采选工程 | 厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法1:理论创新与工程应用

   2023-03-16 21320
核心提示:我国煤矿开采以地下即井工矿为主,占比约90%。地下开采方式又以1706年诞生在英国的长壁式开采体系为主,该体系在全世界应用已有300余年,在我国应用也有半个多世纪。长壁式开采体系的技术特征包括工作面两侧至少各有一条回采巷道、工作面之间留设保护煤柱、采场矿山压力显现剧烈。在我国长壁体系的应用中,巷道布置与煤柱留

我国煤矿开采以地下即井工矿为主,占比约90%。地下开采方式又以1706年诞生在英国的长壁式开采体系为主,该体系在全世界应用已有300余年,在我国应用也有半个多世纪。长壁式开采体系的技术特征包括工作面两侧至少各有一条回采巷道、工作面之间留设保护煤柱、采场矿山压力显现剧烈。在我国长壁体系的应用中,巷道布置与煤柱留设是一体化的,这种布置方式对接续工作面巷道维护较为有利,但存在煤炭损失严重的问题,比如煤柱尺寸保守取20~40 m,相应的工作面长度为120~150 m,仅工作面之间的煤柱占比即达到13.3%~33.3%,而解决这一问题的根本途径在于发展无煤柱开采技术。传统无煤柱开采技术包括沿空掘巷与沿空留巷。沿空掘巷这一名词最早在国外出现,称为“yield pillar”或者“yielding pillar”,国内常译为“屈服煤柱”,我国无煤柱开采技术的研究与试验始于20世纪50年代,在中厚煤层、厚煤层分层开采中进行了沿空掘巷试验并取得成功,将20 m左右的护巷煤柱缩小到2~3 m,甚至完全取消煤柱。但是沿空掘巷受井工矿规划限制,采区或带区同一翼工作面之间不能顺序接替,也即需要跳采工艺,影响矿井的采掘规划,最终也可能形成孤岛工作面,从而带来强矿压甚至冲击地压的问题。

沿空留巷在应用初期基本限于薄煤层,主要采用矸石带作为巷旁支护,中国矿业大学在高水充填巷旁支护材料改进与完善、沿空留巷围岩变形规律与控制技术方面做了大量工作,并将大断面沿空留巷应用于厚煤层综放工作面,扩展了沿空留巷的应用范围;西安科技大学开发出柔模混凝土墙式巷旁充填支护技术及设备,在多个矿井得到推广应用。但是结合巷道布置与厚煤层之间的空间关系,沿空留巷上方多以顶煤为主,为了保证巷道稳定性需要增加巷旁充填体与巷内支护强度,在巷道维护效果与成本之间存在一定的矛盾性,从而限制了沿空留巷大范围推广应用。

为了综合解决回采率与我国煤矿开采普遍面临的强矿压问题,本文将重点介绍厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法取得的成果,并阐述其进一步发展方向。

错层位巷道布置采全厚采煤法简介

对于既可以分层开采又可以一次采全高开采的厚煤层,可以采用厚煤层错层位巷道布置系统。该技术属于厚煤层一次采全高的巷道布置,既将构成回采系统的两条巷道沿煤层的不同层位布置。首先介绍一种最具代表性的错层位巷道布置采全厚采煤法的巷道布置形式——错层位内错式巷道布置,如图1所示。由图1可知,将回采巷道1沿煤层底板布置,巷道2沿煤层顶板布置,接续工作面进风巷内错一巷沿上一工作面采空区下方布置,由于两个工作面之间形成相互搭接的结构,因此,工作面之间不存在护巷煤柱,仅仅是由于上一工作面在形成起坡段过程中造成的三角底煤丢失,三角起坡段的形成主要依靠溜槽的逐节抬升而形成。从图1中还可以看出,巷道3沿上一工作面回风巷2内错一巷布置,从而巷道3以及靠近巷道3一侧的端头上方为采空区垮落矸石,而回风巷以巷道2为例,由于沿煤层顶板布置,巷道及端头支架上方是煤层直接顶板,由此可以看出,改变两个相邻工作面之间的布置结构即可解决始终困扰综放开采的煤层巷道支护困难、巷道及端头上方不放顶煤的问题。因此,改革巷道布置在降低掘进与支护成本的前提下,还可以大大提高回采率,被视为提高回采率的绿色途径。此外,与传统厚煤层开采方法显著不同的是,传统厚煤层开采构成生产系统的两条回采巷道均沿煤层的同一层位布置,而错层位的两条回采巷道分别布置在煤层中的不同层位,因此可以称之为“立体化巷道布置”。进一步分析,两个工作面之间的相邻巷道由于布置在煤层中的不同层位,因此在实际应用中可以结合具体地质条件选择合理的巷道布置形式,如图2所示。

