“三軟”煤層炮采放頂煤工作麵礦壓規律研究

摘要: 通過對紅旗井中厚煤層炮采放頂煤工作麵礦壓觀測 03manbetx , 得出“三軟”中厚煤層炮采放頂煤工作麵的礦壓顯現特征, 綜合 評價其支架的適應性與工作狀態, 為工作麵支架選型提供依據, 對同類條件下放頂煤工作麵開采具有指導意義.
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 　工作麵概況
12090 工作麵位於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. 工作麵走向平均長420 m , 傾向長100 m.該工作麵回采的二1 煤層, 賦存於二疊係山西組下方. 煤層由於受沉積環境及後期構造運動的影響, 厚度不均, 變化較大, 在回采範圍內有薄煤帶存在(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, 煤質鬆軟、強度極低, 易冒落. 直接頂板為砂岩、泥岩和砂質泥岩; 直接底板為砂岩、灰岩; 在直接頂、底板之間, 局部存在偽頂和偽底, 其岩性多為炭質泥岩或泥岩, 厚度一般小於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麵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、工作麵支架壓力. 同時在觀測過程中還要注意采麵、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後頂板的運移
3 　工作麵超前壓力的分布特征
3. 1 　觀測數據整理
工作麵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, 測量工作麵至測站的距離, 宏觀觀察機巷、風巷及圍岩的變化狀況, 並測量支架劇烈變形區至工作麵的距離. 經過計算處理, 繪製出的風巷支架受力與測點到工作麵的距離關係曲線如圖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, 因工作麵采煤而引起的超前壓力影響至工作麵前方34 m 處, 即處於工作麵前方34 m 以內的回采巷道將受到工作麵超前壓力的影響. 超前壓力峰值區在工作麵前方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. 工作麵前方34 m 以外的巷道可認為不受超前壓力的影響, 處於應力穩定區.由於二1 煤層屬於“三軟”不穩定厚煤層, 老頂來壓不明顯, 導致工作麵前方集中應力分布範圍擴大, 應力峰值區距工作麵較遠, 應力集中係數不大, 但巷道圍岩相對移近量較大, 為減少回采巷道圍岩的過度變形與破壞, 充分發揮支架對圍岩變形的控製作用, 工作麵前方21 m 範圍內的兩巷要進行超前支護.
4 　采煤工作麵頂板來壓規律
4. 1 　采煤工作麵礦壓觀測數據的收集與處理
為了解炮采放頂煤工作麵支架載荷及頂板礦壓的分布規律, 在紅旗井12090 工作麵利用減壓式壓力計對工作麵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後所得結果如圖
3 - 圖5 所示.
圖3 是將所測工作麵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, 沿工作麵推進方向, 頂板有周期性運動現象, 周期來壓步距為19 m. 圖4
是以工作麵斜長為橫坐標, 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, 沿工作麵傾斜方向頂煤(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 03manbetx , 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.
由於本工作麵與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) , 有時鋼梁還鑽頂. 較低的支護體剛度, 限製了支架能力的發揮.
(2) 在工作麵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) , 表明采場上覆岩層運動不劇烈.
(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 ; 護頂杆折斷增多, 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) 工作麵上、中、下3 處工作麵支架阻力基本相同. 這主要是由於頂煤鬆碎, 頂板極易垮落,兩巷放煤後, 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後小, 放煤前平均為237. 16 kN/ 對棚, 放煤後平均為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、頂煤組成的平衡體係, 在這一體係中, 支架主要起支撐上位頂煤和下位頂板的作用. 放煤後,架後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後, 原先的平衡體係被破壞, 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麵的壓力, 因此支架受力有一定增加. 但該麵頂板較軟, 隨采隨垮, 不會形成大麵積懸頂, 垮落時不會對支架造成衝擊危害.
5 　結　論
12090 炮采放頂煤工作麵支架載荷偏小, 礦壓顯現不明顯. 這一方麵因為該煤層屬於“三軟”煤層, 支柱插底讓壓嚴重, 支架效能未能得到充分發揮; 另一方麵因為該工作麵頂板較厚, 隨采隨落,采空區充填效果較好. 有鑒於此, 應提高采麵的支護剛度, 提高支柱的初撐力, 增加支架的穩定性.
參考文獻:
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