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薄煤层不同回采工艺对矿压规律的影响 第六图书馆 河南省吕沟煤矿开采的52薄煤层,原用炮采,摩擦支柱支护,矸石条带管理顶板,现采用高档普采工艺,单体液压支柱,及墩柱支护。通过 研究。科学合理的布置采场支护密度,完善采场支护改革,取得了高产高效及安全。河南省吕沟煤矿开采的52薄煤层,原用炮采,摩擦支 柱支护,矸石条带管理顶板,现采用高档普采工艺,单体液压支柱,及墩柱支护。通过研究。科学合理的布置采场支护密度,完善采场支 护改革,取得了高产高效及安全。炮采 高档普采 矿压观测 矿压显现 回采 薄煤层矿山压力与顶板管理李震寰河南省煤炭 科研所1999第六图书馆 j 6 ． ≥ ￡ | 6 一 薄煤层不同回采工艺对矿压规律的影响 河南省煤炭科研所 摘要河南省 吕沟煤矿开采的 5 薄煤屉， 原用炮采， 摩擦支柱支护， 矸石条带管理项板 ， 现采用 高档普采工艺，单体液压支柱，爰墩柱支护。通过研究。科学合理的布王采场支护密 度，完善采场支护改革，取得 了高产高娃度安全。 关键词炮呆高档普采矿压观测矿压显现参数分析 一 一 一一 。 工 作 面 概 况1曰红 ， 势 茅 。 ’ 【 1 ． 1 地质 条件 5 0 1 及 6 0 1 面是 吕沟煤矿井田两个相邻区段的采面， 5 0 1 面为炮采， 6 0 1 面为高档普采， 垂 深约 3 0 Q 5 0 0 m，走向 1 7 0 0 2 0 0 0 m， 斜长 1 8 0 2 0 0 m， 煤厚 1 ． 1 ～1 ． 3 m，平均 1 、 2 m， 倾角 1 2 o ～1 、 5 。 ，容重 1 4 ． 5 k N ／ m ，煤质中硬 f 一1 5 ，煤层有局部薄厚变化。 煤层上有 0 ～4 0 0 ra m的伪顶 ， 属炭质泥岩， 与直接顶镜面接触， 易离层， 不易维护。 直接 顶为粉砂岩或砂质泥岩，厚 3 ～5 m左右， 砂质泥岩一般随放随冒， 而粉砂岩一般有 3 ～5 m的 悬顶不 冒。老顶为中粒砂岩，厚 4 ． 2 m，由于顶板岩性不均匀变化， 有时采面直接顶变为砂岩 顶板。 底板由炭质泥岩或粉砂岩组成， 5 煤属 中等稳定或稳定型的 2 ～3 类直接顶 ，Ⅱ一 Ⅲ 级 老顶 ，中硬底板 ，支柱不 易人底 ，容许 比压值为 1 7 ． 8 MP a 。 1 ． 2开采技 术条件 1 5 1 0炮采面。 采场支护采用H Z J A摩擦式金属支柱配合 H J D A i 0 0 0型金属铰接顶粱 支护 ， 靠采空 侧中对中 8 ． O m设 宽 3 ． 5 m 的矸石带管理顶板 ，面长 2 0 0 m， 柱距 0 7 ～0 ． 8 m，支 护密度平均 1 ． 5柱／ m 。 2 6 0 1 高档普采面。采用 z B 2 1 O 0型采煤机割煤 ， 截深 1 ． 0 m， 两采一准”作业方式， 输送 机为 s Gw一1 5 0 C型 ，支护为单体液压支柱 ，配 HJ D A一1 0 0 0 型金属 铰接顶梁 ，采空 侧每 4 ． 5 m设 一 z Q一1 0 0型切顶墩柱 ，面长 2 0 0 m，柱距 0 ． 7 2 m，支护密度平 均 1 ． 1 1柱／ m 。一梁 一 柱 ，川杆护顶 ，见 四回一。 1 ． 3 生产 简况 1 5 0 1 炮采面。工作面 日 产约 4 5 0 5 0 0 t ／ d ， 直接工效 3 ． 2 7 t ／ 工 ， 工作面由于砌矸石带 工人劳动强度太 ，通风行人不畅，煤尘较大，生产条件较差 。 2 6 0 1 高档普采面。