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1-区段进风巷;2-区段回风巷;3-接续工作面区段进风巷;4-三角煤损
图1 错层位巷道布置示意图
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图2 相邻巷道布置的选择

关键工艺及理论

错层位连续开采其巷道布置在煤层不同层位,因此,工作面并非沿着某一固定层位,而是存在一个顺着层位抬升的区域,会带来一系列变化,分别介绍如下所述。

2.1 起坡段工艺特征

图3为错层位无煤柱连续开采巷道典型布置方式及其起坡段结构示意图。由图3(a)可知,工作面大部分沿煤层底板布置,但是靠近回风巷道2一侧的工作面需要抬升,形成一个起坡段,其目的包括:第一,连接沿煤层顶板巷道与沿煤层底板工作面;第二,保证回风巷道2下方能够布置完全无煤柱巷道3。由图3(b)可知,工作面溜槽起坡时一般按照相邻溜槽抬升角度3°计算,从煤层底板工作面开始与水平面的角度依次抬升3°、6°、9°、12°,接着至15°并保持n节溜槽按照这一角度向上延伸,随后再逐渐从15°降低至水平,整个抬升的高度按照溜槽宽度1.5 m计算,需要抬升的工艺计算见式(1)。

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图3 错层位无煤柱连续开采布置及起坡段示意图

h=1.5(sin3°+sin6°+sin9°+sin12°)+
n×1.5×sin15°+1.5(sin3°+sin6°+sin9°+sin12°)      (1)

仅考虑较薄厚煤层的前提下,为了布置接续工作面连续开采巷道,仅需要满足式(2)。

h=0.39n+1.56      (2)

图3给出了近水平条件下起坡段的条件,当煤层存在一定的倾角,起坡段结构如图4所示。由图4可知,当煤层倾角α较大时,工作面从上至下到达适当位置后沿煤层底板开始逐节抬升,按照工作面角度每节可抬升α/n,则可在倾斜煤层工作面下端形成水平;实际应用中,综合考虑煤层厚度,存在多节溜槽保持水平或者破部分煤层顶板的情况。

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图4 倾斜煤层错层位连续开采巷道布置

由此可以看出,该方法在倾斜煤层发挥了减缓下滑力的作用,支架单架重量为G,工作面液压支架共计m+n架,下端逐节抬升n节溜槽出现至少1架支架保持水平,则工作面液压支架整体下滑力F计算见式(3)。

F=m(Gsinα-Gcosαf-Nf)+[Gsin(α-α/n)-Gcos(α-α/n)f-Nf]+
……+[Gsinα/n-Gfcosα/n-Nf]+(-Gf-Nf)=G[msinα+sin(n-1)α/n+
……+sinα/n]-Gf[mcosα+cos(n-1)α/n+
……+cosα/n+1]-(m+n)Nf      (3)
式中:N=G′cosαG′≈γhh为直接顶厚度。具体分析如下所述。

1) 当F≤0时,认为设备不会发生下滑;

2) 当F≥0时,通过侧向支撑N′,使得N′=F即可保证工作面设备的整体稳定性。

因此,在角度较大煤层布置长壁工作面时,错层位巷道布置相对于传统长壁工作面对于设备的稳定性更为有利。

2.2 工作面开采顺序

如前所述,与沿空掘巷布置方式相同,由于接续工作面相邻巷道紧邻采空区布置,需要等待上一个工作面覆岩运动稳定后才能掘进巷道,因此一般情况下不能实现相邻工作面在时间和空间上的顺序开采,需要利用时间或者空间形成“跳采”,空间上的“跳采”最终会形成孤岛工作面,从而带来强矿压或者动力灾害问题。

错层位无煤柱连续开采技术的本质实际是沿空掘巷的一种特殊形式,其区别在于沿空巷道位于采空区下方,水平上与采空区之间是一近似于三角形煤体,因此其同样需要考虑时间与空间跳采的方案,如图5所示。由图5可知,当采用错层位无煤柱连续开采时,受矿井开拓/准备部署影响,存在双翼开采(图5(a))和单翼开采(图5(b))两种形式。

