CN108979687A - 一种煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种煤矿井下采空区顶板支护方法，属于采矿技术与环境保护技术领域，该方法包括：获得煤矿井下工作面直接顶的初次垮落步距、老顶的初次断裂步距，以及直接顶、老顶的岩性、厚度；根据直接顶的初次垮落步距，对采空区形成的过程中采用锚杆、锚梁和锚索对采空区直接顶板同步进行支护；在采空区空顶距小于老顶的初次断裂步距范围内，采用锚索组通过采空区直接顶板对老顶进行支护；确定锚索组的型号、长度及间排距；直到工作面的推进工作完成。随工作面推进，在采空区维护出工作面顺槽，形成生产、通风、运输、排水和安全通道；直到工作面的推进工作完成。本方法具有无煤柱、无巷道、方法简单、易操作、控制顶板不垮落的特点。
Description
技术领域
本发明涉及一种煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，属于采矿技术与环境保护技术领域。
背景技术
目前煤矿采空区防止顶板(包括直接顶、老顶)垮落的采煤方法一般根据顶板性质和厚度等条件基本有充填法、煤柱支撑法两种采煤方法。
充填法主要包括：随工作面的推进一定距离后，采空区岩层由开切眼开始悬露时，把充填材料送到采空区，对采空区域进行填充，以支撑顶板，使直接顶、老顶不完全跨落；现行充填法在一定程度上解决了减少采空区顶板的变形与破坏，但采空区充填存在的问题是充填同时可能发生顶板跨落，充填体与顶板接触密实度控制困难，控制不当顶板还是会破坏与垮落，同时采煤与充填同时进行，两种工艺相互干扰，影响正常生产。
煤柱支撑法主要包括，随工作面的推进一定距离后，采空区岩层由开切眼开始悬露，在采空区留下煤柱支撑顶板，使直接顶、老顶不跨落。但这种方法损失煤炭资源，减少了开采量，造成资源浪费。同时影响正常生产。
中国现行大多煤矿，为了降低成本，采用垮落法采煤方法，即煤矿开采后对形成的采空区不作任何处理，使采空区的直接顶板、老顶板自然垮落，形成顶板垮落带、导水裂缝带和弯曲带(或整体移动带)，地表移动和变形。如果采用垮落法采煤方法开采地面建筑物下煤炭资源，其后果导致矿井上的地面下沉，地面建筑物破坏。为了不破坏地面建筑物，煤矿为建筑物留煤柱，不开采，但形成压煤。目前建筑物、水体、铁路下(简称“三下”)压煤量大面广，已成为严重制约矿井生产的技术难题。因此即要解决采空区顶板不垮落，地面不下沉，又能释放“三下”大量的煤炭资源已成为煤炭行业一项十分紧迫的战略任务。
国内煤炭矿压理论主要研究采用垮落法采煤方法时顶板下沉、初次垮落、周期垮落活动和矿山压力显现规律，以解决采煤工作面顶板支护方法，对煤矿开采后对形成的采空区不作支护处理，采空区自然垮落。采用研究垮落法采煤方法时顶板活动和矿山压力显现规律的矿压理论，对采空区进行支护处理，支撑顶板，使直接顶、老顶不跨落，维护完整的煤矿采煤后的采空区，既可克服充填法、煤柱支撑法两种采煤方法的缺点，又可采出煤炭资源，地面不变形破坏。
发明内容
本发明的目的是提出一种煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，以克服已有技术中采用垮落法采煤方法采空区顶板不支护的不足之处，利用矿压理论，对采空区顶板进行支护。
本发明提出的煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，包括以下步骤：
(1)利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面直接顶(6)的初次垮落步距L直：
