近距离煤层上行开采技术的研究

垮 落 带 高 度 时 ，上 煤层 整体 性将 遭 到 严 重 破 坏 ，无 法 进 行 上
煤层厚 ３ ￣４２ ． ． ４ ｍ，煤层间距 ４３ ￣２ ．７ ．２ ２ ｍ，平均 １ ． ２ ４７ ｍ。 己 １００ 工作面走 向长 ８ ５ １ｍ，倾斜 长 １ ５ １３ ４ ￣９ ０ ３ ～ １９ ５ ｍ，可采储量为 ０ ４ 。该工作面南部为 己 ｌ １ １ ． Ｍｔ ２ ５ ０ ０采 —１
头处多～个过渡段 ，上、下机头处采用 ４ ｍ 花边工字钢对 ． ５ 棚迈步支护，保证机头替棚 两边 都有柱子支撑 ，将大梁抬住
替 棚 靠 上 帮 梁 头 迈 步 前 移 ，迈 步 距 为 １ ｍ， 过 机 头 时 要 保 ． ２
［】盖 增雪 ． 行 开采 与 下行 开采 混合 应 用技 术 的研 究 与实 践 ［． 炭 工 ２ 上 Ｊ煤 】
空 区 ，北 部 为 己 １０ ０采 空 区 ，东部 为三 矿 、四矿 井 田边 １５
行开采 ；当上下煤层间距小于或等于下煤层裂 隙带高度时， 上煤层整体性只发生中等程度的破坏 ， 采取一定 的安全措施 后 ，可正常进行上行开采；当上下煤层 的层 间距大于下煤层
的裂 隙带高度时 ， 上煤层只发生整体移动 ， 体性 不受破坏 ， 整
●＿＿＿＿＿＿＿＿＿一
（） ２ 裂隙带高度 ／１ ０ Ｅ ＋ ， ∑ ２ ｍ代入公 － ／ Ｆ１ ４ Ｍ ５ 将 Ｍ＝ ． ８
式得： ｉ ０ ２ ５２ ． Ｈ ＝ ． ＝ １ ｍ。 ｌ ４ ８＋ ７
从上述的计算结果可以看出，在 己 采取一定 的措施后 ，可 以进行开采 。
２ ２ 围岩 平 衡 法 ．
３ １ 两 巷 支护 管理 ．
机 、风两巷在施工过程中，需充分考虑采动压力和采煤
区压 力 的传 递 影 响 ，必 须 在 原 有 支护 设计 的 同 时 ，提 高 巷 道
如 果三 角 区 片帮 严 重 ，空 顶 面 积 较 大 或顶 板 破 碎 时 ，应
在三角区支架顶梁上插走 向或斜交木大梁或工字钢梁 ，并用
关键词：近距 离煤层 ；上行开采；顶板控 制
Ｄ ： １． ９ ９ ｊ ｉｓ ． ６ １６ ９ ． ０ ２ ０ ． ０ ０Ｉ ０ ３ ６ ／ ． ｎ １ ７ — ３ ６ ２ １ ． ５ ０ ２ ｓ
１ 工作 面概 况
平煤股份三矿十号井 己组采区为双 翼下 山开采，可采煤 层 有 ２层 ，分 别 为上 部 的 己 １煤 层 和 下部 的 己 １Ｉ 层 ，煤 ５ ６７ ＿煤
参考 文献 ：
（ ＋ 女 Ｓ女 （ １０ １２ ２ ｘ Ｑ Ｇ ）／ ＝ １６ ＋ ０ ）／． １ ３
＝ ． ８ ａ（ 种 支 架 底 板 比压 为 １ ＭＰ ，Ｗ＜ ． ａ ，式 Ｏ５ ＭＰ 本 ４ ． ａ ５ Ｉ ＭＰ ） ５
中 ：Ｑ为顶板压力；Ｇ女 为支架重量；
２．ｍ ２ ３ 。
顶板 压 力估 计 ：Ｑ＝ （ Ｍ＋ＸＨ ・ ） ＝ （ ｘ ． ８ ４ ８ ８１＋ ｘ） ８ ￣ ５ １６ ｋ ３ ８ ｋ （ 顶 板 压 力 小 于支 架 初 撑 力 ） ２ ＝ １０Ｎ＜ ０ ２Ｎ 即 ，式 中 ： 为工 作 面 最 大 采 高 ，取 １ ｍ；Ｈ 为 直 接 顶 厚 度 ， 取 ８ ． ８ ｍ；
