减小地应力对煤矿开采影响的方法

阎海鹏,唐 治,李国臻,冯 瑞

(辽宁工程技术大学力学与工程学院,辽宁阜新 123000)

减小地应力对煤矿开采影响的方法

阎海鹏,唐 治,李国臻,冯 瑞

(辽宁工程技术大学力学与工程学院,辽宁阜新 123000)

为减小地应力对煤矿开采影响,以大安山煤矿为研究对象,通过现场地质调查、对采煤工作面及巷道的矿压观测结果分析,提出以下方法：合理划分采区;合理安排开采顺序;采用无煤柱护巷;加快采煤工作面的推进速度;选择合理的回采巷道支护形式等。自实施以来,效果较好,保证了煤矿的安全开采。

地应力;矿压显现规律;矿压控制方法

随开采深度增加,井田地应力也逐渐增加,矿山压力影响明显增大。目前大安山煤矿开采水平已进入深部开采阶段。在 680～550m水平开采时,9槽、10槽煤回采巷道矿压显现比较明显。主要表现在：顶板下沉量大、巷道片帮、支架顶梁弯曲、扭曲等,尤其 10槽煤更为严重。

为维护巷道和控制顶板,每年都要消耗大量人力、物力。一般矿井的巷道维修人员约占井下生产工人的 10%～20%。进行矿压控制,煤矿每年要消耗大量的坑木、金属支护材料、水泥和其他材料。这些都明显增加开采费用,使吨煤成本上升。如果对矿压控制不善,可能发生各种顶板事故,造成人员伤亡、生产中断,给矿井带来更大的经济损失[1-6]。因此,掌握矿压显现规律,研究矿压控制的有效方法[7-10],对煤矿生产有十分重要的意义。

1 矿压显现规律分析

通过对 800m水平西五轴二石门轴 9上槽高档面、550m水平西三石门轴 10下槽东一综采面、西一石门轴 14槽西一综采面和 680m水平西三石门轴 9上槽 (东三)综采面、西三轴石门轴 12槽东二面、西四轴二石门轴 5下槽东五面、西四轴二石门轴 4槽 (东一面)、西四轴二石门轴 4槽 (东二面 )等,在 2009年 8月 25日至 2009年 11月 2日顶板来压进行统计分析,得出采煤工作面和两巷矿压显现规律。部分工作面矿压观测结果如表 1。

1.1 采煤工作面矿压显现规律

(1)煤层直接顶板比较坚硬。因为所有工作面移架后顶板冒落并不充分,经常有悬顶。

(2)随开采深度增加,采煤工作面顶板压力并没有明显增大现象。从 3个水平 8个工作面的矿压观测看,只有 800m水平悬移支架工作面顶板压力最大,支架最大工作阻力在 40MPa左右。而680m和 550m水平的工作面矿压显现较缓和,支架最大工作阻力在 34MPa。

(3)顶板压力与工作面支架的工作阻力有关。从 800m水平悬移支架工作面可看出,工作面开采深度最小,但其支架最大工作阻力最大,说明支架工作阻力较小,顶板发生离层,才导致支架工作阻力增大。而其他水平工作面随开采深度增加,工作面支架工作阻力并没有增大。因此,采煤工作面的支架选型是关键,应选择初撑力高、额定工作阻力大的支架。

1.2 采煤工作面两巷矿压显现规律

(1)随开采深度增加,地应力随之增大。尤其在地质构造影响下,矿山地应力更大。550m水平处于百草台箱形倒转向斜和大寒岭倒转背斜区域,受构造应力较大。

(2)煤层基本顶坚硬,当采煤工作面相邻开采时,上工作面开采后基本顶冒落不充分,出现悬臂造成高应力集中区。下一工作面开采期间,当基本顶垮落时,会使上一工作面基本顶随同本工作面基本顶一起垮落。大面积基本顶垮落给本工作面上巷带来非常大的压力,使其发生破坏。

(3)由于煤质较软,承载能力较小,在高应力集中区作用下,煤壁片帮严重,增大了巷道宽度,使顶板悬露面积增加,巷道支护物受力增大。导致采煤工作面没有开采,上巷支护物已破坏。

(4)9槽采煤工作面处于 10槽采煤工作面下,即 9,10槽采煤工作面重合。9槽煤在其下开采时,回采巷道始终处于上层留设的煤柱下,也就是始终处于高应力集中区,所以导致巷道矿压明显增大,导致破坏。

