深部综放面支架与单体荷载观测分析(1).pdf

1工程概况 某矿 3 下 01 综采放顶煤工作面北部临近井田 边界， 南部尚未开采， 东部临近北徐楼断层， 西面临 近 F1 断层。 工作面平均宽约 87 m， 走向长约 788 m， 工作面总面积约 73 205 m2，煤层标高 -720.7 ～ -889.2 m。地面标高 34.3～35.5 m， 地面无建筑物 体， 均为农田， 对工作面回采没有多大影响。 顶板砂岩平均厚 25.2m， 底板砂岩平均厚 4.46m， 裂隙局部发育， 充填方解石脉， 区内未发现漏水点。 工作面揭露的断层落差 1.8～15 m， 断层裂隙均被泥 岩充填， 导水能力差， 基本无水。 F1、 F5 正断层 两正 断层富水性较弱， 导水性较差， 对工作面的回采影响 不大。正常涌水量 112.69 m3/h，最大涌水量 225.38 m3/h。3 下 01 工作面采用伪倾斜长壁后退式综采放 顶煤采煤方法， 工作面用采煤机割煤， 轻型放顶煤液 压支架支护， 全部垮落法管理顶板。 2工作面支架荷载分析 通过在线监测系统，测定在工作面推进过程中 液压支架的工作阻力变化，进而分析出工作面的初 步来压步距及周期来压步距。分析工作面液压支架 是否满足顶板支护要求[1-2]。 在工作面及顺槽内共布置 5 类矿压测区，矿压 监测位置示意图如图 1 所示。 1） 直接顶。 由现场观测分析可知， 工作面从开切 眼推进至 12 m 左右时， 工作面中部 （4060 号支架） 顶板基本冒落； 工作面推进 16.2 m 时， 2360 号支架 顶板垮落。 从以上数据分析看， 受到工作面溜头溜尾 推进步距不同步的影响，工作面上下端头的顶板不 同步冒落， 直接顶的全部垮落的距离 19.8 m， 即为直 接顶初次垮落步距。 2） 老顶。 综放工作面平均推进到 44.8 m 时， 综放 工作面中部出现煤壁片帮， 工作面煤炮频繁发生， 观 测区域最大测定压力达到 36.8 MPa，可判定此时老 顶初次来压。由于工作面采煤高度 2.2 m， 放煤厚度 为 4.8 m， 直接顶厚度 1.6 m 左右， 由于来压期间为保 证工作面不受顶板压力的冲击， 放煤明显减少， 顶煤 和直接顶垮落膨胀后充填了采空区， 接实了老顶， 使 老顶断裂持续时间长， 顶板以缓慢下沉方式垮落， 持 续时间为 8 个循环。 工作面内矿压监测包括基本顶初次来压和两个 周期来压部分， 在工作面共设 5 个测站， 分别是 1 站 （58 号、 59 号、 60 号支架） 、 2 测站 （45 号、 46 号、 47 号 支架） 、 3 测站（30 号、 31 号、 32 号支架） 、 4 测站 （17 号、 18 号、 19 号支架）和 5 测站（3 号、 4 号、 5 号支 架） 。 利用 KJ327 型矿山压力在线监测系统监测液压 支架的工作阻力随推进步距变化关系曲线，进而推 断基本顶来压步距和来压强度。 从 2015 年 9 月 6 日开始， 工作面采用 KJ327 型 深部综放面支架与单体荷载观测分析 刘鹏伟 （汾西矿业集团贺西煤矿， 山西柳林033300） 摘要 为了确定矿井深部综放面的支护是否满足生产安全要求， 以某矿 3 下 01 综采工作面为研究对象， 通过 现场实测， 分别对工作面支架荷载以及超前支护单体液压支柱荷载变化规律、 影响范围进行分析。通过分析得 出 3 下 01 综放工作面超前单体支柱支护距离为 150 m 左右， 基本可以满足支护要求。 关键词 深部开采矿压显现观测分析 中图分类号 TD355文献标识码 A文章编号 1003-773X （2018） 09-0109-03 DOI10.16525/14-1134/th.2018.09.046 总第 185 期 2018 年第9 期 机械管理开发 MECHANICALMANAGEMENTANDDEVELOPMENT Total 185 No.9， 2018 收稿日期 2018-03-22 作者简介 刘鹏伟 （1987） ， 男， 毕业于阳泉职业技术学院煤矿 开采技术专业， 就职于汾西矿业集团贺西煤矿综掘三队。 图 1矿压监测位置示意图 轨道顺槽 10 m10 m10 m10 m10 m45 m 25 m25 m30 m 20 m20 m20 m20 m20 m 20 m 3下01 工作面 顶板离层仪 工作面在线监测 锚杆测力计、 两帮变形量 超前支柱检测仪 59 架 60 架 58 架 46 架 47 架 45 架 31 架 32 架 30 架 18 架 19 架 17 架 4 架 5 架 3 架 机械分析与设计 矿山压力在线监测系统对工作面液压支架进行监 测，地面计算机配套安装综采支架压力监测系统进 行数据的处理与分析，整个系统对综采支架工作阻 力进行连续监测。 监测从 2015 年 9 月 6 日开始到 10 月 14 日结束， 对工作面支架实行实时在线监测[3]。 合现场实际观测中宏观矿压显现，可以得到矿 压显现规律参数， 列入表 1。 由表 1 可知 1） 工作面下端头 （58 号、 59 号、 60 号支架） 来 压步距及峰值不均匀， 平均周期来压步距 20.8 m， 平 均来压峰值为 29 MPa。 2） 工作面中下部位置 （45 号、 46 号、 47 号支架） 离散性稍大， 平均周期来压步距 22.05 m， 平均来压 峰值为 32.65 MPa。 