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综采工作面推进速度与超前应力的控制

2017-04-18郭正文

科技视界 2017年2期
关键词:综采工作面控制

郭正文

【摘 要】依据综采工作面开采地质及技术条件,结合以往开采经验及现场实测的基础上,分析了工作面在推进速度与前方煤体受应力分布关系。实际生产过程中,适当加快工作面推进速度,减少在同一位置的滞留时间,控制应力超前;有利于保持工作面的稳定性,保证安全生产具有重要意义。

【关键词】综采工作面;推进速度;超前应力;控制

0 引言

随着现代采煤技术的不断发展,综合机械化采煤不断应用于生产中,但在实际生产过程中,工作面推进速度得不到有效控制,导致工作面周期来压及应力超前,从而发生片帮冒顶事故,这不仅使工作面经常处于半停产状态,而且造成机械设备的损坏,采煤机开机率下降,综采工作面产量和效益大大降低,同时对人身安全造成严重威胁。通过对综采工作面发生片帮冒顶的机理及特点进行分析,就综采工作面如何控制推进速度与超前应力关系,提出有利的控制措施。

1 工作面概况

该3603二段工作面位于丛林向斜轴部西翼,其左侧与3601采区采空区相邻;上、下及右侧均为原生煤体,其走向长度755m,倾斜长165m,距地表垂深530~580m。处于单斜构造区域,区域内主要以小斷层及褶曲构造为主;煤层的厚度变化范围为1.0~2.5m,平均1.6m,可采煤层为K1(6#)煤层。工作面初次来压步距为10~25m,周期来压步距为12~21m,直接顶为炭质页岩,基本顶为砂岩。该工作面采用单一走向长壁综合机械化采煤工艺,全部垮落法管理顶板, MG2×160/740-WD1型双滚筒采煤机双向往返割煤,ZY3300/12/30型支架支护顶板,最大、最小控顶距分别为5.8m和5.2m,移架步距为0.6m。工作面机巷采用单体液压支柱配合1200mm铰接梁,一梁一柱超前托梁支护,工作面风巷采用单体液压支柱配合800mm铰接梁,一梁一柱超前托梁支护,梁与梁间铰接;两巷超前支护距离双排不少于20m;工作面上端头采用800mm铰接顶梁配单体液压支柱,一梁一柱支护顶板,柱距700mm,排距800mm;下端头采用用单体液压支柱配合1200mm铰接梁进行支护,排距800mm,和单体支柱配合3.6mπ梁,一梁四柱,错梁齐柱并棚支护,错距600mm~1200mm,并棚柱距200mm,棚距铰梁对铰梁1100mm。

2 现场实测方案

采用工作面顶板动态监测以及工作面机巷、风巷顶板变化情况测试方案。

如图1所示,工作面安设5条测线,1号测线和5号测线距离工作面机巷和风巷各20m左右,其余测线均匀布置在工作面中部。工作面机巷和风巷间距5m各布置2条巷道顶板移近量测站;巷道内各测站随工作面推进不断报废而循环布置,保证各测站数量不变,直至观测结束。

2.1 工作面顶板动态监测

为获得综采工作面在回采期间的应力分布情况和变化规律,工作面设5条测线,1、 5号测线各布置3架,每隔3架支架监测1架,其余测线各布置2架,每隔3架支架监测1架,分别对工作面12架支架进行监测。分别在回采过程中推进速度快时为3.6m/d,和推进速度慢时的0.3m/d两个阶段,每次移架后观测初撑力及移架前观测工作阻力值。

通过对工作面慢速、快速推进时支架载荷的观测,2.14-2.29日工作面停滞期间,煤壁片帮较为严重,压力表观测数据有持续增大趋势;2.14日工作面推溜移架过程中,支架压力有较大变化,最大值达到40MPa,工作面煤壁大面片帮,深度达6m,老顶岩石不断发出沉闷的断裂声音,工作面大部分支架安全阀溢液,19-23架支架被压死,并形成2-8m高冒区,并伴随有顶板淋水。随着工作面的缓慢推进,顶板断裂声音增大,煤壁片帮、顶板垮冒更为严重。这说明工作面推进速度慢,支架长时间承载,工作面支架的阻力非常大,部分支架安全阀被迫开启,安全阀没有开启的支架压力远大于额定工作阻力。12.6-12.15日工作面正常推进期间,顶板自然垮落,直接顶无明显冒落,工作面无片帮现象,工作面支架初撑力28MPa,工作阻力3300kN,均达到支架额定初撑力及阻力。这说明工作面顶板运动不明显,顶板运动对支架阻力的影响小。

2.2 工作面机、风巷顶板变化观测

工作面机巷、风巷通过断面收缩观测站,观测巷道围岩变化状况,并通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况。随着工作面的逐渐推进,每隔一天观测一次,详细观测数据及巷道变形趋势,见表2、表3、图2、图3。

以此看来,巷道顶底板与两帮移近量变化趋势基本一致,即随着工作面的推进,顶底板与两帮的移近量均在逐步增加,距离煤壁越近,增加越大,20m范围内变形量较为明显。

3 顶板控制措施

(1)工程技术人员要加强顶板压力变化和来压预兆分析,在顶板来压时可以做到预先防范,加强支护,防止冒顶。

(2)要摸索和掌握来压步距,在来压前采取加强支护措施,在工作面回采时,尽量减少煤壁伞檐的长度和宽度,防止出现片帮导致顶板严重垮冒,造成事故。

(3)防止采高超过设计要求,预防支架初撑力达不到规定要求而接顶不严密,造成顶板离层,在动态应力影响下发生冒顶。

(4)当顶板及煤壁破碎时,减少采煤机的一次进刀量,以提高牵引速度,实行浅截快跑,缩短工作面生产的循环时间,从而减少机道顶板裸露的面积和时间,降低顶板下沉量,使顶板压力显现均衡,避免片帮冒顶。

4 结论

(1)通过现场实测及矿井以往超前支护经验,我矿采煤工作面机、风巷超前支护距离20m能够满足支护要求。

(2)工作面在推进过程中,超前应力随之变化;当工作面慢速推进或停滞时间较长时,超前应力峰值向工作面煤壁前方煤体移近,受超前应力影响,煤壁片帮和冒顶严重,阻碍工作面正常推进;当工作面过快推进时,超前应力峰值向工作面煤壁靠近,形成应力集中区域,容易引发煤与瓦斯等动力灾害,诱发安全事故。

(3)结合现场实际,适当加快工作面推进速度,减少在同一位置的滞留时间,控制应力超前;有利于保持工作面的稳定性,充分发挥安全高效生产。

【参考文献】

[1]谭云亮,吴士良,尹增德,等.矿山压力与岩层控制[M].北京:煤炭工业出版社,2010.

[2]杨庆铭,郭宝德,王荣相,等.煤矿综采采区设计规范[M].北京:中国计划出版社,2009.

[3]张希俊.煤矿开采方法[M].徐州:中国矿业大学出版社,1993.

[责任编辑:朱丽娜]

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