李剑飞
(山西宏厦第一建设有限责任公司,山西 阳泉 045000)
矿井工作面地质条件简单,褶皱宽缓,底板起伏大,西低东高,煤层厚度变化大,地质构造少。工作面位于相应的下山带位置以下,在掘进过程中,20 m范围内暴露出两条正常顶板断层,断层附近瓦斯异常。工作面水文地质条件简单,煤层顶板砂岩裂隙水是主要充水水源,预计掘进期间的最大涌水量为20 m3/h,煤层直接顶面大部分为砂、泥岩,硬度为46;煤层正下方为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩,硬度为46。煤层顶底板岩性如表1所示。
表1 煤层顶底板岩性情况
在地质雷达分析的第一区域,借助探测雷达来探测松散围岩的周长表面、分布时间和雷达图像上的波速。当移动到临时深度时,可得到物体和层的深切口,达到探测目标。在主巷道中,选择了四个部分来检测周围岩石的疏松区。通过观察探测段的雷达扫描图,并根据拉丹分析软件对探测段传播速度进行分析,可以看出扰动围岩的传播速度约为0.093 m/s,不受干扰围岩的传播速度约为0.116 m/s;深度为2 m时,传播速度为0.118 m/s。传播速度随检测深度的增加而增加,密度也随深度的增加而增加,传播速度突变范围为1.2~1.7 m,因此,疏松圈的范围为1.2~1.7 m。随后又对主巷道进行了目视检测和分析,并在主巷道的检修位置处,对巷道顶板和侧面的多个井孔进行了初步检测,检测深度为10 m。检测结果表明:围岩中存在各种裂缝和空洞,其中一些具有较大的开口;孔段的部分岩体很破碎,容易坍塌,巷道顶板和墙的整体性一般;泥岩质弱、强度低,井眼中出现螺旋线,围岩属于典型的松散破碎节理软岩;在屋顶的9.4 m深度处以及墙壁的8 m处仍可以看到断裂带,仍然可见裂缝,并且松散的岩石破坏带和孔洞塌陷和堵塞现象出现,且有一些孔洞扩展到更深处。经过分析得出,巷道围岩变形破坏比较严重,塑性区已变成松散区,在围岩开采和围岩裂缝发展的影响下,巷道松散区也有所增加,给巷道支护带来很大困难。
对煤矿的开拓问题处理不妥当,会对矿井的开采造成不利影响,如果想改变已经造成的不合理情况,去进行更多工程建设、增加建设投资,则需要很长时间。在对主要开发巷道进行设计时,选择截面尺寸还是截面形状,对坑道的安全生产有着重要影响。开拓巷道时,在满足安全条件下,应该提高断面利用率,降低工程成本。目前,在我国开辟的小巷中,断面形状基本是直壁拱形和梯形,在某些特殊情况下也可使用其他形式。为了延长坑道的服务年限,保证围岩的稳定性,有时也会使用半圆形、拱形的形状。该矿采用斜井双水平上下坡开拓,第一层高程为+150~-50 m,第二层高程为-50~-200 m,井口高程为+305 m。目前,矿区为一级矿区,开发面积为8.85 km2,分为东西两翼六个矿区,有11、12、13、14和15号生产矿区,矿井包含5个进气井和5个返回井,并划分为多区域进行通风。
此次开拓矿井选用的主要开采方法为走向长壁下放法,主要开采技术为综采与爆破结合。所有的崩落方法都用于管理屋顶。巷道变形和破坏的发展与巷道的准备和布置有关。除采矿部署外,分层选择的巷道布置决定了巷道围岩的强度以及巷道与煤层底板之间的垂直距离,而不是交叉开采下巷道与巷道制动线或煤壁之间的水平距离。决定进行交叉开采时,应先进行交叉开采,以确定巷道的实心岩石位置层中应力的大小和时间。保留一些煤柱以保护斜井、地下储藏场、矿井、主干道以及上坡和下坡。这些巷道会受到一定程度的前支撑压力和长期的侧支撑压力,两种保护压力的大小会对巷道的位置及巷道某部分中硬岩层的应力集中系数产生影响。两个支撑压力越大,地层的应力集中系数越小。当开采深度达到一定值后,留下的煤柱将不利于下、前井筒的维护,与采空区竖井的维护相比,煤柱下竖井的变形和维护在深度开拓时的成本费用耗费更高[2]。
隧道的深度开发布置和基坑开挖布置对巷道的支护有很大影响。充分利用围岩强度,降低围岩应力集中系数,改变巷道开挖预警条件,缩短边路交通长期影响压力,并考虑对围岩的保护、开发和整治,是对巷道进行有效支护的根本措施。巷道在分层布置、深度开发时,应设置第一煤层与岩层之间的垂直距离,保证围岩具有较高的强度、较大的厚度和较强的完整性。深井开采后,开发隧道与第一个煤层之间的垂直距离应增加到35~40 m。随着开采深度的增加或岩性的恶化,垂直距离也应增加。当垂直距离达到一定值时,将会第一次出现与岩性的垂直距离不一致的情况。