偃龙矿区三软煤层支护技术研究
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“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间综合防灭火技术的研究与应用【摘要】本文针对“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间的防灭火技术展开研究与应用。
通过分析煤层的特点和采煤工作长期停产的风险,提出了综合防灭火技术措施,并对其应用效果进行了评价。
研究发现,这些技术措施能有效减少火灾事故的发生,保障矿井和工人的安全。
本文总结了这些技术的优势并展望了未来的研究方向。
提出了研究成果的应用推广建议,为煤矿安全生产和防火工作提供了有益的参考。
通过本文的研究与应用,可以为煤矿生产的安全稳定提供新的思路和方法。
【关键词】“三软”煤层、采煤工作停产、防灭火技术、应用效果、技术优势、煤层特点、风险分析、技术总结、成果推广、展望未来1. 引言1.1 研究背景煤炭资源是我国主要能源之一,而煤矿开采过程中存在着“三软”不稳定煤层问题,给采煤工作带来了极大的安全隐患。
针对这一问题,矿山企业通常采取停产措施,以避免发生危险事故。
长期停产不仅会造成资源浪费,还会影响生产进度,对企业带来经济损失。
针对“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间的综合防灭火技术的研究与应用显得尤为重要。
通过对该技术的研究,可以有效解决长期停产期间煤层的稳定性和防灭火难题,保障采煤工作的安全和顺利进行。
该技术的应用还能提高煤炭资源的开采效率,减少能源资源的浪费,对于提高煤矿的经济效益具有重要意义。
本文旨在对“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间的综合防灭火技术进行深入研究与探讨,为煤矿企业在面对“三软”不稳定煤层问题时提供有效方法和技术支持。
1.2 研究目的研究目的是为了探索在“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间的综合防灭火技术,从而提高矿井安全生产水平。
通过深入研究该技术在实际生产中的应用效果,评估其在防灭火工作中的有效性和可行性,以及探索其在其他煤矿和煤炭生产企业中的推广和应用。
通过本研究,进一步完善相关技术的理论基础,促进防灭火技术的创新和发展,为解决“三软”不稳定煤层采煤工作长期停产期间的安全隐患提供有效的技术支持和保障。
三软煤层巷道的支护技术分析黑龙江省哈尔滨市依兰县达连河镇154854摘要:在煤矿企业开采作业过程中,很难避免会遇到三软煤层,其作为一种较为典型的困难煤矿巷道,会对开采安全带来较大的影响。
三软煤层岩层较弱,构造过于复杂,裂隙发育过程中会影响煤矿的安全。
因此为了防止煤炭开采过程中出现塌陷事故,需要积极采取有效的支护措施,确保煤矿的高效开采和生产作业安全。
文中分从三软煤层巷道围岩特征入手,分析了三软煤层巷道支护原理,并进一步对三软煤层巷道支护技术进行了具体的阐述。
关键词:三软煤层;巷道;特征;支护原理;支护技术三软煤层巷道过于复杂和困难,在当前煤矿企业不断扩大开采强度和规模的情况下,迫切需要解决三软煤层巷道劫掠问题,保证开采的安全、顺利进行。
因此在实际遇到三软煤层时,需要基于巷道的实际情况来采取合理的巷道支护技术,以此来保证巷道的稳固性,预防开采过程中发生安全事故,全面提升煤矿企业开采效率和作业安全。
1三软煤层巷道围岩特征1.1顶板对于三软煤层顶板岩层,其构成中主要以黏土岩、泥岩及碳质泥岩为主。
