将压力释放或使压力变形, 这样就可有效减缓巷道压力, 以防其变形。
4 坚硬灰岩顶板沿空留巷方案选择
通过实践可证明, 在坚硬灰岩顶板沿空留巷技术中, 选择正确的巷内支护、巷旁支护方式及适当的参数可有效增强巷道围岩的强度。不仅如此, 巷内支护和巷旁支护强度如与地板运动、围岩变形特点和规律相符, 将使得沿空留巷的稳定性大大增加。
4.1 巷内支护方式选择
笔者认为在该煤层开采的巷道掘进中, 使用锚杆支护具有其它方式不可比拟的优越性。通常使用的U型钢或工字钢属于被动支护类型, 而锚杆支护则属于主动支护。也就是说, 通过锚杆和围岩之间的相互力学作用, 构成了一个统一、动态的承载结构。在锚杆支护中, 锚固体的力学性能通过锚杆加以放大, 这样围岩结构、整体强度等都会有所增强。破碎围岩的整体强度也被提高, 围岩的塑性区域、破碎区域被其限制, 从而使得围岩的整体承载性能能最大效果地展现出来。锚杆支护与传统的棚室支护相比, 也具有优越性, 不仅劳动强度小、成本低, 还能有效维护巷道、提高巷道断面的利用率;既能改善煤矿开采的工作环境, 提高安全性能, 也使得回采工作面的断头维护更加简化。
4.2 巷旁支护方式的选择
以高水速凝材料支护技术为例。该技术为新型技术, 相较于传统的巷旁支护技术而言, 该技术充分结合展现了支和护的作用, 更适合在沿空留巷开采技术中使用。其特点具体分析如下:
a) 具有较大的支护阻力, 即使顶板高度明显, 也能予以有效切落, 从而防止顶板的旋转下沉;b) 反应速度快, 阻力在短时间内就能迅速增强;c) 适应性强, 即使顶板出现一定程度下沉, 该技术也可有效适应, 保障顶板的稳定性;d) 效果良好, 既可控制巷道的变形程度, 也能保障断面的稳定;e) 可采取机械化, 使得工作量减少, 降低工人的工作强度;f) 封闭性较强, 能有效预防和控制采空区可能出现的毒气外泄状况;g) 具有非常广泛的使用范围, 不论地质条件是否复杂, 不论是中厚煤矿还是薄煤矿, 都有良好的效果[1]。
5 补强支护方案设计与效果分析
该煤炭开采工作面巷道掘进中, 巷道支护参数是根据传统巷道掘进的数据设计的。因此在设计时没有考虑到该巷道会在下一工作面再使用。又加上该巷道使用时间比原先预计的时间要长, 且经过了多次改动, 为能保障效果, 就需要进行补强支护。其具体方案如下:
以原有支护为基础, 在每两排锚杆之间补添一排锚杆 (Φ20 mm×1 800 mm) , 上部锚杆要在煤岩界面下方约300 mm的位置, 下部锚杆要打在与岩帮成20°夹角的位置, 且距离巷道底板上方200 mm处, 只有这样才不会使锚杆影响采煤机工作。
实践证明, 补强支护具有明显效果。当巷帮围岩的强度增加后, 减缓了巷道围岩的变形量;明显改善了顶板的下沉量;改善了充填体的横向变形程度 (高达30%) , 效果明显。总的来说, 通过补强支护, 可以有效降低断面缩小的范围, 最大可达13%。从受力方面分析, 在补强支护前, 巷旁充填体的垂直应力范围为20 MPa~25 MPa, 而补强支护后, 其垂直应力下降, 范围在15 MPa~25 MPa之间, 由此可证明补强支护改善了巷旁充填体的受力状态[2]。
