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凤凰山煤矿15号煤南翼首采面矿压显现规律分析

2014-07-25宋强军

山西煤炭 2014年10期
关键词:矿压侧向单体

宋强军

(山西晋煤集团 凤凰山煤矿,山西 晋城 048007)

员 工程概况

凤凰山煤矿3号煤层和9号煤层资源基本枯竭,矿井现在主采15号煤层。根据地质报告,15号煤层直接顶为K2石灰岩,厚度8.99~9.22 m、平均9.11 m左右,深灰色,致密坚硬,含燧石及动物化石,全区稳定。根据现场围岩强度测试表明:石灰岩强度大多在80~120 MPa之间、平均106.9 MPa,属于坚硬顶板[1-2]。开采中大面积来压时对支架有冲击,且初次来压和周期来压步距较大,矿压显现很明显。因此为了安全开采,防止在初采中形成大面积悬顶、矿压显现压垮工作面,采取了超前深孔预裂爆破的方法处理坚硬顶板。

XV1304综采面为15号煤南翼首采面,采用全部垮落后退式综合机械化采煤法,工作面长180 m,平均煤厚为2.25 m,倾角平均2°。工作面布置两条顺槽,采用一进一回通风方式,巷道参数:两条巷道的净宽×净高=4 300 mm×2 400 mm,支护方式均为锚杆支护,锚索、钢筋梯梁补强支护。工作面液压支架布置形式:采用两架ZT16000-16/30型端头支架支护端头顶板,ZZ80000-17/32型支架118架支护工作面顶板,两顺槽超前20 m采用单体液压戴帽点柱加强支护。

圆 矿压显现规律分析

1)监测及分析内容。①支架工作阻力:观测工作面综采支架工作阻力随工作面推进的变化,分析工作面直接顶(老顶)初次垮落步距、老顶初次来压及周期来压的压力特征[3-7];分析顶板活动状况及支护阻力变化规律;分析现行实际支架阻力分布状态,支架额定工作阻力是否满足顶板支护要求。②支承压力分布:支承压力是工作面矿压的重要组分,对采场矿压分析至关重要,观测和分析工作面支承压力进行对于掌握支承压力演化规律、分布规律、影响范围、峰值位置等关键参数有着重要意义,能为煤柱留设、巷道支护提供依据。③回采巷道变形:通过回采巷道变形观测反映其所受采动影响,掌握厚层顶板面回采对回采巷道变形的影响、巷道围岩变形及移动的基本规律,以便确定煤壁前方支承压力影响范围、巷道变形阶段分区等,从而为选择合理巷道支护方式、提高巷道支护效果,保证安全生产提供依据。

2)矿压监测方案。①工作面监测:采用本安型数字压力计对顶板压力监测,布置三个测区,布置在工作面上部(9号、21号架),中部(31号、41号、51号、61号、71号、81号架),下部(101号、113号架),见图1。②超前支承压力监测:在工作面回风巷内超前工作面切眼150 m处,布置10根单体柱,支柱间距1 m,共安装10个单体支柱压力记录仪,对工作面超前支柱压力进行连续监测。③侧向支承压力监测:在工作面轨道巷(1208巷)距工作面切眼100 m处,工作面侧帮布置3个钻孔应力计,钻孔间距10 m,钻孔深度10 m进行超前支承压力的进一步观测;在巷道煤柱侧帮布置5个钻孔应力计,钻孔间距5 m,钻孔安装深度3 m、6 m、9 m、12 m和15 m以进行侧向支承压力的监测,见图2。④巷道围岩变形监测:采用“十”字布点法安设表面位移监测断面,为保证数据的可靠性,从工作面回风巷中超前工作面切眼100 m处开始,每间隔10 m布置1组巷道表面位移观测点,共布置10组测点观测,见图3;监测断面内的两帮及顶板用红漆在锚杆托盘上做标记。