大 、 小 板 把 顶板 背严 ，另 一 端 用 单 体 柱 支 护 。 ３ ３ 工 作 面 顶板 动态 监 测 ．
的整体承载能力 ，先临时支护即采用前探梁或 戴帽 点柱 ，后 永久 支护 ，采用全锚 网支护 ，顶板破碎 严重地段采用全锚 网
及 工 字钢 梯 形 棚 联 合 支 护 。 根据 己 煤 层 顶 板 岩 性 分 析 ，巷 道 围岩 为 稳 定 类 ，参 考
２ 近距 离煤 层上 行开采 可行 性分 析
上下煤层 层 间距 大小是影 响上行开采 的主要 技术 因素 之一 ， 在层间距 一定 的条件下可 以采用如下的两种 方法判别
上 行 开 采 的 可行 性 。
（ ）垮落带高度 Ｈ ＝ １０ ３７ ６ ＹＭ＋ ２ ±１ ，Ｅ １ ｍ ［ ∑ ４ （． ， ３ ）］ ． ０ ２ ５ Ｍ 为下部煤层采高，据资料显示，四矿回采 己 ｌ２ １０时采 ７ １６ ． 高为 ２８ 代入 公式运算得 ： ＝ １０ ． （ ．ｘ２８ ２ １ ． ｍ。 Ｈ￣ ［０ ×２８ ６２ ． ／ ＋３ ） ±１ ＝ ． ． ７２ ５ ｍ （ 取大值 ） 。
顶 梁 ，一 梁 一柱 。
３２ ４ 三 角 区顶 板 管 理 ．．
上述分析表 明，在 己 １ 。煤层开采后，己 ｌ煤层位于 ６７ 一 ５
己 １煤层顶板 的裂 隙带 内， ７ 原有的围岩结构和应力状态会 有所 改变 ，但采取一定 的措施后可以进行 开采 。
３ 上 行开 采 的技术 措施
图１
煤层开采之后 ，
己 煤层正位于裂缝带中，即煤层会发生 中等程度 的破坏，
上行开采破坏 了采场上覆岩层 的原始应力平衡状态 ， 必
然引起上覆岩层的横向及纵向变形与破坏 。 上覆岩层 的横 向
及 纵 向离 层 变 形 产 生 大 量 采 动裂 隙 ，破 坏 煤 层 ，但 随 时间 延
一
赋存情况 ，估算去 ４ ｍ。则 Ｈ ：— 一＋４：１ ． 。 兰 ３３ ｍ
１３—１ －
该地 点己 １ ｌ煤层与 己 １煤层之 间的实 际间距平均为 ６７ 一 ５ １．ｍ，己 １煤层 处于平衡岩层之上 ，煤层连续弯 曲下沉 ， ４７ ５ 表 明在该 区域进行上行开采时可行的。
队成立项板 动态监测小组 ，并设专职 。兼职监测 员，检 测员熟悉监测器材的布置 ，各种仪器 。仪表的性能结构和方
法 。监 测 员 每 天 如 实填 写 观 测 记 录 表 ，机 风 两 巷 分 别均 匀布
四矿 己 １煤层顶板支护经验， 考虑平顶山天安煤业三矿顶板 情 况与四矿相近 ，确定支护断面为梯形，采用锚索补 强。
度叫 围岩平衡高度，其 上行 开采 的基本准则是 ：当采场上覆
岩层 中有坚硬岩层时，上煤层应位 于距下煤层最近的平衡岩 层之上；当采场上覆岩层均 为软岩 时，上煤层应位于断裂带 内； 上煤层的开采应在下煤层 开采 引起 的岩层移动稳定之后
图２
（ ： Ｉ跨 落带 ： Ｉ－ 注 － Ｉ裂隙 带 ；ＩＩ 曲下沉 带 。 Ｉ． 弯 ）
为支架底座面积，
３ ２ ２ 端 头 支 护 设 计 ．．
该 采 面 端 头 支 架 和 采 面 支 架 型 号 一致 ， 同之 处 是 连 接 不
［］韩 军． １ 开滦矿 区 近距 离煤 层群 上行 开 采可 行性 研 究［ ． 科 学技 术， Ｊ煤炭 】