6 巷旁充填体宽度选择分析
此环节主要通过数值模拟的方式, 分别将巷旁充填体的宽度设定为0.4 m、0.8 m、1.2 m及2.0 m。随后, 通过研究这几个宽度状态下巷道的表面位移状况, 观察在不同的巷旁充填体宽度下巷道围岩应力所产生的变化, 以便能求得最适合的巷旁充填体的宽度。
巷道顶板下沉量与巷旁充填体宽度成反比, 当其宽度分别为0.4 m、0.8 m、1.2 m、1.6 m、2 m时, 分别对应的顶板下沉量为307 mm、253.8 mm、208.6mm、199.4 mm、191.3 mm。我们可看到当巷旁充填体宽度为1.2 m时, 其顶板下沉量比0.8 m所对应的顶板下沉量更低, 降低幅度在17.9%, 而其宽度再增加时, 顶板下沉量下降的趋势减缓。
当巷旁充填体宽度由0.4 m向1.2 m不断增加时, 留巷侧岩帮位移的数值也在增加 (由187.7 mm增加到248.7 mm) ;而其宽度再由1.2 m增加到2 m时, 留巷侧岩帮位移的数值却在减少 (由248.7 mm下降到127.9 mm) 。
巷旁充填体宽度由1.2 m向2 m增加时, 实煤体帮的位移减少了10 mm, 而巷旁充填体宽度从0.4 m增加到1.2 m时, 其位移却减少了33.2 mm。由此可见, 实煤体帮向巷内挤压变形的力量随着巷旁充填体的增大而减小, 当增至1.2 m后, 其减小的幅度减缓。
通过分析可知, 巷旁充填体的宽度越大, 也就越能保障对巷道围岩的控制力度, 但这种力度会随着巷旁充填体宽度的增加而有所减弱。尽管底鼓量会随巷旁充填体宽度的增加而加剧, 但可看出其加剧趋势平缓, 可忽略不计, 且当巷旁充填体宽度增加到一定程度后这种不利影响就直接消除了。因此, 通过对实际数据分析, 可得出当巷旁充填体宽度为1.2 m时, 既能节省人力物力, 又能保障开采质量和开采安全。
7 结语
坚硬灰岩顶板沿空留巷技术的应用必须建立在综合调查、分析与观测的基础上。只有这样才能保障这种先进技术的科学性、经济性、合理性。实践证明, 利用坚硬灰岩顶板沿空留巷技术进行薄煤层的开采可有效利用巷旁支护体切落顶板, 此时, 该巷旁支护体可适应顶板, 从而应对沿空留巷时围岩的变形。坚硬灰岩顶板沿空留巷技术能成功应对较为复杂的煤矿地质条件, 提高煤矿开采的效率, 提高经济效益, 从而为中国社会主义和谐社会的建设作出应有贡献。参考文献:
摘要：结合研究和实际工作经验, 以横河煤矿薄煤综采的工作面所具备的沿空留巷条件为基础, 具体分析了坚硬灰岩顶板沿空留巷技术的发展和应用探讨研究。
关键词：坚硬灰岩顶板,沿空留巷,薄煤层,巷内支护,巷旁支护
参考文献
[1]柏建彪.沿空留巷围岩控制技术研究[J].煤矿支护, 2009 (02) :13-20.
