《特厚煤层倾斜长壁综放开采煤岩活动规律与支架适应性分析》由会员分享，可在线阅读，更多相关《特厚煤层倾斜长壁综放开采煤岩活动规律与支架适应性分析（6页珍藏版）》请在金锄头文库上搜索。
1、1 8 2 煤炭开采新理论与新技术 特厚煤层倾斜长壁综放开采 煤岩活动规律与支架适应性分析 邢士军张连勇刘家臣 ( 兖矿集团兴隆庄煤矿山东兖州 2 7 2 1 0 2 ) 摘 要 通过对兖州矿区兴隆庄煤矿5 3 1 8 高产高效综放面的矿压实测研究，摸清了工作面顶板的运 移规律和矿压显现特征，对支架受力状况和支架对顶板的控制效果进行了分析，阐明了Z F S 6 2 0 0 1 8 3 5 型 低位放顶煤支架对顶、底板的适应性及其放煤效果，表明了该支架能够适应高产高效的要求。 关键词综放面矿压支架适应性 一综放面生产技术条件 1 工作面位置 5 3 1 8 综放面位于兴隆庄煤矿五采区下部，西南为
2、5 3 1 7 工作面采空区，东北与5 3 1 9 设 计工作面相邻，西北到5 3 1 6F 1 断层停采，东南为切眼与七采区相邻。工作面推进长度 16 4 2m ，工作面长度1 7 7m ，埋藏深度4 5 8 8m - - 一5 2 5 3m 。 2 工作面地质条件 5 3 1 8 工作面地质构造简单，煤层总体为一单斜构造，所采煤层为山西组3 煤，煤层厚度 大且稳定，煤层倾角2 。1 6 。，平均7 。，煤层厚度7 1 5m 9 1 6m ，加权平均8 2 8m ，煤的硬 度，一2 4 4 。 该面煤层顶板往上依次为0 2n l 厚的泥岩、2 0 6m 厚的粉砂岩、2 2 0 21 1 3
3、厚的中砂岩， 煤层直接底为1 9 5I T I 厚的泥岩，基本底为粉砂岩互层，厚度1 3 0 8m 。 3 采煤方法 该面采煤高度3 0m ，放煤高度5 2 8I T I ，采放比1 ：1 7 6 ，采用倾斜长壁综采放顶煤一 次采全高全部陷落法回采，采放平行作业，一采一放，三班生产，一班检修，四六制作业。采 用M G T Y 4 0 0 9 0 0 3 3 D 型电牵引采煤机，截深0 8m ；采用Z F S 6 2 0 0 1 8 3 5 型低位放顶 煤液压支架1 1 4 组、上下端头各配置Z T F 6 5 0 0 1 9 3 2 型排头支架3 组，全面共安装1 2 0 组 支架。 二、矿压
4、观测内容和方法 1 支架载荷与活柱缩量观测 支架载荷观测：在工作面5 8 、2 8 8 、5 8 ”、8 8 8 、1 1 8 8 支架上布置五个测站，分别在支架前 后立柱下腔各安装一台圆图压力自记仪进行连续观测支架初撑力、工作阻力，每天换表纸一 次。 活柱缩量观测：用标记法在工作面2 8 8 、5 8 8 、8 8 8 支架上，在移架后和移架前分别量取 活柱下缩量，可得循环下缩量及下缩速度。 采场岩层控制理论与技术 1 8 3 2 统计观测 沿工作面倾斜方向每隔五组支架作为一观测剖面，每天统计一次端面顶板的破碎状况 及煤壁片帮深度等因顶板运动而产生的压力显现。 3 项板( 煤) 冒落特征观测
5、 在工作面上顺槽距切眼1 9 0m 、2 9 01 2 1 处设置2 个顶板( 煤) 活动观测站，每个测站各打 2 个偏向采空区的钻孔，在孔内不同层位的顶煤和顶板内装入爪锚，观测爪锚的相对位移。 三、工作面顶板( 煤) 活动规律 1 顶煤冒落规律 工作面开采初期，因推进距离短，采空区顶煤几乎不受上覆岩层力的作用，顶煤主要是 靠自重下沉垮落，加上该面切眼采用了锚杆支护，增强了顶煤的整体性。支架未移出切眼之 前，工作面下位顶煤随工作面推进从工作面中部开始呈分段垮落( 主要指锚固范围的整体垮 落) ；工作面推出切眼后，部分支架已能放出顶煤，但放煤量较少，且块度大。当工作面推进 1 3 ：5m 时，大