三软煤层顶板岩层稳定性差,抗压强度低,而且不适宜暴露在外。
三软煤层顶板岩层其是借力裂隙生长,在具体挖掘作业时,会产生相应的压力拱线,易引发安全事故。
1.2煤柱体煤柱体强度和硬度都较高,其对于往上覆的拱压力具有较好的承载能力,而且三软煤层巷道不会出现片帮现象,产生的变形量较小。
但当煤柱体强度和硬度不足时,则会导致巷道两帮分离和相互移近,并导致煤柱体内部失衡,使其出现处于塑性区的情况。
目前我国三软煤层巷道两帮煤柱的形式主要包括三种,即煤柱体一边实体煤,另一边为采空;煤柱体两则都为实体煤;煤柱体近距离煤层群上方是采空。
1.3底板底板岩层具有较好的亲水性,在作业用水或是岩层水作用下,普遍存在膨胀变形的情况,当底板出现底鼓时,三软煤层巷道底板承受的变形压力较小,巷道支护难度增加。
对于三软煤层巷道底板存在非新水性岩层时,底板弹性释放或是两帮煤柱体不断移近时,底板岩石会出现底鼓情况,无力承载底板的压力。
“三软”煤层、复合顶板下沿空掘巷锚索网支护技术应用作者:许洋来源:《中国科技博览》2014年第09期摘要:“三软”煤层在煤矿企业开采过程中时常遇到,由于煤层属裂隙发育,地理构造复杂,顶板岩层、软的主煤层以及底板岩层都是软弱煤层,在沿空掘巷施工过程中要操作要十分谨慎,锚网梯 + 锚索槽钢梁 + 点锚索补强联合支护方式,有效地保持了巷道掘进期间的稳定性,改变了沿空掘巷难以支护的被动局面。
本文将对具体的支护施工工艺展开探讨。
关键词:软弱煤层;复合顶板;沿空掘巷;锚网索;施工【分类号】:TD353锚杆支护加固了围岩表面,对于“三软”岩层形成了一定的压力,使被锚固岩层组形成一个承载结构,改善了位于岩层下部的受力状态,有效提升了岩层的承载能力。
锚杆安装后即对围岩产生轴向或横向的支护阻力,且随围岩变形支护阻力的不断增加,加之锚索的悬吊作用,使巷道表面位移量、顶板离层得到了有效控制。
本文以某煤矿巷道维护为例探讨“三软”煤层、复合顶板下沿空掘巷锚索网支护的施工工艺。
1.支护设计及施工要求1.1工作面概况某煤矿矿井-300m煤柱回风巷北为-300m回风巷,南为24161采空区,东为F24-5断层,西为24专用回风巷。
-300m回风巷掘进及24161采煤工作面回采资料证实,F24-4逆断层走向平均175°,倾向平均265°,倾角平均40°,落差0~1.3m;F24-5正断层走向平均213°,倾向平均143°,倾角平均55°,落差4~8m。
煤矿-300m煤柱回风巷布置如图1所示。
图11.2沿空掘巷合理煤柱尺寸由于巷道是沿着采空区边缘留有一定的煤柱进行掘进,巷道的围岩受到一定的采动影响而变得破碎,巷道掘进时会产生明显的变形。
如果巷道留有的煤柱尺寸过小,就会使巷道围岩更加破碎,使得巷道更难支护;尺寸过大,会造成资源浪费。
要避免将锚杆安设在破碎区域中,使锚杆锚固力减弱,考虑到锚杆的长度和松动系数,沿空掘巷的合理煤柱尺寸为3m左右,最大不超过5m。
收稿日期:2023 03 16作者简介:李雪健(1991-),男,山西运城人,助理工程师,从事煤炭开采技术管理工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.10.012三软煤层巷道围岩 双壳 支护技术研究与应用李雪健(霍州煤电集团金能煤业有限公司,山西忻州㊀035100)摘㊀要:针对三软煤层巷道围岩变形破坏严重㊁传统支护技术难以控制巷道稳定的问题,以霍州煤电集团金能煤业有限公司1201掘进巷为工程背景,基于原支护方案下巷道围岩变形破坏特性,提出了 双壳 支护技术㊂对未支护㊁原支护㊁ 双壳 支护技术分别进行数值模拟,得出 双壳 支护的优越性,同时现场应用效果良好,实现了对三软煤层巷道围岩变形破坏的有效控制㊂关键词:三软煤层﹔巷道;围岩变形﹔ 