图5(a)所示双翼开采无疑对工作面之间接续是较为有利的,工作面在上山或大巷两侧进行“搬家”,按照图中顺序,1#工作面→2#工作面→…→6#工作面,从时间上看,1#工作面与3#工作面之间开采存在时间上的间隔,间隔的时间与另一侧单个工作面开采时间加上“搬家”时间相同,概括起来为空间上“连续”、时间上“间隔”;但是受到上山或大巷影响,单个工作面推进距离相对较短,开采范围相对较小,上山或大巷两侧需要留设保护煤柱,形成工作面推进方向的“离散”开采。

图5(b)所示单翼开采对工作面之间的接续影响较大,1#工作面开采期间无法掘进2#工作面的沿空掘巷,这时需要合理安排工作面间接替顺序,如1#工作面→4#工作面→2#工作面→5#工作面→3#工作面或者2#工作面→4#工作面→1#工作面→5#工作面→3#工作面,相邻工作面之间概括起来均为空间与时间的“间隔”开采,且最终均需要开采3#工作面,其两侧形成较大范围的采空区,3#工作面为典型的“孤岛”煤体,强矿压甚至是动力灾害问题无法避免。

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图5 采区布置

结合图5(b)对煤柱留设问题进行分析。布置3#孤岛工作面时,其进风巷依然内错到2#工作面采空区原沿顶回风巷道下方,按照现布置方法,回风巷道与4#工作面采空区之间要保留护巷煤柱,煤柱尺寸留设的主要依据极限平衡区范围见式(4)。

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由式(4)可知,虽然错层位无煤柱连续开采技术受限于单翼开采,孤岛工作面不得不与采空区留设煤柱,但是因为3#工作面回风巷一侧沿煤层顶板布置,也即靠近4#采空区一侧开采高度降低,因此按照极限平衡区作为留设煤柱尺寸的依据,相当于采高降低,按照形成上下交错的要求,煤柱尺寸至少能够减少一半极限平衡区的范围,也即应用错层位无煤柱“连续”开采技术,首先解决了孤岛煤柱工作面与采空区之间的煤柱尺寸问题。

2.3 错层位无煤柱巷道布置理论与技术创新

如前所述,当采用错层位无煤柱连续开采技术时,双翼开采工作面之间可实现空间上的“顺序”开采,时间上的“间隔”开采;单翼开采时,工作面之间空间和时间上均为“间隔”开采,虽然前述分析错层位巷道最终形成的孤岛工作面与采空区之间仅需要保留相对较小尺寸的煤柱,但是孤岛煤体依然存在强矿压甚至动力灾害问题,而这一问题在巷道中表现的更为突出。因此,本节首先给出错层位无煤柱连续开采巷道布置理论,在此基础上试图解决错层位无煤柱连续开采时间与空间上的“间隔”问题。

图6为一侧采空实体煤侧应力分布与分区情况示意图。由图6可知,原留煤柱护巷一般是将巷道布置在Ⅲ区偏向Ⅳ区的位置,可避免高支承应力影响;沿空掘巷一般是将巷道布置在Ⅱ区偏向Ⅰ区,即可避免高支承应力的影响,同时可以保证巷道围岩的稳定性,即使是完全无煤柱沿空掘巷技术,也贴着纵轴布置。沿空留巷与完全贴着采空区沿空掘巷存在不同,利用充填体切断顶板沿着采空区布置,也即坐标纵轴沿着充填体靠采空区一侧形成坐标系统。

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Ⅰ-破坏区;Ⅱ-塑性区;Ⅲ-弹性应力升高区;Ⅳ-原岩应力区;1-采空区覆岩垮落角;2-实体煤支承应力分布曲线

图6 一侧采空实体煤侧应力分布与分区情况

依据图6所示巷道位置选择原理,错层位无煤柱接续开采巷道结合图3出现在了完全不同的位置,也即沿着坐标系统布置在横轴的负轴,不包含在现有机理框架内,结合坐标系统确定错层位无煤柱连续开采回采巷道载荷以覆岩垮落矸石为主,受到覆岩结构B关键块体保护,考虑关键块B失稳作用带来动载K,其载荷估算见式(5)。

p=∑+K=(1+K)∑      (5)