２ ｌ ， ９１ ） ４ １ ． Ｏ１ ｖ３ （ Ｏ： — ７ １
３２ 回 采 工作 面顶 板 控 制 ．
３ ２ １ 工作 面 支护 设 计 ．．
置５ 个支柱测压点， 单体柱用测压枪测压 ， 采面支架进行矿压 监测，由队监测小组成员定期观测并做好记录。采面每 ５ ０ ～１
架布置 １ 测压仪表。 台
基 于 煤层 地质 条件 ，工 作 面 采 用 Ｚ ００１／５型 掩 护 Ｙ４ ０／２２
进行 。
上行开采必要 的围岩平衡高度计算 公式为 ：
４
论 柱与项梁必须用 防倒绳栓结 ，防止卸载倾倒伤人 。
３ ２ ３ 两巷 支护 设 计 ．．
著
ｎ ｐ＝
式 中：
为下煤层采高 ，ｍ；Ｋ 为岩石碎涨系数 ，取
风 巷 ：风 巷 用 Ｄ ．５ 体 柱 配 合 Ｈ Ｄ １ ０ 金 属 铰 Ｚ２ 单 Ｊ Ａ．０ ０型
梁 一 柱 ，在 转 载 机 上 下 帮 各 打 一 排 。
超 前支护 ：机风两巷 ，设计 ５ ｍ 以上的超前支护 ，风 ０ 巷在梯形棚 子中间打两排 ＤＺ２ ．５单体柱配合 ＨＪ ．０ ０型 ＤＡ １０ 金属铰 接顶梁，一梁 一柱 ，沿走 向架 设。机巷在转载机上下 帮及皮带下帮打 Ｄ ．５单体柱配合 Ｈ Ｄ １０ Ｚ２ Ｊ Ａ．０ ０型后及 时补柱 ，保证大梁一梁三柱 。大梁与煤墙 的 距离保持在 ２ ０ ０ ｍ ５ ￣５ ０ ｍ，两根大梁 相距 １０ ５ ｍｍ （ ０ ￣２０ 走 向）并排架设 。上 出口替 棚后沿走 向方 向布置两排 Ｄ ．５ Ｚ ２
单 体 柱 配 合 Ｈ Ｄ １０ 型 金 属 铰接 顶梁 进 行 支 护 ，下 出 口 Ｊ Ａ．０ ０
２ １“ ． 三带” 判别 法 （ 图 ２ 见 ）
长 ，采动裂隙会重新闭合压 实；而 纵向剪切变形则表现为煤 层发生 台阶错动，破坏 煤层 整体性 。后者是影响上行开采的 关键 因素 。 控制岩层 台阶错动 ， 就是采场 围岩 力系平衡 问题 。 在回采过程中，能够 形成 不发 生台阶错动的平衡岩层结 构 的岩层称为平衡岩层，从下煤层项板至平衡岩层项板的高
１ ；ｈ为平 衡 岩 层 本 身 厚 度 ，根 据 岩 （ ）层 柱 状 图 及 煤 层 ． ３ 煤
接顶梁 ，一梁一柱 ，沿走 向方 向两排，距上 、下帮各 ｌ ｍ， 替棚长度不少于 ｌｍ，中间留有不少于 ０ ｍ 宽的人行道 。 Ｏ ． ７
机 巷 ：替 棚 长 度 不 少 于 ｌ ｍ，棚 距 ５０ ６ ０ Ｏ ０ ￣ ０ ｍｍ，沿 走 向方 向用 Ｄ ．５单体 柱 均 配 合 Ｈ ＤＡ １０ 型 金 属 铰 接 顶 梁 ， Ｚ２ Ｊ ．０ ０
为今后遇到类似情况安全 回采 打下坚实基础 。
（ ）通 过 理 论 分 析 与 采 用 矿 压 观 测 等 手 段相 结 合 的 方 ３
三为直接项悬项距 ，取 ４ ｍ；
支架底座比压：
为岩石密度 ，取 ２ ｋ ｍ０ ５ Ｎ／ 。
法 ，研 究上行 开采 的机理 ，掌握 了采动压力的变化规律，发 现 了上行开采最大障碍，确定了上下煤层采动影响 的时空关 系，制定相应措施 ，取得 了较好效果 ，为今后类似条件下进 行上行 开采提供 了宝贵资料 。