顶板瓦斯巷 篇8
综采沿空留巷技术能够在高效、快速开采的同时, 使巷道掘进量大大减少, 极大地降低劳动强度, 开采工艺相对简单, 改善工人作业空间环境, 提高了作业效率, 相比于综放开采, 能够减少煤炭损失, 大幅度地提高了资源回收率[5]。然而, 在综采高效、快速、大断面的条件下, 沿空留巷巷旁支护施工和综采快速推进相互影响的矛盾逐渐突显, 针对上述问题论文研究了综采沿空留巷顶板支护及围岩控制技术, 经工程实践后, 留巷成功, 满足了开采的需要。
1 工作面概况
某煤矿一采区10302综采工作面采用倾斜长壁采煤方法, 10302工作面位于+980m水平, 工作面标高+1051~1149 m, 地面标高+1251~+1389m。工作面推进长度约485 m, 工作面长156 m, 斜面积约为75 348 m2。煤层厚度1.6~2.2 m, 平均1.9 m, 普氏硬度为2~4。煤层倾角7°~13°, 平均为10°;煤层为不易自燃煤层, 煤尘具有爆炸危险性。
2 掘进期间巷道支护
在保留巷道中提前预掘留巷墙体位置, 将沿空留巷的墙体宽度1.3m提前掘出, 使沿空留巷墙体处在巷道内部, 便于砌墙施工。沿空留巷保留巷道宽度3.2m, 留巷前巷道宽度4.5m, 采前预控顶板。严格按照《掘进作业规程》设计的支护参数进行施工和支护, 确保工程质量, 为留巷打下良好基础。墙体上方顶板在掘巷时支护, 留巷时不需再进行支护, 工艺十分简单, 对采煤干扰降到最低;留巷时墙体施工在支护良好的顺槽下进行, 安全可靠。巷道断面及支护参数如图1所示。
3 回采期间顶板支护
为保证端头支架后砌墙施工工作空间的安全, 在砌墙施工地点前、端头架后的空间, 使用π型钢配合单体液压支柱进行支护, 一梁两柱, 棚距1.0m, 在端头架拉移后, 立即在端头架后进行支护。为保护砌筑施工现场, 在采空区侧采用自移式液压支架进行临时支护, 自移支架长度4.943m, 宽度800mm。如图2所示。自移护墙液压掩体支架能够自如地进行升降、拉移等自动化操作, 掩体支架的操作控制阀组设置在掩体支架的外侧。
4 留巷期间围岩控制
因为巷道掘进时已对顶帮进行了加强支护, 在留巷顶板中部位置打了两排锚索, 因此, 原则上留巷中不需要另外打锚索, 当有断层、顶板破碎的时候依据具体情况加打锚索来加强支护。锚索规格为15.55000 (mm) 或186000 (mm) , 加强密度要视根据具体情况来确定。
根据顶板的岩层的特性和顶板情况进行适当布置, 当顶板为砂岩, 且顶板较为良好时, 巷旁支护墙体上方最里侧加打一排锚杆, 锚杆垂直顶板布置。当遇到断层破碎带、地质构造变化带、煤层松软区、压力异常区、动压影响区、顶板泥岩且有淋水等复杂地质条件时的特殊地方, 需要增加锚杆布置密度。
5 结论
(1) 在保留巷道中提前预掘留巷墙体位置, 解决了沿空留巷巷旁支护施工和综采快速推进相互影响的矛盾, 取得了良好效果。
(2) 通过掘巷期间、回采期间对端头顶板的支护和留巷期间对顶板和巷旁的加强支护, 确保沿空留巷能在综采条件下平稳过渡, 满足开采需要。实践证明综采沿空留巷顶板支护及围岩控制技术科学可行, 沿空留巷圆满成功。
摘要：根据某矿10302工作面采用综采开采的条件, 为了适应开采过程中推进速度快、采空区端部顶板悬顶时间长、预留支护时间短的特点, 研究了在保留巷道中提前预掘留巷墙体位置、提前控制留巷顶板、确保留巷围岩稳定的沿空留巷顶板支护及围岩控制技术。解决了沿空留巷巷旁支护施工和综采快速推进相互影响的矛盾, 取得了良好效果。
关键词：综采,沿空留巷,顶板支护,围岩控制
参考文献
[1]康红普, 牛多龙, 张镇.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报, 2010, 29 (10) :1977-1987.
[2]张农, 韩昌良, 阚甲广.沿空留巷围岩控制理论与实践[J].煤炭学报, 2014, 39 (08) ;1635-1641.
[3]宋振骐, 崔增娣, 夏洪春.无煤柱矸石充填绿色安全高效开采模式及其工程理论基础研究[J].煤炭学报, 2010 (05) :705-710.
[4]华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状与改进意见[J].煤炭科学技术, 2006, 12 (12) :78-81.