“三軟”煤層炮采放頂煤工作面礦壓規(guī)律研究
| 摘要: 通過(guò)對(duì)紅旗井中厚煤層炮采放頂煤工作面礦壓觀測(cè)分析, 得出“三軟”中厚煤層炮采放頂煤工作面的礦壓顯現(xiàn)特征, 綜合評(píng)價(jià)其支架的適應(yīng)性與工作狀態(tài), 為工作面支架選型提供依據(jù), 對(duì)同類條件下放頂煤工作面開(kāi)采具有指導(dǎo)意義. 關(guān) 鍵 詞: “三軟”煤層; 放頂煤; 礦壓顯現(xiàn)特征 中圖分類號(hào): TD 323 文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼: A 文章編號(hào): 1007O7332 (2005) 04O0275O03 1 工作面概況 12090 工作面位于大峪溝礦務(wù)局紅旗井西二采區(qū)東翼下部, 西至西二皮帶運(yùn)輸下山, 東至西二采區(qū)邊界停采線. 工作面走向平均長(zhǎng)420 m , 傾向長(zhǎng)100 m.該工作面回采的二1 煤層, 賦存于二疊系山西組下方. 煤層由于受沉積環(huán)境及后期構(gòu)造運(yùn)動(dòng)的影響, 厚度不均, 變化較大, 在回采范圍內(nèi)有薄煤帶存在(上副巷在掘40～180 m 段時(shí), 煤層厚度變?yōu)?～1. 6 m ) , 給回采工作帶來(lái)一定難度. 煤層傾角為7～14°, 煤層平均厚度為4. 62 m , 煤質(zhì)為無(wú)煙煤, 煤質(zhì)松軟、強(qiáng)度極低, 易冒落. 直接頂板為砂巖、泥巖和砂質(zhì)泥巖; 直接底板為砂巖、灰?guī)r; 在直接頂、底板之間, 局部存在偽頂和偽底, 其巖性多為炭質(zhì)泥巖或泥巖, 厚度一般小于0. 5 m . 2 礦壓觀測(cè)內(nèi)容及測(cè)點(diǎn)布置 礦壓觀測(cè)的主要目的是了解大峪溝礦務(wù)局“三軟”煤層炮采放頂煤工作面的超前壓力分布規(guī)律及頂板初次來(lái)壓步距、周期來(lái)壓步距和強(qiáng)度. 主要觀測(cè)內(nèi)容有巷道支架壓力、工作面支架壓力. 同時(shí)在觀測(cè)過(guò)程中還要注意采面、支架的宏觀狀態(tài)變化; 觀察頂煤破碎放出情況以及頂煤放出后頂板的運(yùn)移 3 工作面超前壓力的分布特征 3. 1 觀測(cè)數(shù)據(jù)整理 工作面回風(fēng)巷超前壓力觀測(cè)期間, 每天派專人到井下記錄各測(cè)站壓力表讀數(shù), 測(cè)量工作面至測(cè)站的距離, 宏觀觀察機(jī)巷、風(fēng)巷及圍巖的變化狀況, 并測(cè)量支架劇烈變形區(qū)至工作面的距離. 經(jīng)過(guò)計(jì)算處理, 繪制出的風(fēng)巷支架受力與測(cè)點(diǎn)到工作面的距離關(guān)系曲線如圖2 所示. 3. 2 超前壓力分布規(guī)律 由風(fēng)巷支架受力實(shí)測(cè)曲線可知, 因工作面采煤而引起的超前壓力影響至工作面前方34 m 處, 即處于工作面前方34 m 以內(nèi)的回采巷道將受到工作面超前壓力的影響. 超前壓力峰值區(qū)在工作面前方9～12 m 處, 該段巷道變形量顯著增加, 頂部荊笆折斷增多, 有時(shí)還會(huì)出現(xiàn)煤兜, 有碎煤屑落下. 工作面前方34 m 以外的巷道可認(rèn)為不受超前壓力的影響, 處于應(yīng)力穩(wěn)定區(qū).由于二1 煤層屬于“三軟”不穩(wěn)定厚煤層, 老頂來(lái)壓不明顯, 導(dǎo)致工作面前方集中應(yīng)力分布范圍擴(kuò)大, 應(yīng)力峰值區(qū)距工作面較遠(yuǎn), 應(yīng)力集中系數(shù)不大, 但巷道圍巖相對(duì)移近量較大, 為減少回采巷道圍巖的過(guò)度變形與破壞, 充分發(fā)揮支架對(duì)圍巖變形的控制作用, 工作面前方21 m 范圍內(nèi)的兩巷要進(jìn)行超前支護(hù). 4 采煤工作面頂板來(lái)壓規(guī)律 4. 1 采煤工作面礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)的收集與處理 為了解炮采放頂煤工作面支架載荷及頂板礦壓的分布規(guī)律, 在紅旗井12090 工作面利用減壓式壓力計(jì)對(duì)工作面支架載荷進(jìn)行了一個(gè)半月的現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè), 觀測(cè)結(jié)果經(jīng)過(guò)計(jì)算處理后所得結(jié)果如圖 3 - 圖5 所示. 圖3 是將所測(cè)工作面支柱載荷數(shù)據(jù)以觀測(cè)循環(huán)為橫坐標(biāo), 以時(shí)間加權(quán)平均支架載荷作為縱坐標(biāo). 