其中，h直为直接顶岩石厚度，Rt为直接顶岩石抗拉强度，q直为直接顶(6)载荷，q直＝r直h直，r直为直接顶岩石体积力，Rt和r直分别根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面老顶(7)的初次断裂步距L老1：
其中，h老1为老顶(7)的第一层岩石厚度，Rt1为老顶岩石抗拉强度，根据老顶第一层岩石种类从相关手册获取，q老1为老顶荷载；
q老1＝q直+(qn)1，
其中，(qn)1为老顶自身和上覆n层岩层载荷：
上式中，En为老顶第n层岩石的弹性模量，根据老顶岩石种类从相关手册获取，hn为第n层的岩层厚度，rn为第n层岩石体积力，根据岩石种类从相关手册获取；
对上述(qn)1老顶自身和上覆n层岩层载荷由下往上判断，当(qn+1)1＜(qn)1，且L老1＜L老+1，即老顶上n+1层所受载荷小于n层所受载荷、老顶第一层的初次断裂步距小于老顶n+1层的初次断裂步距时，进行以下步骤的顶板支护；
(2)采用锚杆(1)、托梁(2)对采空区直接顶板同步进行支护，托梁选择直径6mm，宽×长＝100mm×2600mm钢筋托梁，锚杆长L锚杆＝L1+L2，其中L1为锚杆外露长度，取L1＝0.15m，L2为锚杆有效长度；
当直接顶需要悬吊的范围小或存在松动破碎带时，L2应大于或等于直接顶的厚度，直接顶存在冒落时，L2大于或等于冒落区底到顶的高度；
锚杆直径D为：
其中，Q锚杆为锚杆锚固力，根据选用的锚杆种类，从相关手册查找，σt为锚杆材料的抗拉强度；
锚杆之间的间距Sj和排距相等Sp：
其中，k为锚杆安全系数，K＝1.5～2，r为直接顶岩石体积力，根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
随采煤工作面(10)的推进和顶板支护不冒落采空区形成的同时，选择长10.0m×4.0m防火风筒布(8)和100mm×2600mm钢筋托梁(2)，顺采煤工作面推进方向，使用U型钉对采空区直接顶(6)和底板(11)进行防火风筒布(8)和托梁(2)支护，防火风筒布(8)和钢筋托梁(2)贴紧直接顶(6)和底板(11)，防火风筒布(8)之间连接贴紧，钢筋托梁(2)连接贴紧，在防火风筒布(8)与未开采煤层(5)之间形成顺槽(11)；防火风筒布(8)的强度与防火风筒布(8)的材料有关，从相关手册查找，防火风筒布(8)的强度大于或等于采煤工作面开采时期最大通风负压hm：
其中，α为顺槽摩擦阻力系数，从相关手册查找，P为顺槽净周长，L为顺槽长度，S为顺槽净断面积，Q为顺槽中通过的风量；
(3)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于直接顶的初次跨落步距L直-5m处采用锚索(4)对采空区直接顶(6)同步进行支护：
锚索长H锚索＝H1+H2
其中，H1为锚索外露长度，取H1＝0.15m，H2为锚索有效长度，H2应大于直接顶的厚度，锚入老顶中；
锚索直径D为：
其中，Q锚索为锚索锚固力，根据锚索选用材料从相关手册获取，σt为锚索材料的抗拉强度；
锚索之间的间距Sj和排距Sp相等，即：
其中，k为锚索安全系数，K＝1.5～2；
(4)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于老顶的初次断裂步距L老1-5m处，采用锚索组(4)通过采空区直接顶板(6)对老顶(7)同步进行支护，锚索组(4)中的每个锚索直径D、锚索长度L、锚索间距和排距以及锚固力的选择和计算与上述步骤(3)相同；
(5)重复上述步骤(2)-(4)，直到完成工作面的推进。
本发明提出的煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，其优点是：