双壳 支护中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标识码:A㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2023)10 0047 04㊀㊀目前,在很多煤矿掘进过程中,巷道围岩呈现出高应力㊁膨胀㊁破碎㊁流变㊁松散㊁强风化蚀变及松软等软岩特征,导致巷道的掘进围岩控制及后期维护难度加大,工程量大,存在安全隐患㊂巷道围岩发生变形破坏时必然造成支护设备损坏或者失效,出现片帮㊁底鼓和顶板岩体冒落等矿压现象,有时甚至可能诱发煤岩动力灾害的发生,造成人员伤亡和财产损失㊂以霍州煤电集团金能煤业有限公司二采区1201工作面掘进巷为研究对象,基于原支护方案和控制技术,提出 双壳 支护技术,并通过数值模拟㊁现场工业试验验证了该支护技术的有效性,保障了巷道的施工安全以及长期稳定㊂1㊀工程概况金能煤业目前正在开采2号煤层,厚度0~13.04m,倾角平均为13.5ʎ,埋深超过400m,属于大部分可采较稳定煤层,煤质为烟煤,抗压强度为0.2MPa,属于松软煤层㊂2号煤层两个巷道在掘进过程中沿底掘进,煤层厚度约为10m,即顶板约有6m 的顶煤㊂煤层顶板情况见表1.表1㊀煤层顶板情况顶底板名称岩石名称厚度/m 岩性特征基本顶细粒砂岩 1.27中厚-厚层状,孔隙式基底式钙质或泥质胶结直接顶泥岩㊁砂质泥岩0.76~10.66深灰色,水平层理,泥质结构,块状构造,成份泥质,见植物化石,未风化,岩芯块状及短柱状直接底泥岩0.3深灰色,水平层理,泥质结构,块状构造,成份泥质,岩芯块状及短柱状㊀㊀在两巷道掘进过程中,围岩变形破坏严重,出现顶板破碎㊁离层㊁网兜㊁顶板部分锚杆失效等情况,围岩整体稳定性差,难以维护且围岩控制成本高,严重影响矿井的生产进度㊂2㊀巷道变形影响因素及控制技术2.1㊀巷道原支护情况该掘进巷道为矩形断面,净宽4600mm,净高3500mm,原支护方式为 锚网索喷+钢护板 的联合支护,采用锚索的规格是D 21.6mm ˑ8200mm,其间排距为1600mm ˑ1200mm,锚索托盘采用400mm ˑ400mm ˑ16mm 方形托盘,锚索锚固剂采用CK2360锚固剂1条,Z2360锚固剂4条,锚索3㊃3 布置㊂采用无纵筋螺纹钢锚杆,规格为D 22mm ˑ2400mm,其间排距为800mm ˑ800mm,锚固剂使用Z2360锚固剂2条,托盘尺寸为150mm ˑ150mm ˑ8mm,托盘后加钢护板,钢护板规格为400mm ˑ260mm ˑ4mm,锚杆顶部使用7根,帮部使用10根,左右两帮各5根;钢筋网采用D 6mm 钢筋焊接,规格为1800mm ˑ700mm,网格为100mm ˑ100mm.巷道表面喷射强度为C20,厚度为50mm 的混凝土㊂2.2㊀巷道变形破坏的影响因素1)㊀围岩性质㊂采用钻孔窥视仪观测钻孔围岩内部结构及破裂形态发现,巷道侧帮0.5~3.0m范围内围岩破裂严重,甚至出现塌孔;巷道顶板㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷㊀第10期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2023年10月2.5~7.0m范围内围岩破裂,裂隙发育,在7.0~ 