急倾斜采煤工作面矿压显现规律研究.pdf

文章编号 1003- 5923200102- 0015- 02 急倾斜采煤工作面矿压显现规律研究 代高飞,尹光志,余海龙,张东明 重庆大学 采矿工程系,重庆400044 摘 要本文通过对砚石台煤矿3604工作面矿山压力分布情况的实测分析,论述了急倾斜煤层俯伪斜采 煤法工作面矿山压力显现规律和围岩活动特征,为搞好采场支护和顶板管理提供了科学依据。 关键词矿山压力;急倾斜煤层;俯伪斜采煤法;围岩 中图分类号TD323 文献标识码 A 1 前 言 在西南地区,急倾斜煤层已形成相当的开采规 模,许多矿区主采煤层为急倾斜煤层,急倾斜煤层 储量约占西南地区煤层储量的70 ,产量约占 50 ,俯伪斜采煤法已成为急倾斜煤层的有效采煤 方法。 本文通过对砚石台煤矿3604面开采过程中的 现场观测,基本摸清了俯伪斜采煤法工作面的矿压 显现规律,顶底板及围岩的活动特征和支柱的工作 状态,所得结论可用于指导现场工作。 2 工作面概况 砚石台煤矿3604面位于0水平,上为3604段 采空区,下为0水平边界,北接3604段采空区,南 接采区边界。 该采面开采6煤层,煤厚115m ,倾角 66。 采区走向长700m ,区内地质构造简单,无任何 大中型地质构造影响。 综合柱状图,见图1。 工作面采用俯伪斜走向长壁分段密集支柱采 煤法,风镐落煤,搪瓷溜糟自溜。 工作面采用DZ6 - 2580型液压单体支柱,支护密度为1156根m 2, 柱距和排距均为01 8m 。 采用全部垮落法管理顶板。 工作面俯角为25～35,俯伪斜长为100m。 3 工作面矿压显现规律 311 支架载荷特征及受力分析 图1 煤层综合柱状图 表1 3604工作面支柱阻力分布表 测 区 次 数 范 围 初撑力kN 0～5050～8080～120120～ 第二排工作阻力kN 0～5050～8080～120120～ 第三排工作阻力kN 0～5050～8080～120120～ 上 15 4117 12 3313 5 1319 4 1111 10 2414 14 3411 13 3117 4 918 3 813 15 4117 11 3016 7 1914 中 14 40 14 40 4 1114 3 816 10 2816 17 4816 7 20 1 219 7 20 10 2816 14 40 4 1114 下 8 2212 19 5218 8 2212 1 217 6 1617 22 6111 4 1111 4 1111 7 1914 16 4414 10 2718 3 813 收稿日期 2000- 12- 12 作者简介代高飞1974- ,男,重庆人, 1999年毕业于重庆大学采矿工程系,获硕士学位,现为重庆大学采矿工程系博士研究生。 51矿山压力与顶板管理 2001.№2 根据急倾斜煤层沿倾向矿压显现不同的特点, 在3604面沿倾向布置了上、中、下三个测区。 用阻 力巡检仪测定各测区内单体支柱的工作阻力,用标 点法测定支柱活柱下缩量,用DDJ位移测杆和 ADL - 215型测杆测顶底板相对移近量。 观测期间 工作面支柱工作阻力不高,支柱初撑力小于50kN 的占34125 ,大于50kN的占67175。 上、中、下 测区支柱平均初撑力分别为72103kN , 67183kN和 65181kN。 工作面支柱工作阻力分布情况见表1。 从 表1可知,整个观测期间,支柱工作阻力利用率均 不高,主要是底板松软,升柱时间不够,支柱迎山 角不足等原因造成,因此现场在采取了给支柱穿 鞋,增加升柱时间和保证迎山角后,支柱工作阻力 有明显变化,利用率明显提高。 312 老顶初次来压和周期来压 工作面上测区在第9循环时出现局部来压现 象,说明顶板局部断裂,来压强度较大,动载系数 为1176,中、下测区滞后一个循环来压,平均动载 系数为1147,来压步距为1815m ,其中老顶显著运 动步距为2m ,相对运动步距为161 5m 。 同时,顶底 板相对移近量较小,见图2。 系列1、2、3分别表示 上、中、下测区。 从来压步距和动载系数可以看出, 俯伪斜采煤法对控顶区顶板控制有利,顶板压力 小,工作面有周期来压现象。 图2 3604工作面顶底板相对移近量 在工作面倾斜方向上,上、中、下测区支柱工 作阻力分别增加了2714kN , 12123kN和14165kN。 其中工作面上部工作阻力变化较大,中、 下部次之。 中部工作阻力增量较小的原因是支柱插底现象严 重,支柱工作阻力升高不大。 