APP下载

建北矿综放工作面矿压规律研究*

2014-12-31博,张杰,陈超,梁

西安科技大学学报 2014年2期
关键词:初撑力矿压阻力

张 博,张 杰,陈 超,梁 军

(西安科技大学 能源学院,陕西 西安710054)

0 引 言

建北煤矿位于陕西省延安市黄陵建庄矿区的北部,地处延安市黄陵县腰坪乡境内,行政区划隶属黄陵县腰坪乡管辖。矿井设计生产能力210 万t/年,目前开采4-2煤层,4-2煤层赋存平缓,底板平缓,倾角为2° ~5°,首采工作面4-2101 工作面煤层厚度5 ~10 m,平均厚度7.6 m,沿走向方向,煤层底板呈高至低之势,煤层厚度由薄变厚,标高为827 ~920 m,煤层埋藏深度为473 ~570 m.属低瓦斯矿井。黄陵矿区采后证明,综放工作面支架能承载上覆岩层重量,但是这必须以选择合理的综合机械化设备及设备的良好运转为前提,否则并不能保证矿井安全和高产高效[1-3]。并且建北矿的煤层地质条件、支护方式、采高等与其相邻矿井都有比较大的差异,如果直接按照经验套用相邻矿井工作面的矿压规律参数,有可能在安全方面存在很大隐患[4-6]。因此,只有对其综放面的矿压规律进行深入的研究,可以进一步得出保障矿井安全,高产的合理参数和技术措施[7]。

1 工作面概况

4-2101 工作面位于建北矿一盘区大巷西侧,属建庄矿首采工作面,北为矿井大巷保护煤柱,南为102 工作面(未掘),东为一盘区巷道煤柱。煤层底板标高为+827 ~+920 m,对应地面标高为+1 300 ~+1 490 m.工作面倾斜长度200 m,采用走向长壁综合机械化放顶煤一次采全高,全部垮落法管理顶板的采煤方法。中部支架采用ZF8600/18/35 型放顶煤液压支架支护顶板并同时放煤,工作面端头采用ZFT19800/22/35 型端头架支护,过渡架采用ZFG8600/22/35 支护,两巷超前支护均采用单体支柱配合铰接顶梁支护。两巷超前支护采用DW38 -150/110LD 型单体液压支柱和DJB -1200 型金属绞接顶梁,一梁一柱支护方式,超前支护距离不小于20 m.

2 矿压观测方案

工作面总长196 m,沿工作面共布置了3 个测点。1 号和3 号测点各布置在距离运输和回风巷的距离为20 m,2 号测点布置在工作面的正中部位。在运输和回风巷相邻间距10 m 各布置2 个超前支护压力测站A1,A2和B1,B2. 与此同时,在两巷各布置2 个监测A3,A4和B3,B4,相邻测站间距为20 m,如图1 所示。支架工作阻力的压力传感器在3 个测站中2 号测站布置8 架,每隔3 架支架监测1 架。1 号测站和3 号测站布置7 架,每隔3架支架监测1 架。实际一共监测22 架支架。

图1 矿压观测布置Fig.1 Pressure observation layout

3 矿压规律分析

3.1 总体矿压特征

工作面矿压观测时间历时近52 d,工作面推进了137 m 处。推进过程中,工作面采空区内直接顶从20#液压支架到92#液压支架范围内逐渐垮落,由于垮落岩层基本充填满采空区冒落空间,此时可以确定为直接顶初次冒落阶段。工作面推进到25 m 时,工作面支架阻力普遍增加,持续时间约一天[8-10]。此时顶底板移近速度出现峰值,活柱下缩量也达最大,主要是基本顶断裂下沉所造成,巷道监测表明超前支护压力和巷道变形在这此时也有明显变化,这是工作面来压前的预兆[11]。在进一步分析支架阻力及巷道移近变形的基础上,得出的老顶初次来压步距为25 m 左右,在初次来压之后每推进一定距离发生周期来压。

3.2 液压支架载荷分析

根据各观测支架的载荷随工作面推进的变化特点,可以判断出老顶来压的强度和步距,从而绘制出老顶顶来压判据,如图2 所示。依据来压判据,结合工作面来压特征可知,基本顶的初次来压步距大约25 m.周期来压中最大步距为15.7 m,最小为9.6 m,平均为12.5 m. 由支架的平均工作阻力变化规律可知,支架普遍处于额定工作阻力以下,这说明老顶运动不够强烈,来压强度相对较小[12]。

3.3 支架运行状况

整个观测过程中,对支架阻力进行了统计分析,得到了工作面阻力频率分布图3 和工作面初撑阻力频率分布图4. 由图可知,支架的初撑力达到额定初撑力80%以上(25.25 MPa)的架次只占到测试架次的14%,而支架的初撑力达到额定初撑力31.5 MPa 的架次只占到测试架次的5%,支架的初撑力达在15 MPa 以下的占40%,工作面支架的初撑力存在严重不足现象,必须加强操作管理[13]。