日产 7 5 0 9 0 0 t ／ d ， 直接工效 6 ． 1 t ／ I ， 工人劳动强度小， 通风良好， 无粉尘，行人方便 ，用切硬墩柱后。工技提高 8 6 ． 5 ，成本降低 1 ． 3 3 元／ t ，取得较好效益。 2 矿压显现 规律 为了掌 握矿压显现规律 ，两面进行 支柱及特种支柱 阻力 ，活柱 缩量 ，顶底移 近量 等观 测 共 1 0 2循环 ，历时 4个月 。 6 6 i 9 9 9 B 3 --4 矿 山 压力 与啊版 管理 维普资讯 第六图书馆 2 ． 1 5 0 1炮粟 面 2 ． 1 ． 1 顶板来压特征 采 面的初次来压步距为 3 0 ～3 5 m， 来压时全采 面压力较大 ， 煤壁 片帮增多 ， 支柱普遍 出现 急速下缩并伴 有响声 工 作面周期来压 ，步距 为 6 ～1 2 m，平均 9 ． O m，工作 面支架最大阻力为 2 5 0 k N ／ 柱 ，最大 平均阻 力为 l 】 3 ． 2 5 k N／ 柱 ， 最 小阻力 1 5 ． 4 k N／ 柱 ，平均阻力 为 4 8 ． ] k N ／ 柱 。周期来压 时动 载系 数 为 2 ． 4 3 ，来 压时 ，采面川杆压扁 ，压 断，煤壁 有明显片帮 ，采空侧的矸石带在距末排 2 -- 5 m处有压垮破坏的特征，来压时持续 1 2个循环。 2 ． 1 ． 2 工作面支架参数分析 从表 1可知， 工作面初撑力偏低 ， 平均只有 5 ． 2 4 k N ／ 柱。 其最主要的原因是， 未采用升柱 器，对顶板 支护极为不利 。从 表 l 及 图 1可知 ，采场的支护阻力较低 ，周期来 压时最大 阻力 值不在末排支柱，而在第三排。这说明顶板的切顶线已前移，但由于矸石带在采空侧内的垫 层作用。使老顶的悬顶触矸点高度减小 ，矸石带缓冲了老顶来压对工作面的危害。 裹 1 5 0 1炮采工作面矿压参数衰 工 作面 控顶距 离／ m 内 窑 2 ，6 5 3 ． B 5 支架平均阻力 k N ／ 柱 l 5 5 6 6 4 最太平均阻力 k N ／ 柱 { a 0 1 0 7 ． O 1 5 5 0 1 4 6 ． O 顶扳下沉量 ra m I 8 ． 8 9 6 4 ， 2 7 1 5 2 ． 6 3 { 舌柱下 绾量 ram 4 ． 7 2 2 1 ． 4 7 3 9 ． 2 1 4 4 ． 7 7 初撑 力 k N／ 柱 5 ． 2 d 特 种支护 矸石 带 2 ． 1 ， 3 炮采的主要缺 点 炮 采面初撑 力太低 ，支柱 阻力偏 低，密度 图 l 5 0 1 工作面矿压观测参数图 大 ，平 均为 1 ． 4 ～1 ． 8 8柱／ m ，加之矸石带 支护 ，工人劳动强度大 ，采面空间小 ，粉尘大 ，不 利于行人 ，运料和机械化 生产 。 2 ． 1 ． ‘ 支护改革 合理选择支架密度 。要实现机械化，首先选择了z Q 一1 0 0 型切顶墩柱代替矸石带 ，间距 4 ． 5 m，沿采 空侧 切顶线支设 。 其次将基本支柱改为 D z单体液压支柱 ，其密度的计算如下 根据 5 0 1 采面测到的最大支柱阻力为 2 5 0 k N ／ 柱，以该值作为设计依据，取平均支护密度 1 ． 5 柱／ m ，则采场的最大支护强度 Q为 3 7 5 k N ／ m ，则单体支柱的支护密度 N应为 Lv 1 ．3 9 式 中P单 体柱 额定 工作阻 力，3 0 0 k N／ 柱 ； 矿 山压 力与面板 管理1 9 9 9 ． N 9 3 --4． 6 7． 维普资讯 第六图书馆 K 支护参数系数 ，取 0 ． 9 而柱距 L为 式中 每循环支柱排数， P 循环进度 ；l m。 则L ≈ O ． 