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作面倾向呈现工作面中间最高、向两面逐渐减小的压 力分布趋势，两面采空时，工作面压力下端最高，往 两面逐渐变小。 同时，两面采空时工作面支架载荷 较大，较一面采空时高1525，工作面周期来压 频繁， 来压步距由平均的15.2 m减小到12.4 m ，来 压时平均最大阻力由以前的7 623.50 kN增加到 8 261.99 kN，特别是工作面“一次见方、二次见方” 时压力增大，动载系数变大，现场发现有个别液压 支架被压垮的现象；在一面采空到两面采空转换期 间，压架数量大幅增加，动载系数变化复杂，瞬间压 力变化剧烈。 图93802支架载荷统计图 1.动载系数＃50 2.压架数量/架3.最大来压点/架次 6结语 （1）通过数值分析模拟，研究了特厚煤层支承 压力分布特征，峰值区域均集中在煤柱处，峰值为 35.05 MPa，应力集中系数3.43。 （2）依据工程实践和理论分析确定在3802工 作面两面采空阶段， 直接顶与垮落矸石形成 “岩- 矸”结构特征，侧向老顶形成“岩-梁”结构特征；同 时确定一面采空开采状态期间巷道围岩稳定，一面 采空到两面采空开采条件转变期间，3802工作面支 承压力明显，应力集中系数高，采场支架载荷大，且 工作面下部支架瞬间压力变化剧烈。 （3）对彬县水帘洞煤矿3802工作面沿空巷道 进行支护方案设计和效果监测，监测结果表明巷道 支护设计有效，围岩应力、变形、顶板离层和气体交 流控制效果良好，说明支护指导思想和理论研究基 本正确，研究结果可以在类似条件下推广应用。 参考文献 ［1］姜福兴，张兴民，杨淑华，等.长壁采场覆岩空间结构探讨［J］.岩 石力学与工程学报，2006，25（5）979-984. ［2］姜福兴.采场覆岩空间结构观点及其应用研究［J］.采矿与安全 工程学报，2006，23（1）30－33. ［3］窦林名，贺虎.煤矿覆岩空间结构OX-F-T演化规律研究［J］.岩 石力学与工程学报，2012，31（3）453-460. ［4］窦林名，何烨，张卫东.孤岛工作面冲击矿压危险及其控制［J］. 岩石力学与工程学报，2003（11）1 866-1 869. ［5］张永久.特厚硬煤层综放工作面护巷煤柱合理宽度研究［D］.淮 南安徽理工大学，2012. ［6］张永久，成云海，李琳，等.特厚硬煤层综放开采合理区段煤柱尺 寸研究［J］.煤炭工程，2012（1）10－13. ［7］钱鸣高，缪协兴，许家林.岩层控制中的关键层理论研究［J］.煤 炭学报，1996，21（3）225-230. ［8］成云海，姜福兴，庞继禄.特厚煤层综放开采采空区侧向矿压特 征及应用［J］.煤炭学报，2012，37（7）1 088-1 093. 作者简介冯飞胜（1990-），安徽池州人，硕士研究生，研究方 向矿山压力及控制，电子信箱1946801809. 责任编辑王秀丽收稿日期2014－01－28 0引言 随着能源需求的增加， 煤炭产量逐年增长，浅 深部厚煤层开采底板巷道受采动影响矿压显现规律研究 * 陈登红 1， 华心祝1，2， 鲁德超1， 张忠浩1 （1.安徽理工大学 能源与安全学院， 安徽 淮南232001；2.煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室（安徽理工大学）， 安徽 淮南232001） 摘要 以丁集煤矿1282（3）工作面为工程背景，采用超前支承压力分段简化，构建了底板应力分 布表达式，通过矿压实测数据代入后计算得到前方底板不同深度处应力增量集中系数，得出采动超前影 响范围110 m。 考虑计算时忽略巷道自身开掘及长期蠕变的影响，最后通过底大巷实测、综合收作段地质 条件进一步确定了合理的停采线为177 m，研究成果为类似条件下的巷道维护及煤柱留设提供一定参考。 关键词 底板应力传递； 深部厚煤层； 安全高效开采 中图分类号TD322文献标志码A 文章编号1008 － 8725（2014）07 － 0174 － 04 Study on Mining Effect Laws on Tunnel of Floor Affected by Minining Pressure under Deep Thick Coal Seam CHEN Deng-hong1，HUA Xin-zhu1，2，LU De-chao1，ZHANG Zhong-hao1 （1. College of Energy and Safety, Anhui University of Seience and