煤矿缓倾斜薄煤层开采沿空留巷技术.pdf

58/矿业装备 MINING EQUIPMENT工 艺1 巷道围岩相关参数测试某山区矿井拟对矿井内部的缓倾斜薄煤层进行开采，根据前期勘查资料显示，煤层平均厚度为 1m，煤层倾角约为 5，为典型的缓倾斜薄煤层。针对该薄煤层，煤矿企业拟采取沿空留巷技术进行开采。为确保该技术得到有效应用，企业技术部门在开采开始前，预先对巷道围岩相关参数进行测试。第一，对地应力分布情况进行测试，结合该矿井的图纸，技术人员在矿井内布置 4 个测点，对地应力进行观测。通过测量结果可知，四个测点最大主应力方向为东西方向，且接近水平方向，其值为自重应力的1.7至2.2倍，这表明该区的地应力以水平应力为主。同时，各个应力值的大小和方向未发生明显突变，证明本次研究矿区的地应力场分布相对较为均匀。第二，针对目标区域的煤岩物理力学参数进行测试，本次主要依据国家标准 GB/T 23561.1-2009 中的相关标准，对目标煤层的顶板、底板和煤层进行测试。测试结果显示，矿井围岩具有较高的坚硬度，属于中等强度以上，且顶板的抗压强度达到 100MPa 以上，整体较为稳定。第三，技术人员应用 FLAC 3D 软件，对目标区域的矿压进行数值模拟，设定开挖步为 5m，共计模拟 14 步，总推进量设置为 70m，并以左右 30m 煤柱为限制条件进行求解。结合模拟数据统计结果，可知该开采区域最大主应力集中系数约为 2.04，主要表现为前方移动支承压力区域。第四，对顶板位移情况进行分析。根据位移曲线可知，直接顶的初次垮落步距在 2530m，而老顶的初次来压步距则位于 5055m。据此可见，如针对该缓倾斜薄煤层进行开采，则步距上的明显差异将导致直接顶与老顶之间存在相对运动，难以保证直接顶的完整性，也难以确保巷道始终处于稳定状态，该问题需要以沿空留巷支护技术模式加以解决。2 沿空留巷支护方案设计2.1 加强支护方案结合之前的数值模拟分析结果，在本次沿空留巷支护方案设计中，决定在原有的支护方案基础上进行加强支护。针对巷内进行加强支护方案：第一，针对工作面前方的加强支护而言，工程人员在工作面超前 24m 范围内打设双排单柱，并配合铰接顶梁进行超前支护，排距2.4m，柱距控制为 1.2m，同时在工作面超前 6m 范围内，在巷中再打一排单柱铰接顶梁，并控制每根顶梁之间的距离在 1.2m。第二，针对工作面后方的沿空留巷支护而言，上帮支柱采用密集柱支护，每根柱之间的距离控制为 0.25m，并向采空区方向倾斜 2，同时在密集柱打设完成后，增设一排戗柱，并控制戗柱的柱距为 1.2m，角度则控制为 75左右1。2.2 沿空留巷支护设计在沿空留巷支护设计环节中，工程人员在原支护方案的基础上进行了较大的改进，采用双排锚索支护配单柱皮带挡矸的沿空留巷设计方案，取消了传统模式下的煤柱、密集支柱及矸石垛，以期最大程度上保持围岩的完整性与稳定性2。在本环节的设计工作中，主要基于以下几方面进行。2.2.1 进行巷内支护设计首先，对锚索长度进行确定，应用公式（1）进行计算：（1）式中：M为煤层采高，取 1.5m；K为冒落岩石碎涨系数，取 1.35m；为煤层倾角，取平均值 15；代入相关数据后计算得出 H 为 4.44m。在此基础上，综合考虑煤线、锚索等因素的影响，将顶部锚索长度设置为 7m，以此选用破断力为 260.7kN，松弛程度较低的煤矿缓倾斜薄煤层开采沿空留巷技术康锡明（山西介休义棠倡源煤业有限公司，山西介休 032000）摘要：为探究缓倾斜薄煤层的高效安全开采措施，结合某煤矿区域内的典型缓倾斜薄煤层，应用沿空留巷技术，对既有的开采工艺进行优化。而后对该技术模式进行现场测试，测试结果显示，该设计的沿空留巷技术模式在技术上具有可行性。关键词：缓倾斜薄煤层；煤层开采；沿空留巷2023.7 矿业装备/5915.24mm 的钢绞线锚索。其次，对锚索锚固长度进行确定，应用公式（2）进行计算：（2）式中：K表示安全系数，本次取 1.5；d1表示锚索直径，结合上文取值为 15.24mm；a表示锚索抗拉强度，取值为 1860MPa；c表示锚索与锚固剂的粘合强度，取值为 10MPa。