B090404 伊马矿上行开采论证与实践.doc

伊马矿上行开采论证与实践 许凤国1 宋宏志1 苏 野2 吴洪波1 [1-阜新矿业集团公司，辽宁 阜新 123000；2-阜新矿业集团公司伊马煤矿，辽宁阜新123006] 摘 要 论证了伊马煤矿二水平北翼采区“上行”开采的理论上的可行性。通过开采实践证明，在符合条件的情况下，采用上行开采法不仅可行，而且会取得很好的技术经济效果。 关键词 上行 开采 论证 实践 ----------------------------------------------------------------------- 1 概 况 伊马煤矿二水平北翼采区共有2个可采煤层，即1-2和2-2煤层。1-2煤层厚1.4～1.6m，2-2煤层厚1.8～2.2m，两煤层之间层间距17～23m。2003年二水平接续时，为适应市场经济需要，首先开采了2-2煤层，采用高档回采，顶板管理为自然垮落法。2004年4月2-2煤层开采结束。经过两年多的时间，基本处于稳定状态。 采用上行开采的首采面2112工作面位于二水平北翼区，地表标高为120～124m，开采标高为-301～-329m，开采垂直深度421～453m，工作面下部为2-2煤层的2121工作面采空区。工作面伪顶为灰质泥岩，厚度0～0.2m；直接顶为白色细砂岩，厚度2.4～2.65m；老顶为白色中砂岩，厚度4.6～5.6m；底板为白色细砂岩，厚度1.4～2.6m。工作面布置为仰斜开采，煤层倾角3～6，平均5。1-2与2-2煤层间岩性及分布如图1所示。 图1 1-2与2-2煤层间岩性及分布如图 2 可行性论证 2.1 力学参数 1-2煤层底板与2-2煤层顶板间各岩性物理力学参数如表1所示。 表1 1-2煤层底板与2-2煤层顶板间各岩性物理力学参数 岩石名称 岩石密度 dtg/cm3 岩石抗拉强度 RMPa 岩石抗压强度 RMPa 抗压比 岩石凝聚力 RMPa 岩石内磨擦角 ∮ 弹性横量 EX104MPa 松比 泥质页岩 2.40-2.47 2.43 2.09-2.69 2.49 42.72-80.65 63.63 0.039 4.0 31.0 8.10-9.4 8.70 0.50-0.39 0.39 细砂岩 2.07-2.12 2.10 0.91-1.45 1.24 25.05-28.47 26.83 0.046 3.0 28.3 1.30-2.10 1.76 0.10-0.19 0.15 中砂岩 2.23-2.25 2.24 1.19-1.92 1.49 18.91-21.75 20.49 0.073 2.5 34.0 1.79-2.01 1.87 0.17-0.36 0.25 粗砂岩 2.13-2.23 2.19 1.06-1.35 1.19 16.94-19.11 17.73 0.069 3.0 31.0 1.30-1.67 1.50 0.24-0.49 0.38 煤 1.41-1.55 1.49 0.51-2.51 1.41 13.81-17.08 15.90 0.072 2.5 32.0 0.98-3.43 2.04 0.17-021 0.19 注横线上方为变化范围，下方为平均值。 从现场实际勘测及实验所获得各岩层的力学性能指标结果分析，各岩层力学性能指标差别不大，层节理不发育，围岩整体强度较强，属中硬性。但泥质页岩强度和弹性横量较大。 2.2 上行开采技术分析 2.2.1 上行开采层间距的论证 全部垮落采煤方法采空区上覆岩层自下而上分为冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。 