Technology, Huainan 232001, China; 2. Ministry of Education Key Laboratory of Safety and High-efficiency Coal MiningAnhui University of Science and Technology, Huainan 232001, China） Abstract Based on 1282（3）face of Dingji mine, advanced abutment pressure was segmented simplified and then the expression of distribution of floor stress was obtained. Stress concentration increment coefficient were calculated by the observation data and advanced mining effect distance was 110 m. Considering that the roadway’s itself mining effect and longterm creep, at last the reasonable mining terminal line was identified as 177 m by considering geological condition, Reference can be provided for roadways maintenance and coal pillar reserved. Key words stress transmission laws on floor; deep thick coal seam; safe and efficient mining *高等学校博士点专项科研基金（20103415110001）；国家自然科学 基金重点项目（51134012）；国家自然科学基金面上项目（51274010） 煤炭技术 Coal Technology Vol.33No.07 Jul. 2014 第33卷第07期 2014年07月 doi10.13301/ki.ct.2014.07.064 周期来压次序/次 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 40 42 100 80 60 40 20 0 相对数值 切眼处 见方处 1 2 3 174 第33卷第07期Vol.33No.07深部厚煤层开采底板巷道受采动影响矿压显现规律研究陈登红，等 部资源日益减少，我国国有重点煤矿正以812 m/a 的延伸速度向深部递增。 深部岩巷开掘量日趋增 多，巷道围岩稳定性差、前掘后修前修后坏现象普 遍，受采动影响多，国内许多学者对深部受采动影 响岩巷稳定性进行了理论、工程技术研究，但对深 部厚煤层这类特定条件下采动底板应力传递规律 研究甚少， 本文是通过构建底板应力分布表达式， 代入实测数据计算并通过停采期间矿压实测综合 分析得到深部厚煤层开采对底板岩巷的影响范围， 为后续类似条件下底板大巷维护与合理煤柱宽度 留设提供合理依据。 1工程背景 1282（3）工作面是丁集煤矿西一采区13-1煤首 采面，工作面平均采深810 m，煤层平均厚度4 m， 煤层倾角平均3，属于深部近水平厚煤层开采。 服 务于1282（3）工作面的西一轨道大巷位于13-1煤底 板，其底板标高为-824 m，与顶板13煤垂直距离约 14 m左右， 层位关系平、 剖面如图1所示。 研究 1282（3）工作面停采对底板大巷的影响规律能为后 续同采区其他工作面的停采提供参考，有重要的理 论及工程实用意义。 图1工作面和底板大巷布置剖面图 2底板受力模型构建与分析 支承压力的显现特征通常用支承压力分布范 围、分布形式和应力峰值来表示。 其回采过程中煤 壁前方应力传递按“线荷载”简化计算，采场底板受 力可视为半无限平面受集中载荷作用，其简化模型 如图2所示。 