8.0m范围内,由于顶板为泥岩且由于水的作用,煤体出现泥化现象㊂因此,巷道围岩强度不足是引起巷道变形破坏的主要原因㊂2)㊀采动影响㊂采矿引起的压力㊁爆破震动㊁其他动态载荷改变了周围岩石的应力环境,影响了岩石结构和薄弱结构面,加速了巷道的变形和破坏㊂3)㊀支护方式不合理㊂由于巷道围岩松软破碎,设计支护形式不能适应围岩变形要求㊂支护形式和支护参数比较单一,显然不能适应深部巷道地压与围岩变形特性㊂2.3㊀巷道双壳支护结构三软煤层本身煤岩体强度较低,一旦巷道开挖,围岩内应力重新分布,围岩极易发生变形破坏,利用注浆锚杆㊁注浆锚索在巷道围岩中形成两层的壳结构,浅部壳体由一次支护的注浆锚杆及浅部注浆体(或者短锚索)构成,深部壳体由一次支护的注浆锚索及深部注浆体构成,两个壳体结构通过锚索互相作用,共同形成承载结构,形成了时序上由外向里的递进式承载,并能够有效释放无法控制的额外能量㊂3㊀数值模拟研究3.1㊀模型的建立采用有限差分数值计算软件FLAC3D进行数值模拟计算,对巷道围岩的受力和位移大小进行分析㊂为消除边界效应,设计的模型尺寸为宽ˑ高ˑ厚=80mˑ60mˑ6m,宽㊁厚㊁高分别在X轴㊁Y轴和Z轴上,巷道轴向沿Y轴方向㊂ 双壳 注浆加固巷道围岩可以看作在巷道的开挖轮廓线外形成具有一定厚度的环状加固圈,通过壳单元调整巷道围岩参数模拟加固地层,锚杆索采用CABLE结构单元模拟,钢筋网及喷射混凝土采用SHELL单元进行模拟,W钢带采用BEAM单元进行模拟,锚杆索弹性模量分别为3.9GPa㊁1.9GPa,密度为2516kg/cm3,泊松比为0.9GPa.模型采用位移边界条件,固定左右及前后边界水平方向位移,巷道底板固定水平位移和竖向位移,上部边界为自由边界并施加9.77MPa的原岩应力㊂对煤层采用多节理本构模型,其余岩层采用Mohr-Coulomb本构模型㊂数值计算模型如图1所示,煤岩层物理力学参数见表2.图1㊀数值计算模型表2㊀煤岩层物理力学参数岩性抗压强度/MPa抗拉强度/MPa密度/(kg㊃cm-3)内摩擦角/(ʎ)粘聚力/MPa体积模量/GPa 泥岩9.70.81279527 1.3 1.7砂质泥岩41.4 1.70275227 2.1 3.3细粒砂岩69.2 2.34270032 2.57.2粗粒砂岩7.80.56262330 2.215.2煤层 2.6 1.4132125 1.5 1.13.2㊀ 双壳 支护方案双壳 支护方案为: 超前管棚+长锚索+W钢带/工字钢+双层网 ,具体优化方案如下:顶板支护:支护方式为超前管棚+长锚索+W钢带/工字钢+双层网,超前管棚采用直径50mm钢管,设计间距200mm,长度3m,搭接长度600mm;锚索长度8.2m,直径21.6mm,注浆锚索;托盘采用400mmˑ400mmˑ16mm方形托盘;锚索锚固剂采用CK2360锚固剂1条,Z2360锚固剂4条,锚索间距为1000mm,排距为1000mm,锚索 5㊃5 布置㊂锚索后增加W钢带和工字钢,W钢带和11号工字钢交替使用㊂W钢带规格:厚度4mm,宽280mm;网片规格:金属网为D6mm钢筋焊接而成,金属网规格2000mmˑ1000mm,网格100mmˑ100mm;巷道顶板下沉区段架设工字钢棚㊂巷道表面喷射强度为C20,厚度为50mm的混凝土㊂巷帮支护:锚杆长2.4m,采用直径22mm的无纵筋螺纹钢加工,使用Z2360锚固剂2条,托盘尺寸为150mmˑ150mmˑ8mm,锚杆间距为800mm,排距为800mm,锚杆配套球形垫圈和减摩垫圈,托盘后加钢护板,钢护板规格为400mmˑ260mmˑ4mm;网片规格:金属网为D6mm钢筋焊接而成,金属网规格2000mmˑ1000mm,网格100mmˑ100mm;为防止碎煤从金属网中露出,金属网后挂一层经纬铁丝网㊂支护方案如图2所示㊂3.3㊀支护方案模拟结果利用模拟软件分别对未支护㊁原支护方案㊁优化方案的应力分布㊁位移分布和塑性区分布进行了数值模拟㊂1)㊀不同支护条件下的巷道围岩应力分布特84㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷征㊂图3和图4分别为巷道两帮和顶底板的水平应力分布曲线㊂图2㊀ 