3） 工作面中部位置 （30 号、 31 号、 32 号架） 来 压步距及峰值不均匀，平均周期来压步距 22.05 m， 平均来压峰值为 32.05 MPa。 4） 工作面中上部位置 （17 号、 18 号、 19 号架） 来压步距及峰值不均匀，平均周期来压步距 22.05 m， 平均来压峰值为 36.65 MPa。 5） 工作面上端头 （3 号、 4 号、 5 号架） 来压步距 及峰值不均匀， 平均周期来压步距 18.23 m， 平均来 压峰值为 26.65 MPa。 根据获得的来压参数，确定顶板初次来压步距 为 44.5 m， 来压峰值为 31.22 MPa； 周期来压步距平 均为 21.03 m， 来压峰值为 31.74 MPa。 3超前单体支护观测研究 在工作面超前支护载荷观测范围确定为 60 m， 共布置 14 个测点， 对超前支护单体支柱的压力进行 观测。随着工作面的推进， 在原 50 m 测点距工作面 只剩 20 m 时， 单体支柱液压显著增加， 距工作面为 7 m 时， 压力值达到最大； 原 65 m 测点在距工作面 22 m 时支柱荷载持续上升，距工作面为 7 m 时， 达 到最大，随后压力值逐渐减小； 85 m 测点在距工作 面 40 m 时， 老顶断裂后， 支承压力得到释放， 当推进 到距离工作面 38 m 左右时上覆岩层全部断裂， 压力 完全释放， 然后随着工作面继续向前推进， 当推进到 距离工作面 25 m 左右时支护载荷再次较剧烈增加， 说明第一次周期来压的到来，继而工作面压力回调 正常， 当工作面推进到 77 m 时工作面压力再次剧烈 增加， 到距工作面 10 m 范围内基本达到 20 MPa[4]。 另外根据支架载荷观测分析来看，在三个来压 之日， 即 9 月 27 日、 10 月 4 日和 10 月 14 日， 上部 老顶断裂， 出现两个应力场。 取这三个日期的超前支 护数据可以看出，其内靠近煤壁侧压力峰值分别出 现在距工作面 8.5 m 和 9.5 m 左右。同时在距煤壁 24.528.5 m 的范围内支承压力再次上升到一个比 较大的数值。 超前支护的范围在 30 m 压力是比较显 现的，说明超前支护的范围确定在 150 m 是比较合 理的。 1） 当工作面推进 4 m 左右时， 巷道变形量开始 明显增大， 当推到 18 m 时， 又经历了一次剧烈增加， 最终顶底板移近量在观测期间达到 27 mm，两帮移 近量达到 10 mm； 当距离工作面 32 m 时， 巷道变形 量开始明显增大； 在工作面距测点 38.4 m 时， 巷道 变形量明显增大， 工作面推进 45.6 m 时， 又经历了 一次剧烈变形， 顶底板移近量达到 197 mm， 两帮变 形量最大 54 mm。 当工作面推进 55.5 m 左右时， 巷道 变形量开始显著增加， 当推进到 76.5 m 达到 10 月 4 日的断裂前夕时又有一个剧烈的增加，顶底板累计 移近量最大达到 153 mm， 两帮变形量最大 205 mm。 2） 从下页图 2、 3、 4 可得出， 顶底板变形量 （264 工作面 测站 支架 编号 来压步 距 /m 来压峰 值 /MPa 来压步 距 /m 来压峰 值 /MPa 来压步 距 /m 来压峰 值 /MPa 3 号49.928.717.3527.619.121.6 4 号49.927.217.3530.919.123.9 17 号42.631.719.536.824.632.3 18 号42.63419.54024.640 30 号42.63119.530.924.629.6 31 号42.634.919.53224.640 45 号42.632.119.531.824.631.3 46 号42.631.119.532.824.634.3 58 号44.836.814.6534.926.936.9 59 号44.829.514.6530.126.929.4 5 测站 5 号49.932.417.3529.619.126.1 4 测站 19 号42.63319.54024.630.9 3 测站 32 号42.629.219.531.924.627.8 2 测站 47 号42.630.819.536.124.629.4 60 号44.826.214.6528.226.924.7 平均49.929.417.3529.419.123.9 平均42.632.919.538.924.634.4 平均42.631.719.531.624.632.5 平均42.631.319.533.624.631.7 初次来压第一次周期来压 第二次周期来压 1 测站 平均44.830.814.6531.126.930.3 平均44.531.2218.132.9223.9630.56 表 1各测站支架矿压显现规律参数 第 33 卷 机械管理开发 jxglkfbjb 110 mm） 大于两帮变形量 （115 mm） 。 从变形曲线中可得， 巷道的移近量无论是巷道两帮变形量还是顶底板变 形量都是在巷道采动影响范围之中产生，巷道围岩 开始有比较明显的变形是在距工作面为 25 m 以内 产生， 在该范围内巷道变形速度加快明显。 这说明煤 层开采一般影响到煤壁前方 25 m 左右。 综合两种结果的情况可得，综放工作面超前明 显的影响范围在 30 m 内， 剧烈影响范围为 25 m， 断 裂峰值区为 8 m，则巷道超前单体支柱支护距离大 于 25 m， 3 下 01 工作面超前单体支柱支护距离为 150 m 左右， 基本可以满足支护要求[5]。 