由圖3 可看出, 沿工作面推進(jìn)方向, 頂板有周期性運(yùn)動(dòng)現(xiàn)象, 周期來(lái)壓步距為19 m. 圖4 是以工作面斜長(zhǎng)為橫坐標(biāo), 以正常推進(jìn)時(shí)3 個(gè)測(cè)站所測(cè)支柱載荷的平均值為縱坐標(biāo). 由圖4 可見(jiàn), 沿工作面傾斜方向頂煤(板) 運(yùn)動(dòng)礦壓顯現(xiàn)有分區(qū)特點(diǎn), 中間壓力最大, 上部次之, 下部最小. 4. 2 采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)的基本規(guī)律 通過(guò)對(duì)觀測(cè)數(shù)據(jù)的分析, 采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)有如下明顯特點(diǎn): (1) 總體來(lái)說(shuō), 支架初撐力及工作阻力均不大. 由于本工作面與π型鋼梁直接接觸的上位頂煤很軟,再加上頂板也很軟, 在支設(shè)支架時(shí)初撐力很難提高.平均初撐力為226. 38～227. 36 kN/ 對(duì)棚, 為額定工作阻力的15. 4 %～16. 8 % , 工作阻力平均為252. 84～272. 44 kN/ 對(duì)棚, 為額定工作阻力的17. 2 %～18. 5 % , 來(lái)壓時(shí)最大工作阻力為372. 4 kN/ 對(duì)棚,占額定工作阻力的23. 3 % , 平均支護(hù)強(qiáng)度為102. 3～144. 5 kN/ m2 . 造成這種現(xiàn)象的原因主要是底板和頂煤太軟, 單體柱插底嚴(yán)重(有的支柱插底達(dá)到 700 mm 以上) , 有時(shí)鋼梁還鉆頂. 較低的支護(hù)體剛度, 限制了支架能力的發(fā)揮. (2) 在工作面連續(xù)推進(jìn)過(guò)程中支架載荷變化不 劇烈、礦壓顯現(xiàn)較緩和、周期來(lái)壓不明顯(與分層開(kāi)采相比變化不明顯) , 表明采場(chǎng)上覆巖層運(yùn)動(dòng)不劇烈. (3) 老頂初次來(lái)壓步距為19 m 左右, 來(lái)壓期間支架插底量普遍增加, 最深達(dá)到95 cm ; 煤壁片 幫嚴(yán)重, 最深達(dá)到0. 5 m ; 護(hù)頂桿折斷增多, 超前替棚礦壓顯現(xiàn)明顯. (4) 頂板周期來(lái)壓步距一般為6～12 m , 平均為9 m. 來(lái)壓時(shí), 支架峰值載荷與平均載荷比值一般為1. 1～1. 3 . (5) 工作面上、中、下3 處工作面支架阻力基本相同. 這主要是由于頂煤松碎, 頂板極易垮落,兩巷放煤后, 上下隅角處基本不出現(xiàn)三角弧形懸頂. 整個(gè)采場(chǎng)頂板垮落均勻, 采空區(qū)充填效果較好. (6) 頂板壓力放煤前較放煤后小, 放煤前平均為237. 16 kN/ 對(duì)棚, 放煤后平均為268. 52 kN/ 對(duì)棚. 這主要是因?yàn)榉琶呵安煽諈^(qū)被垮落的頂板和頂煤充填較實(shí), 在采場(chǎng)形成了一個(gè)由底板、支架、垮落物、頂煤組成的平衡體系, 在這一體系中, 支架主要起支撐上位頂煤和下位頂板的作用. 放煤后,架后原先由垮落頂煤充填的空間被放空, 而頂板的完全垮落要滯后, 原先的平衡體系被破壞, 這時(shí)的支架不僅要支撐上位頂煤, 還要支撐頂板及附加在上面的壓力, 因此支架受力有一定增加. 但該面頂板較軟, 隨采隨垮, 不會(huì)形成大面積懸頂, 垮落時(shí)不會(huì)對(duì)支架造成沖擊危害. 5 結(jié) 論 12090 炮采放頂煤工作面支架載荷偏小, 礦壓顯現(xiàn)不明顯. 這一方面因?yàn)樵撁簩訉儆?ldquo;三軟”煤層, 支柱插底讓壓嚴(yán)重, 支架效能未能得到充分發(fā)揮; 另一方面因?yàn)樵摴ぷ髅骓敯遢^厚, 隨采隨落,采空區(qū)充填效果較好. 有鑒于此, 應(yīng)提高采面的支護(hù)剛度, 提高支柱的初撐力, 增加支架的穩(wěn)定性. 參考文獻(xiàn): [1 ] 和心順, 李化敏. 礦業(yè)工程測(cè)試技術(shù)[M] . 北京: 煤炭工業(yè)出版社, 1995. [2 ] 錢鳴高. 礦山壓力及其控制[M] . 北京: 煤炭工業(yè)出版社, 1991. [3 ] 蘇學(xué)貴, 李彥斌. 采區(qū)礦壓觀測(cè)與來(lái)壓規(guī)律探討[J ] . 山西煤炭, 1996 (5) : 15 - 18.
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