双壳 支护方案图(单位:mm)图3㊀不同支护方式下沿顶底板方向巷道围岩水平应力变化曲线由图3可知,由于煤层存在倾角,巷道两帮的水平应力关于巷道中心呈不完全对称分布,左右两帮应力发展趋势大致都是先快速增加再缓慢趋于稳定,最后恢复为原岩应力㊂巷道顶底板的水平应力关于巷道中心也呈不对称分布,图左是底板的应力分布曲线,图右是顶板的应力分布曲线㊂顶板和底板的水平应力发展趋势随着距巷道中心距离的增大,其值是先增加达到一定峰值后再减小,出现了应力增高区,最后趋于稳定㊂由此可见,巷道围岩在距离左右两帮㊁顶底板一定范围内出现了应力集中现象,进而导致了该处岩体发生塑性破坏㊂不同支护方案的应力增长快慢不同,原支护和优化方案相对于未支护来看,峰前应力增速相对较快,应力达到峰值处的位置离巷道中心处更近,发生塑性破坏的范围也就会相应减小,因此,优化方案支护效果相对较好㊂图4㊀不同支护方式下沿顶底板方向巷道围岩垂直应力变化曲线由图4可知,垂直应力在巷道的两帮基本呈不完全对称分布,随着距巷道中心距离的增加,其值是先增加达到一定峰值后再减小,出现了应力增高区,最后趋于稳定㊂顶板和底板的垂直应力随着远离巷道而渐渐增加,最后都达到了应力峰值,峰值以后岩体应力又趋于稳定,最终恢复为原岩应力㊂与未支护和原支护方案相比,巷道围岩在优化方案支护状态下,其应力峰值有所提高,且其应力增加的速率明显较大,应力峰值区离巷道的距离更短,改善了围岩的应力状态,使巷道围岩趋于稳定㊂2)㊀不同支护条件下的巷道围岩位移分布特征㊂由图5可知,顶底板垂直位移随着远离巷道中心渐渐减小,并且降低的速率越来越缓慢,最后趋于稳定直到零位移,其中位移的最大值出现在巷道顶板的右上方和底板的左下方㊂原支护方案与未支护状态相比,顶板下沉量从原来的330mm 减少到209mm,减少了36.7%.优化方案与未支护状态相比,顶板下沉量从原来的330mm 减少到195mm,减少了40.9%,说明优化方案对巷道围岩顶板下沉起到了一定的控制效果㊂3)㊀不同支护条件下的巷道围岩塑性区分布特征㊂不同支护方案下巷道的塑性区范围差别很大,塑性区越大证明支护效果越差㊂未支护状态下的塑性区比较大,在原支护的作用下,塑性区明显减小,在优化方案的作用下,塑性区相对于原支护方案进一步减小,说明优化方案对巷道围岩支护起到了94第10期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀李雪健:三软煤层巷道围岩 双壳 支护技术研究与应用㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀一定的作用㊂图5㊀巷道围岩垂直位移分布4㊀现场实践在巷道试验段内设置测站,采用十字形布置测点,测定顶底板和巷道两帮的相对移近量,监测结果如图6所示㊂由图6可知,在围岩变形监测的前65d,巷道拱顶及两帮变形逐渐增大,而后收敛速率逐渐减慢,变形量趋于稳定,巷道拱顶㊁两帮最大变形量分别为130mm㊁178mm.与数值模拟计算结果有很好的一致性㊂图6㊀围岩变形监测曲线图5㊀结㊀语1)㊀通过数值模拟得出, 双壳 支护技术下,峰前应力增速相对较快,应力峰值的位置距巷道中心处的距离更小,改善了巷道围岩的应力状态,使巷道围岩更加稳定㊂2)㊀通过数值模拟得出, 双壳 支护技术下,巷道顶板下沉量较原支护方案减少了36.7%,较未支护状态相减少了40.9%,有效控制了巷道顶板下沉㊂3)㊀现场工业性试验结果得出,采用 双壳 支护技术后,巷道拱顶㊁两帮最大变形量分别为130mm㊁178mm,巷道围岩变形得到了有效控制㊂参考文献:[1]㊀余伟健,王卫军,文国华,等.