放顶煤采场顶板结构形式及支架围岩关系.pdf

收稿日期 2008205227 作者简介陈文全1968 - ,男,山西大同人,助理工程师,从事技术工作。 放顶煤采场顶板结构形式及支架围岩关系 陈文全 1 ,李纯宝 2 1. 大同煤矿集团 白洞煤业有限责任公司,山西 大同 037029; 2.龙口矿业集团 经济运行处,山东 龙口 265700 摘 要针对综采放顶煤工作面的顶板结构,探讨了直接顶厚度的计算方法,分析了综采放顶煤采场普遍 存在的三种结构,得出了放顶煤采场支架与围岩关系的表达式。 关键词放顶煤;顶板结构;支架;围岩 中图分类号 TD313 文献标识码B 文章编号 1005227982009 0120046203 我国于1982年引进了综采放顶煤支架,并于 1984年开始工业性试验。20多年来,这一技术在我 国得 到了迅速 发展,目 前工 作面 年 产 已 超 过 700万t,达到世界领先水平,工作面回收率达到 80以上。随着放顶煤采煤技术的日渐成熟,应用 会越来越广泛。搞清放顶煤采场的顶板结构形式及 支架围岩关系,是进行采场科学支护设计和提高放 顶煤开采综合效益的前提。 1 放顶煤采场的直接顶和老顶 放顶煤采场的需控岩层,主要指直接顶和顶煤, 由于顶煤的存在,老顶的运动效应将被顶煤“ 弱 化 ”,变为次要的控制对象仅对采场内部的顶板控 制而言。直接顶厚度与放出率、 采高、 煤岩破碎后 的碎胀状况有关。 1. 1 直接顶厚度 我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测 结果,见表1。根据现场实践及模拟研究结果,对直 接顶的厚度有以下两点认识 1 直接顶的厚度在不同的开采阶段有变化, 老顶初次来压前直接顶厚度较小,正常推进阶段直 接顶厚度增大到一个基本稳定值,约为采出厚度2 倍左右。 2 稳定的直接顶厚度可按运动特性分为上 位直接顶及下位直接顶两部分。其中下位直接顶 约1. 0～1. 2倍采高由于断裂后回转空间大,冒 落形态为不规则垮落带,而其上位直接顶岩层断裂 后回转空间小,冒落形态为规则垮落带。 现场观测和实验模拟结果还表明,只有当采空 区被煤和矸石充填满后,覆岩的不规则垮落才停止。 在放顶煤采场,由于煤从垮落到放完是一个动 态过程,此过程中直接顶的厚度是变化的,亦即老顶 的厚度与位态也是变化的。因此,直接顶厚度可用 下式表示,直接顶状态如图1所示。 MZ HT-SA- C KA- 1 式中MZ为直接顶厚度;H为采高;T为顶煤 厚度;C为残煤厚度;SA为老顶在触矸处的沉降量; KA为矸石碎胀系数。 表1 我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测结果 工作面 煤层 厚度 直接顶 垮落高度 高度H H /M 不规则 垮落高度 高度H1H1/M 规则 垮落高度 高度H2H2/M 三河尖矿 7131 9. 0020. 322. 2610. 491. 179. 831. 09 扎局2号 井综放面 12. 0032. 002. 6711. 900. 9920. 101. 68 三河尖矿 7121 6. 5013. 342. 056. 531. 006. 811. 05 旗山矿 3119 4. 5010. 502. 334. 501. 006. 001. 33 大屯徐庄 矿综放面 5. 5015. 132. 755. 951. 089. 181. 67 王庄矿 4369 7. 0214. 202. 027. 601. 086. 600. 94 鹤壁六矿 2503 - 2 5. 2010. 792. 086. 261. 204. 530. 87 扎局灵北 矿综放面 12. 0022. 001. 8312. 001. 0010. 000. 83 阳泉一矿 8603 6. 3813. 202. 