代入上述数据求得锚索锚固长度的最小允许值为 1063mm。但在实际设计中，需要综合考虑顶板离层现象、局部压力过高、遭遇变化带等问题。针对这些问题，最终确定锚索锚固长度为 1500mm，同时每根锚索配备 3 卷型号为 K2350 的锚固剂。最后，对锚索间排距进行设置，结合实际施工情况，锚索间排距设置为 2.0m。2.2.2 对巷旁支护方案予以确定在本环节的设计工作中，根据现场工作面周期来压步距，待工作面推进 80m 时，进行回柱，回收部分密集支护单柱和巷道内的加强支护单柱，使密集排点柱间距0.8m，保证铺索在点柱的内侧。在点柱与点柱之间挂上废皮带，根据挡杆效果确定其高度，并用铁丝绑牢，用废皮带将采空区杆石挡住。在此基础上，为避免采空区破碎矸石向下垮落而造成侧压变形等问题，在工作面下巷进行沿空留巷放炮断顶，沿下巷上帮进行炮眼布置。炮眼在断面上的角度为垂直向上，走向方向的角度为 75，炮眼长度为 4m，直径为 42mm，且每个炮眼之间的间距为 0.3m，进行间隔装药。装药结构采用正向连续柱状装药，使用炮棍缓慢将药卷送到眼底。在爆破时，采用煤矿许用三级粉状乳化炸药，1-5 段毫秒延期雷管、MFB200 型矿用发爆器进行起爆。2.3 沿空留巷支护效果模拟分析基于上述方案，研究人员应用 FLAC3D 软件对本次采取的沿空留巷支护效果进行模拟分析。可知：本次沿空留巷技术模式应用后，预计能够有效控制围岩塑形区的扩展，能够实现对巷道围岩较为有效的控制。在应用沿空留巷技术模式后，上帮最大位移为 5.5cm，下帮最大位移为 3.5-4cm，变化幅度均较小。采取沿空留巷技术后，围岩应力由原来的 02.5MPa 变为 2.55MPa，证明这种模式提高了围岩强度，对提升巷道围岩稳定性较具作用3。3 实际应用效果分析为进一步验证本次沿空留巷技术模式的应用可行性，在本环节的工作中，选取该矿区的某停采线以里的 100m范围内进行沿空留巷支护模式应用试验，试验过程中涉及到的主要技术参数均按照上一章节的计算参数进行确定。为获得较为准确的测试数据，本次依据测点布置要求，进行矿压监测测点布置，共计布置 3 个离层仪测点、13 组顶底板和两帮位移测站、13 组单体液压支柱压力检测点、4 个锚固力测点，同时安装 3 台离层仪、13 台单体液压支柱压力检测仪、4 台锚杆锚固力测力计。在以上测点和设备布置完成后，经过长期监测后获得结果如下：针对顶板离层的监测结果显示，巷道1 号和 3 号测点无明显离层，2 号测点仅存在不足 5mm的离层量，该数值极小，证明顶板基本上处于稳定状态。从顶底板和两帮距离指标的变化量来看，顶底板距离变化量最大值为 40mm，两帮距离变化量最大值为 31mm，其主要原因是受上部采空区悬顶和顶板压力影响，导致巷道存在“底鼓”现象而引发距离变化，对于支护体系基本不构成影响。从单体液压支柱工作阻力来看，最大压力为 35MPa，最小值为 32MPa，压力波动不明显，证明该范围内顶板基本处于静压状态。针对锚杆应力监测结果显示，锚杆应力数值略为增大，增大值为 46kN 不等，主要原因是试验区域采空区顶板垮落不完整，而在顶板完全垮落后应力也随之减小。结合以上几方面的测量结果来看，本次针对煤矿缓倾斜薄煤层所采用的沿空留巷支护方案在技术上较为可行，能够很好地满足安全生产需要，预计其具有一定的推广应用价值。4 结束语结合煤矿缓倾斜薄煤层的实际情况，为其设置了较具针对性的沿空留巷技术，对其模拟分析结果表明，该沿空留巷技术具有较高的可行性。在此基础上，通过实际应用测试后发现，本次设计的沿空留巷技术模式在技术上较为可行，对提高生产安全性有着重要的意义，预计其在今后的煤矿开采中有望得到推广应用。参考文献1 杜鸿霄.浅谈综合机械化在煤矿开采中的应用 J.矿业装备,2021(4):206-207.2 蔺军发.采煤工程中薄煤层开采技术分析J.石化技术,2020,27(4):271+273.3 吴飞,戴英健.沿空护巷技术在突出矿井缓倾斜薄煤层中的应用 J.内蒙古煤炭经济,2019(15):56-57.