深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策[J].岩土工程学报,2012,34(8):1501-1508.[2]㊀黄庆享,石中情.三软煤层巷道围岩自稳平衡圈分析[J].西安科技大学学报,2016,36(3):331-335.[3]㊀王国龙,常云博,林㊀陆,等.三软煤层巷道布置优化与联合支护技术研究[J].煤炭工程,2022,54(2):55-61.[4]㊀王晶晶.深部三软煤层巷道围岩变形破坏特征及控制技术研究[J].煤,2019,28(8):67-69,81.[5]㊀刘东东.三软煤层巷道掘进支护实践应用研究[J].山东煤炭科技,2018(5):37-38,40.[6]㊀任俊峰.深部软岩巷道 双壳 支护技术研究与应用[J].山西能源学院学报,2021,34(6):19-20,23.[7]㊀周㊀开.深部工程软岩巷道 双壳 支护理论与技术[J].煤矿安全,2016,47(6):78-81.[责任编辑:常丽芳]05㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第32卷。
例析三软煤层巷道底板注浆支护技术1 工程概况嵩山煤矿2203胶带岩石集中巷地面位置位于雷坡村以北300m下。
区内地形平缓,呈南东高、北西低趋势,地面标高为+347.6~+358.0m,地表均为第四纪黄土层覆盖。
地面除沟渠、田间小路外,其余均为农田。
本区岩(煤)层位于嵩山背斜北翼,为单一缓倾斜构造,走向近东西,倾向北,倾角9°~20°,平均15°;巷道设计沿L7灰岩掘进,局部有摺曲或断层。
煤层结构简单,局部含一层夹矸。
岩(煤)层普氏硬度系数1~8。
2203胶带巷设计沿L7灰岩掘进,采用锚网喷支护。
由于巷道围岩压力大,巷道内经常出现变形或底鼓现象,为此经矿领导安排,在2203胶带巷后巷进行底板注浆加固施工。
2 对巷道底板底鼓原因进行分析2.1 巷道地质变化引起应力重新分布巷道在掘进过程中,巷道断面岩层性质发生变化,应力重新分布,底板岩体为砂质泥岩,岩体强度降低、节理裂隙较为发育,底板强度低,巷道顶板、两帮压力较大,应力通过底板释放导致底板鼓起。
2.2 锚网喷支护效果不佳由于两帮岩体性质发生变化,上帮裂隙较为发育在打设帮锚过程中经常发生卡钻、钻孔堵塞;锚杆注不到设计位置,锚杆间距、角度都不能按照设计打设;岩体裂隙发育夹杂裂隙水导致锚固剂凝固效果不理想。
两帮抗压强度变小,底板收受压力增大一定程度上会造成巷道底鼓。
2.3 围岩裂隙发育,主动性支护方式单一巷道岩性受构造裂隙发育影响原有锚网喷支护方式不能起到很好的支护作用,岩石自身的主动防御性降低。
当迎头光面爆破结束后,巷道掘进完成后,围岩应力超过该段岩层岩体的屈服强度时,软弱的塑性物质就会沿着最大应力梯度方向向消除阻力的自由面空间挤出。
产生塑性挤出的围岩主要是有裂隙发育、固结程度低的砂质泥岩、泥灰岩等软弱岩体,当巷道处于这些岩层中时就会产生底鼓现象。
2.4 巷道涌水量加大,底板受水浸泡膨胀底鼓二1煤层底板直接充水含水层曾发生过遇断层和裂隙发生突水的情况通过试验得知:未浸水前有微纹和完整的细粒砂岩、中粒砂岩和粉砂岩,浸水后一般无变化或无明显变化。
关于“三软”煤层掘进锚喷支护措施的探讨摘要:“三软”煤层条件下,顶板安全是制约掘进的主要因素。
郑州矿区所采煤层是典型豫西“三软”煤层,告成煤矿属于豫西强变形“三软”煤层,煤层呈粉末状,疏松易碎。
我矿通过优化生产组织和加强施工质量管理,提高锚喷支护水平和掘进水平,进一步提高支护系统的支护质量,以有效控制掉顶、片帮等事故的发生,实现了快速掘进,确保了安全生产。
