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厚煤层错层位开采的实际应用

2013-11-03张俊文赵景礼王志强李玉琳

黑龙江科技大学学报 2013年4期
关键词:层位煤柱顶板

张俊文, 赵景礼, 王志强, 李玉琳

(1.黑龙江科技大学 矿业工程学院, 哈尔滨 150022; 2.中国矿业大学 资源与安全工程学院, 北京 100083;3.黑龙江建筑职业技术学院 建筑工程管理学院, 哈尔滨 150025)



厚煤层错层位开采的实际应用

张俊文1,赵景礼2,王志强2,李玉琳3

(1.黑龙江科技大学 矿业工程学院, 哈尔滨 150022; 2.中国矿业大学 资源与安全工程学院, 北京 100083;3.黑龙江建筑职业技术学院 建筑工程管理学院, 哈尔滨 150025)

沿空留巷充填体及沿空掘巷煤柱直接支撑顶板是导致区段巷道底臌的原因之一,且维护困难,成本高昂。加之留巷充填时工艺复杂,影响了煤矿科学开采。以西山镇城底矿错层位开采为例,对其巷道布置及回采工艺进行分析。工作支架阻力及两巷超前压力等实测结果表明,工作面矿压显现由完全沿空进风巷至沿顶板回风巷呈单调递减,错层位开采进风巷超前支承压力小于回风巷,完全沿空进风巷的变形量略大于沿顶板回风巷。其回采率显著高于传统的留保护煤柱开采方式。

错层位开采; 现场观测; 超前压力; 围岩变形

在煤炭安全开采中,相邻工作面之间须留有保护煤柱或充填体。保护煤柱有宽煤柱和窄煤柱之分。宽煤柱由于处于原岩应力区而易于维护,所以被绝大多数矿山广泛采用,但宽煤柱的煤损较大。窄煤柱和充填体护巷可以降低煤炭损失,近年来成为研究热点并逐渐被推广应用[1-8]。窄煤柱的宽度与煤层的地质条件密切相关,若窄煤柱尺寸设计或支护方案不当,会引起煤柱受压破坏,采空区透风严重,煤柱自燃和瓦斯爆炸事故时有发生。充填体护巷除工艺复杂外,充填体宽度增大会造成充填成本增加。当巷旁充填体宽度减小、强度不足时,充填体又会在上覆岩层作用下迅速破坏,失去支承能力,出现采空区漏风,引发采空区自然发火或瓦斯爆炸事故。

错层位开采是20世纪提出的一种新的无煤柱开采方法[9]。近年来,错层位开采得到不断发展,已在山西西山等矿区成功应用,逐渐形成了较为完整的成套适用技术。我国厚煤层的产量和储量均占总量的45%左右,山西省、内蒙古自治区、陕西省、宁夏回族自治区、新疆维吾尔自治区、山东省、安徽省等省区内的矿区广泛赋存类似条件的厚煤层。为此,笔者以错层位开采在山西西山镇城底矿的实践应用为例,对该项技术进行分析,以扩大其在类似条件的煤层中推广应用。

1 工程概况

1.1工作面布置

山西镇城底煤矿工作面18111及相邻18111-1工作面长度均为120 m。开采煤层为8#煤层,煤层赋存较为稳定,平均煤厚5 m,平均倾角8°。工作面采用错层位巷道布置,如图1所示。18111为上一开采工作面,回风巷(副巷)沿顶板,进风巷(正巷)沿煤层底板布置。18111工作面开采结束待顶板垮落稳定后,再开掘18111-1工作面的正、副巷。18111-1工作面进风巷布置于18111工作面回风巷靠近采空区一侧。

图1 错层位开采试验工作面布置

1.2巷道支护

18111-1工作面为错层位开采试验工作面。为了保证该工作面的安全开采,在距离18111工作面副巷约10 m处以5°变化率进行起坡,直到15°,形成一段三角底煤,并铺设金属网。相邻的18111-1工作面正巷布置于此三角底煤中,顶板为18111工作面开采时铺设的金属网假顶,再上为采空区垮落矸石。18111-1工作面正巷上净宽2.8 m,下净宽3.6 m,净高2.5 m。正巷支护形式为矿用11#工字钢加工而成的金属梯形棚,棚间距800 mm,棚梁长3 100 mm,棚腿长2 700 mm,棚腿分别向巷道两帮外叉10°。