冒落（破碎）带矸石不规则垮落，堆积充填采空区，裂隙带弯曲下沉离层形成裂隙仍排列整齐。根据论证，理论上处于冒落带以上的煤层可进行上行开采。 上下煤层间距与下煤层采高比 KH/M 式中K-上下煤层间距与下煤层采高比； H-上下煤层间距，实际最小距离为17m； M-下煤层采高，采高为2m。 我国开采实际及研究论证，当K7.5时可上行开采。目前，国内上行开采实例中，采厚比最小为4。计算K值为8.5，大于7.5，表明上行开采可行。 2.2.2 “三带”判别法论证 （1）冒落带高度的确定 HM100M/4.7M192.2 式中HM-冒落带高度； M-下部煤层采高，2m。 根据计算，冒落带高度为4.84～9.24m，证明1-2煤层处在冒落带范围以上。 （2）裂隙带高度的确定 H100M1.6M365.6 式中H-裂隙带高度； M-下部煤层采高，2m。 根据计算，裂隙带高度为23.81～35.01m。通过实际掘进探查和回采证实1-2煤层在裂隙带范围。 2.2.3 围岩平衡法判别论证 根据采场上覆岩层破坏和移动规律，从围岩平衡观点来判别上行开采的可行性简称围岩平衡法。能够形成不发生台阶错动的平衡岩层结构称为平衡岩层。由下煤层顶板至平衡岩层顶板的高度叫围岩平衡高度。当采层上覆岩层有坚硬、中硬岩层时，上煤层应位于距下煤层最近的平衡岩层之上。当采层上覆岩层均为软岩时，上煤层应位于裂隙带内。 上行开采需要的层间距 HbM/K-1H 式中M-下煤层采高，2m； K-岩石矸胀系数，取1.2； H-平衡岩层本厚度，取3m。 根据计算，Hb13m，证明1-2煤层位于下煤层采空区平衡岩层之上。因此，具备上行开采条件。 2.2.4 岩层稳定时间的论证 上下煤层间为中硬岩层，下煤层开采稳定持续时间 T7KH/μ 式中T-稳定持续时间； K-不同矿井系数，取1.6； H-开采深度； μ-工作面开采进度，m/月。 根据经计算，2-2煤层开采约15个月后，上层1-2煤层处于稳定状态。实际下部煤层于200４年4月30日结束，已采毕2年多时间，按上行开采间隔时间，符合要求，证明上行开采可行。 综合上述四项可行性上行开采的论证，2-2煤层上行开采在技术理论上均合理、可行。 3 巷道探查施工 按探查设计要求，于2006年4月开始进行巷道探查，施工中要加强顶底板管理。采用炮掘，全断面一次成巷，巷道断面设计为梯形，高2.2m，宽3.6m。 探查巷道采用锚、网、带锚索支护，顶板破碎处加备工字钢棚联合支护，顶板用直径20mm、长2000mm 螺纹钢锚杆，间排距为800800（mm）；顶板锚索长7500mm，间排距16001600（mm）；两帮用直径20mm、长1600mm的螺纹钢锚杆，间排距为1000800（mm）；顶板破碎段时，架设工字钢梯棚联合支护，工字钢棚梁长3200mm，腿长2400mm ，棚距1000mm。 图2 2112运槽巷道支护断面示意图 在日常支护管理中，严格按标准施工，加强施工质量。巷道中间每隔5m用直径200mm的圆木打一信号顶子，以便随时观察顶板变化情况，并及时采取补救措施。通过巷道探查施工，只是在运顺155m处有一8m长裂隙，其他地点没有发现离层和明显裂隙的征兆，与其它巷道比较，打眼容易，不片帮，没有明显压力表现。为了进一步掌握1-2煤层底板岩层的破坏状况，在巷道探查施工中每施工100m在工作面向下打钻，探测采空区覆岩破坏情况。经钻测，至少距底板2.5m厚的泥质页岩（关健层）无明显裂隙。 4 上行开采实践 2112工作面采用长臂后退式高档普采，顶板管理为四、五排。