关键词:“三软”煤层掘进锚喷支护安全管理“三软”煤层指煤矿开采中遇到的软的顶板岩层、软的主采煤层和软的煤层底板岩层,一般情况下,具有三软特征的煤矿煤层和顶底板均为软弱岩层。
煤层裂隙发育,构造复杂。
“三软”煤层容易导致支护系统抵抗弹性变形的能力降低,当支护系统周围煤层的压力达到支护系统的强度极限时,将导致顶板弯曲下沉,造成煤层上覆顶板破碎,使掘进、回采及顶板管理的难度进一步加大。
如果遇到复合顶板,因为复合顶板易与上部岩层发生离层,所以复合顶板易发生大面积的推垮型冒顶,给快速掘进、安全生产造成较大的威胁。
在“三软”煤层中采用综采、综掘工艺是一个比较难的课题,但是在“三软”煤层中使用综采工艺也可以达到快速掘进,关键在于措施得力,现场执行到位。
一、问题及分析(一)生产组织方面“三软”煤层揭露后极易风化,造成喷浆前巷道的煤壁风化脱落,使部分锚杆失效,导致片帮、掉顶,影响支护效果,甚至可能发生冒顶事故。
(二)施工质量管理方面在煤矿生产施工过程中由于生产施工不到位,造成质量原因导致支护体受到扰动、破坏,影响安全的因素如下:1.在掘进施工过程中没有严格按照设计图纸施工,炮眼位置不规范,周边眼没有紧贴岩面且没有垂直于掘进面,巷道成形比较差,超挖、欠挖严重,导致煤壁应力集中使巷道变形、破坏。
2.在掘进施工过程中打设锚杆时,由于煤岩松软和部分巷道高度的制约,且掘进后敲帮问顶时没有除尽悬岩、危矸,产生较大的裂隙,使部分顶部锚杆打设质量差,支护系统的初撑力不足,使围岩脱落,导致煤壁应力集中,锚杆失效,从而巷道变形、破坏。
悬移支架在三软煤层支护中的可行性研究摘要:文章介绍了悬移支架如何在三软煤层中进行支护,且工作面是怎么样保证质量、安全以及实现高产高效的。
关键词:三软煤层悬移支架支护高产高效1、简介我矿所采煤层属于偃龙矿区,是典型的三软煤层,工作面及上、下顺槽压力大,极易片帮、冒顶。
以前采用单体液压支柱配合π型钢梁进行支护,施工过程中造成大量的隐患,且每月原煤产量不高,工效极低。
为在保证安全、质量的前提下提高工效及产量,我矿特在1105工作面安装悬移支架进行回采。
工作面倾斜长110米,走向长380米,煤层平均厚度5.0米,工作面煤层倾角平均25°,采高为2.1~2.4m,采放比为1:1.2,所采煤层为二1煤层,糜棱构造煤,煤质较软,顶底板均为泥岩和砂质泥岩,属“三软”煤层。
该面装备ZH1600/17/25F型分体顶梁组合悬移液压支架进行支护。
2、合理的布置(1)巷道布置的合理性。
其一、工作面坚持伪俯斜开采,将其长度基本控制在100~120米范围。
有利于工作面循环作业,即工作面1天完成1个循环,减少了循环周期,且减小了顶板因为循环周期过长带来的压力。
其二、上、下顺槽合理的布置,保证了生产所需物料及设备及时的运进和损坏设备及时的运出。
(2)工作面风量、风速的合理配置。
风量、风速的合理性使工作温度保持在23°左右。
风量将工作面的瓦斯和有害气体稀释到安全浓度,并带出整个系统;风速既能使温度适宜,又不会使煤尘飞扬,确保工人有良好的作业环境。
(3)支架型号合理的选择。
针对工作面特殊的地质条件,选择适合工作面支护的支架。
一、要能有效的支护顶板,保证顶板安全;二、支架的高度要和采面采高相符合;三、合理的控制工作面支架的数量,在保证安全的情况下减少劳动量。
3、严格的管理制度3.1安全技术管理(1)科学的作业方式。
工作面采用“二九一六制”作业方式,二班生产一班检修和准备,循环进度为0.8米,循环方式为一日一循环。
浅谈“三软”煤层回采巷道支护技术在采煤工作面回采过程中回采巷道占据着重要的位置,在煤软、顶板软和底板软且受上覆煤层采动破坏和影响的煤层中,回采巷道的支护形式决定了其服务年限,选择合理的支护方式对保证回采工作面安全标准化生产、减少巷道维护成本至关重要。