7 2 m。 2 ． 2 B 0 l高档普采面 1 顶板来压特征 。如 图 2所示 ， 周期来压步距 为 7 ． 0 ～ l 3 ． 0 m，平均 为 9 ． 7 m，与 5 0 J 面 9 ． 0 m 基本 相 同，周期 来压 - Z R 翻 g g 撼 l雁煤壁距离 ／ m 图 2 工 作面支 柱阻力变 化 图 图 3 6 0 1 工 作面 三量变 化 3 切顶墩柱 的作用 。从表 2可知 ，切顶墩柱在支护 中发挥了较好的作用 ，末排最大 支 护阻力达 1 0 4 8 ． 8 k N／ 柱 ，平均 6 J 7 ． 8 k N／ 柱 。支护阻力的分布为 O ～3 0 0 k N／ 柱 的 占 1 1 ． 4 5 ， 3 0 O ～ 6 0 0 k N ／ 柱 的占 5 9 ． 6 4 ％， 6 0 0 9 0 0 k N／ 柱的 占总数的 7 8 ． 9 1 。 说明切顶墩柱 较好 的起 到 防止切顶线前移 的作 用。 3支架与顶板的适应性分析 3 ． 1 支护强度及控顶 高度 的计算 6 B I 9 9 9 ． N - 3 -- 4 矿 山压 力与1 再 板昔 理 维普资讯 第六图书馆 1 支护强度 。对 5 0 1面取平均 密 度 1 ． 5柱／ m ，平 均 支 护 阻 力 为 4 8 ． 5 1 5 k N／ 柱 ，周压时 l l 3 ． 2 5 k N／ 柱 。 则 支 护 强 度 计 算 得P 一 7 2 ． 7 9 k N／ m }P 月1 6 9 ． 8 8 k N ／ m 。而 对 6 0 1高档 面，取平均 密度 1 ． 1 1柱／ m ， 平均支护阻力为 2 1 1 ． 6 5 k N ／ 柱 ， 周 压 时 2 7 6 4 5 k N／ 柱 计 算 得 2 3 4 ． 9 3 k N／ m ；P月一3 0 6 ． 8 5 k N／ m 。 2 反算控顶高度。 由支护强度 反算控顶高度 H， 5 0 1面 为 ≈3 m； H月 ≈7 m， 而 6 0 1高档面支护强度 由基 表 2 fi 0 1 面矿压参数 工作面控顶距离／ m 内 窖 3 2 4 ． 2 支柱平均阻力 k N ／ 柱 l O 2 ． 8 2 1 0 ． 0 2 6 ． 1 2 7 2 7 最大平均阻力 k N ／ 柱 2 0 7 ． 8 2 9 7 ． 4 3 0 0 ． 3 3 0 0 3 切顶支柱平均阻力 [ X N I 柱 d 3 3 ． B 6 l 7 e 切顶支柱最大平均阻力 k N ／ 柱 8 2 3 ． 2 1 0 2 2 5 嘎扳 下沉 量 mm 1 9 6 4 6 3 ． 6 5 i 0 9 ． 3 2 1 3 5 活 柱下缩量 ram 3 O 2 3 3 ． d 4 9 7 5 韧撑力 k N ／ 柱 7 l O 本支柱加上切顶墩柱阻力形成， 计算结果为 P 2 6 0 ． 0 k N ／ m 。 ； P 3 5 2 ． 4 3 k N ／ m 。则控 顶高度 平1 0 ． 4 4 m； 周1 4 ． 1 0 m 结果表明， 5 0 1 炮采面的平时支护强度足以支撑直接顶重， 而顶板悬顶及老顶活动部分基 本上被矸石带支撑。 而 6 0 1 高档面的支护强度约为 6 9 倍的采高岩重，大于炮采面。原因是6 0 1 采面顶板 有 3 5 m的悬 顶 ，由于采空 区内无垫层 ，通过岩梁传递 到采场 ，加上老顶 的活动 ，使 采场的 支护阻力大为提高。 3 ． 2 采 场支护合理性分析 高档普采工作面，由于受到机组配套尺寸的约束， 空顶距 5 0 O m m 设计支护密度为 1 ． 3 9 柱／ m 。只能达到 1 ． 