地下煤矿开采安全

地下煤矿开采安全冯胜利生产技术部2013年7月主要内容:第一节采区巷道矿压显现及其控制第二节顶板控制设计方法第三节煤矿冲击矿压灾害简介第四节放顶煤采煤法第五节煤矿生产新技术第六节液压钻车机械化作业线第一节采区巷道矿压显现及其控制主要内容：采区巷道围岩应力及变形规律受采动影响巷道矿压显现规律巷道围岩控制原理巷道围岩控制技术§1.1采区巷道变形与破坏一、采区巷道概念：采区巷道——采区内的准备巷道和回采巷道。（采区上下山，区段平巷、回风平巷及切眼、各种联系巷道）采区巷道特点：（1）大部分属煤层巷道，围岩强度低；（2）受开采区影响大，巷道破坏严重；（3）服务期限短，支护要求较低。二、采区巷道变形与破坏形式：冒落、下沉、鼓帮、片帮、底臌、开裂三、影响巷道变形破坏的因素1、自然因素（1）岩性与构造特征（2）巷道埋深H（3）煤层倾角α（4）地质构造（5）水（6）时间2、开采技术（1）受采动影响情况（2）巷道保护方法（3）巷道断面的形状及支架架设时间第二节采区巷道矿压显现规律一、受采动影响巷道的围岩应力：1、巷道围岩应力：弹性变形应力分布塑性变形应力分布2、回采工作面周围支承压力分布：工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前4~8米，影响范围为40~50米。少数可达60~80米。应力集中系数为2.5~3。工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为15~30米。少数可达35~40米，峰值一般距煤壁15~20米，应力集中系数为2~3。在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达5~7。煤层拐角处叠加支承压力3、采动引起的底板应力分布：一侧采空两侧采空影响深度为1.5~2B影响深度为3～4B压力传递影响角一般为30~40度煤体与采空区交界处底板岩层中的不同矿压显现区A–应力增高区；B–应力降低区；C–影响微弱区；D–未受影响区4、构造应力对巷道稳定性的影响：1）构造应力特点：以水平应力为主，具有明显的方向性、区域性。2）水平应力对巷道的影响：影响巷道顶板——巷道底板——软岩（煤层）底臌、蠕变巷道两帮——引起拉应力，破裂、鼓出、塌落薄层页岩岩层面滑移厚层砂岩剪切、失稳冒落3）合理巷道方向：巷道轴向与最大主应力夹角小于25~30度5、相邻巷道合理距离：一般间距：大巷———20~40米（围岩稳定取小值，不稳定取大值）；上下山——15~30米；集中巷——15~30米。（在浅部、坚硬岩层、急倾斜可为10米；深部、松软围岩为50米）二、走向平巷矿压显现规律：1、巷道围岩变形量：（顶板下沉量、底臌量、巷帮移近量、深部围岩移近量、巷道剩余断面积）顶底板移近量——巷道中心线高度减少值；两帮移近量———巷道腰线平距减少值。总变形量：2111000UtvUtvUU总Ⅰ：巷道掘进段——弹塑性、量小、趋于稳定、时间短；Ⅱ：无采掘影响段——主要为流变，受岩性影响较大；Ⅲ：采动影响段——前30～50m，后40～60m（峰值5～20m），量大；Ⅳ：采动影响稳定段——位移、变形均较小，工作面后方100米以远；Ⅴ：二次采动影响段——影响剧烈程度及影响范围均较第一次为大。2、走向平巷矿压显现特点：走向巷道逐段受采动影响三、倾斜巷道矿压显现规律巷道处于前方承压力的不同区域，有不同的矿压显现：（三个显现区域带）Ⅲ、原始压力带显现轻微，一般不受破坏。Ⅱ、支承压力影响带工作面距巷道40～50m开始变形、破坏严重，移近速度达10mm～30mm/d。峰值区严重。Ⅰ、煤体边缘卸载带煤体破坏，应力降低，向平衡过度，移近量仍较大。Ⅰ—卸载带；Ⅱ—支承压力带；Ⅲ—原岩应力带倾斜巷道全长同时受采动影响第三节巷道围岩控制原理巷道围岩的基本途径：降低围岩应力、提高围岩稳定性及合理的支护选择巷道围岩控制手段的实质：如何利用煤层开采引起周围应力重新分布规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区，从而减轻或避免回采引起的支承压力的影响，控制围岩应力一、巷道的围岩压力及影响因素1.