综放顶煤变形破碎特征研究.pdf

文章编 号1003- 5923200401- 0048- 03 综 放 顶 煤 变 形 破 碎 特 征 研 究 周英,顾明,李化敏,南华 焦作 工学 院,河南 焦 作 454000 摘 要通过顶煤的深基点观测、 支架移架方式与顶煤变形破碎的关系试验,对比分析了 “卸载移架” 和 “带压移架” 两种移架方式对顶煤破碎效果的影响,揭示顶煤在矿山压力及工作面支架作用下的变化特征,进 一步认识顶煤从实体原生裂隙煤到裂隙发展、 贯通、 破碎的机理,对改进工艺、 提高放煤效果具有重要意义。 关键词放顶煤;支架;变形;破碎 中图分类号T D 823.4 文献标识码A 放顶煤开采过程中,顶煤受与工作面距离、 应 力大小、 应力状态、 支架作用等的影响,使顶煤变形 和破碎的发展呈现复杂的过程。然而,顶煤的变形 和破碎既影响其可放性又影响工作面支架的载荷 及其稳定性。 因此,通过顶煤的深基点观测、 支架移 架方式与顶煤变形破碎的关系试验;对比分析了 “卸载移架” 和 “带压移架” 不同移架方式对顶煤破 碎效果的影响,结果表明,支架的反复支撑对顶煤 具有明显的破碎作用。 揭示顶煤在矿山压力及工作 面支架作用下的变化特征,进一步认识顶煤从实体 原生裂隙煤到裂隙发展、 贯通、 破碎的机理,对改 进工艺,提高放煤效果具有重要意义。 1 顶煤变形的深基点观测 顶煤变形特征的研究主要是通过对义煤集团 耿村矿 23煤 1301 工作面现场实测及风巷围岩变 形观测进行。 1301 面 23煤埋深 150～ 190 m,煤 厚 7.4～ 11 m,煤层倾角 9～12 ,煤层硬度系数 f 1.3,煤 层直接顶为 1～2 类黑灰色泥岩,厚 19.32 m,老顶 为Ⅱ级。工作面长 102 m,走向长 1000 m,采煤机 割煤高 2.6 m,顶煤平均厚 6.6 m。采用 ZFSBa - 4400A - 18.2/28 型低位放顶煤支架,两采一放、 采 放平行,放煤步距 1.2 m。 测站布置及观测方法顶煤运动观测在工作面 风巷共设三个观测站,每个观测站布置两个钻孔, 每孔安装三个深基点,共计 18 个基点。 深基点结构 及布置如图 1 所示。 孔内深基点的固定采用安装锚固器的方法,锚 固器有普通钢管弹簧钢片和钢丝组成,成孔后用钻 杆将锚固器顶入预定位置,由于弹簧钢片沿钢管外 折成 10～15 外扎角,并具有一定的刚性,锚固器 在回拉过成中,锚爪能插入孔壁,将其固定在孔壁 中;钢管底部钻一小孔,用于穿过直径为 0.8 mm 钢丝,在孔口处加 3 k g配重,以防孔内钢丝缠绕、 打结;孔口用钢管锚固作为深孔基点的观测基准。 深基点钻孔参数如表 1。 图 1 深基点结构及布置示意 a 深基 点结 构; b 测点 布置 表 1 深基点钻孔参数 孔 号 仰角 / 基点位 置距孔 口距离 /m 123P Ⅰ117n1811512e Ⅰ225n22.513.510.5 Ⅱ125n2111815e Ⅱ221E.52111815e Ⅲ125n25.521.516.5 Ⅲ225n2111815e 注钻孔 与巷 道轴线 夹角平 角为 45 收 稿日 期2003- 08- 14 作 者简 介U周英1957,湖北随 州人 ,教 授,主要 从事采 煤工艺 理论 与技术 方面 的教学 与研 究。 84 2004.№ 1 矿山 压力与 顶板 管理 2 顶煤变形特征 2.1 工作面前方顶煤变形特征及分区 图 2 为工作面前方顶煤位移量实测曲线,由此 可以得出如下变形特征 1 顶煤初始移动点在工作面前方 35～42 m 左右,层位越高,始动点与煤壁的距离越远。 2 随着与工作面相对距离的减小,顶煤变形 逐渐增加。根据实测顶煤变形资料,可将工作面前 方顶煤变形分为初始、 稳定和加速三个变形区。 从顶煤初始移动点至距煤壁前 15 m 的区域 内,顶煤最大变形速度 300 mm、 一次放煤堵口次数。试验进行 8 个放 煤循环,指标统计从第 4 放煤循环开始共统计 5 个 循环的放煤指标。统计结果如表 2 所示。 