图2采场底板应力分布 取煤壁前方应力峰值点为原点，支承压力 p（ξ）＝ （k-1）γH（1＋ x a ）x∈（-a，0） （k-1）γH（1－ x b ）x∈（0，b） 0 x∈（b，∞ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈∈ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈ ∈∈ ∈ ） （1） 支承压力对其底板任意一点（x，y）的应力分布 影响规律如下 σy 0 -a 乙 -2（k-1）γH（1＋ u a ） π y3 [y2（x-u）2]2 du -b 0 乙 -2（k-1）γH（1- u b ） π y3 [y2（x-u）2]2 du（2） σx 0 -a 乙 -2（k-1）γH（1＋ u a ） π y（x-u）2 [y2（x-u）2]2 du -b 0 乙 -2（k-1）γH（1- u b ） π y（x-u）2 [y2（x-u）2]2 du（3） τxy 0 -a 乙 -2（k-1）γH（1＋ u a ） π y2（x-u） [y2（x-u）2]2 du -b 0 乙 -2（k-1）γH（1- u b ） π y2（x-u） [y2（x-u）2]2 du（4） 式中p原岩应力，MPa； k超前支承压力系数； γ围岩容重，kN/m3； H埋深，m； u微分段距峰值应力水平距离，m； x工作面超前影响水平距离，m； y工作面超前影响的底板深度，m； σx、σy、τxy底板任意一点水平应力、 垂直应力、 剪切应力，MPa。 将实测数据a10 m（支承压力峰值位置），k3 （超前单体观测统计分析结果），b60 m（表面位移 观测结果），γ24 kN/m3，H810 m，y11 m代入式 （1）、式（2）、式（3）、式（4）计算，结果汇成立体图较 为直观，其底板应力等值线如图3 、图 4 、图 5所示。 图3工作面前方底板不同深度处垂直应力增量集中系数 图4工作面前方底板不同深度处水平应力增量集中系数 图5工作面前方底板不同深度处剪切应力增量集中系数 1282（3）工作面预计停采线 西一轨道大巷 -810 m -824 m 1282（3）工作面 应力峰值距煤壁距离a 走向采动影响范围b γH du γH KγH u X O O Y M θ θ θ x-u x y 工作面推进方向距离/m 底板深度/m 020406080100 30 20 10 0.1 0.6 1.6 1.7 1.9 2 1.8 1.6 1.5 0.7 0.2 工作面推进方向距离/m 底板深度/m 0.1 0.3 0.5 0.4 0.3 0.5 0.5 1 1.5 1.3 1.8 1.7 1.9 -100102030405060708090100 30 20 10 工作面推进方向距离/m 底板深度/m -100102030405060708090100 30 20 10 0.1 0.25 0.05 0.6 0.5 0.25 0.55 0.05 0.25 0.5 0.75 0.95 175 测站 距交叉点/m 1 168.7 2 161.3 3 156.7 4 98.8 5 92.7 6 33.3 7 29.1 8 25.5 9 20.5 10 3.8 从图3图5可以看出，工作面底板垂直应力最 大，其次为水平应力，最小为剪切应力。 底板垂直应 力在工作面前方58 m处达最大， 应力集中系数达 2.0，底板16 m处垂直应力集中系数1.9，底板20 m 处垂直应力集中系数1.8。 工作面采动的超前影响 范围为110 m，因未考虑到底大巷自身开掘影响、周 围其他采动影响及深部开采的长期蠕变，因此理论 计算可供参考，合理的煤柱留设宽度仍需通过停采 前的矿压实测研究确定。 3底板受力分析的实测研究 如图6所示，在西一13-1轨道大巷左帮（靠近工 作面一帮）安装钻孔应力计，安装深度为20 m。 从图7 可以看出，工作面推进到距离传感器181 m时，钻孔 应力计的数值开始发生变化。随着工作面继续推进，钻 孔应力计的压力值逐渐增加，从巷道围岩稳定性控制 而言，200 m是受采动影响最小的停采位置。 在监测底 大巷变形满足运输及稳定性控制要求（如图8所示）的 前提下，考虑综合收作段煤层变薄、断层多等回采地质 条件，最终确定工作面停采在距大巷177 m位置处。 图6钻孔应力计安装位置示意图 图7停采前钻孔应力值变化情况 1. 1＃测站2. 2＃测站 图81282（3）停采线留设图 4停采期间底板大巷采动影响的矿压观测 在大巷布置的测点如表1 、图 9所示。 将大巷和 运顺联巷的交岔点作为基准点，通过测量各测站距 离交岔的距离来描述测站的位置。 表1测站位置 由西一13-1轨道大巷与12823工作面的空间 关系可以知道， 在工作面上端头距离大巷最近，以 工作面上端头与大巷的水平距离作为x轴坐标，绘 制图形并分析大巷的变形特征（图10～图13），分析 图10图13可以得出 图9观测点位置示意图 图10停采前大巷各测点顶底移近速率 1. 10＃测站2. 7＃测站3. 5＃测站4. 