2 3柱／ m ，而 生产 中由于工艺 的限制 ，有时只能挂梁 ，不能支柱 图 4 a 实际的支护密度仅 0 ． 9 2柱／ m 。 ／ 四粱四挂 图 4 6 0 1面支护状 态 圈 n 割煤后 b 支柱后 由于支 护密度 的减少 ，采 面出现下列’ 隋况 1 第二排的阻力、顶板下沉、活柱下缩值 比第一排的增幅过大 ，分别为 1 0 4 ． 3 、 2 24 ．1 、 3 21 ．5 。 2 开启压力为 2 8 6 ． 6 ～3 0 0 ． 3 k N ／ 柱， 由于采场支柱实际密度减少， 使支柱承载加大 ， 周 压时，约有 2 0 的基本柱和约 5 的切顶墩柱开启。 3 工作面一般采 高为 1 ． 1 ～ 1 ． 3 m，由于机道空顶距过大 ，0 ～ 3 0 0 m m 厚的伪顶 ，割煤 后 易 冒落 ，增加 了工作面 的实际采高 ，达 1 ． 5 ～1 ． 7 m。 因此 ，对 6 0 l 面 的支柱密度应适 当调整 。 矿 山压 力与项扳 管理 I 9 9 9 ． 3 --4 ．6 9 维普资讯 第六图书馆 其 方法为 ， 一是柱距从 0 ． 7 2 m改 为 0 ． 6 ～0 ． 6 5 m， 二是切顶墩柱 间距从 4 ． 5 m， 改为 3 ． 0 m 则采场 的平均支护密度 1 ． 2 4 ～ 1 _ 3 4柱／ mz ，柱距 为 0 ． 6 0 ～0 ． 6 5 m。 l几点认 识 1 在 5 z 煤层 条件下 ，炮采与普采 面的顶 板来 压规 律基 本相 同，周压步距 约为 9 ． O m，但 由于支护方式不 同 ，矿压参数值各不相 同。 2 高档普采面的支护密度应调整为 1 ． 2 4 ～1 _ 3 4 柱／ m ， 基本柱的柱距为 0 ． 6 a ～O ． 6 5 m。 3 为减缓 老顶来压影 响 ，切顶墩柱 间距应加密 ，由 4 ． 5 m改 为 3 ． O m。 d 提高泵站出口压力为 1 8 M p a ，使采面压力保持在 1 5 M P a 。 收稿 日期1 9 9 9 0 5 一O 8 ；责任编辑 --J I 『 作者简介李震毫， 4 I 岁、 高短工程师． 原堞炭部部垭专业技术拄盎人才． 从事过十几十科研 曰．藏得过省部垭 I 、 2 、3等装，厅特、1 、2 、3 等装多项．发袁论文二十余篙． 上接 第 6 5页 t 结论厦加强顶板管理措施 1 晋 普山煤 矿 9 煤顶板 属 l类 ，周期来压 明显 ，来压步距 1 1 ． 2 5 m，动载 系数 1 ． 1 8 ～ 1 ． 6 6 ，平均 1 ． 3 5 。 2 超前支承压力影响范围约超前煤壁 2 7 m，采动影响剧烈区在 l 0 ～l l m之间，支承压 力 峰值 点位 于煤壁 前方 9 ． 3 m左右 ，煤壁压酥带 约 3 ． 3 m，要超前 l o re加强支护 3 巷 道顶板下 沉量 较小 ，目前巷道支护能满足要求 4 用缓慢下沉法管理采 面顶板是 可行 的 ， 但需 调整支护 密度 ， 由原 0 ． 8 3 3柱／ m 调整 为 1 ． 3 7 柱／ m ， 以提高基本支护的强度， 同时， 加大切顶排柱密度 ， 防止来压时切顶线前移 ， 而 形成顶板事 故隐患。 5 支柱的初撑力较小，应予于提高，以控制机道上方顶板下沉量。 6 通 过巷 道设置 的动态仪 ，可提前 l d预测老顶来压 。 收稿日期 1 9 9 9 0 6 --2 1 {责任编辑晓南 作者简介卫牧束 ，1 9 6 3 年生 ，t 9 8 7年毕生于山西矿业学簏，现为晋普山煤矿总工程师。 7 0| 9 9 9 ． №3 4 矿 山压 力与项板管 理 维普资讯 第六图书馆