工作面矿压观测.doc

1.概述 

　　青瓷窑矿11#层402盘区南翼因受小窑破坏及构造影响,布置辅助盘区巷,在回采12#层402盘区南翼时,为提高煤炭回收率,确保盘区边界两块三角煤的回收,盘区巷道布置与11#层辅助盘区巷45°斜交,回采期间工作面将反复过上覆11#层采空区间煤柱。 
　　12#层402盘区首采面8206面位于盘区中部,工作面标高为1022.6～1039.7m,采深168.5～267m。本工作面煤层属于12-2#层煤,煤层平均厚度3.38米,煤层倾角1.2°～7.4°,平均4.3°,与11#层层间距平均为15.3米。老顶为中、粗砂岩,厚1.5～10.21m;直接顶为粉细砂岩互层,厚0.2～9.78m,层理节理发育,易垮落;直接底为粉细砂岩互层,平均厚度9.66m。 
　　工作面长度150米,可采走向长度940米,走向长度990米,采高3.10米。工作面上覆斜交11#层8204,8206,8208,8210,8212工作面,煤柱宽度为18米与该工作面成45°角,共跨四个煤柱区域。如图1所示。 
　　工作面使用MG300/700AWD电牵引采煤机,SGZ830/630型刮板运输机运煤,ZZ6000-21/35型支撑掩护式支架102架。 

　　2.矿压观测方案及仪器布置 

　　沿工作面方向按三区五线布置,即分别将YTL-610园图压力自记仪安装在10#50#、52#、54#、93#架,每条测线上安装两块表即前柱、后柱,工作面最后一个架102#架的进液管安装一个压力表,监测液压系统的末端压力,每架安装FZB-60A-2型耐震双针压力表,进行液压支架的支护阻力监测,确保支架的初撑力。在机巷压力集中区安设测杆及MC—80型锚索压力表进行巷道位移观测和压力观测。 

　　3.顶板来压规律实测分析 

　　3.1直接顶跨落步距实测分析 
　　当工作面头部推进13m时,端头至4#架悬板未塌,4#架至55#架悬板塌落;中部56-85#架悬板未塌落;尾部推进22米时,86～99#架-尾部悬板塌落,端头～102架未塌落;当工作面头推进14米时,悬板7×12m2没塌落;尾推进36m时,80-85#架,尾部悬板5×13m2未塌落;当工作面推进:头14m,尾40m时悬板全部塌落。当工作面头推进14m时,中部推进26m时,尾部推进40m时,顶板初次垮落,平均值为27m,故顶板初次垮落步距27m。 
　　3.2.初次来压规律的实测分析 
　　本工作面从2004年12月6日开始生产到2005年7月6日停产结束历时7个月,共推进935m。观测到的老顶初次来压步距是机巷42m,风巷61m,机巷及工作面1～30#架顶板破碎,顶板有压力,受上覆煤柱的影响,对工作面回采影响较大,煤壁片帮深度(0.2～0.3m)活柱下缩量明显增大(30～50mm),顶底板移近量(20～35mm),闷炮巨响,支架立柱安全阀开启,38～53#架上覆受煤柱影响顶板有压力较明显,73#架支架后柱行程0.15m,尾部在采空区下压力不明显。由此推断,该工作面发生初次来压。 
　　3.3.周期来压规律的实测分析 
　　观测期间,8206面除老顶初次来压外,共发生周期来压25次。其中最大来压步距50.5米,最小来压步距10.5米,平均34.7米。 
　　3.4.来压强度分析 
　　A、实体煤下:最大工作阻力为5810KN,最小工作阻力为4814KN,其周期来压时支架平均工作阻力为5310KN,非周期来压时支架平均工作阻力为4648KN,因此来压强度平均为1.14,历次来压强度最大为1.25,最小为1.04。 
　　B、采空区下:最大工作阻力为5312KN,最小工作阻力为4317KN,其周期来压平均值为4815KN,非周期来压时支架平均工作阻力为4317KN,因此来压强度平均为1.12,历次来压强度最大为1.23,最小为1.0。 
　　C、煤柱下:最大工作阻力为5644KN,最小工作阻力为4980KN,其周期来压时支架平均工作阻力为4914KN,非周期来压时支架平均工作阻力为4556KN,因此来压强度平均为1.09,历次来压强度最大为1.24,最小为1.08。 
　　D、进出采空区煤柱区域:最大工作阻力为5644KN,最小工作阻力为4565KN,其周期来压时支架平均工作阻力为4648KN,非周期来压时支架平均工作阻力为4565KN,因此来压强度平均为1.02,历次来压强度最大为1.24,最小为1.0。 