4＃测站5. 2＃测站 图11停采前各测点顶底累计移近量 1. 10＃测站2. 7＃测站3. 5＃测站4. 4＃测站5. 2＃测站 图12停采前大巷各测点两帮移近速率 1. 4＃测站2. 5＃测站3. 2＃测站4. 10＃测站5. 7＃测站 图13停采前大巷各测点两帮累计移近量 1. 5＃测站2. 4＃测站3. 2＃测站4. 7＃测站5. 10＃测站 （1）工作面在推到距离大巷199 m左右时开始 对大巷产生影响， 随着工作面继续推进至停采期 间，西一13-1轨道大巷受到的影响逐渐增大。 （2）4和5测点在位于工作面侧向30 m范围 内， 且离工作面相对较近，4和5测点的变形速率 和累计移近量要远大于其他几个测点。 第33卷第07期Vol.33No.07深部厚煤层开采底板巷道受采动影响矿压显现规律研究陈登红， 等 1 2 3 4 5 226 219 209 200 195 191 179 169 166 165 164 163 160 158 157 大巷距工作面距离/m 60 50 40 30 20 10 0 累计移近量/mm 1 2 3 4 5 226 219 209 200 195191 179 169 166165 164 163 160 158157 大巷距工作面距离/m 8 7 6 5 4 3 2 1 0 变形速率/mmd-1 1 2 3 4 5 226 219 209 200 195191 179 169 166165 164 163 160 158157 大巷距工作面距离/m 200 180 160 140 120 100 80 60 40 20 0 累计移近量/mm 1 2 3 4 5 226209195179166164160157 大巷距工作面距离/m 30 25 20 15 10 5 0 变形速率/mmd-1 西－13－1运输大巷 1282（3）运顺联巷 西－13－1回风大巷 西－13－1轨道大巷 4 1 2 3 1282（3）轨顺联巷 1282（3）高抽巷 5 67 98 10 1282（3）轨道顺槽 1282（3）工作面 1282（3）运输顺槽 1282（3）高抽巷 西－13－1运输大巷 西－13－1回风大巷 西－13－1轨道大巷 1282（3）运顺联巷 1282（3）轨顺联巷 钻孔应力计 1＃ 2＃ 1 2 222218209 190181 159155150147 传感器距工作面距离/m 9 8 7 6 5 4 3 2 1 0 钻孔应力值/MPa 西二13－1运输大巷 西二13－1运输大巷 西二13－1采区轨道大巷 1282（3）工作面收作线（2012.2） 1422（1）工作面收作线（2010.4.30） 三维勘探边界线 13- 1煤层变薄区 1282（3）工作面 1282（3）运输巷 1282（3）轨道巷 177 m 应力集中区 176 （3）各测点在受工作面采动影响后，顶底移近 量比两帮移近量大得多，顶底移近量中，底鼓量占 很大部分，总体来说，大巷底鼓严重，大巷底板受采 动影响更明显。 5结语 （1）通过采用分段表示的超前支承压力简化计 算，获得深部厚煤层回采底板压应力、剪应力分布 表达式，代入实测数据后，得采动应力增量的影响 范围为110 m； （2）通过停采前底板大巷的表面位移、钻孔应 力监测，获得深部厚煤层采动对底板大巷围岩稳定 性影响的起始范围为200 m， 研究成果为类似条件 下的巷道维护及煤柱留设提供一定参考。 参考文献 ［1］何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩体力学研究［J］.岩石力 学与工程学报，2005（16）2 803-2 813. ［2］康红普.深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术［J］.煤炭 科学技术，2013，41（9）12-17. ［3］张华磊.采场底板应力传播规律及其对底板巷道稳定性影响研究 ［D］.徐州中国矿业大学，2011. ［4］袁亮.深井巷道围岩控制理论及淮南矿区工程实践［M］.北京煤 炭工业出版社，2006. ［5］刘泉声，张华，林涛.煤矿深部岩巷围岩稳定与支护对策［J］.岩 石力学与工程学报，2004（21）3 732-3 737. ［6］高玮,刘泉声.淮南矿区深部岩巷典型围岩参数反分析研究［J］.沈 阳大学学报自然科学版，2013，25（1）58-64，68. ［7］何杰兵.淮南矿区深部巷道围岩监测［J］.煤炭技术，2007，26（10） 87-88. ［8］袁亮，薛俊华，刘泉声，等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技 术［ J］.