表1 550m水平西三石门轴 10下槽东一综采面顶板来压情况统计

2 矿压控制的有效方法

为有效保证矿井安全生产,在矿井开拓、开采时应采取相应措施,避免或减少地应力影响。

2.1 合理划分采区

在采区划分时,尽可能采用双翼采区。双翼采区开采时,可合理地安排工作面的开采顺序。如550m水平西三石门为单翼采区,当一个采煤工作面生产时,下一个工作面要在相邻区域准备,采煤工作面产生的动压势必会影响掘进巷道,造成巷道的支护物损坏。

2.2 合理安排开采顺序

采掘顺序对矿山压力的大小和分布影响很大。当巷道相向掘进,采煤工作面相向推进,以及在正在开采的采煤工作面边缘掘进巷道,将导致正在掘进的巷道受双重支承压力影响,形成集中应力区,导致巷道变形以至于破坏。因此,应尽量避免沿正在开采的采煤工作面边缘掘进巷道 (双翼采区可避免这种情况)。

2.3 采用无煤柱护巷

无煤柱开采是一项先进的开采技术,其有利于提高煤炭采出率,同时也可消除或减少因煤柱引起的灾害。无煤柱护巷有 2种情况,沿空留巷和沿空掘巷。

(1)沿空留巷 沿空留巷是保留和维护上区段采煤工作面的下巷,作为下区段采煤工作面的上巷。这种方法与留煤柱时相比,不仅少掘一条巷道,减少了区段煤柱损失,而且巷道压力较小,易于维护。但这种布置方式,要使该巷道经受二次采煤工作面移动支承压力的影响,还要较长时间承受残余支承压力。巷道维护时间较长,断面缩小系数大,维护工作复杂,维护费用比较高。目前,沿空留巷方法有砌矸石带、支设密集支柱或木垛、人工砌块等。

(2)沿空掘巷 沿空掘巷是沿着上区段采煤工作面的采空区边缘掘进下区段采煤工作面的上巷。该方法也是利用采空区边缘固定支承压力较小的特点,以便于上巷在掘进和生产期间的维护。沿空掘巷虽然没有减少区段巷道的数目,但不留煤柱,减少了煤柱损失,特别是减少了上巷的维护工作量,甚至有的可以完全不用维护,还为邻近煤层的开采创造了良好条件。沿空掘巷按巷道的具体位置分为完全沿空掘巷和留窄小煤柱沿空掘巷 2种。

大安山煤矿 550m水平西三石门轴 10下槽煤层比较松软,区段之间留设的 10m左右的煤柱在矿压作用下早已破坏。如东一工作面的上巷煤壁片帮非常严重,煤柱实际上已经破坏,根本没有承载能力。因此,可采用无煤柱护巷。

2.4 加快采煤工作面推进速度

采煤工作面推进速度太慢,会使采煤工作面上下巷道受压时间增加,导致变形破坏;推进速度太快,工作面煤体集中应力得不到及时释放,容易造成应力集中。大安山煤矿综采的推进速度较慢,这是巷道变形或破坏的原因之一。因此,应适当加快采煤工作面的推进速度。

2.5 选择合理的回采巷道及支护形式

选择合适的回采巷道支护形式,可提高巷道支护质量,减少巷道的翻修次数,降低维修费用,为安全生产创造有利条件。

2.5.1 支护形式的确定

根据大安山煤矿 550m水平西三石门轴 10下槽煤层的赋存情况,应选择适合于本煤层的回采巷道支护形式。现采用的锚网索支护对于回采巷道是比较有效的支护形式,但支护参数应根据具体情况做适当调整。

(1)增加锚杆的支护强度 从 550m水平西三石门轴 10下槽东一综采面上巷维护状况看,锚杆的托盘有很多被压坏,且锚杆间网兜较大,说明锚杆受力较大,支护密度不合理。

现大安山煤矿回采巷道锚杆支护密度为900mm×900mm,支护密度不够,应缩小锚杆的间排距,采用 800mm×800mm的支护密度 (根据理论计算确定锚杆的长度)。

10下槽煤直接顶板为复合顶板,且层理较发育。对于这种顶板,锚杆是悬吊和组合梁作用。悬吊作用是将顶板下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中,如图 1所示;组合梁作用是将各个岩层夹紧形成组合梁,如图 2所示,组合梁的厚度越大,承载能力越大。

