法律状态公告日
法律状态信息
法律状态
2019-02-01
未缴年费专利权终止 IPC(主分类):E21C41/18 授权公告日:20170811 终止日期:20180211 申请日:20150211
专利权的终止
2017-08-11
授权
授权
2016-04-13
实质审查的生效 IPC(主分类):E21C41/18 申请日:20150211
实质审查的生效
2015-07-22
公开
公开
技术领域
本发明涉及煤矿巷道布置和煤柱留设技术,具体是一种针对三种典型的覆岩结构即薄基 岩(≤20m)、中厚基岩(20~40m)和厚基岩(≥40m),提出的边角煤短壁连采技术的三种巷道 布置和煤柱留设方法。
背景技术
近几十年来,煤炭资源产量攀升的同时,遗留了大量的边角煤,随着节约型社会的要求 以及煤炭资源的日益减少,边角煤的回收利用显得尤其重要。在内蒙、新疆等地,由于大型 机械化设备的应用,工作面尺寸逐年加大,边角煤已不适合采用当下的长壁开采技术,由此 以短壁连采方法为主的边角煤回收技术日渐兴起。
边角煤短壁连采技术是将某一边角煤看做一个区段,在区段内开掘运输顺槽和辅运顺槽, 垂直于这两条巷道掘进多条支巷,每一组支巷组成一个块段,一个区段由多个块段组成,块 段内再通过多条联络巷把块段切割成多个切块,从支巷(还包括联巷)向切块进刀回采,支 巷两侧煤柱回采完后,在平巷两侧进刀回采平巷两侧的煤柱。采用4台线性支架控制回采设 备附近的顶板。块段内的回采顺序为先采区段边界处的第一个切块,然后沿着支巷向区段平 巷依次回采相邻的块段,直到支巷口。然后,沿着平巷方向后退式回采支巷口煤柱和平巷煤 柱。
边角煤短壁连采技术相对于长壁开采技术而言,在设备、技术工艺方面大不相同,在现 实使用中面临以下几个技术难题,一是工作面无支架支护,直接面对采空区顶板,顶板冒落 坍塌事故增加。二是采空区悬顶面积大,基本顶及关键层一旦破断运动,对工作面直接产生 动压冲击,产生冲击矿压、飓风等动力灾害。三是巷道布置系统复杂,生产系统杂乱,尤其 是通风系统。四是留设大量的顶板支撑煤柱,在浪费资源的同时,增加了顶板大面积运动及 煤层自然发火的危险性。
发明内容
本发明的目的在于针对三种典型的覆岩结构即薄基岩、中厚基岩和厚基岩,提出了边角 煤短壁连采技术的三种巷道布置和煤柱留设方法。
为了实现上述目的,本发明采用的技术方案为:
边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法,
①在煤层自燃发火期短,需要及时封闭采空区,煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基 岩厚松散层中,采用块段宽煤柱布置方法,该方法步骤如下:
步骤1:各个块段间留设宽的隔离煤柱,煤柱宽度B1的范围为10~15m,其中B1的具体数 值由公式(1)计算得出,煤柱能够支撑住上覆岩层,并长期保持稳定,同时能够有效隔离上 一块段采空区;
步骤2:根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L1及支巷数目,其中L1的具体数 值由公式(2)计算得出,其后各个块段长度同第一块段长度L1相同;
步骤3:每个块段回采完毕后,及时在运煤平巷和辅运平巷施工密闭,隔离采空区;
其中煤柱宽度B1的计算公式为:
式(1)中,D为采空区宽度,单位是m;δ为上覆岩层垮落角;Rc为煤块单轴抗压强度, 单位是MPa;h为煤柱高度,单位是m;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;H为煤柱埋深,单 位是m;
第一块段长度L1的计算公式为:
式(2)中,b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数,其 中h为岩层厚度,单位为m;σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩层上覆载荷,单位为 kN;ν为岩层的泊松比;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板 岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ1为宽煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是 kN/m3;H为煤柱埋深,单位是m;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取 零;
②在煤层不易自燃,厚松散层薄基岩或中厚基岩中厚松散层中,采用块段窄煤柱布置方 法,该方法步骤如下:
步骤1:各个块段之间留设窄小煤柱,第一块段窄煤柱宽度B2的范围为5~10m,B2的具 体数值由公式(3)计算得出,窄小煤柱在一侧的块段回采时保持稳定,同时隔离采空区,在 其另一侧的块段回采完毕后,煤柱失稳、破坏,关键层破断运动;
步骤2:根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L1以及支巷数目,其中L1的具体 数值由公式(2)计算得出;