图1 工作面数字压力计布置示意图

图3 巷道变形测点布置示意图

3)矿压监测数据分析。①工作面顶板来压特征分析:支架末阻力是每个循环结束后的最终工作阻力,往往是在该循环内增大到最后的最大值,反映支架结束后的阻力大小。对支架末阻力分析有利于弄清支架阻力随工作面推进的发展规律,以进一步掌握工作面顶板的破断规律和支架在“支架-顶板”系统中的适应能力。根据工作面初采阶段的支架末阻力曲线及频度分布看出,刚开始回采时,支架末阻力普遍偏小,随着向前推进,工作面顶板初次垮落,工作面下部支架由于机尾处顶板放炮的影响,导致顶板完整性差,顶板随机垮落现象明显;当工作面机尾处推进至约16.2 m时,工作面下部支架末阻力大幅度增高,之后支架末阻力曲线起伏波动较大,其中尤以113号支架最为明显。综合31号-81号支架末阻力曲线看出,当工作面中部推进至约19.2 m时,顶板初次垮落,支架末阻力曲线明显增高,末阻力最大值可达7457.5 kN;还可看出,顶板的初次来压时间较长,支架末阻力维持在相对较高水平;当工作面机头推进至约25.1 m时,工作面上部顶板开始垮落,支架末阻力有大幅度增高,其中21号支架末阻力最大值达6 810.86 kN左右。将7.0 m切眼宽度考虑在内,则可初步判断:工作面顶板初次来压步距平均28.97 m,(其中上部 32.1 m、中部 26.2 m、下部 23.2 m),表现出了下部最小、中部次之、上部最大的分布特征。按上类似分析得出:工作面老顶周期来压步距平均15 m左右,来压期间工作面支架最大工作阻力7 000 kN左右。②工作面超前支承压力分析:根据图4超前单体柱支护阻力曲线得出,当工作面距超前单体柱距离较远时,提前布置妥的单体柱支护阻力基本没有变化,(大致保持17 MPa);当工作面推进至距超前单体柱约16 m时,单体柱支护阻力开始增大,随后随着工作面推进,单体柱支护阻力逐渐增大,但值增加缓慢;当工作面推进至距单体柱约8 m处,阻力曲线出现拐点,斜率增大,增大速度明显加大;当工作面推进至距单体柱约3 m时,单体柱阻力值达到最大值约38 MPa,其后随着工作面与单体柱间距缩小,单体柱支护阻力会出现微小降低。③工作面侧向支承压力分析:根据图5看出,工作面侧向支承压力的影响范围约14.90 m,考虑到下一工作面侧向支承压力的影响,将侧向煤柱宽度取为工作面侧向支承压力影响范围的2倍较合适,故选工作面侧向煤柱的合理留设宽度30 m左右。④巷道围岩变形量观测数据分析:根据图6得出,工作面回采巷道整体变形及其变形速度不大,可按测点距工作面的距离将工作面前方20 m以外范围划分为无明显变形区,工作面前方13~20 m范围划分为初始变形区,工作面前方5~13 m范围划分为缓慢变形区,工作面前方5 m范围内划分为剧烈变形区。由此看出,工作面回采巷道变形规律具有变形值小、变形加剧区域范围小的特点,这与工作面超前支承压力影响范围小、峰值不大、应力范围小的特点基本保持一致。

图4 单体柱支护阻力曲线

图5 工作面侧向支承压力分布曲线

图6 测点巷道表面位移曲线

3 结 论

①XV1304综采工作面老顶初次来压与周期来压沿工作面方向不是同时来压,而是呈现分段局部来压、迁移特征。②工作面厚层顶板弱化处理后,工作面顶板初次来压步距平均28.97 m,上部32.1 m、中部26.2 m、下部23.2 m,现出下部最小、中部次之、上部最大的分布特征。来压期间支架最大工作阻力7 457.5 kN。工作面老顶周期来压步距平均15 m左右,来压期间工作面支架最大工作阻力为7 000 kN左右。③观测期内工作面液压支架工况良好,没有出现折损现象,供液系统正常,支架初撑力和工作阻力满足工作面顶板支护要求,没有出现大马拉小车现象。④工作面侧向支承压力的影响范围约14.9 m,考虑到下一工作面侧向支承压力的影响,工作面侧向煤柱的合理留设宽度30 m。⑤根据工作面两顺槽超前支护段顶板压力影响范围及单体柱工作阻力监测情况,得出,超前20 m对巷道顶板进行加强支护满足现场支护需求。

[1] 韩立军,蒋斌松,韩贵雷,等.晋城矿区厚层脆韧性石灰岩顶板变形与控制特性研究[J].岩土力学,2010,31(6):1 841-1 846.

[2] 杨玉辉,祖贺军.厚煤层坚硬顶板采场矿压显现规律分析[J].煤炭技术,2011,30(2):67-69.

[3] 刘涛.寺河矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度关系之探讨[J].煤炭工程,2001(7):50-52.

[4] 李兴伟.液压支架初撑力及其监测保证系统的研究[D].太原:太原理工大学,1999.

[5] 刘一新.综采工作面液压支架初撑力实测研究[J]矿山压力与顶板管理,2004,21(2):15-16.

[6] 王俊杰,褚东升.综采液压支架初撑力有关问题的探讨[J].矿山压力与顶板管理,2001(2):6-8.

[7] 敬凤仪.提高液压支架初撑力的措施与效果[J].煤矿开采1994(3):18-19.

[8] 耿献文.矿山压力测控技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2002.

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