围岩压力定义：围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力种类：松动围岩压力变形围岩压力膨胀围岩压力冲击和撞击压力2.影响因素开采因素：回采工作面状况、巷道的保护方法地质因素：原岩应力状态、围岩的力学性质、岩层结构、岩石组成和胶结状态、围岩中的水份补给状况。二、巷道的围岩控制原理和方法1.控制原理巷道围岩控制：控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取的措施。基本原理：根据围岩应力、围岩强度及它们之间的关系，选择合适的巷道布置、保护及支护方式2.控制方法（1）巷道布置（2）巷道保护和支护三、巷道围岩稳定性分类及支护选择1.分类的意义：巷道围岩稳定因素复杂，进行分类为巷道支护设计施工管理提供科学依据。2.分类方法模糊聚类分析方法3.分类（五个类别：极不稳定、不稳定、中等稳定、稳定、非常稳定）七个指标：围岩强度围岩应力作用：1.巷道围岩移近量预算a.根据巷道埋深H和顶底板岩层平均单向抗压强度b.通过围岩稳定性类别预计2.选择巷道的支护形式D、、、底煤顶XN、、H第四节巷道维护（支护）原理和支护技术一、“支架—围岩”相互作用原理支架——围岩构成统一的力学体系，二者之间有相互作用，而二者合之又共同承载。1、支架—围岩相互作用的基本状态：给定载荷状态——顶板岩石与上覆岩层离层或脱落，支架仅承受其自重作用，与母体岩层的移动变形无关。给定变形状态——没有离层或脱落，支架变形取决于上覆岩层的运动状态。支架阻力与围岩移动性质、支架特性有关。当支架变形特性与围岩变形不相适应时，则可承受更高的载荷，支架被破坏。给定载荷——围岩与母体岩层脱离，不受母体岩层移动影响，支架仅承受固定载荷作用。（支架载荷不大，且基本固定）给定变形——围岩受母体岩层移动影响，并将母体岩层移动变形传递给支架，支架受载与岩层变形特征有关。（支架载荷较大，与围岩变形正比）2、“支架—围岩”相互作用原理：由芬纳位移公式可得右侧曲线由曲线有：支撑力↑→位移量↓支撑力↓→位移量↑支撑力不可能完全限制围岩的位移；支撑力小到一定程度，围岩变形急剧增大，甚至破坏；不同特性支架、支护时间不同，支架承受载荷不同（可缩性支架、刚性支架）；合理支撑力应在曲线拐点附近。3、“支架—围岩”相互作用原理的应用：1）二次支护（新奥法）——让压支护2）柔性支护——允许产生一定变形。让压支护3）主动支护——加大围压，提高围岩强度。抗压支护1.2巷道保护基本措施一、基本原则：允许围岩变形、提高围岩强度、降低围岩应力。二、基本方法和途径：1、控制方法：巷道保护——使围岩应力与岩体强度相适应（采用适当断面，预留断面，煤柱护巷，巷道在减压区）巷道支护——架设支架防止围岩过度变形与移动巷道维修——改换已恶化的支撑系统，恢复围岩移动稳定性。2、控制原理抗压让压躲压移压三、基本措施：将巷道布置在岩性好的岩层内将巷道布置在应力降低区对巷道进行卸压保护常用方法为：卸压无煤柱护巷1、巷道卸压保护：卸压原理——采用人为方法，改变周边围岩应力分布，使峰值应力内移，巷道处于应力降低区。1）巷道跨采卸压：跨采类型纵跨——采面推进方向与巷道轴向平行；横跨——采面推进方向与巷道轴向垂直。矿压特点纵跨——巷道逐段受采动影响（岩石集中巷）；横跨——巷道全长同时受采动影响（上山石门）跨采期间围岩移近量大，过后稳定。纵向跨采（依次影响）横向跨采（同时影响）跨越平巷、跨越上山、掘后跨采、掘前预采。2）开槽（松动）卸压：卸压措施巷道周边开槽（孔）卸压巷道围岩松动爆破卸压开槽后可改变周边应力分布状态，使应力内移。无切缝两帮切缝顶底切缝两帮顶底切缝3）卸压巷硐卸压：卸压巷硐位置巷道一侧——被保护巷变形减少70—90%；巷顶————被护巷移近量为原来1/7—1/12；宽面掘巷——矸石带填充，隔离，效果好。一侧卸压顶板卸压宽巷卸压4）掘前预采：在岩巷尚未掘进时，先将其上部煤层采掉，然后在采空区下掘进岩石巷道，使之在应力降低区。