图2 工作面来压判据Fig.2 Face pressure criterion

图3 工作阻力分布图Fig.3 Distribution of the load

工作阻力大于31.5 MPa 的架次占测试架次的26%,其中达到额定工作阻力42.2 MPa 的架次占测试架次的8%,在非来压期间绝大部分架次的工作阻力在额定初撑力以下,而处于额定工作阻力附近的架次基本都处于顶板来压时。总体来说工作面来压强度相对较小,顶板比较容易管理[14]。

4 巷道表面观测

图4 初撑力分布图Fig.4 Distribution of the set load

图5 巷道移近速度Fig.5 Roadway moving velocity

回风巷的顶底板移近速度随工作面推进距离的变化规律由图5 可以表明,巷道围岩移近速度曲线的波动规律与顶板运动具有一定的对应关系,顶底板或两帮移近量小,表明顶板运动不剧烈,回风巷的现有支护方式比较安全,工作面的采动对它的扰动影响不大。运输巷的顶底板移近速度随工作面推进距离的变化规律表明,围岩位移速度变化较小,其变化都大多在3.0 mm/d 以内。总体上巷道在工作面前方35 m 开始收敛,6 ~15 m 阶段顶底板移近速度较快,在其它范围内巷道高度变化则较为平缓,巷道累计移近量小[15-20]。超前支护压力分析表明,支承压力峰值在煤壁前方3 ~6 m,支承压力影响范围在工作面前方35 m 范围内,其分布规律见图6 所示。超前支护压力影响范围较小,支承压力值也不大,巷道矿压显现比较缓和,现有20 m 超前支护距离足以满足巷道支护要求。

图6 超前支承压力Fig.6 Distribution of the ahead pressure

5 结 论

1)工作面支架的实际工作阻力普遍不高,基本顶初次来压之前大部分在额定初撑力之下工作,初次来压之后一般在周期来压期间支架阻力变化明显。综放支架基本满足4-2101 工作面顶板管理的需求。在观测期间虽然有支架大幅度活柱下缩、安全阀开启、冒顶、片帮、采动裂隙发生,实际上是由于支架实际初撑力太小、工作面推进速度太慢等原因所致。因此,应提高初撑力,加强工作面支护质量管理,在来压期间加快工作面的推进速度。

2)工作面基本顶的初次来压步距为25 m,周期来压步距最小9.6 m,最大15.7 m,平均12.5 m,周期来压步距为基本顶初次来压步距的1/3 ~2/3。直接顶属2 类中等稳定顶板,基本顶属于Ⅱ级。在来压前后应分别管理,以防止动压冲击和切顶事故发生。

3)基本顶来压时支架上动载系数平均1.5,有明显的周期来压,顶板管理难度中等。但支架的合理工作阻力为额定工作阻力的99.3%,没有富裕系数,随着工作面的推进,基本顶的周期破断可能存在大的周期来压,应当加强支护阻力的管理,在推进过程中如果遇到比较大的来压,应采用单体支柱进行加强支护,避免由于支撑力不足而导致安全事故。

References

[1] 钱鸣高,石平五.矿山压力及其控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.QIAN Ming-gao,SHI Ping-wu. Ground pressure and strata control[M]. Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2003.

[2] 李龙清,荆宁川,苏普正.大采高综采支架工作阻力综合分析与确定[J]. 西安科技大学学报,2008,28(2):254 -258.LI Long-qing,JING Ning-chuan,SU Pu-zheng. Analysis of high seam mining shield working resistance[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2008,28(2):254 -258.

[3] 王国彪,高秋捷.液压支架模拟实验的研究[J].东北煤炭技术,1995(1):36 -41.WANG Guo-biao,GAO Qiu-jie. Study on modeling test of powered supports[J]. Northeast Coal Technology,1995(1):36 -41.

[4] 钱鸣高. 煤炭的科学开采[J]. 煤炭学报,2010,35(4):529 -534.QIAN Ming-gao.Scientific mining of coal[J].Journal of China Coal Society,2010,35(4):529 -534.

[5] 张 杰.厚土层覆盖浅埋煤层支架适应性分析[J].西安科技大学学报,2009,29(4):428 -432.ZHANG Jie. The support applicability in shallow seam mining covered with thick soil[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2009,29(4):428-432.

[6] 索永录,李得玺,李振明.综放面坚硬顶煤和顶板初次垮落控制技术[J]. 西安科技大学学报,2001,21(4):322 -325.SUO Yong-lu,LI De-xi,LI Zhen-ming.Controlling technique for the hard-top-coal and roof breaking down at first in fully mechanical top-coal caving face[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2001,21(4):322 -325.

[7] 康红普,王金华,李玉梅,等.掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系[J]. 煤炭学报,2009,23(7):145 -150.KANG Hong-pu,WANG Jin-hua,LI Yu-mei,et al.Stress distribution characteristics in rock surrounding heading face and its relationship with supporting[J].Journal of China Coal Society,2009,23(7):145 -150.