总的说来,支柱工作 阻力变化量均不大,顶板活动不强烈。 由于走向密集支柱分段拦截采空区冒落矸石, 特别是在工作面中、上部,分段拦截有效地阻止了 矸石下滑,形成较致密的矸石充填带,解决了急倾 斜煤层开采采空区矸石全部下滑,造成上部采场大 面积悬顶,顶板压力大,稳定性差以及经常窜矸, 堵面等关键问题,使急倾斜工作面矿压显现不均的 现象得到缓和,从而大大提高了采场安全生产能力 和顶板控制能力。 4 回采巷道矿压观测 在工作面回采巷道共设置了四个测区,对支架 载荷,巷道围岩移近量和围岩移近速度进行了观 测。 其变化曲线见图3～ 图5。 系列1、2分别表示铅垂 方向和倾斜方向的支架载荷、 围岩移近量和围岩移 近速度。 从图3～ 图5可看出,巷道围岩支撑压力影 响范围在工作面煤壁前方30m左右,在此之前基 本未受采动影响。 支架载荷变化小,围岩平均移近 速度仅为1～6mmd。 在煤壁前方20m范围内,随 工作面的推进,支架顶梁和两帮载荷有明显增加, 围岩移近量也显著增加,平均移近速度达12mm d, 因此应注意加强超前巷道和工作面端头部位的 支护,超前支护距离为距煤壁前方20m。 图3 支架载荷变化曲线 图4 巷道移近量变化曲线 图5 巷道围岩移近速度变化曲线 5 小 结 1支柱载荷增量和顶底板移近量不大,说明 俯伪斜采煤法能有效降低工作阻力下转第19页 61 2001.№2 矿山压力与顶板管理 图3 末阻力分布直方图 5mm d, 两帮移近量和移近速度明显大于顶底板 移近量和移近速度,顶底板 两帮移近速度之峰值 分别在160m和20m处,垂直及水平移近量拐点也 在20m处附近,故可判断支承压力影响范围在60 ～70m。 图4 巷道顶底板与两帮移近量、移近速度 5 结 论 1实测资料分析表明,临近风化带综放开采 工作面具有较明显的初次来压和周期来压。 老顶来 压步距为3515m ,覆岩破坏钻探高度导高为 58m。 周期来压步距为819～ 1415m ,动载系数为 1112。 初次来压和周期来压强度一般较弱,超前支 承压力影响范围不大,且不太明显。 2 7212综放面所选用的ZFS4400- 1515 227L型低位放顶煤支架基本可以满足7 煤层安全 放顶要求。 但实测支架初撑力、额定工作阻力、循 环末阻力仅为设计值的3819～57。 说明支架富 余系数较大,为此,可考虑选用额定工作阻力为 3600kN 架的轻型低位放顶煤支架。 支架受力特 征非来压期间前柱大于后柱,来压期间后柱大于 前柱。 3综放开采巷道变形与该矿分层炮采巷道变 形大致相同。 轨道巷支承压力的范围约60～70m , 风巷顶底板移近量累计150mm ,平均移近速度 317mmd。 工作面前方支承压力明显影响范围约 15～20m。 4任楼煤矿巨厚松散含水层下缩小防水煤柱 综放工作面成功回采实践及其矿压观测、 导高探测 试验,为该矿区及皖北矿区其它类似开采条件下厚 煤层综放开采提供了良好的借鉴。 参考文献 [1] 张文艺.潘三矿软弱围岩锚注支护[J ].陕西煤炭科学技术, 1998, 2 41- 43. [2] 张文艺.岩层移动规律的快速拉格朗日分析[J ].陕西煤炭 科学技术,1999, 4 54- 57. [3] 张文艺.应用人工神经网络预测覆岩破坏高度[J ].矿山压 力与顶板管理,1998, 3 69- 70. [4] 张文艺.覆岩破坏规律分析与缩小防水煤柱机理[J ].矿山 压力与顶板管理,2000, 2 54- 56. [5] 张文艺.巨厚松散含水层综放开采“两带”高度探测[J ]. 矿山压力与顶板管理,2000, 3 32- 33. 上接第16页 和控制顶板下沉。 2与直壁工作面相比,俯伪斜工作面周期来 压步距是其两倍,达到1815m ,其中显著运动步距 为2m ,相对运动步距为161 5m 。 3回采巷道支撑压力明显影响范围约为 20m ,支撑压力峰值距工作面距离为6～10m ,表明 工作面卸压带宽度较大。 且巷道载荷变化不大,围 岩移近速度较小。 4俯伪斜采煤法解决了急倾斜工作面的许多 关键问题,缓和了矿压显现的不均匀现象,有利于 采场安全生产和顶板控制。 参考文献 [1] 任德惠.井工开采矿山压力与控制[M ].重庆重庆大学 出版社,1990. [2] 钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M ].北京煤炭工 业出版社,1992. 91矿山压力与顶板管理 2001.№2