18111-1工作面副巷布置于实体煤中,巷道顶板为岩层,两帮为实体煤。巷道断面形状为矩形,净宽3.2 m,净高2.8 m。巷道两帮及顶板均为左旋螺纹钢锚杆支护形式。两帮锚杆每排各为三根,锚杆尺寸为φ18 mm×1 800 mm,间排距0.9 m×0.9 m。副巷顶板的锚杆尺寸为φ20 mm×2 200 mm,间排距1.0 m×0.9 m。巷道顶板局部锚索补强,锚索间排距1.5 m×3.6 m。

2 开采工艺

镇城底矿错层位开采采用三段式回采工艺,即放顶煤、分层采的上分层铺网和下分层网下回采工艺。三种工艺分别应用于工作面的不同位置,三段式回采工艺布置如图2所示。

图2 三段式回采工艺示意

图2中a段为铺网工艺段,采用分层采的上分层回采方法。在该工艺中,有一段距离需要铺网,铺网宽度按能覆盖下一工作面进风巷道和过渡支架来设计,铺网长度约为10 m。铺网的目的是为18111-1巷道的掘进与回采作准备,铺网适宜铺顶网,支架顶梁的前端留有一定的圆角,防止刮坏金属网。18111-1工作面副巷的位置也需铺网,并向巷帮留有一定的搭接余量。对于相邻的下一个工作面,这将是过渡支架所处的位置,铺网的目的是防止割煤后架前漏矸。与此相邻的18111-1工作面过渡支架段,其下将在冒落矸石稳定后掘进下一工作面的正巷,需要注意联网质量,该部分的铺网长度须留有一定的余量,以保证相邻工作面巷道的掘进。在网上回采工艺中,考虑到既节省材料又节省工时,同时兼顾网下回采时顶板维护与防止漏矸,铺网长度为10 m。图中c段为网下回采工艺段,这一段不需要铺网,但需要控制好采煤机割煤高度,防止割破金属网而漏矸。在上一区段铺网段下,考虑巷道和端头支护距离,网下回采工艺计算宽度为8.5 m。图中b段为放顶煤段,即除去以上两部分外,在工作面中部采用放顶煤回采工艺。这是在工作面上部端头放煤的第一道支架,应注意顶煤一侧的混矸。如果上一个工作面铺网的质量好,可减轻这种混矸。

3 现场实测与分析

3.1工作面支架阻力

图3 18111-1工作面支架工作阻力

现场观测发现,该工作面周期来压不明显,来压强度不大,每隔15~20个采煤循环有一次,周期来压步距为9~12 m,矿压显现比较缓和。通过分析现场观测数据发现:采用错层位巷道布置,首采工作面矿压显现较普通综放面变化不明显,在工作面各段分布比较均匀;接续工作面矿压显现与首采工作面相比有明显变化,靠近采空区一侧的压力明显高于工作面其他部分,而且向区段回风巷一侧逐渐降低,呈单调递减趋势。分析其原因,可能是由于取消了区段煤柱,相邻工作面之间形成了一个整体,靠近采空区一侧反而处于一个超长工作面的中部位置。

3.2两巷超前压力

表1两巷超前压力观测数据

Table 1Observation datas of advanced pressure

由表1可以发现,进风巷(沿空巷道)超前支承压力平均值小于回风巷,其原因是18111-1进风巷处于应力降低区中,进风巷所处的位置是煤层的底板,巷道上方为冒落矸石,吸收并耗散了来自老顶产生的能量,使得压力显现不明显。对比于沿煤层顶板布置的回风巷,进风巷压力还小于回风巷的支承压力。由此可见,布置于采空区下的进风巷所承受的压力较低,巷道也易于维护。图4为18111-1进风巷(a)与回风巷(b)支护效果。

图4 进风巷与回风巷支护效果

3.3两巷围岩变形

巷道围岩变形采用“十字观测法”,如图5所示。镇城底矿18111-1工作面进风巷围岩变形观测数据见表2。为了对比分析,将回风巷的围岩变形观测数据进行整理,见表3。

图5 巷道十字观测法示意

分析表2及表3数据,进风平巷位移数据明显小于回风平巷。进风巷围岩表面变形经历了四个阶段:第一阶段巷道围岩表面位移开始明显加快,该阶段距离观测站约为21.0m;第二阶段巷道围岩表面位移明显加快,该阶段距离观测站约为18.0m;第三阶段两帮及顶板位移进一步加快,该阶段距离工作面约8.2m;第四阶段巷道及两帮围岩变形量减小,该阶段靠近工作面附近。