为效果最理想的方法。巷道围岩变形量减小4/5—5/6。要求岩巷距煤层较近，距开采区域平距足够。2、无煤柱护巷技术1）护巷煤柱的稳定性：留设煤柱优点：可双巷掘进；技术简单；对通风、运输、排水、安全有利；缺点：煤损大；风巷受二次采动影响，维护费高；不利底板巷道稳定；成为冲击地压、煤炭自燃隐患。2）煤柱的应力分布：一侧采空煤柱很宽煤柱较宽煤柱较窄形成：Ⅰ——破裂区Ⅱ——塑性区Ⅲ——弹性区Ⅳ——原始应力区3）护巷煤柱的稳定性：煤柱宽度是影响煤柱稳定性和巷道维护的主要因素。护巷煤柱稳定条件：煤柱中央产生的弹性区（核）宽度不小于煤柱高度的2倍。102xmxB煤柱宽度：4）沿空掘巷的三种方式：完全沿空掘巷；留小煤皮掘巷；保留部分老巷掘巷5）沿空留巷巷旁支护：巷旁支护作用巷旁支护类型控制直接顶离层及时切断直接顶减少巷内支护承载封闭采空区木垛密集支柱矸石带混凝土砌块高水速凝水泥整体浇注巷旁充填技术（低水材料：石膏高水材料：钙矾石）第六节采区巷道支护一、巷道支护原则：支护特点：临时性、可变形。支护要求：确保安全，维护最小允许断面。基本支护类型：（1）木支护：梯形（对棚或密集等）（2）金属支架：工字钢梯形支架平顶可缩金属支架拱形可缩性金属支架棚间距0.5～0.7m。（3）锚杆支护：二、巷道金属支架支护：1、U型钢可缩性支架：（拱可缩）U型钢型号：U18、U25、U29、U36（kg/m）1）基本结构类型：2）支架连接件：（螺栓连接件，楔式连接件）上限位连接件中间连接件下位连接件连接件=锁紧构件+摩擦机构螺栓连接件：强度高、刚性大、可缩性好、工作阻力稳定、型钢滑移平稳。2、矿用工字钢支架：刚性特性，可缩量小，适用于围岩稳定条件。通过增加接榫木垫、棚腿插入底板（垫柱鞋）等措施可以增加适量可缩量。现场以梯形支架为主，拱型有如下类型：拱顶斜腿拱顶直腿锚喷加强拱顶三、巷道锚杆支护1、锚杆种类与锚固力：锚杆分类锚固力机械锚固式——账壳式、倒楔式、楔缝式；粘结锚固式——树脂、快硬水泥、水泥沙浆；摩擦锚固式——缝管式、水胀式管状锚杆。托锚力——安装时，拖板与锚杆的预紧力；粘锚力——粘结摩擦力与锚杆轴力；切向锚固力——限制岩块沿弱面滑动的力。初锚力、工作锚固力、残余锚固力2、锚杆支护原理：1）悬吊原理2）组合梁原理3）压缩拱原理4）最大水平应力原理5）围岩强度强化理论3、组合锚杆支护：1）锚梁网联合支护：锚杆+托梁（钢带）+金属网2）桁架锚杆支护：锚杆+拉杆+拉紧器+垫块桁架锚杆在顶板内会形成水平和铅直方向挤压力，使顶板的中性轴下移，增强顶板抗弯能力，提高其整体性。4、预应力锚索：1）类型胀壳式钢绞线预应力锚索沙浆粘结式预应力锚索2）小口径预应力锚索结构：锚索比锚杆长，可锚入深部较稳定的岩层中。5、锚杆支护系统设计方法：由地质调查、设计、施工、监测、信息反馈等相互制约影响，综合完成系统设计。主要包括：1）地质力学评估围岩应力及岩体强度；2）初始设计，并对选定方案进行稳定性分析；3）施工；4）现场监测（锚杆受力、深部围岩移动）5）信息反馈与修改完善；6）重复进行上述步骤，直至满意为止。四、采区巷道联合支护：1、联合支护原理——分阶段综合运用多种支护形式维护巷道2、联合支护方式：锚杆+棚子——单用锚杆不行时锚网+金属棚子+人工砌垛——采深大，压力大，留巷。目前，煤巷锚杆支护常用：锚索+锚杆+W型钢带+拱可缩支架联合支护，效果较好。1、顶板控制设计方法（1）顶板控制设计指导思想(2)顶板控制设计的流程（3）顶板控制设计的主要内容（4）典型坚硬顶板控制设计举例——门头沟矿五槽坚硬顶板控制设计2、煤矿冲击矿压灾害简介冲击矿压事故冲击矿压是采掘空间周围煤岩体中聚集的能量突然大量释放，快速破坏煤岩体，并产生剧烈震动，造成人员伤亡和采掘空间严重破坏的煤矿灾害。我国最大的冲击矿压里氏4.3级，破坏巷道500多米，地面震感明显，已成为公共安全问题。冲击后冲击矿压能引起煤岩层和采空区中的瓦斯大量涌出，引发瓦斯爆炸事故。安徽淮北芦岭2003年“5.13”顶板冲击引起采空区瓦斯大量涌入采掘空间，遇火源发生瓦斯爆炸事故，死亡84人。辽宁阜新孙家湾200