[8] 索永录,刘建平,赵文华.复杂条件综放工作面矿压显现特征[J]. 采矿与安全工程学报,2007,24(1):122 -126.SUO Yong-lu,LIU Jian-ping,ZHAO Wen-hua. Characteristics of strata behaviors of fully mechanized top-coal caving face under complex geological conditions[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2007,24(1):122 -126.

[9] 雷薪雍.韩家湾矿综采面矿压规律研究[D]. 西安:西安科技大学,2010.LEI Xin-yong.Research on laws of underground pressure in fully-mechanized face of Hanjiawan mine[D]. Xi’an:Xi’an University of Science and Technology,2010.

[10]黄成麟,刘继岩,潘立国,等.矿压规律与液压支架工作阻力的确定[J]. 辽宁工程技术大学学报,1998,7(2):63 -68.HUANG Cheng-lin,LIU Ji-yan,PAN Li-guo,et al. The determinationof the strata behavior and the hydraulic prop working resistance[J]. Journal of Liaoning Technical University,1998,7(2):63 -68.

[11]钱鸣高,缪协兴. 采场矿山压力理论研究的新进展[J].矿山压力与顶板管理,1996,13(2):17 -20.QIAN Ming-gao,MIAO Xie-xing. New development of face underground pressure theory[J]. Ground Pressure and Strata Control,1996,13(2):17 -20.

[12]钱鸣高,许家林,缪协兴. 煤矿绿色开采技术[J]. 中国矿业大学学报,2003,32(4):343 -348.QIAN Ming-gao,XU Jia-lin,MIAO Xie-xing.Green mining technique in coal mine[J].Journal of China University of Mining and Technology,2003,32(4):343 -348.

[13]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制(修订本)[M].北京:煤炭工业出版社,1991.QIAN Ming-gao,LIU Ting-cheng.Roof pressure and ground control:revised[M]. Beijing:China Coal Industry Press,1991.

[14]李 军.南梁煤矿综采工作面矿压规律研究[D].西安:西安科技大学,2010.LI Jun. Research on laws of underground pressure in fully-mechanized face of Nanliang mine[D].Xi’an:Xi’an University of Science and Technology,2010.

[15]张俭让,余学义,任彦荣.韩家湾煤矿矿山压力显现规律与工作面安全开采[J].中国煤炭,2009,35(9):53 -55.ZHANG Jian-rang,YU Xue-yi,REN Yan-rong.Hanjiawan coal mine pressure appear regular and safety mining of mining face[J].China Coal,2009,35(9):53 -55.

[16]徐友宁,徐冬寅,张江华,等.矿产资源开发中矿山地质环境问题响应差异性研究——以陕西潼关、大柳塔及辽宁阜新矿区为例[J].地球科学与环境学报,2011,33(1):89 -94.XU You-ning,XU Dong-yin,ZHANG Jiang-hua,et al.Study on the difference of mine geo-environmental problem response to mineral resource exploitation:a case study about the mining areas in Tongguan and Daliuta of Shaanxi and Fuxin of Liaoning[J].Journal of Earth Sciences and Environment,2011,33(1):89 -94.

[17]傅宇方,祁宏伟,黄明利,等.岩石破裂过程中围压效应的数据实验研究[J]. 辽宁工程技术大学学报,2000(10):25 -29.FU Yu-fang,QI Hong-wei,HUANG Ming-li,et al. The numerical simulation of effect of confining pressures on failure process of rock[J].Journal of Liaoning Technical University,2000(10):25 -29.

[18]温彦良,常来山,张宏伟.急倾斜煤层顶板垮落过程的RFPA2D 数值模拟研究[J]. 中国矿业,2011,20(1):111 -116.WEN Yan-liang,CHANG Lai-shan,ZHANG Hong-wei.Numerical simulation study on roof failure process in steep-inclined coal seam with RFPA2D[J].China Mining Magazine,2011,20(1):111 -116.

[19]唐春安,赵 文.岩石破裂全过程分析软件系统RFPA2D[J].岩石力学与工程学报,1997(10):19 -21.TANG Chun-an,ZHAO Wen.Rock failure process analysis software system RFPA2D[J]. Journal of Rock Mechanics and Engineering,1997(10):19 -21.

[20]蓝 航,齐庆新,潘俊锋,等.我国煤矿冲击地压特点及防治技术分析[J].煤炭科学技术,2011,39(1):11-15.LAN Hang,QI Qing-xin,PAN Jun-feng,et al.Characteristics of rock bursts in coal mines and the analysis of prevention and control technology[J].Coal Science and Technology,2011,39(1):11 -15.

猜你喜欢

初撑力矿压阻力
采煤工作面矿压观测技术现状及改进研究
鼻阻力测定在儿童OSA诊疗中的临床作用
零阻力
别让摩擦成为学习的阻力
采煤工作面矿压显现规律影响因素分析
膏体充填工作面矿压观测方案及结果分析
矿山压力监测与数据处理分析系统
浅谈影响采煤工作面单体液压支柱初撑力的主要因素
阻力不小 推进当循序渐进
浅谈冲击矿压防治技术及形成机理分析