6、部分顶煤已能放出，且能见到矸石，说明大部分顶煤已全部垮落。由此可确定 顶煤初垮步距为1 3 5m 。 顶煤初垮后，在支架切顶线后方顶煤有了变形自由面，支架上方顶煤应力状态发生了变 化，由三向应力状态向二向应力状态过渡，此时顶煤冒落较好，但因顶板压力较小，顶煤块度 较大，放煤效果欠佳。随着工作面推进及支承压力的逐渐加大，顶煤破碎效果明显，放煤流 畅。 顶煤运移特征见表1 。 表1顶煤运移特征 基点 距底板 始动点位置 位移量r a m 冒落位置 单位推进位移( r a m m 一1 ) 编号 m ，m 煤壁前煤壁后总位移 距煤壁m 煤壁前煤壁后 15 1 52 7 0 01 3 32 51 5
7、84 1 14 96 1 25 4 Z2 4 9 31 6 01 41 7 44 6 76 43 0 36 4 12 4 0 01 1 62 71 4 34 8 24 85 6 46 5 92 3 3 09 83 81 3 64 6 67 48 2 56 7 62 2 5 1 1 2 61 4 1 4 04 5 9 5 6 3 1 67 5 82 2 8 11 0 62 51 3 1 5 0 2 4 85 6 78 0 9 1 9 0 9 1 0 45 61 6 06 4 75 48 7 88 。3 61 8 2 l1 2 01 11 3 l一5 3 16 62 0 平均 6 7 92 2 7
8、 21 2 02 71 4 74 9 65 85 2 由表1 可知，顶煤始动点的位置距工作面煤壁距离：最大2 7m ，最小1 8 2 1m ，平均 2 2 7 2m ，且随着顶煤层位的增高始动点位置滞后；顶煤基点位移量：从始动点至支架后方 冒落，总位移平均1 4 7m m ，其中煤壁前方位移量平均为1 2 0m m ，占总位移量的8 1 6 ，煤 壁后方位移量平均2 7m m ，煤壁前方位移量较后方大得多，这主要是顶煤始动点位置离煤 壁较远，受支承压力作用时间长的缘故。 1 8 4 煤炭开采新理论与新技术 顶煤在煤壁前方受纵向约束条件的限制，其运移主要表现为支承压力作用下的水平挤 压变形；而煤
9、壁后方，顶煤运移主要表现为顶板断裂沉降引起的垂直运动。可见造成顶煤破 坏的主要动力是支承压力的作用，在工作面控顶距上方，虽然受顶板运动和支架反复支承作 用，能对顶煤进一步产生破碎作用，但这种作用较支承压力相对明显减弱。 从单位推进距离位移量来看，顶煤运移量以煤壁为界前后差异较大，但其单位推进距离 的位移量差别不大，始动点至煤壁为5 8m m m ，煤壁后方5 2m m m ，说明顶煤在前方受 支承压力作用产生水平变形的速度与在煤壁后方的垂直沉降速度大致相同，顶煤的这种均 匀变形与破坏对于有规律的放煤是十分有利的。 顶煤平均冒落位置滞后煤壁4 9 6m ，即顶煤冒落超前支架切顶线平均0 1 9m
10、 。顶煤 冒落呈倒台阶状冒落，冒落角为6 4 。 - 7 3 。，分层冒落厚度小于1 0m 。 2 顶板活动规律 顶煤初垮过后，随着工作面推进，2 0 6m 厚的下位直接顶基本是随采随冒。当工作面 推进1 7 5m 时，直接顶顶板垮落范围已超过工作面面长的5 0 以上，由此可确定直接顶初 次垮落步距为1 7 5m 。直接顶初垮期间，工作面矿压显现较初垮前明显增大，放煤已比较 充分。 直接顶初垮后，随工作面的推进，基本顶的跨度逐渐增大，支承压力对工作面的影响相 应增大，但不很明显，当工作面推进4 6 9m 时，工作面矿压显现明显增大，主要表现在：支 架工作阻力增高，增阻量加大，安全阀开启增多，片