考虑矿压较为剧烈的情况下,K取2~3。由于错层位接续工作面相邻巷道上方采高较小,因此垮落矸石以直接顶重量为主,因此确定巷道承载较小,且覆岩运动首先作用到垮落矸石上,以吸收能量为主,传递能量相对较小。

2.2部分给出错层位无煤柱连续开采巷道布置类似沿空掘巷,存在跳采的情况且最终形成孤岛,为了解决孤岛工作面带来的强矿压或者冲击地压问题,借鉴于错层位无煤柱连续开采巷道布置拓展的机理及其承载特点,获得新的启发,如图7所示。

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1-三角煤损;2-上区段回风巷;3-区段进风巷;4-区段回风巷

图7 错层位跳采3#孤岛工作面优化布置

结合图5(b),为解决最终3#孤岛工作面留设煤柱与显著的巷道强矿压甚至冲击地压问题,确定1#工作面采用图3(a)所示典型的错层位巷道布置方式,开采4#工作面时,其两巷均沿煤层顶板布置,靠近3#工作面待采区域的巷道如图7所示,2#工作面与5#工作面均采用与1#工作面相同的常规错层位巷道布置方式,则形成了图7所示的孤岛煤体状态,即其两端均是沿顶布置的巷道,为了解决巷道载荷大易发生冲击地压等问题,3#孤岛工作面的两巷直接错位放入到2#沿顶巷道与4#沿顶巷道偏向采空区的位置(图7中巷道3与巷道4),既可保证单翼开采回采率最大化,又可以使3#孤岛工作面两巷承载较小,避免巷道冲击地压的发生。

上述技术解决了巷道承载与强矿压、动力灾害的问题,但是覆岩载荷不会消失,仅仅发生转移,主要是向工作面两端头部分转移,虽然工作面液压支架对于覆岩载荷的适应能力强,但是为了避免工作面两侧出现严重的煤壁片帮、冒顶等问题,仍需切断覆岩载荷的传递路径,利用错层位相邻巷道一高、一低的空间位置关系,可形成了网络化卸压方法,该项创新成果后续报道。

虽然上述方法可以避免巷道载荷大且易发生冲击地压问题,但如果能够实现工作面在时间和空间上的“顺序”开采,对于矿井高效、有序开采更为有利,因此,作者所在团队经过多年的理论与实践研究,形成了一整套连续开采技术,限于篇幅问题,后续报道。

错层位巷道布置的工程应用

3.1 较薄厚煤层错层位连续开采工程实例

本节以镇城底煤矿8#煤层作为工程实例进行分析。

1) 地质条件与回采技术条件。镇城底煤矿8#煤厚平均为5.02 m,煤层整体呈一单斜构造,倾角6°~11°,平均8°;试验工作面地质构造比较简单,煤层整体呈一单斜构造,瓦斯相对涌出量为0.41 m3/t;煤尘具有爆炸性,爆炸指数22.31%;煤层易自然发火。

镇城底煤矿原采用分层开采8#煤层,因效率较低,于21世纪之初开展轻型支架放顶煤开采,但是因放顶煤开采存在回采率低与自然发火问题,于2004年开始采用错层位无煤柱开采技术,8#煤层试验工作面正巷与西下组皮带巷相交,副巷与西下组轨道巷相通。工作面巷道:副巷、切眼均沿煤层顶板掘进布置,正巷沿煤层底板掘进布置属下分层巷道,工作面长度120 m,工作面布置如图8所示。

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图8 相邻试验工作面布置及巷道搭接示意图

2) 巷道布置、支护方案与参数。按照起坡工艺,18111工作面开采时,距离回采巷道约20 m处开始起坡,起坡段每节溜槽抬升增加3°,达到15°时保持两节溜槽在这一角度,然后溜槽抬升角度逐渐降低,每节溜槽降低角度为3°,直至水平,保持3节溜槽为水平状态布置端头支架,起坡段共计13节溜槽,并在工作面副巷端头10 m范围铺设10#金属网,为18111-1工作面正巷掘进创造假顶条件,下区段进风巷按照高度布置在12节溜槽、13节溜槽下方。

18111-1工作面正巷沿原18111工作面副巷向18111工作面内错3.0 m掘进,顶板为金属网假顶,循环进尺0.8 m。巷道采用金属梯形棚式支护,金属棚用矿用11#工字钢加工而成,棚腿长为2 700 mm,金属棚梁长为3 100 mm,棚间矩为800 mm,两根棚腿分别向两帮外岔10°。巷道上净宽2.8 m,下净宽3.6 m,净高2.5 m,如图9所示。