1、本发明提出的煤矿井下采空区顶板的支护方法，利用矿压理论计算得到的直接顶的初次垮落步距、老顶的初次断裂步距，在采煤不间断的情况下，选择时机对采空区进行支护；避免了采空区初期来压和周期来压，控制顶板不垮落。
2、利用本发明方法对煤矿井下采空区顶板进行支护，可以使矿井上的地面沉陷变形小，解决地面建筑物、村庄、水体、铁路、公路、高压线和植被破坏搬迁的难题，可实现不搬迁开采。
3、本发明实现无煤柱开采，可释放“三下”(建筑物、水体、铁路)大量的煤炭资源，利用宝贵的煤炭资源，且降低采煤成本。
4、本发明方法可边采边支护，并实现采煤、支护相互独立，解决采煤与采空区支护相互牵制问题，实现“三下”开采工作面常规布置，正规化、常态化生产；解决相邻采准工作面采动影响大的难题，实现沿空留巷开采，采区内顺采；解决采煤工作面采动影响大的难题，还使工作面矿压减小，使工作面选择强度小和重量轻的支架，降低投资，提高工作环境安全性。
5、本发明的煤矿井下采空区顶板的支护方法，具有方法简单、易操作、效果好的特点，尤其适用一次采高为全煤厚的煤矿井下采空区顶板支护。
6、本发明方法利用采空区进行支护，控制顶板不垮落，维护出顺槽。实施本发明后可利用采空区，实现无煤柱开采，提高回采率。本发明的采煤方法，实现无巷道开采，可减少巷道掘进工程量，且降低采煤成本。
附图说明
图1是采用本发明方法的煤矿采空区及工作面的俯视图。
图2是图1的A-A剖视图。
图1和图2中，1-锚杆,2-托梁(网)，3-锚索，4-锚索组，5-未开采的煤层，6-直接顶，7-老顶，8-防火风筒布；9-停采线，10-采煤工作面，11-顺槽，12底板。
具体实施方式
本发明提出的煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，包括以下步骤：
(1)利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面直接顶(6)的初次垮落步距L直：
其中，h直为直接顶岩石厚度，Rt为直接顶岩石抗拉强度，q直为直接顶(6)载荷，q直＝r直h直，r直为直接顶岩石体积力，Rt和r直分别根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面老顶(7)的初次断裂步距L老1：
其中，h老1为老顶(7)的第一层岩石厚度，Rt1为老顶岩石抗拉强度，根据老顶第一层岩石种类从相关手册获取，q老1为老顶荷载；
q老1＝q直+(qn)1，
其中，(qn)1为老顶自身和上覆n层岩层载荷：
上式中，En为老顶第n层岩石的弹性模量，根据老顶岩石种类从相关手册获取，hn为第n层的岩层厚度，rn为第n层岩石体积力，根据岩石种类从相关手册获取；
对上述(qn)1老顶自身和上覆n层岩层载荷由下往上判断，当(qn+1)1＜(qn)1，且L老1＜L老+1，即老顶上n+1层所受载荷小于n层所受载荷、老顶第一层的初次断裂步距小于老顶n+1层的初次断裂步距时，进行以下步骤的顶板支护；
(2)采用锚杆(1)、托梁(2)对采空区直接顶板同步进行支护，托梁选择直径6mm，宽×长＝100mm×2600mm钢筋托梁，锚杆长L锚杆＝L1+L2，其中L1为锚杆外露长度，取L1＝0.15m，L2为锚杆有效长度；
当直接顶需要悬吊的范围小或存在松动破碎带时，L2应大于或等于直接顶的厚度，直接顶存在冒落时，L2大于或等于冒落区底到顶的高度；
锚杆直径D为：
其中，Q锚杆为锚杆锚固力，根据选用的锚杆种类，从相关手册查找，σt为锚杆材料的抗拉强度；
锚杆之间的间距Sj和排距相等Sp：
其中，k为锚杆安全系数，K＝1.5～2，r为直接顶岩石体积力，根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