步骤3:其后的每个窄煤柱周期块段长度L2相同,L2的长度根据关键层的周期垮落步距 确定,L2的具体数值由公式(4)计算得出;窄煤柱周期块段之间为周期块段窄煤柱,周期块 段窄煤柱宽度B3的具体数值由公式(5)计算得出;
其中第一块段窄煤柱宽度B2的计算公式为:
式(3)中,H为煤柱埋深,单位是m;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ1为宽煤柱应力集中系数;λ2为窄煤 柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为 kN,采空区一侧时取零;
窄煤柱周期块段长度L2的计算公式为:
式(4)中,H为煤柱埋深,单位是m;b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数, 其中h为岩层厚度,单位为m,σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩 层上覆载荷,单位为kN;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底 板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是 kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零;
周期块段窄煤柱宽度B3的计算公式为:
式(5)中,H为煤柱埋深,单位是m;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的 平均容重,单位是kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零;
③在煤层不易自燃、直接顶稳定性较差且厚度大、基本顶来压不明显、厚松散层薄基岩 中,采用块段无煤柱布置方法,该方法步骤如下:
步骤1:由于首采块段引起的超前支承压力较高,在首采块段和第二块段间留设窄煤柱, 第一块段窄煤柱宽度B2的具体数值由公式(3)计算得出,煤柱在首采块段回采完毕时保持稳 定性,能够隔离采空区,支撑其上方顶板;
步骤2:在第二块段回采完毕后,煤柱失稳,在之后的各个块段完全取消煤柱,实现覆 岩呈现类似长壁开采面的周期性破断运动;
步骤3:根据关键层初次垮落步距确定第一块段长度L1以及支巷数目,其后各个无煤柱 周期块段长度L3根据周期来压步距确定,其中L1的具体数值由公式(2)计算得出,L3的具体 数值由公式(6)计算得出;
其中无煤柱周期块段长度L3的计算公式为:
式(6)中,b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数,其 中h为岩层厚度,单位为m;σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩层上覆载荷,单位为 kN;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩 擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;H为煤柱埋 深,单位是m;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零。
本发明的有益效果是:
块段宽煤柱布置方法实现了关键层的安全稳定,同时每个块段回采后,及时施工密闭, 防止了采空区的自燃发火,使各个块段相互独立、互不干扰,是一种安全可靠的巷道布置方 式。但煤柱尺寸大,煤炭损失多,采出率较低;随回采面积的加大,容易造成覆岩大面积运 动,产生动力灾害。宽煤柱布置方式适用于煤层自燃发火期短,需要及时封闭采空区;煤层 赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层。
块段窄煤柱布置方法实现了各个块段内关键层的运动,留设的窄煤柱一方面支撑和隔离 采空区,同时,又在相邻块段回采后,失稳、破坏,进一步释放了地层的压力,使得上覆岩 层全部运动,消除了覆岩大面积运动产生的威胁。但留设煤柱较多,仍然有一定的煤炭损失, 窄煤柱破碎后堆在采空区之中,有可能导致采空区煤炭自燃,各个块段的采空区全部连通, 一旦出现安全问题,治理起来难度较大。适用于煤层不易自燃,厚松散层薄基岩或其他类型 (如中厚基岩中厚松散层)。
块段无煤柱(连续推进)布置方法仅在第一、二块段间留设了窄煤柱,既避免了顶板初 次运动时的强大的支承压力,同时实现了各个块段顶板运动的连续性,即类似长壁开采的基 本顶周期性运动。周期来压步距小,超前支承压力低;采出率高,支巷连续推进,便于提高 产量和效率,使得上覆岩层运动连贯,地表下沉连续。但各个块段的采空区连通,出现安全 问题时治理难度大,在第一块段之后的各个块段没有煤柱隔离采空区,可能会出现来压时压 坏采硐或支巷。适用于煤层不易自燃,直接顶稳定性较差且厚度大,基本顶来压不明显,厚 松散层薄基岩。