回风巷围岩表面变形经历了三个阶段:第一阶段巷道围岩表面位移开始变化,该阶段距离工作面26.0m左右;第二阶段巷道围岩表面位移速度明显加快,该阶段距离工作面20.0m左右;第三阶段两帮及顶板位移进一步加快,该阶段距离工作面10.7m左右。但巷道两帮片帮的范围进风巷大,顶板变形比进风巷小,究其原因,可能是回风巷顶板为坚硬岩石,进风巷顶板为垮落矸石,垮落矸石在给定较小支撑力的条件下,容易下沉,但压力较小。因此,在实际工程中,完全沿空的进风巷在支护时只需考虑防止漏矸即可。

表2 进风巷围岩变形观测数据

表3 18111-1工作面回风巷围岩变形观测数据

现场矿压观测结果表明,错层位开采两巷同样具有超前压力影响范围,大约在距离工作面26 m处。在距工作面约8 m处,支承压力达到峰值,巷道变形量在此处的变化速度也达到最大,进、回风巷都出现了不同程度的片帮现象。总体看来,巷道压力显现及位移比较缓和,呈现出进风巷道压力比较缓和,回风平巷压力虽高,但容易维护的特点。

4 技术经济分析

镇城底矿8#煤层平均厚度5 m,18111-1工作面长度为120 m,推进距离600 m。18111工作面与18111-1工作面巷道采用了错层位布置,取消了原留设的10 m区段煤柱,工作面回采率提高了11.52%。由于实际地质条件不同,类似矿区传统放顶煤区段煤柱的宽度一般为20~30 m,若按20 m考虑,损失煤炭所占比例为23.6%,错层位巷道布置与其进行对比,回采率可提高19.86%。

从净增经济效益来看,增加值按每吨煤700元计算,18111-1工作面比分层开采净增经济效益5.13亿元,新增利税2.31亿元,比沿煤层底板巷道布置放顶煤净增经济效益2.50亿元。

从掘进成本来看,18111-1工作面应用错层位巷道布置回采,比沿煤层底板巷道布置共计节省掘进费用246.02万元。

5 结束语

错层位开采采用三段式,即放顶煤、分层的上分层铺网和下分层网下三种回采工艺,三种工艺用于工作面的不同位置。错层位开采条件下的接续工作面矿压显现与首采工作面相比有明显变化,靠近采空区一侧的压力明显高于工作面其他部分,而且向区段回风巷一侧逐渐降低,呈单调递减趋势。生产实践表明,错层位开采不仅可以消除相邻工作面间留有的区段煤柱自然发火,还可以降低工作面两巷的掘进及维护成本,更重要的是,错层位开采可显著提高工作面回采率。

[1]谢广祥, 杨科, 常聚才. 煤柱宽度对综放面围岩应力分布规律影响[J]. 北京科技大学学报, 2006, 28(11): 1005-1008.

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(编辑徐岩)

Application of stagger arrangement mining for thick coal

ZHANGJunwen1,ZHAOJingli2,WANGZhiqiang2,LIYulin3

(1.School of Mining Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China; 2.School of Resources & Safety Engineering, China University of Mining & Technology, Beijing 100083, China; 3.College of Construction Engineering Management, Heilongjiang College of Construction, Harbin 150025, China)

This paper is devoted to an alternative to backfill for gob-side entry retaining and coal pillar supporting roof directly for gob-side entry driving, which suffers from disadvantages, such as, greater floor heave vulnerability, more difficult support, higher cost of section roadway, and more complicated filling technology when retaining roadway, affecting science mining. The paper is based on the case of Xishanzhenchengdi which applies stagger arrangement mining, and describes roadway arrangement and mining technology and field observation of support working resistance and pilot support pressure. The results show that coal pressure appearance is the monotone decreasing from gob-side intake airflow roadway to return airflow roadway along roof; that pilot support pressure is smaller; that displacement in gob-side entry is little more than in roadway along roof; and that mining rate is higher than when coal pillars remain for mining as in traditional way.

stagger arrangement mining; pressure observation; pilot support pressure; surrounding rock displacement

2013-05-15

黑龙江省教育厅科学技术研究项目(12531570)

张俊文(1977-),男,内蒙古自治区凉城人,副教授,博士,研究方向:矿山压力与岩层控制,E-mail:zhangjunwen1977@163.com。

10.3969/j.issn.1671-0118.2013.04.002

TD823

1671-0118(2013)04-0324-05

A

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