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图9 接续工作面进风巷道顶板与端头支架后方示意图

18111-1工作面副巷沿顶板掘进。巷道采用矩形断面,巷道净宽3.2 m,净高2.8 m。顶板采用Ф20 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢锚杆与钢筋梯子梁进行支护,锚索补强。锚杆间排距为1.0 m×0.9 m,呈“四×四”排矩形布置,锚杆垂直顶板打注,锚索间排距为1.5 m×3.6 m。巷道两帮采用“锚杆+木托盘”进行支护,两帮每排各布置3根,帮锚杆采用Ф18 mm×1 800 mm的左旋螺纹钢锚杆,帮锚杆间排距0.9 m×0.9 m;木托盘规格:200 mm×300 mm×50 mm,如图10所示。

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图10 接续工作面回风巷道示意图

由图9可知,错层位无煤柱巷道布置进风巷道顶板为上一工作面采空区垮落的矸石,仅仅依靠单体支柱、金属棚与金属网即可满足巷道支护的要求,也即巷道承载不大,但是需要保证金属网的完整,避免出现漏矸影响生产;端头支架后方存在的同样是矸石,证明了该方法不存在巷道和端头上方顶煤。

由图10可知,错层位无煤柱巷道布置回风巷道沿煤层顶板布置,巷道采用锚网/索主动支护方式即可,从图10中可以看出,巷道维护状况良好,表明错层位无煤柱两巷易于支护的效果。

3) 工作面液压支架阻力实测数据特征分析。为了掌握错层位无煤柱开采矿压显现规律,对液压支架工作阻力进行了现场实测,首采18111工作面液压支架阻力见表1,18111-1接续工作面支架加权工作阻力见表2。工作面长度120 m,液压支架共计80台,首采工作面布置4条。从表1中可以看出,18111首采工作面中部液压支架阻力略大于两端,这一实测结果与工作面中部载荷大于两端这一现有结论相符。从表2中可以看出,18111-1接续工作面从靠采空区侧支架阻力向回风巷一侧逐渐降低,但是采空区侧支架阻力大于首采工作面,这与传统长壁开采工作面液压支架阻力分布规律不同,也即错层位巷道布置接续工作面呈现新的支承应力分布特征。

表1 18111工作面支架加权工作阻力实测统计
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表2 18111-1接续工作面支架加权工作阻力实测统计
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4) 安全性分析。为了解决回采率低和自然发火危险性两个问题,镇城底煤矿采用错层位无煤柱连续开采技术,同时,为了进一步提高采出率,改变了原“见矸关门”等方式,实际上放煤过程中直到“完全矸石”才停止放顶,生产实践中形成如图11所示的保证顶煤回收与煤质的设备创新。由图11可知,为了充分实现顶煤的回收,镇城底煤矿对放顶煤后部刮板输送机溜槽进行了改造,增加了一个侧向接煤板;同时,为了配合“完全矸石”关门工艺,避免过多的矸石升井增加运输与洗煤成本,井下采用筛矸设备进行大块矸石的筛选。

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图11 辅助回收顶煤与筛矸装置

综合错层位无煤柱连续开采技术,可以概括为工作面之间取消了煤柱、取消了巷道及端头不放顶煤部分,再辅以充分回收顶煤设备与工艺,实现了该矿采出率的最大化,同时改善了原传统放顶煤回采期间易自然发火的现状,结合图12进行分析。由图12可知,原厚煤层综放开采易自然发火区域包括:①端头不放顶煤部分;②巷道不放顶煤部分;③工作面之间煤柱;④开切眼与末采位置;⑤采空区放顶遗煤。同时,由于原厚煤层综放开采一般将巷道布置在煤层底板,开采过程中受支承应力影响,巷道顶煤易出现裂隙,在持续通风的条件下,巷道高冒区易自然发火。综合自然发火的三个条件:遗煤的存在、通风及蓄热时间,结合错层位无煤柱连续开采技术,煤柱、巷道及端头不放顶煤部分取消,则易自然发火区域:①端头不放顶煤部分、②巷道不放顶煤部分、③工作面之间煤柱直接消除。另外,沿采空区下方与煤层顶板布置巷道,取消了巷道高冒区的存在,这部分发火在不完全统计中占矿井火灾的2/3。因此,错层位无煤柱连续开采技术在提高回采率与降低自然发火两方面具有天然的技术属性。