现大安山煤矿回采巷道锚杆的长度为 2m,应采用长度大于 2m的锚杆,提高组合梁的整体承载能力,以减少顶板的变形。

(2)增加锚索支护强度 10下槽煤层顶板为复合顶板,其中 10上槽煤层厚度 0.7m左右,不可采。在选择支护形式时应考虑该煤层,因其在煤层顶板内,锚索长度应保证锚固在其上坚硬顶板内。

从 550m水平西三石门轴 10下槽东一综采面上巷维护状况看,锚索受力较大,顶板离层现象较严重,说明锚索支护密度不够。因此,应缩小锚索支护的间排距。

图1 锚杆的悬吊作用

图2 锚杆的组合梁作用

东一综采面上巷锚索采用双排布置,长度 7m,间距 2m。锚索间排距不是固定值,应根据顶板具体条件适当调整。当顶板压力大时,可采用 3排锚索,间距也应缩小。

2.5.2 回采巷道布置

10下槽煤层煤质较软,煤壁片帮严重,550m水平西三石门轴 10下槽东一综采面上巷在回采时,巷道宽度基本在 2m左右。因此,回采巷道采取宽巷布置,即为了避免因煤壁片帮而导致巷道宽度变小。这样,不仅保证巷道有足够的宽度,又减少了巷道的维修量。

3 结论

为保证矿井安全生产,在矿井开拓、开采时应采取相应的措施,以避免或减少地应力的影响。

(1)合理划分采区：在采区划分时,尽可能采用双翼采区。

(2)合理安排开采顺序,应尽量避免沿正在开采的采煤工作面边缘掘进巷道。

(3)采用无煤柱护巷。无煤柱开采是一项先进的开采技术,有利于提高煤炭采出率,同时也可以消除或减少因煤柱引起的灾害。

(4)根据实际情况,适当加快采煤工作面的推进速度。

(5)选择合理的回采巷道及支护形式：增加锚杆的支护强度;增加锚索的支护强度;回采巷道采取宽巷布置等。

自方案实施以来,效果较好,保证了煤矿的安全开采。

[1]石平五.西部煤矿岩层控制泛述 [J].矿山压力与顶板管理,2002(l)：6-8.

[2]姜福兴,王同旭 .矿山压力与岩层控制 [M].北京：煤炭工业出版社,2004.

[3]宋振骐 .实用矿山压力控制 [M].徐州：中国矿业大学出版社,1988.

[4]张先尘 .中国采煤学 [M].北京：煤炭工业出版社,2003.

[5]钱鸣高 .矿山压力及其控制 [M].北京：煤炭工业出版社,1984.

[6]史 红,姜福兴 .综放采场上覆厚层坚硬岩层破断规律的分析及应用 [J].岩土工程学报,2006,28(4)：525-528.

[7]熊仁钦 .采场顶板大面积冒落的破坏防治 [J].矿山压力与顶板管理,1995(3)：21-25.

[8]史 红,姜福兴 .采场上覆大厚度坚硬岩层破断规律的力学分析 [J].岩石力学与工程学报,2004,23(18)：77-81.

[9]石平五,陈文伟 .急斜长壁采场顶板破断和岩块运动规律[J].西安矿业学院学报,1990,10(2)：10-21.

[10]贾光胜,毛德兵 .综放开采顶煤离层与破坏规律研究 [J].矿山压力与顶板管理,2002(2)：34-37.

[责任编辑：王兴库 ]

Method for Reducing Influence of Geo-stress on Coal Mining

YAN Hai-peng,TANG Zhi,LI Guo-zhen,FENG Rui
(Mechanics&Engineering School,Liaoning University of Engineering&Technology,Fuxin 123000,China)

In order to reducing the influence of geo-stresson coal mining,several methods were put for ward on the basis of geological investigation and the analysis of observation result of underground pressure in mining-face and roadway.They were：rationally designing mining zones and mining sequence,designing roadway without coal pillar,increasing mining speed and selecting rational roadway supporting manner.Application effect was good and safety mining was realized.

geo-stress;underground pressure behavior rule;control method of underground pressure

TD32

A

1006-6225(2011)01-0093-04

2010-09-02

国家重点基础研究发展计划资助项目 (973计划)(2010CB226803)。

阎海鹏 (1957-),男,辽宁阜新人,副教授,主要从事煤矿冲击地压研究工作。