“三軟”煤層炮采放頂煤工作面礦壓規律研究
| 摘要: 通過對紅旗井中厚煤層炮采放頂煤工作面礦壓觀測分析, 得出“三軟”中厚煤層炮采放頂煤工作面的礦壓顯現特征, 綜合評價其支架的適應性與工作狀態, 為工作面支架選型提供依據, 對同類條件下放頂煤工作面開采具有指導意義. 關 鍵 詞: “三軟”煤層; 放頂煤; 礦壓顯現特征 中圖分類號: TD 323 文獻標識碼: A 文章編號: 1007O7332 (2005) 04O0275O03 1 工作面概況 12090 工作面位于大峪溝礦務局紅旗井西二采區東翼下部, 西至西二皮帶運輸下山, 東至西二采區邊界停采線. 工作面走向平均長420 m , 傾向長100 m.該工作面回采的二1 煤層, 賦存于二疊系山西組下方. 煤層由于受沉積環境及后期構造運動的影響, 厚度不均, 變化較大, 在回采范圍內有薄煤帶存在(上副巷在掘40～180 m 段時, 煤層厚度變為0～1. 6 m ) , 給回采工作帶來一定難度. 煤層傾角為7～14°, 煤層平均厚度為4. 62 m , 煤質為無煙煤, 煤質松軟、強度極低, 易冒落. 直接頂板為砂巖、泥巖和砂質泥巖; 直接底板為砂巖、灰巖; 在直接頂、底板之間, 局部存在偽頂和偽底, 其巖性多為炭質泥巖或泥巖, 厚度一般小于0. 5 m . 2 礦壓觀測內容及測點布置 礦壓觀測的主要目的是了解大峪溝礦務局“三軟”煤層炮采放頂煤工作面的超前壓力分布規律及頂板初次來壓步距、周期來壓步距和強度. 主要觀測內容有巷道支架壓力、工作面支架壓力. 同時在觀測過程中還要注意采面、支架的宏觀狀態變化; 觀察頂煤破碎放出情況以及頂煤放出后頂板的運移 3 工作面超前壓力的分布特征 3. 1 觀測數據整理 工作面回風巷超前壓力觀測期間, 每天派專人到井下記錄各測站壓力表讀數, 測量工作面至測站的距離, 宏觀觀察機巷、風巷及圍巖的變化狀況, 并測量支架劇烈變形區至工作面的距離. 經過計算處理, 繪制出的風巷支架受力與測點到工作面的距離關系曲線如圖2 所示. 3. 2 超前壓力分布規律 由風巷支架受力實測曲線可知, 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, 有時還會出現煤兜, 有碎煤屑落下. 工作面前方34 m 以外的巷道可認為不受超前壓力的影響, 處于應力穩定區.由于二1 煤層屬于“三軟”不穩定厚煤層, 老頂來壓不明顯, 導致工作面前方集中應力分布范圍擴大, 應力峰值區距工作面較遠, 應力集中系數不大, 但巷道圍巖相對移近量較大, 為減少回采巷道圍巖的過度變形與破壞, 充分發揮支架對圍巖變形的控制作用, 工作面前方21 m 范圍內的兩巷要進行超前支護. 4 采煤工作面頂板來壓規律 4. 1 采煤工作面礦壓觀測數據的收集與處理 為了解炮采放頂煤工作面支架載荷及頂板礦壓的分布規律, 在紅旗井12090 工作面利用減壓式壓力計對工作面支架載荷進行了一個半月的現場觀測, 觀測結果經過計算處理后所得結果如圖 3 - 圖5 所示. 圖3 是將所測工作面支柱載荷數據以觀測循環為橫坐標, 以時間加權平均支架載荷作為縱坐標. 由圖3 可看出, 沿工作面推進方向, 頂板有周期性運動現象, 周期來壓步距為19 m. 圖4 是以工作面斜長為橫坐標, 以正常推進時3 個測站所測支柱載荷的平均值為縱坐標. 由圖4 可見, 沿工作面傾斜方向頂煤(板) 運動礦壓顯現有分區特點, 中間壓力最大, 上部次之, 下部最小. 4. 2 采場礦壓顯現的基本規律 通過對觀測數據的分析, 采場礦壓顯現有如下明顯特點: (1) 總體來說, 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, 在支設支架時初撐力很難提高.平均初撐力為226. 38～227. 36 kN/ 對棚, 為額定工作阻力的15. 4 %～16. 8 % , 工作阻力平均為252. 84～272. 44 kN/ 對棚, 為額定工作阻力的17. 2 %～18. 5 % , 來壓時最大工作阻力為372. 4 kN/ 對棚,占額定工作阻力的23. 3 % , 平均支護強度為102. 3～144. 5 kN/ m2 . 造成這種現象的原因主要是底板和頂煤太軟, 單體柱插底嚴重(有的支柱插底達到 700 mm 以上) , 有時鋼梁還鉆頂. 較低的支護體剛度, 限制了支架能力的發揮. (2) 在工作面連續推進過程中支架載荷變化不 劇烈、礦壓顯現較緩和、周期來壓不明顯(與分層開采相比變化不明顯) , 表明采場上覆巖層運動不劇烈. (3) 老頂初次來壓步距為19 m 左右, 來壓期間支架插底量普遍增加, 最深達到95 cm ; 煤壁片 幫嚴重, 最深達到0. 5 m ; 護頂桿折斷增多, 超前替棚礦壓顯現明顯. (4) 頂板周期來壓步距一般為6～12 m , 平均為9 m. 來壓時, 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三角弧形懸頂. 整個采場頂板垮落均勻, 采空區充填效果較好. (6) 頂板壓力放煤前較放煤后小, 放煤前平均為237. 16 kN/ 對棚, 放煤后平均為268. 52 kN/ 對棚. 這主要是因為放煤前采空區被垮落的頂板和頂煤充填較實, 在采場形成了一個由底板、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, 不會形成大面積懸頂, 垮落時不會對支架造成沖擊危害. 5 結 論 12090 炮采放頂煤工作面支架載荷偏小, 礦壓顯現不明顯. 這一方面因為該煤層屬于“三軟”煤層, 支柱插底讓壓嚴重, 支架效能未能得到充分發揮; 另一方面因為該工作面頂板較厚, 隨采隨落,采空區充填效果較好. 有鑒于此, 應提高采面的支護剛度, 提高支柱的初撐力, 增加支架的穩定性. 參考文獻: [1 ] 和心順, 李化敏. 礦業工程測試技術[M] . 北京: 煤炭工業出版社, 1995. [2 ] 錢鳴高. 礦山壓力及其控制[M] . 北京: 煤炭工業出版社, 1991. [3 ] 蘇學貴, 李彥斌. 采區礦壓觀測與來壓規律探討[J ] . 山西煤炭, 1996 (5) : 15 - 18. |