随采煤工作面(10)的推进和顶板支护不冒落采空区形成的同时，选择长10.0m×4.0m防火风筒布(8)和100mm×2600mm钢筋托梁(2)，顺采煤工作面推进方向，使用U型钉对采空区直接顶(6)和底板(12)进行防火风筒布(8)和托梁(2)支护，防火风筒布(8)和托梁(2)贴紧直接顶(6)和底板(12)，防火风筒布(8)之间连接贴紧，托梁(2)连接贴紧，在防火风筒布(8)与未开采煤层(5)之间形成顺槽(11)；防火风筒布(8)的强度与防火风筒布(8)的材料有关，从相关手册查找，防火风筒布(8)的强度大于或等于采煤工作面开采时期最大通风负压hm：
其中，α为顺槽摩擦阻力系数，从相关手册查找，P为顺槽净周长，L为顺槽长度，S为顺槽净断面积，Q为顺槽中通过的风量；
(3)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于直接顶的初次跨落步距L直-5m处采用锚索(3)对采空区直接顶(6)同步进行支护：
锚索长H锚索＝H1+H2
其中，H1为锚索外露长度，取H1＝0.15m，H2为锚索有效长度，H2应大于直接顶的厚度，锚入老顶中；
锚索直径D为：
其中，Q锚索为锚索锚固力，根据锚索选用材料从相关手册获取，σt为锚索材料的抗拉强度；
锚索之间的间距Sj和排距Sp相等，即：
其中，k为锚索安全系数，K＝1.5～2；
(4)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于老顶的初次断裂步距L老1-5m处，采用锚索组(4)通过采空区直接顶(6)对老顶(7)同步进行支护，锚索组(4)中的每个锚索直径D、锚索长度L、锚索间距和排距以及锚固力的选择和计算与上述步骤(3)相同；
(5)重复上述步骤(2)-(4)，直到完成工作面的推进。
以下结合附图，介绍本发明方法的一个实施例：
本实施例的采空区顶板支护方法，如图1、2所示，包括以下步骤：
1)煤矿井下工作面长240m，工作面推进长度3000m，采煤厚度3.4m，顺槽11宽4.0m；实测工作面直接顶6为页岩及粉砂岩，厚度2.4m,初次垮落步距为10m，老顶7为中及粉砂岩，厚度8.5m,初次断裂步距30m；
2)随采煤工作面10的推进的同时，选择直径22mm、长3000mm螺纹钢锚杆1和100mm×2600mm钢筋托梁2，按800mm×800mm间排距，使用锚杆钻机对采空区直接顶6板进行锚杆1、钢筋托梁2支护，锚杆1和钢筋托梁2贴紧直接顶6；同时，选择长10.0m×4.0m防火风筒布8和100mm×2600mm钢筋托梁2，顺采煤工作面推进方向，使用U型钉对采空区直接顶6板和底板12进行风筒布8、钢筋托梁2支护，风筒布8和钢筋托梁2贴紧直接顶6和底板12；风筒布8之间连接贴紧；钢筋托梁2连接贴紧；维护出顺槽11；
3)随采煤工作面10的继续推进，在采空区空顶距小于直接顶6的初次断裂步距范围内(5m处)选择直径34mm，长8300mm锚索3，按2400mm×2400mm间排距，使用锚索钻机对采空区直接顶6进行锚索3支护，锚索3贴紧直接顶6；
4)随采煤工作面10的继续推进，在采空区空顶距小于老顶7的初次断裂步距范围内(25m处)，选择选择直径34mm，长12000mm锚索，按1500mm×1500mm间排距×3排组成锚索组4，使用锚杆钻机通过采空区直接顶6板对老顶7进行支护，锚索组4结构贴紧直接顶6；锚索组4之间间距3m；完成一次锚杆、锚索和锚索组结构安装；维护出顺槽11；
5)重复上述步骤2)、4)过程，进行下一次锚杆、锚索和锚索组安装，维护出顺槽，周而复始，直至完成工作面推进，采空区顶板的支护和顺槽维护。
Claims (1)
1.一种煤矿井下采用采空区顶板支护的前进式采煤方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：