077. 801. 225. 400. 85 兴隆庄矿 5306 7. 8817. 562. 2311. 401. 456. 160. 78 平均2. 231. 121. 11 图1 直接顶厚度计算 根据有关研究结果,SA 0. 15～0. 25h,在放 顶煤采场,hHηT,式中η为顶煤放出率;η 1 -C /Tkm;km为顶煤垮落后的碎胀系数;在一般 64 问题探讨 总第111期 顶板的采场,SA0. 2h。 1. 2 老顶结构及断裂形态 由于放顶煤开采的特殊性,老顶活动的矿压显 现是通过直接顶及顶煤介质传到工作面煤壁及支架 的。因此,一般说来,大多数采场老顶运动在工作面 的矿压显现并不十分明显。 2 放顶煤采场的顶板结构 2. 1 “ 煤 煤 ” 结构 在顶煤较厚、 煤层结构复杂的情况下,很可能出 现支架上方未冒顶煤与采空区已冒顶煤之间的拱式 平衡结构,且这个结构人为不易破坏,简称其为 “ 煤 煤 ” 结构,其状态如图2所示。 图2 “ 煤 煤 ” 结构示意 容易出现这种结构的采场条件如下 1 顶煤中存在较厚、 较硬的夹矸,大块夹矸 形成“ 煤 煤 ” 结构的基底岩层。 2 上部顶煤坚硬,呈大块状垮落,或煤中含 有粘土成分,呈团块状垮落。 在这种结构下,由于下部顶煤已在采空区内放 出,采空区内形成空洞,空洞上方是“ 煤 煤 ” 结构, 尽管在采空区侧用矿灯能照到它,但又很难破坏它, 因此,在这类采场,除特殊情况外,最好不采用放顶 煤开采。若用放顶煤开采,应在开采前用软化注 水、 松动爆破方法对顶煤进行预处理。 2. 2 “ 岩 矸 ” 结构 “ 岩 矸 ” 结构是指未垮落岩层与已垮落矸石 挤压而形成的半拱结构。这种结构是最常见的,为 了能说明这种结构的形成及变化过程,假定在上一 放煤循环中垮落的顶煤已全部放出,且空穴被矸石 全部充满,此时采空区内煤岩的状态如图3所示,下 位岩层呈不规则垮落,上位岩层呈大块状较规则地 垮落。移架后顶煤和直接顶垮落充满采空区。随着 放煤的进行,矸石上表面高度逐渐下降,上位大块矸 石下降、 再破碎,导致拱结构上移。放出率为 η时 的岩层状态,见图4。 图3 “ 岩 矸 ” 结构示意 图4 放出率为η时的“ 岩 矸 ” 结构状态 2. 3 岩梁结构 当煤层上存在大厚度坚硬岩层且直接顶厚度较 小、 顶煤较薄时,可能存在如图5所示的岩梁结构, 且岩梁的断裂长度为周期来压步距。 图5 岩梁结构示意 图5所示结构能否存在的近似判别依据是 MHTMZ 1 - KA - C 式中M为坚硬岩层厚度一次同时运动的厚 度,有时不是岩层的总厚度 , 其他符号含义同前。 由上式可知,顶煤放出率对老顶和直接顶的相 互转化起控制作用,亦即顶煤放出率不同,采场支架 的载荷也不同。 3 放顶煤采场的支架围岩关系 3. 1 “ 煤 煤 ” 结构下的支架围岩关系 根据实测,“ 煤 煤 ” 结构下不来压时,支架仅 支撑下位顶煤的作用力,即可保证采场安全。来压 时,需同时支撑上位顶煤的作用力。支护设计时,应 考虑到最危险的状态,并有一定的安全系数。因此, 支架应能同时承担下位和上位顶煤的作用力,并同 时考虑老顶的作用,因此,此种结构下支架围岩关系 可用下式表示 PT PT2T1γtPC 式中PT为支护设计时支架的合理支护强度; P为状态系数,平时为0,来压时为1;T2、T1为分别 为上位和下位顶煤厚度;γt为顶煤平均容重;PC为 直接顶和老顶间的接触应力。 PC0时的PT为合理支护强度的最小值,但这 种采场是不适合放顶煤的。 3. 2 “ 岩 矸 ” 结构下的支架围岩关系 “ 岩 矸 ” 结构下的支架围岩关系可用下式表 示 PTTγMZ1γZPC 式中MZ1为下位直接顶厚度,该厚度随顶煤放 出率而变化;γZ为直接顶容重;其他符号含义同 前。 3. 