为了更好管理顶板，采用错梁齐柱式布置，支柱为DZ-22型单体液压支柱，梁为1200mm铰接顶梁，正悬臂布置（后300 mm前900 mm），最大控顶距为4200mm，最小控顶距为3600mm，全部垮落法管理顶板。顶板破碎处使用长2800mm方钢棚支护，方钢棚成组使用，组距为0.8m，组内间距为0.2m，每组方钢交替迈步前移，每根方钢至少保证一梁三柱（如图3所示）。 图3 2112采煤工作面支护示意图 （1）工作面顶板压力与下沉量 工作面顶板压力与下沉量如图4所示。 图4 2112工作面平均压力分布和顶板下沉曲线图 由图4可看出，工作面前3排支柱阻力接近相同，截荷变化不明显，表明控顶区顶板较完整、稳定，顶板压力分布较缓和，第4排支拄阻力明显增大1.6倍，表明顶板的整体性较强，其弯距作用及顶板合力主要作用在4排支拄。顶板作用在工作面煤壁的压力较小，也就是超前压力不明显。 此外，控顶区顶板下沉量相对较大，最大达244mm，因底板相对较软，支柱扎底量较大，占下沉量的较大部分，随控顶距增大，顶板下沉和扎底量也增大，同时支柱载荷随着增大。 （2）顶板垮落形式及压力显现 上行开采工作面控顶区各排支柱载荷并不大，表明顶板压力相对较小。回采过程中观测，因在裂隙带开采，从顶板控制的角度分析，裂隙带回采工作面改变了采空区顶板自然垮落过程，转化了矿压显现形式。初采阶段，自开切眼到回采6.8m时，提前使顶板自下而上冒落达到接顶充满采空区，随着工作面推进，采空区顶板多呈1m多厚的岩石呈现巨大块状有规则的冒落，沿倾斜裂隙成长条状挤压咬合，沿走向呈半拱状保持阶梯形连续性陷落，对断裂弯曲的老顶起到支撑的作用，减缓了工作面顶板压力和超前支护的压力，显著改变了矿压显现程度。 （3）工作面开采的初次来压、周期来压特征 表2 初次来压、周期来压特征 初次来压 周期来压 时间/d 4 1～2 步距/m 17.5～24.5 5～7 强度/MPa 10～10.7 11.3～14.5 动载系数 1.24 1.38～1.46 显现 顶板下沉，支柱轻微扎底 顶板下沉，支柱扎底较明显 由表2可以看出，采空区老顶初次来压期间，来压强度不强烈，压力不大，但持续时间较长，主要是老顶处于弯曲下沉带影响初次来压显现，同时造成老顶来压步距有减小趋势（根据同层采面回采经验，老顶初次来压步距24～30m，周期来压步距4～6m），与其相比，来压强度降低，老顶活动很大程度具有缓慢下沉性质。 周期来压顶板压力增大1.1～1.4倍，动载系数1.3～1.5，顶板下沉量和扎底量达到最大，反映出周期来压强度和显现也较明显。 图5 工作面超前压力曲线图 工作面超前压在距煤壁6～8m有相对微弱的支承压力峰值区域，最大为7.4t，但总体看，在超前煤壁10m范围内，支撑压力显现不明显，尤其在煤壁5m范围内的超前支护单柱载荷完全相同。主要是由于底部开采的卸压作用（应力缓解），在裂隙带回采，使覆岩传递支承力的能力相对减弱。 5 结 论 理论计算与实践证明，1-2煤层处在2-2煤层的裂隙带中，煤层间距大于底层采高7.5倍；层间距在13m以上，不发生错动的平衡层；开采间隙稳定时间在16个月以上。通过开采实践证明论据符合实际，能够达到安全生产的条件。 通过2112面试采，在实际数据满足理论数值时，在顶板管理方面是能够达到安全生产条件的。特别是高瓦斯矿井更有推广使用意义，它可以释放瓦斯涌出量，降低工作面瓦斯浓度，确保安全生产，但还存在一些问题，主要是老塘漏风、煤炭易自燃煤层的“一通三防”管理问题还有待进一步研究解决，使上行开采工艺更完善，达到确保安全生产。 第一作者简介 许凤国 男，1968年出生。现任阜新矿业集团公司生产技术处副处长，采矿工程师。 （收稿日期2009-10-22；责任编辑黄 翔）