(1)利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面直接顶(6)的初次垮落步距L直：
其中，h直为直接顶岩石厚度，Rt为直接顶岩石抗拉强度，q直为直接顶(6)载荷，q直＝r直h直，r直为直接顶岩石体积力，Rt和r直分别根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
利用矿压理论计算煤矿井下采煤工作面老顶(7)的初次断裂步距L老1：
其中，h老1为老顶(7)的第一层岩石厚度，Rt1为老顶岩石抗拉强度，根据老顶第一层岩石种类从相关手册获取，q老1为老顶荷载；
q老1＝q直+(qn)1，
其中，(qn)1为老顶自身和上覆n层岩层载荷：
上式中，En为老顶第n层岩石的弹性模量，根据老顶岩石种类从相关手册获取，hn为第n层的岩层厚度，rn为第n层岩石体积力，根据岩石种类从相关手册获取；
对上述(qn)1老顶自身和上覆n层岩层载荷由下往上判断，当(qn+1)1＜(qn)1，且L老1＜L老+1，即老顶上n+1层所受载荷小于n层所受载荷、老顶第一层的初次断裂步距小于老顶n+1层的初次断裂步距时，进行以下步骤的顶板支护；
(2)采用锚杆(1)、锚梁(2)对采空区直接顶板同步进行支护，锚梁选择直径6mm，宽×长＝100mm×2600mm钢筋托梁，锚杆长L锚杆＝L1+L2，其中L1为锚杆外露长度，取L1＝0.15m，L2为锚杆有效长度；
当直接顶需要悬吊的范围小或存在松动破碎带时，L2应大于或等于直接顶的厚度，直接顶存在冒落时，L2大于或等于冒落区底到顶的高度；
锚杆直径D为：
其中，Q锚杆为锚杆锚固力，根据选用的锚杆种类，从相关手册查找，σt为锚杆材料的抗拉强度；
锚杆之间的间距Sj和排距相等Sp：
其中，k为锚杆安全系数，K＝1.5～2，r为直接顶岩石体积力，根据直接顶岩石种类从相关手册获取；
随采煤工作面(10)的推进和顶板支护不冒落采空区形成的同时，选择长10.0m×4.0m防火风筒布(8)和100mm×2600mm钢筋托梁(2)，顺采煤工作面推进方向，使用U型钉对采空区直接顶(6)和底板(12)进行防火风筒布(8)和锚梁(2)支护，防火风筒布(8)和锚梁(2)贴紧直接顶(6)和底板(12)，防火风筒布(8)之间连接贴紧，锚梁(2)连接贴紧，在防火风筒布(8)与未开采煤层(5)之间形成顺槽(11)；防火风筒布(8)的强度与防火风筒布8的材料有关，从相关手册查找，防火风筒布8的强度大于或等于采煤工作面开采时期最大通风负压hm：
其中，α为顺槽摩擦阻力系数，从相关手册查找，P为顺槽净周长，L为顺槽长度，S为顺槽净断面积，Q为顺槽中通过的风量；
(3)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于直接顶的初次跨落步距L直-5m处采用锚索(3)对采空区直接顶(6)同步进行支护：
锚索长H锚索＝H1+H2
其中，H1为锚索外露长度，取H1＝0.15m，H2为锚索有效长度，H2应大于直接顶的厚度，锚入老顶中；
锚索直径D为：
其中，Q锚索为锚索锚固力，根据锚索选用材料从相关手册获取，σt为锚索材料的抗拉强度；
锚索之间的间距Sj和排距Sp相等，即：
其中，k为锚索安全系数，K＝1.5～2；
(4)随着采煤工作面的继续推进，在采空区空顶距小于或等于老顶的初次断裂步距L老1-5m处，采用锚索组(4)通过采空区直接顶(6)对老顶(7)同步进行支护，锚索组(4)中的每个锚索直径D、锚索长度L、锚索间距和排距以及锚固力的选择和计算与上述步骤(3)相同；
(5)重复上述步骤(2)-(4)，直到完成工作面的推进。
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