该边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法,较之传统短壁连采技术的巷道布置和煤柱 留设方法,减小了煤柱尺寸,提高了资源回收率,实现了顶板的本质安全性,有效控制顶板 安全,优化巷道布置系统,减小巷道掘进和维护量,降低了煤炭自燃发火危险性。
附图说明
图1是边角煤短壁连采巷道布置系统示意图。
图2是块段宽煤柱布置方法示意图。
图3是块段窄煤柱布置方法示意图。
图4是块段无煤柱布置方法示意图。
其中,1是采硐、2是线性支架、3是块段隔离煤柱、4是支巷、5是辅运平巷、6是运煤 平巷、7是边界煤柱、8是切块、9是推进方向、10是下一块段、11是边角煤的宽度、L1是第 一块段长度、L2是窄煤柱周期块段长度、L3是无煤柱周期块段长度、B1是煤柱宽度、B2是第一 块段窄煤柱宽度,B3是周期块段窄煤柱宽度。
具体实施方式
结合图1和图2,边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法,在煤层自燃发火期短,需 要及时封闭采空区,煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层中,采用块段宽煤柱 布置方法,该方法步骤如下:
步骤1:各个块段间留设宽的隔离煤柱,煤柱宽度B1的范围为10~15m,其中B1的具体数 值由公式(1)计算得出,煤柱能够支撑住上覆岩层,并长期保持稳定,同时能够有效隔离上 一块段采空区;
步骤2:根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L1及支巷数目,其中L1的具体数 值由公式(2)计算得出,其后各个块段长度同第一块段长度L1相同;
步骤3:每个块段回采完毕后,及时在运煤平巷和辅运平巷施工密闭,隔离采空区;
其中煤柱宽度B1的计算公式为:
式(1)中,D为采空区宽度,单位是m;δ为上覆岩层垮落角;Rc为煤块单轴抗压强度, 单位是MPa;h为煤柱高度,单位是m;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;H为煤柱埋深,单 位是m;
第一块段长度L1的计算公式为:
式(2)中,b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数,其 中h为岩层厚度,单位为m;σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩层上覆载荷,单位为 kN;ν为岩层的泊松比;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板 岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ1为宽煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是 kN/m3;H为煤柱埋深,单位是m;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取 零。
块段宽煤柱布置方法实现了关键层的安全稳定,同时每个块段回采后,及时施工密闭, 防止了采空区的自然发火,使各个块段相互独立、互不干扰,是一种安全可靠的巷道布置方 式。但煤柱尺寸大,煤炭损失多,采出率较低;随回采面积的加大,容易造成覆岩大面积运 动,产生动力灾害。
结合图1和图3,在煤层不易自燃,厚松散层薄基岩或中厚基岩中厚松散层中,采用块 段窄煤柱布置方法,该方法步骤如下:
步骤1:各个块段之间留设窄小煤柱,第一块段窄煤柱宽度B2的范围为5~10m,B2的具 体数值由公式(3)计算得出,窄小煤柱在一侧的块段回采时保持稳定,同时隔离采空区,在 其另一侧的块段回采完毕后,煤柱失稳、破坏,关键层破断运动;
步骤2:根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L1以及支巷数目,其中L1的具体 数值由公式(2)计算得出;
步骤3:其后的每个窄煤柱周期块段长度L2相同,L2的长度根据关键层的周期垮落步距 确定,L2的具体数值由公式(4)计算得出;窄煤柱周期块段之间为周期块段窄煤柱,周期块 段窄煤柱宽度B3的具体数值由公式(5)计算得出;
其中第一块段窄煤柱宽度B2的计算公式为:
式(3)中,H为煤柱埋深,单位是m;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ1为宽煤柱应力集中系数;λ2为窄煤 柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为 kN,采空区一侧时取零;
窄煤柱周期块段长度L2的计算公式为:
式(4)中,H为煤柱埋深,单位是m;b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数, 其中h为岩层厚度,单位为m,σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩 层上覆载荷,单位为kN;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底 板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是 kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零;
周期块段窄煤柱宽度B3的计算公式为:
式(5)中,H为煤柱埋深,单位是m;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的 平均容重,单位是kN/m3;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零。
块段窄煤柱布置方法实现了各个块段内关键层的运动,留设的窄煤柱一方面支撑和隔离 采空区,同时,又在相邻块段回采后,失稳、破坏,进一步释放了地层的压力,使得上覆岩 层全部运动,消除了覆岩大面积运动产生的威胁。但留设煤柱较多,仍然有一定的煤炭损失, 窄煤柱破碎后堆在采空区之中,有可能导致采空区煤炭自燃,各个块段的采空区全部连通, 一旦出现安全问题,治理起来难度较大。
结合图1和图4,在煤层不易自燃、直接顶稳定性较差且厚度大、基本顶来压不明显、 厚松散层薄基岩中,采用块段无煤柱布置方法,该方法步骤如下:
步骤1:由于首采块段引起的超前支承压力较高,在首采块段和第二块段间留设窄煤柱, 第一块段窄煤柱宽度B2的具体数值由公式(3)计算得出,煤柱在首采块段回采完毕时保持稳 定性,能够隔离采空区,支撑其上方顶板;
步骤2:在第二块段回采完毕后,煤柱失稳,在之后的各个块段完全取消煤柱,实现覆 岩呈现类似长壁开采面的周期性破断运动;
步骤3:根据关键层初次垮落步距确定第一块段长度L1以及支巷数目,其后各个无煤柱 周期块段长度L3根据周期来压步距确定,其中L1的具体数值由公式(2)计算得出,L3的具体 数值由公式(6)计算得出;
其中无煤柱周期块段长度L3的计算公式为:
式(6)中,b为边角煤宽度,单位是m;lm为岩层的步距准数,其 中h为岩层厚度,单位为m;σt为岩层抗拉强度,单位为MPa;q为岩层上覆载荷,单位为 kN;m为煤柱高度,单位是m;A为侧压系数;c0分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩 擦角与粘聚力;λ2为窄煤柱应力集中系数;γ为岩层的平均容重,单位是kN/m3;H为煤柱埋 深,单位是m;Px为支架对巷帮的支护阻力,单位为kN,采空区一侧时取零。
块段无煤柱(连续推进)布置方法仅在第一、二块段间留设了窄煤柱,既避免了顶板初 次运动时的强大的支承压力,同时实现了各个块段顶板运动的连续性,即类似长壁开采的基 本顶周期性运动。周期来压步距小,超前支承压力低;采出率高,支巷连续推进,便于提高 产量和效率,使得上覆岩层运动连贯,地表下沉连续。但各个块段的采空区连通,出现安全 问题时治理难度大,在第一块段之后的各个块段没有煤柱隔离采空区,可能会出现来压时压 坏采硐或支巷。
下面就具体工程实施例来说明上述公式的具体应用。
神东矿区榆家梁矿42209边角煤连采工作面长398m,宽127m,为规则的矩形边角煤;工 作面装备最新的连采机、运煤梭车及线性支架;设计支巷宽度5m,块段尺寸11.5m×30m。
工作面地质条件简单,无断层褶曲等;煤层厚度3.8m;直接顶整体性较强,上覆坚硬岩 层为粉砂岩,覆岩结构属于薄基岩厚表土层,各岩层地质力学参数见表1。
表1 榆家梁矿煤层顶板力学参数
Table 1 The mechanical parameters of Yujialiang coal mine
采用块段无煤柱布置方式,根据覆岩组成情况,确定基本顶粉砂岩与泥沙互层及粉砂岩 组成组合关键层,依据前述第一块段长度L1和煤柱宽度B2计算公式,得到第一块段长度 54.38m,煤柱宽度3.87m。
支巷数目:N=块段宽度/(支巷宽度+切块宽度)
由此可求的第一块段支巷数目N0:
N0=54.38/(5+11.5)=3.3。
考虑施工的简便及安全系数要求,确定第一块段支巷条数为3条,煤柱宽度5m,则实际 第一块段块段布置长度:
L0=3×(5+11.5)=49.5m。
其后各块段周期性运动,顶板运动冲击性较弱,实现顶板的安全控制。
总之该边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法,较之传统短壁连采技术的巷道布置和 煤柱留设方法,减小了煤柱尺寸,提高了资源回收率,实现了顶板的本质安全性,有效控制 顶板安全,优化巷道布置系统,减小巷道掘进和维护量,降低了煤炭自燃发火危险性。
当然,上述说明并非是对本发明的限制,本发明也并不仅限于上述举例,本技术领域的 技术人员在本发明的实质范围内所做出的变化、改型、添加或替换,也应属于本发明的保护 范围。
机译: 保留巷道水泥充填法恢复型煤柱的方法
机译: 深部倾斜厚煤层的多段无柱交错式防护巷道及各段之间的煤柱填充方法
机译: 预留巷道胶结填筑回收机房型煤柱的方法