煤炭学报，2011，36（4）535-543. 作者简介陈登红（1986-），安徽潜山人，现为安徽理工大学 2011级博士研究生，研究方向深部巷道围岩变形特征及防控研究. 责任编辑王秀丽收稿日期2014－02－23 0引言 双齿辊分级破碎机以成块率高、过粉碎少的独 特优点近年在煤炭破碎领域得到大范围应用推广， 其原理是通过剪切、 拉伸对物料进行强行破碎，然 而在使用过程中由于其保护系统不尽合理、 完善， 常导致设备在启动、 过载及突发状况下故障频发， 给现场维护带来困惑。 针对双齿辊分级破碎机的保护系统进行探讨， 分别从设备机械传动设计、配套控制、环境预处理 等方面进行研究，以期整机通过多角度保护系统使 得整机运行稳定、可靠。 1机械软连接传动保护 双齿辊分级破碎机的设计理念是低转速、大扭 矩，其传动形式常以电机通过变速箱减速经联轴器 带动齿辊啮合转动，常用传动结构如图1所示。 由 于双齿辊破碎物料是强行破碎，为保护电机，常在 电机和减速机之间增加机械软连接耦合器，目前 分级破碎机常用偶合器有限矩型液力耦合器和限 矩型磁力偶合器， 两种结构形式都起到了缓冲启 动、平稳加速、过载保护、消除冲击和振动的功能， 双齿辊分级破碎机保护系统的研究探讨 亓愈 1，2 （1.中国煤炭科工集团 唐山研究院有限公司， 河北 唐山063012；2.河北省煤炭洗选工程技术研究中心， 河北 唐山063012） 摘要 提出双齿辊分级破碎机在使用过程中保护系统不完善，常导致故障频发的现象，从分 级破碎机理出发，针对设备自身机械传动、配套控制以及环境预处理等方面多角度探讨，进一步研 究机械软连接传动保护、齿辊轴失速保护、电器智能控制保护、给料预处理保护等多重保护，最后 总结出多重保护系统可解决设备运行稳定、可靠连续。 关键词 双齿辊分级破碎机； 保护； 软连接； 电控； 除铁器 中图分类号TD451文献标志码A 文章编号1008 － 8725（2014）07 － 0177 － 03 Discussion of Double Roll Sizing Crusher Protection System QI Yu1，2 （1. Tangshan Branch of China Coal Research Institute, Tangshan 063012, China; 2. Coal Separation Engineering and Technology Research Center of Hebei province, Tangshan 063012, China） Abstract Proposed double roll sizing crusher protection in the course of the imperfect system often leads to frequent failure phenomenon, starting from sizing crushing mechanism to explore the mechanical drive for the device itself, supporting control, environmental pre -treatment and other aspects of multi -angle protection, further study mechanical soft connected drive protection, stall protection gear rollers, electrical intelligent control and protection, feeding preconditioning multiple protection and, finally, multiple protection system resolves the device is stable and reliable continuous. Key words double roll sizingcrusher; protection; soft connections; electrical control; magnetic separator 煤炭技术 Coal Technology Vol.33No.07 Jul. 2014 第33卷第07期 2014年07月 doi10.13301/ki.ct.2014.07.065 煤矿机电 ““““ “ ““““ “ 177