　　4.工作面进出煤柱及煤柱下顶板压力显现分析 

　　(1)工作面推进至采空区煤柱区域前20m范围内,机巷矿压显现较为明显,工作面所对应的1～10#架、端头、超前支护30m内压力较明显,片帮严重;风巷矿压显现不明显。工作面情况1～6#架顶板压力增大,园图仪最大工作阻力35MPa,最小28MPa;双针表压力显示最大33MPa,最小22MPa,平均27.8MPa。 
　　(2)当工作面位于上覆应力集中煤柱区域下时,为防止压力过大产生漏顶事故,采取了快速推进的方法,虽然工作面推进速度较快,但工作面压力显现仍较明显,片帮深度0.1～0.3m,并有伪顶塌落,在采空区煤柱区域实体煤前后20m范围内与在采空区煤柱区域实体煤下,工作阻力增大,园图仪最工作阻力36MPa,最小29MPa;双针表的压力显示最大34MPa,最小19MPa,平均29.6MPa;双针表压力显示最大34MPa,最小21MPa,平均28.5MPa。 
　　(3)出采空区煤柱区域前5～10m范围内,顶板压力情况,工作面工作阻力最大34MPa,最小27MPa,两帮煤体和顶底板在动压冲击下向着采动空间移动,导致顶底板与两帮的移近量增大和移近速度加快,以及顶板压力增大,在机巷反应较为突出,下沉量增大0.2～0.3m,片帮严重。端头、超前40m范围内顶板下沉速度加快,下沉量增大0.1～0.3m,压力增大,片帮煤深度0.3～0.6m。双针表压力显示最大34MPa,最小20MPa,平均26.5MPa。 
　　(4)当工作面进出及在煤柱下回采时,顶板压力显现明显,进入采空区域后,顶板压力显现明显减弱,因此巷道围岩(煤)体承受的支承压力作用小,不会对工作面推进及巷道造成影响,巷道容易维护和保持稳定。双针表显示工作阻力:最大32MPa,最小14MPa,平均20.8MPa;园图仪初撑力16MPa,工作阻力最大33MPa,最小26MPa,对工作面的正常生产没有影响。 

　　5.支架合理工作阻力确定 

　　综采支架合理工作阻力确定有许多方法,如实测数据确定、回归公式确定以及“砌体梁结构”力学模型确定方法等。 
　　(1)数理统计的回归公式估算 
　　在全国综采支架工作阻力实测统计分析的基础上,太原理工大学靳钟铭教授提出回归公式,即: 
　　pe=k(8L0+200) (1) 
　　式中 pe——额定工作阻力,kN/m2; 
　　L0——老顶的来压步距最大值,m; 
　　k——富裕系数,取1～1.5,采高小于1.5m时,取k=1,大于3.5m时,k=1.5。 
　　8206面的L0=51.5m,k=1.2,将参数代入式(1)可得支架的额定支护强度计算值为pe=734.4 kN/m2,8206面所用ZZ6000-21/35型支撑掩护式支架,顶梁面积为A=7.08m2,则需要的支架额定工作阻力为Pe=pe×A=5199.55kN,按此式计算,选用支架工作阻力足够。 
　　(2)按顶板分类中支架支护强度确定 
　　在《缓倾斜煤层顶板分类方案》中,依据基本顶分级,需要的额定支护强度下限确定参数,见表1所示。 
　　据观测,基本顶(老顶)的初压步距为27m,而采空区充填系数 
　　N=∑h/hm=4.5/3.1=1.45,因此基本顶的分级标准,12#402盘区应为来压明显的Ⅱ级顶板,查表2应取额定支护强度下限为qe=550kPa,取1.5的安全系数,则需要的支架合理工作阻力为pe=ks×qe×A=5841kN<6000 kN 
　　因此,现用支架额定工作阻力可满足支护要求。 
　　综上所述,对12#402盘区近距离煤层下分层开采及过上覆应力集中煤柱过程中,选用ZZ6000-21/35型支撑掩护式支架可以满足生产安全的需要。 

　　参考文献: 
　　1.钱鸣高,刘听成,矿山压力及其控制[M],北京,煤炭工业出版社,1992 
　　2.靳钟铭,徐林生,煤矿坚硬顶板控制[M],北京,煤炭工业出版社,1997