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图12 原厚煤层综放开采易自然发火区域

结合镇城底煤矿应用实际效果,错层位无煤柱连续开采与传统厚煤层放顶煤开采相比,具有如下优点。①回采率高。错层位无煤柱连续开采取消了煤柱与巷道、端头不放顶煤部分,这部分占比在经典教材《采矿学》中给出,煤柱占圈定储量的7%~15%,巷道及端头不放顶煤部分占比4%,也即仅仅通过巷道位置的改革,就可提高采出率11%~19%。②安全性好。传统放顶煤存在易燃的五个区域,包括煤柱、巷道及端头不放顶煤部分、沿底巷道高冒区、开切眼、末采与采空区遗煤,错层位无煤柱开采一并解决了煤柱、巷道与端头不放顶煤部分,直接消除了这两个区域的自然发火危险性;巷道分别沿上一工作面采空区下方布置和沿煤层顶板布置,解决了巷道高冒区问题。③利于巷道支护与维护。巷道分别沿采空区下方布置与沿煤层顶板布置,采空区下方的巷道承载低、以维护为主;回风巷道沿煤层顶板布置,锚杆、索主动支护方式深入顶板,易形成悬吊结构。

3.2 极近距上残煤、下整层煤层错层位连续开采工程实例

本节以官地煤矿极近距8#残煤下伏9#整层煤开采为工程实例进行分析。

1) 8#煤层、9#煤层地质与回采技术条件。官地煤矿8#煤层厚度为3.41 m,属于Ⅱ类自燃煤层,开采早期主要使用刀柱法,采12 m、留6 m的煤柱支撑顶板,因此,在8#煤层采空区遗留了大量刀柱遗煤。刀柱法逐渐淘汰之后,在8#煤层开始应用分层开采,但是由于历史原因,在采完上分层后并没有进行下分层的开采。因此,除了刀柱残煤外,还留有采完上分层后的8#煤层下分层呆滞煤量——上分层采高2.5 m,下分层0.91 m的煤层仍保留;同时,还有完全未采动的8#煤层原始煤层,8#煤层与9#煤层在首采工作面的赋存情况如图13所示。

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图13 8#煤层残煤赋存示意图

由图13可知,设计的首采29401工作面长度为150 m,推进距离571 m,工作面距地表221~280 m。工作面井下位于中四区北翼,其中工作面切眼向外至145 m处上部为28403分层开采工作面采空区,工作面切眼向外145~260 m上部为8#煤层实体煤,工作面切眼向外260 m至停采线上部为18308工作面刀柱式残留煤柱及采空区,9#煤层与8#煤层间距为0.4~1.2 m。

8#残煤与9#煤层工业储量与可采储量见表3。

表3 8#煤层残留储量及9#煤层储量情况表
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2) 开采技术方案。结合8#残煤与9#极近距离煤层群赋存条件,如仅回采9#煤层、遗弃8#煤层,则煤炭损失严重,且8#残煤遗留在采空区增加自然发火危险性。如考虑回收8#煤层,存在开采技术方案的选择问题:①采用厚煤层分层开采技术,则相对储量较少的8#残煤巷道工程量多、单产低的问题突出;②采用传统的综放开采,如果0.4~1.2 m夹层满足放顶煤要求,直接沿着9#煤层布置回采巷道,“采9放8”;反之,如果夹层不满足放顶煤要求,则需要重新在8#煤层布置分层开采回采巷道,造成9#已掘回采巷道的长期维护。