表 2 移架方式对放煤效果的影响 移 架方 式最大块 度/m m大块 率/ 平 均每架 堵口 次数/次 循环 - 1[ 带 压移 架1050652.6 卸 载移 架850301.2 支架的反复支撑对顶煤破碎后块度的影响显 著。同时,分别统计了两种移架方式的煤壁片帮和 端面冒顶情况。其结果是带压移架方式在 5 个放 煤循环中发生 1 次煤壁片帮,深 450 mm,未发生端 面冒顶现象;卸压移架方式在 5 个放煤循环中发生 3 次 煤 壁 片 帮,深 度 分 别 为 300 m m、 420 mm、 550 mm,其中一次片帮处发生端面局部漏冒型冒 顶,冒高 1300 mm,未向上发展,对工作面正常生 产影响不大。 5 小结 1 工作面前 0～5 m范围内,即顶煤加速变 形区,在该区内顶煤一方面受顶板破断后回转力距 的作用,另方面随着与煤壁距离逐渐减小,水平应 力下降,承载能力降低,原生裂隙扩张,采动裂隙剧 增,主要表现为顶煤变形速度加剧。 2 工作面前方 15 m以外为超前支承压力峰 外区 ,即顶煤初始变形区,在该区内的顶煤所受应 力低于顶煤的极限强度,其变形主要为原生裂隙的 闭合、 孔隙压密、 弹性变形以及部分损伤变形的系 列变形或它们的组合,但变形量较小。 3 工作面前方 5～15 m范围内,即顶煤稳定 变形区,在该区内顶煤所受的应力超过了顶煤的极 限强度,顶煤产生新的裂隙并迅速发展和贯通,表 现出明显的强度软化特征,其变形主要以塑性变形 为主,但由于距煤壁还有一定的距离,水平应力相 对较大,所以变形相对稳定。 4 顶煤经上述三区的变形过程后,进入支架 上方,对于 23煤这样中硬及以上的煤层条件,移架 过程中支架的反复支撑对顶煤由裂隙煤到放煤口 后成为松散煤而顺利放出具重要作用。 卸压移架方 式在移架过程中对顶煤实施的 “松弛加压” 可有 效提高顶煤的破碎效果,带压移架方式不利于顶煤 的破碎,但有利于对煤壁片帮和端面冒顶的控制。 参考文献 [1] 宋振骐 ,赵 经彻 ,陈 立良.关 于综 采 放顶 煤 安全 开 采问 题 的认 识[J].煤炭学 报,1995,204256- 360. [2] 吴 健.综 放采 场 支 架 围岩 关 系 的 新概 念 [A ].2000 年综 采 放 顶 煤 与 安 全 技 术 研 讨 会 论文 集 [C ].北 京煤 炭 工 业 出 版 社,2000.27- 35. [3] 李 化敏 ,周英 ,苏 承东 .放顶 煤开 采支 架受 力测 试 与分 析 [J]. 山东科 技大 学学报 ,2000,19297- 100. [4] 钱鸣高 ,曹 胜根 ,缪 协兴.放 顶煤 工 作面 支 架与 围 岩相 互 作用 特点[A].2000 年 综采 放顶 煤与 安全 技术 研讨 会论 文集 [C]. 北京煤炭 工业 出版社 ,2000.6- 18. 上接第 47 页 ③ 巷道迎头滞后采面大于 300 m时,巷道矿 压显现弱,这是最有利的。 ④ 无论哪种情况,都要加强迎头支护和锚杆 预紧力的管理,这是巷道矿压控制的首要条件。 2 内部系统目标是改善和加强轨巷的支护 结构和支护强度。包括以下几方面 ① 锚杆增加锚杆长度是增加锚杆支护拱稳 定性的重要因素。 ② 钢带现我矿护顶形式有三种 Ⅰ M 型钢带配铁丝网护顶。该形式一般适用 于顶板中等稳定的巷道,受动压影响明显的轨道巷 不适用。 Ⅱ W 型钢带配铁丝网护顶。该形式一般适用 于顶板中等稳定偏下巷道和受动压影响明显巷道。 受动压影响强烈及围岩松散破碎的巷道不适用。 Ⅲ 钢筋网护顶。 这种支护形式较理想,因钢筋 网具有较高的抗压强度和抗剪强度,护顶完整,能 和锚杆形成一个完整的整体;且钢筋网受力均匀, 不易出现应力集中。 这就从根本上避免了钢筋网破 坏的可能。 ③ 锚索锚索是改善支护结构、 防止顶板离层 的有效手段。对于动压巷道,采用锚索补强是必要 的。 但为了在安全的情况下降低成本,在 3406W 轨 道巷,当迎头滞后采面大于 300 m且顶板完整时, 可不用锚索。 参考文献 [1] 宋 振骐 .实用 矿山 压力 与控 制[M ].徐州 中国 矿 业大 学 出版 社 ,1990. 05 2004.№ 1 矿山 压力与 顶板 管理