3 岩梁结构下的支架围岩关系 与上述过程相类似,与图5对应的支架围岩关 74 2009年1月 陈文全等放顶煤采场顶板结构形式及支架围岩关系 第18卷第1期 系可用下式表示 PTTγtMZγZPC 式中MZ为直接顶的厚度;其他符号含义同 前。 上述三种结构下的值均为老顶与直接顶间的接 触应力。大量的实测表明,老顶的运动对工作面矿 压显现的差异较大,其动载系数一般在1. 05～1. 8 之间。由于梁式结构运动时压力显现明显,因此选 择老顶来压时的动载系数时应比其他两种结构下的 大,以避免老顶来压时对支架产生大的冲击。由于 各矿煤层及顶底板情况差异较大,因此选择老顶来 压时的动载系数最好通过矿压观测来定。 [责任编辑魏晋英] 上接第34页上端头及工作面向外50 m范围的巷 道挖底,保证工作面向外20 m巷道断面不小于 6 m 2 ,向外50 m巷道断面不小于10 m 2。从而降低 了工作面的通风阻力,加大了流经上隅角的风量及 风速,增加了风排上隅角瓦斯浓度,提高了工作面风 压,抑制了采空区瓦斯向外涌出。 2 在1112 1工作面上隅角设置风障。为进 一步加大对上隅角瓦斯的稀释及风排量,在靠近 1112 1轨道巷上隅角处挂一风障,引导工作面部分 风流流经上隅角,以达到稀释上隅角高浓度瓦斯,如 图2所示。 1 运输巷; 2 采空区; 3 工作面; 4 风障; 5 上隅角; 6 轨道巷 图2 上隅角风障示意 3 对上、 下风巷及时退锚和充填,促使顶板垮 落。为加快采空区顶板的冒落,尽快使采空空间上 移,减少流向采空区的风量,降低采空区瓦斯向上隅 角处的流动,采取对1112 1工作面上、 下风巷进行 及时退锚及充填,减少流向采空区的风量,同时也阻 止采空区瓦斯从上隅角大量涌出。 4 上隅角设管抽采充填袋以里采空区瓦斯。 受采空区内风流流动的影响,造成上隅角充填袋以 里积聚了大量的瓦斯。采取在上隅角设置1趟 D273 mm的抽采管路,管路向充填袋以里埋0. 5～ 1 m。通过管路对充填袋内积聚瓦斯进行抽采,有效 降低上隅角充填袋内的瓦斯浓度,从而减少了采空 区向上隅角瓦斯的涌出。 5 施工顶板走向钻孔对工作面采空区瓦斯进 行抽采。在1112 1轨道巷内向顶板岩石施工一 “T” 型钻场,钻场布置在煤层顶板。第一个钻场距 开切眼距离为100 m,以后每隔80 m施工一个钻 场。在顶板钻场内向工作面方向施工顶板钻孔,每 钻场设计施工10个钻孔,钻孔深度约为120 m,钻孔 孔径为108 mm,钻孔终孔位于工作面顶板裂隙带 内,即煤层顶板上14～18 m处。通过裂隙带对采空 区及顶煤中的瓦斯进行抽采,减少了流向上隅角的 瓦斯量。 通过上述方法对采空区瓦斯的治理,有效降低 了回采工作面上隅角及回风流中的瓦斯浓度,保证 了1112 1工作面安全回采。表1为采取综合瓦斯 治理方法后,工作面上隅角及回风流中的瓦斯浓度。 表1 治理后工作面上隅角及回风流中的瓦斯浓度 日期 上隅角瓦斯 浓度/ 回风流瓦斯 浓度/ 5月上旬0. 850. 36 5月中旬0. 90. 36 5月下旬0. 90. 34 6月上旬0. 70. 33 6月中旬0. 780. 33 6月下旬0. 820. 35 7月上旬0. 80. 36 7月中旬0. 880. 34 5 结 论 上隅角瓦斯积聚严重威胁着矿井安全生产,但 是只要仔细分析瓦斯来源,采取相应措施并实施到 位,完全可以对其进行有效控制,保障生产安全顺利 地进行。 参考文献 [1 ] 于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M ].北 京煤炭工业出版社, 2000. [2 ] 刘伟洲.煤矿通风综合技术手册[M ].长春吉林电子 出版社, 2003. [3 ] 愈启香.矿井瓦斯防治[M ].徐州中国矿业大学出版 社, 1992. [责任编辑王玉洁] 84 2009年1月 陈文全等放顶煤采场顶板结构形式及支架围岩关系 第18卷第1期