综合上述问题,从安全与回采率的角度考虑,需要回采8#残煤,但是需要对巷道布置,也即采煤方法的选择展开研究,如图14所示。

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图14 极近距煤层开采技术思路

由图14可知,为了解决极近距上残煤、下整层煤联合开采的技术难题,提出如图14所示的巷道布置方案,具体步骤如下所述。

步骤1:首先在8#煤层布置巷道1。巷道1掘进的过程中,分段勘察底板夹层厚度,对夹层稳定性进行测试、计算分析,确定其对8#煤层冒放性的影响。

步骤2:如步骤1勘察与计算结果确定夹层不满足8#煤层放顶煤要求,则在8#煤层中布置回采巷道4,巷道1与巷道4构成8#煤层单独开采的生产系统。

步骤3:如步骤1勘察与计算结果确定夹层满足8#煤层放顶煤要求,则在9#煤层布置回采巷道2,则巷道1与巷道2构成了错层位巷道布置系统。

步骤4:接续工作面开采期间,巷道3与巷道1形成内错一巷布置,形成错层位无煤柱连续开采系统。

按照上述步骤,首先需要确定0.4~1.2 m厚的夹层对于8#残煤放顶煤的要求。

3) 夹层对8#煤层放顶煤的影响研究。按照经典矿山压力理论中的梁理论,对8#煤层、9#煤层细粒砂岩夹层进行力学分析,在其发生初次断裂前,相当于两端固支梁,断裂步距见式(6)。

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式中:LlT为夹矸层的初次断裂步距;h为夹矸层的厚度; RT为夹矸的抗拉强度;q为夹矸层承载及自重。

当夹矸层初次断裂后,由于工作面后方为9#煤层采空区,因此,此处夹矸层的力学模型认为是悬臂梁,其力学计算分析见式(7)~式(9)

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式中:R为支架阻力;l为夹矸层断裂步距;σmax为夹矸极限承载应力,令最大为式(10),则可得式(11)。
σmax=RT      (10)
图片      (11)

分析上述公式可以得出以下结论。①夹矸层愈厚,其垮落步距愈大,对顶煤冒放性影响愈大。垮落步距与夹矸层的厚度成正比关系,特别是这种夹矸层厚度不等的情况,对其冒放性有很大的影响作用。②RT愈大,即夹矸层愈硬,则其垮落步距愈大。所以在顶煤难冒地段应采取积极的回采工艺以及预处理措施,以降低夹矸强度,提高顶煤的冒放性。③支架的支撑力R也是一个影响因素,从式(7)~式(11)可以看出,R越大,则夹矸的断裂步距越大,所以实际生产中,需要适当降低支架初撑力,以加快夹矸的破断。

图15展示了夹矸周期性断裂步距受夹矸厚度与承载的影响规律。由图15可知,随着夹矸厚度增加,其周期性断裂步距增大。随着夹矸层上覆载荷与支架提供阻力差值的增大,其断裂步距减小。但总体来看,夹层周期性断裂步距最大为3.5 m,按照放顶煤要求悬臂长度不超过1 m,认为其会影响顶煤的回收。随着支护阻力的增大,当达到额定工作阻力后,夹层厚度不超过0.9 m时,其断裂步距均小于1 m,因此当保证工作额定阻力的前提下,在分层采下分层区域从切眼至73 m以静载为主的区域内夹层厚度不超过0.9 m即满足合采要求。

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图15 夹矸厚度、承载及周期性断裂步距关系图

综上,提出以下建议。第一,建议割煤时尽可能将9#煤层一次割出,使夹层直接坐落在支架顶梁上方;第二,建议移架时采用擦顶带压移架,保证支架给夹层提供足够大的反向阻力,利于夹矸在支架顶梁上方充分破坏;第三,对基本顶实施预裂技术,提前实现对夹层的破坏。

官地煤矿采用错层位开采技术,可实现多回收8#残煤21.2万t,且开采期间,采空区残煤未发生自燃现象,表明该技术具有显著的安全效益、经济效益,同时也证明,该技术对于一些复杂矿井具有更广泛的推广前景。

结 论

本文以传统厚煤层开采存在的巷道布置与煤柱留设矛盾体展开,对厚煤层错层位巷道布置采全厚采煤法及其取得的部分成果进行论述,取得的成果如下所述。

1) 介绍了错层位巷道布置采全厚采煤法,并对其巷道布置进行了分析,确定了同一工作面、工作面间相邻巷道的立体化式空间结构形式。

2) 针对厚煤层错层位巷道布置空间结构特点,先后给出了工作面起坡段工艺、工作面开采顺序及孤岛煤柱形成特征、巷道布置理念的创新及保障最大回采率前提下消除孤岛煤柱两巷强矿压的创新特征。

3) 给出了错层位巷道布置在近水平较薄厚煤层在提高回采率、降低自然发火危险性的应用模式,并发现该方法的支承应力分布特征;针对上覆残煤、下伏整层煤开采技术难题,该方法在应用中可显著改善传统采煤方法存在的问题,进一步拓展其在难采、复杂煤层的应用模式。

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