4结论 通过对 3 下 01 综放工作面进行矿压显现实测 可知 顶煤初垮步距为 6 m， 直接顶初垮步距 19.8 m， 老顶初次来压步距平均 44.5 m，来压峰值为 31.22 MPa；周期来压步距平均为 21.03 m，来压峰值为 31.74 MPa。ZF4200/16/26 液压支架额定工作阻力具 有较大的富余， 对 3 下 01 综放工作面具有较好的适 应性。 参考文献 [1]刘长友.直接顶岩层力学特性对综放采场煤岩破坏的影响规律 [J].采矿与安全工程学报， 2015 （1） 64-66. [2]杜计平.煤矿深井开采的矿压显现及其控制[D].徐州 中国矿业 大学， 2000. [3]曹胜根， 张东升， 卫新.超长综放工作面开采关键技术[J].采矿 与安全工程学报， 2015 （1） 69-71. [4]郁金才， 王方胜.采放比、 放煤步距及放煤顺序的选择[J].煤炭 科技， 2015 （4） 8-9. [5]陈辉.放顶煤开采优化参数研究[D].青岛 山东科技大学， 2015. （编辑 王慧芳） 图 2测区 2 （距工作面 40 m 处） 巷道变形曲线 图 3测区 3 （距工作面 60 m 处） 巷道变形曲线 图 4测区 4 （距工作面 80 m 处） 巷道变形曲线 Observation and Analysis of Support and Single Load on Deep Fully Mechanized Caving Face Liu Pengwei （Hexi Coal Mine, Fenxi Mining Group, Liulin Shanxi 033300） Abstract in order to determine whether the support of deep fully-mechanized caving face can meet the requirements of production safety, taking No. 3 01 fully mechanized mining face of a certain mine as the research object, the field measurement is carried out. The load variation law and influence range of working face support load and advance support single hydraulic prop are analyzed respectively. Through analysis, it is concluded that the support distance of the leading single pillar is about 150 m, which can basically meet the requirement of support. Key words deep mining; mine pressure appearance; observation and analysis 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 0 3.67.232.425.218.038.4 工作面溜尾推进距离 /m 两帮顶底板 3.67.232.425.218.040.838.451.048.045.655.5 工作面溜尾推进距离 /m 50 100 150 200 250 300 350 0 两帮顶底板 3.67.232.425.218.040.838.451.048.045.671.5 工作面溜尾推进距离 /m 67.062.055.576.5 50 100 150 200 250 300 0 两帮顶底板 Technology of Belt Conveyor Rapid Changing Equipment Wang Zhanyi （Shanxi Pingshu Coal Industry Co., Ltd., Jinzhong Shanxi 045400） Abstract Conveyor belt replacement needs to stop, the long downtime greatly reduces the efficiency of the conveyor. In this paper, several different belt changing s are compared, and a kind of rapid belt changing equipment and belt changing technology are described in this paper, which can obviously improve the efficiency of belt changing operation. Key words belt conveyor; belt changing equipment; belt changing process （上接第 93 页） 刘鹏伟 深部综放面支架与单体荷载观测分析2018 年第 9 期111