采煤时应集中布置坑道,为了减少开采工作量,在开采深度较大的新井时以立井开拓为主,深部矿井主要以地下入井或新入井开拓为主,布置原则与矿区正被开拓的坑道一样,坑道的准备时间很短,对与第一个采煤层的垂直距离的设定和对围岩完整性的要求有所降低。在没有特殊支护措施的情况下,对能够承受较大变形和破坏的重要坑道进行开拓前,必须采取预备采掘或卸货措施;对现有交叉采掘条件的坑道进行开拓准备时,应提前考虑到双方的保护压力,并将上层的煤层依次分开,以避免受到前支承压力的影响后,再受到侧面支撑压力[3]。两翼区采用上下单边工作面采掘的方法,后工作面在采掘过程中,上下山煤柱逐渐变小,为防止地应力集中度越来越高,在设计高水平的心部时,应充分考虑交叉采掘的可行性。在准备巷道布局时,应满足矿区的集中生产要求,巷道在整个矿区掘进的时间有所缩短,在保证采掘力度的同时,应满足采掘工作的连续性。
在巷道布置过程中,应根据围岩强度进行煤层分层。巷道位置及大小的选择会受到多因素的影响,如煤层底板与巷道之间的垂直距离、无交叉开采条件下巷道与停放线之间的水平距离以及是否首先进行交叉开采。在该项目中,第一步是开挖施工煤巷,即矿区回风巷的掘进;第二步是在采矿区建造安全带巷道,并根据回风道的施工条件,在穿越断层前调整好坡度,在保证安全的前提下,最大限度地减少地下工作量,对于风煤和带煤巷道的建设,应选择合适煤层;最后对矿区轨道巷道进行构造,以形成一个完整的矿区系统[4]。在巷道掘进过程中,工作面预测参数选取钻孔瓦斯涌出初速度q和钻屑瓦斯解析指数△h2。风险突出时,各指标预测(效果检验)的临界值如下页表2所示。
从表2可知,当至少有一个指标超标时,预测工作面有突出风险或消突措施已失效,需再次采取防突措施。
表2 巷道掘进期间预测指标临界值
上巷与采空区相邻,由采空区侧向进入,下巷预留3根保护煤柱,主要负责工作面的输送和回风。对半煤岩巷道沿煤直顶及顶板完工后,采用锚网梁+锚索支护方式进行支护,支撑假顶板或支撑煤巷由钢梯棚支撑,梁长为4 260 mm。根据以前的矿井沿空巷道掘进的野外实践,将上巷道两侧15 m以内的煤块全部释放,瓦斯也全部释放,确保掘进工作面区域不存在突出危险。因此,可参考行车时的验证指标,以预测工作面的突出危险。但在168次的验证中,钻孔瓦斯涌出初速度的最大值为8.26 L/min,最小值为0.1 L/min,平均值为1.21 L/min。在有些区域内,q值超过4倍标准值,主要分布在距开挖巷道510~550 m处。主要原因是该区域的煤层厚度变化很大,且瓦斯抽排还不够。因此,在该煤层的掘进和预排水阶段,应加强该位置的排水和突出风险消除工作。工作面下部巷道主要负责工作面的煤炭运输。对半煤岩巷道沿煤直顶及顶板完工后,采用锚网梁+锚索支护方式进行支护,支撑假顶板或支撑煤巷由钢梯棚支撑,梁长为4 260 mm。此处煤体强度低,巷道变形和破坏的发展与其准备和布置有关。除采矿部署外,分层选择的巷道布置还决定了巷道围岩的强度以及巷道与煤层底板之间的垂直距离,而不是交叉开采下巷道与巷道制动线或煤壁之间的水平距离。
工作面煤层的钻孔施工是在上下巷道掘进的同时进行的,且后于工作面的掘进,距离不小于20 m。从距制动线20 m处开始沿煤层钻探到开口,钻孔平行于煤层,并沿煤层倾角均匀地布置。工作面上下巷道沿煤层倾角的井眼叠加长度应不少于5 m;上巷道的井眼深度应≥70 m,下巷道的井眼深度应≥75 m,井眼间距应为1.5 m,井眼直径应为89~94 mm,井眼间向前方向的角度应为85°。单孔煤平均产量为3.39~7.79 t,每米煤孔产煤量约为0.81~1.11 t。在控制范围内,单孔煤产量占总煤产量的比例为1%。实施液压冲孔措施后,瓦斯的体积含量从约10 m3/t降低到8 m3/t以下,消除了工作面突出的危险,改善了开采环境,大大减少了射孔等瓦斯动态现象。掘进速度也由每月40 m左右增加到每月85 m,速度提高了112.5%,降低了钻井的难度和周期,提高了下部巷道的掘进速度。
矿山是通过从地面掘进到开采地的方式开发的。在开矿过程中,应正确划定地界,选择合理的开矿方法,以确定开采量;需对矿场进行合理的划分,根据标准、按不同技术类别确定采矿方法,并选择正确的通风方法和作业程序。井的开发通常分为斜井的发掘、巷道的打开和井的开挖,这取决于井身的类型。开发矿山在开采中起着关键作用,由于在最初形成煤层时,煤层靠近地平线,但当地壳运动时,其形状逐渐改变,形成单斜结构和断裂结构等不同褶皱,因此,在采煤时还应特别注意煤层的方向。此外,在开矿过程中,还应选用最先进的技术和足够数量的高效新型机械化设备进行开矿,合理开采矿山资源,以提高开采效率。