“三软”煤层炮采放顶煤工作面矿压规律研究
| 摘要: 通过对红旗井中厚煤层炮采放顶煤工作面矿压观测分析, 得出“三软”中厚煤层炮采放顶煤工作面的矿压显现特征, 综合评价其支架的适应性与工作状态, 为工作面支架选型提供依据, 对同类条件下放顶煤工作面开采具有指导意义. 关 键 词: “三软”煤层; 放顶煤; 矿压显现特征 中图分类号: TD 323 文献标识码: A 文章编号: 1007O7332 (2005) 04O0275O03 1 工作面概况 12090 工作面位于大峪沟矿务局红旗井西二采区东翼下部, 西至西二皮带运输下山, 东至西二采区边界停采线. 工作面走向平均长420 m , 倾向长100 m.该工作面回采的二1 煤层, 赋存于二叠系山西组下方. 煤层由于受沉积环境及后期构造运动的影响, 厚度不均, 变化较大, 在回采范围内有薄煤带存在(上副巷在掘40～180 m 段时, 煤层厚度变为0～1. 6 m ) , 给回采工作带来一定难度. 煤层倾角为7～14°, 煤层平均厚度为4. 62 m , 煤质为无烟煤, 煤质松软、强度极低, 易冒落. 直接顶板为砂岩、泥岩和砂质泥岩; 直接底板为砂岩、灰岩; 在直接顶、底板之间, 局部存在伪顶和伪底, 其岩性多为炭质泥岩或泥岩, 厚度一般小于0. 5 m . 2 矿压观测内容及测点布置 矿压观测的主要目的是了解大峪沟矿务局“三软”煤层炮采放顶煤工作面的超前压力分布规律及顶板初次来压步距、周期来压步距和强度. 主要观测内容有巷道支架压力、工作面支架压力. 同时在观测过程中还要注意采面、支架的宏观状态变化; 观察顶煤破碎放出情况以及顶煤放出后顶板的运移 3 工作面超前压力的分布特征 3. 1 观测数据整理 工作面回风巷超前压力观测期间, 每天派专人到井下记录各测站压力表读数, 测量工作面至测站的距离, 宏观观察机巷、风巷及围岩的变化状况, 并测量支架剧烈变形区至工作面的距离. 经过计算处理, 绘制出的风巷支架受力与测点到工作面的距离关系曲线如图2 所示. 3. 2 超前压力分布规律 由风巷支架受力实测曲线可知, 因工作面采煤而引起的超前压力影响至工作面前方34 m 处, 即处于工作面前方34 m 以内的回采巷道将受到工作面超前压力的影响. 超前压力峰值区在工作面前方9～12 m 处, 该段巷道变形量显著增加, 顶部荆笆折断增多, 有时还会出现煤兜, 有碎煤屑落下. 工作面前方34 m 以外的巷道可认为不受超前压力的影响, 处于应力稳定区.由于二1 煤层属于“三软”不稳定厚煤层, 老顶来压不明显, 导致工作面前方集中应力分布范围扩大, 应力峰值区距工作面较远, 应力集中系数不大, 但巷道围岩相对移近量较大, 为减少回采巷道围岩的过度变形与破坏, 充分发挥支架对围岩变形的控制作用, 工作面前方21 m 范围内的两巷要进行超前支护. 4 采煤工作面顶板来压规律 4. 1 采煤工作面矿压观测数据的收集与处理 为了解炮采放顶煤工作面支架载荷及顶板矿压的分布规律, 在红旗井12090 工作面利用减压式压力计对工作面支架载荷进行了一个半月的现场观测, 观测结果经过计算处理后所得结果如图 3 - 图5 所示. 图3 是将所测工作面支柱载荷数据以观测循环为横坐标, 以时间加权平均支架载荷作为纵坐标. 由图3 可看出, 沿工作面推进方向, 顶板有周期性运动现象, 周期来压步距为19 m. 图4 是以工作面斜长为横坐标, 以正常推进时3 个测站所测支柱载荷的平均值为纵坐标. 由图4 可见, 沿工作面倾斜方向顶煤(板) 运动矿压显现有分区特点, 中间压力最大, 上部次之, 下部最小. 4. 2 采场矿压显现的基本规律 通过对观测数据的分析, 采场矿压显现有如下明显特点: (1) 总体来说, 支架初撑力及工作阻力均不大. 由于本工作面与π型钢梁直接接触的上位顶煤很软,再加上顶板也很软, 在支设支架时初撑力很难提高.平均初撑力为226. 38～227. 36 kN/ 对棚, 为额定工作阻力的15. 4 %～16. 8 % , 工作阻力平均为252. 84～272. 44 kN/ 对棚, 为额定工作阻力的17. 2 %～18. 5 % , 来压时最大工作阻力为372. 4 kN/ 对棚,占额定工作阻力的23. 3 % , 平均支护强度为102. 3～144. 5 kN/ m2 . 造成这种现象的原因主要是底板和顶煤太软, 单体柱插底严重(有的支柱插底达到 700 mm 以上) , 有时钢梁还钻顶. 较低的支护体刚度, 限制了支架能力的发挥. (2) 在工作面连续推进过程中支架载荷变化不 剧烈、矿压显现较缓和、周期来压不明显(与分层开采相比变化不明显) , 表明采场上覆岩层运动不剧烈. (3) 老顶初次来压步距为19 m 左右, 来压期间支架插底量普遍增加, 最深达到95 cm ; 煤壁片 帮严重, 最深达到0. 5 m ; 护顶杆折断增多, 超前替棚矿压显现明显. (4) 顶板周期来压步距一般为6～12 m , 平均为9 m. 来压时, 支架峰值载荷与平均载荷比值一般为1. 1～1. 3 . (5) 工作面上、中、下3 处工作面支架阻力基本相同. 这主要是由于顶煤松碎, 顶板极易垮落,两巷放煤后, 上下隅角处基本不出现三角弧形悬顶. 整个采场顶板垮落均匀, 采空区充填效果较好. (6) 顶板压力放煤前较放煤后小, 放煤前平均为237. 16 kN/ 对棚, 放煤后平均为268. 52 kN/ 对棚. 这主要是因为放煤前采空区被垮落的顶板和顶煤充填较实, 在采场形成了一个由底板、支架、垮落物、顶煤组成的平衡体系, 在这一体系中, 支架主要起支撑上位顶煤和下位顶板的作用. 放煤后,架后原先由垮落顶煤充填的空间被放空, 而顶板的完全垮落要滞后, 原先的平衡体系被破坏, 这时的支架不仅要支撑上位顶煤, 还要支撑顶板及附加在上面的压力, 因此支架受力有一定增加. 但该面顶板较软, 随采随垮, 不会形成大面积悬顶, 垮落时不会对支架造成冲击危害. 5 结 论 12090 炮采放顶煤工作面支架载荷偏小, 矿压显现不明显. 这一方面因为该煤层属于“三软”煤层, 支柱插底让压严重, 支架效能未能得到充分发挥; 另一方面因为该工作面顶板较厚, 随采随落,采空区充填效果较好. 有鉴于此, 应提高采面的支护刚度, 提高支柱的初撑力, 增加支架的稳定性. 参考文献: [1 ] 和心顺, 李化敏. 矿业工程测试技术[M] . 北京: 煤炭工业出版社, 1995. [2 ] 钱鸣高. 矿山压力及其控制[M] . 北京: 煤炭工业出版社, 1991. [3 ] 苏学贵, 李彦斌. 采区矿压观测与来压规律探讨[J ] . 山西煤炭, 1996 (5) : 15 - 18. |