标签:三软煤层;巷道支护;松帮卸压引言三软煤层选择合理的巷道支护方式对保证巷道支护质量具有十分重要的意义,如果支护方式好支护参數选择不合理,就会增加支护维修成本,不仅影响掘进进度而且影响支护质量。
三软煤层巷道围岩属于差异性较大的非均质层状赋存,表现为围岩难以形成承载结构、强烈的两帮移近量、片帮和围岩不均匀整体下沉。
因此合理的支护设计在保证安全生产的前提下可以有效降低支护成本、提高掘进速度。
三软煤层开采目前在豫西存在单产不高,开采困难的现象,主要是由于三软煤层底板较软,支柱钻底量大,支柱的初撑力下降较快。
采用合理的支护方式,可以降低成本,提高掘进速度,减少巷道维修成本。
一、回采巷道变形破坏特性1.1 回采巷道围岩概况1701采煤工作面位于某矿的17采区,平均采深600m,二1煤层平均厚度为4.06m,煤层倾角16°,硬度系数?=0.15,容重1.45t/m?,黑色、深黑色,粉末状产出,煤质松软,厚度变化大。
二1煤层直接顶为泥岩、炭质泥岩及砂质泥岩,深灰色,层面含碳质及点状云母片,含黄铁矿结核,泥质胶结,平均厚度约1.63m,其抗压强度15.7 MPa,抗拉强度0.7 MPa,属于易冒落软弱岩层。
二1煤层老顶为中细粒砂岩,灰白色,以长石石英为主,局部夹黑色碳质及砂质泥岩条带,硅质胶结,厚度约4.76m,层位稳定,其抗压强度20.1 MPa,抗拉强度3.7 MPa,属于中硬较稳定型。
二1煤层直接底板为泥岩及砂质泥岩,上部灰黑色碳质泥岩,层面含炭质煤屑及大量植物叶片化石,下部浅灰色砂质泥岩,含白云母碎片及大量植物根部化石,厚度约2.91m,其抗压强度21.8MPa,抗拉强度7.4MPa,属于中硬较稳定型。
“三软煤层回采巷道刚柔结合强力支护技术研究实施方案”嘿,朋友们,今天咱们要聊的可是个技术活儿,那就是三软煤层回采巷道刚柔结合强力支护技术。
这可是个大工程,涉及到煤矿安全生产,咱们可得细细研究。
下面,我就用意识流的方式,给大家捋一捋这个实施方案。
咱们得了解三软煤层的特点。
这玩意儿软得跟豆腐似的,一挖就塌,所以支护技术就显得尤为重要。
咱们这个方案,就是要在软煤层中实现强力支护,确保安全生产。
一、项目背景及目标1.背景分析近年来,随着煤矿生产技术的不断发展,三软煤层资源得到了广泛关注。
然而,由于其特殊的地质条件,导致回采巷道支护难度较大,事故频发。
为了提高三软煤层回采巷道的安全生产水平,降低事故风险,我们提出了这个刚柔结合强力支护技术研究实施方案。
2.项目目标本项目旨在研究一种适用于三软煤层回采巷道的刚柔结合强力支护技术,通过技术创新,提高巷道支护效果,降低事故风险,实现安全生产。
二、技术路线1.刚柔结合支护技术采用高强度钢材、高性能混凝土等材料,构建一种刚柔结合的支护体系。
其中,刚性部分主要负责承受巷道顶板压力,柔性部分则用于缓解应力集中,降低巷道变形。
2.支撑体系优化对现有巷道支撑体系进行优化,提高支撑力,降低巷道变形。
具体方法包括:增加支撑点,提高支撑密度;采用高强度钢材,提高支撑强度;优化支撑结构,降低支撑力损失。
3.监测技术利用现代监测技术,实时监测巷道变形、应力变化等情况,为调整支护方案提供依据。
三、实施方案1.准备阶段(1)收集相关资料,了解三软煤层地质条件、巷道结构、现有支护技术等;(2)组织专家论证,确定项目实施方案;(3)成立项目组,明确分工,制定工作计划。
2.实施阶段(1)根据地质条件,选择合适的巷道支护材料;(2)优化巷道支撑体系,提高支撑力;(3)采用现代监测技术,实时监测巷道变形、应力变化;(4)根据监测数据,调整支护方案;(5)加强现场管理,确保施工质量。
3.验收阶段(1)对巷道支护效果进行评估,验证方案的有效性;(3)推广应用于其他类似工程。