11、帮值明显增大，顶板断裂声不断。由此可 判断此时工作面基本顶初次来压，加上切眼的宽度，初次来压步距为5 4 9m 。 顶板初次来压以后，工作面每推进1 6m 左右矿压显现明显增大一次，即出现顶板周期 来压。 表2 是基本顶和直接顶内深基点实测运移特征值。由表2 可知，顶板始动点位置位于 煤壁前方最大距离2 4m ，最小1 5 7 5m ，平均1 7 8 3m ，顶板运移较顶煤滞后，且与顶煤一 样，也是随着层位的增高始动点滞后。从顶板深基点位移分析，始动点至煤壁上方平均位移 量为1 0 4m m ，煤壁上方至冒落前平均为2 0 1m m ，总位移量为3 0 5m m ，后者位移量占总位 移量的6
12、5 9 ，是前者位移量的1 9 3 倍。可见，顶板运动主要以煤壁后方断裂沉降产生离 层为主，而煤壁前方受支承压力作用引起的水平移动约只占总位移量的1 3 。 表2顶板运移特征 基点距底板始动点位置 位移量r a m 冒落位置 单位推进位移( r a m m 一1 ) 编号mm 煤壁前煤壁后 总位移 距煤壁m 煤壁前煤壁后 1 8 4 12 4 0 0 7 22 7 33 4 5 4 4 13 06 1 9 21 5 0 8 1 6 9 1 1 0 02 0 13 0 1 5 4 05 93 7 2 31 6 1 71 6 5 51 4 01 2 42 6 45 8 58 5 2 1 2 41
13、7 4 21 5 9 48 92 4 03 2 9 9 2 65 62 5 9 51 9 7 61 5 7 51 2 11 6 82 8 97 0 51 0 02 3 0 8 平均1 5 3 71 7 8 31 0 42 0 13 0 56 3 96 63 4 从单位推进距离位移量来看，顶板单位推进距离的位移量差异很大，煤壁后方的变形速 采场岩层控制理论与技术 1 8 5 度是前方的5 倍，说明顶板在煤壁后方产生加速运动。这一方面是顶板在煤壁前方保持较 完整，产生强大的支承压力破煤，在煤壁后方加速沉降有利于顶煤的进一步破碎；另一方面 也为顶板的及时冒落充填采空区提供了条件。 顶板平均冒落位置滞
14、后煤壁6 3 9m ，即顶板冒落滞后支架切顶线平均1 2 4m 。不过 顶板冒落具有层位性，直接顶覆盖在顶煤上方约5m 的直接顶随采随冒。 四、工作面矿压显现特征 工作面观测期间，经历了顶板的初次来压和四次周期来压，其矿压显现特征值见表3 。 由表3 可知，顶板初次来压期间工作面支架工作阻力为36 2 7 5k N 架，为来压前的1 3 6 倍；安全阀开启率为2 1 ，为来压前的8 7 5 倍；支架活柱缩量为3 1 1m m 循环，为来压前 的8 2 倍；煤壁片帮值平均为1 3 9 4m m ，为来压前的1 0 3 倍。顶板周期来压期间工作面支 架工作阻力平均43 4 8k N 架，为来压前的
15、1 2 4 倍；安全阀开启率为1 6 6 ，为来压前的 5 3 5 倍；支架活柱缩量为2 0 3r a m 循环，为来压前的2 8 倍；煤壁片帮值平均为1 5 6 8 m m ，为来压前的1 8 7 倍。宏观统计表明，来压期间支架上方顶煤出现裂隙增多但观测期 间从未发生过顶板漏顶冒矸现象。顶板来压未对生产造成影响，但架后顶煤易破碎、块度 小，放煤流畅。可见该面来压显现明显，强度不大。同时表明了支架对顶板的控制效果较 好。 表3工作面矿压显现特征表 初撑力 时间加权阻力工作阻力 动载活柱缩量安全阀开启率 煤壁片帮深度r a m 来压次序 ( k N 集一1 )( k N 架- 1 )( 1 【N 榘一1 )系数r a m 平均最大 来压前 27 7 031 9 8 736 2 7 53 82 47 7 初次来压 1 3 6 来压时 32 9 840 2 9 547 6 13 1 12 11 4 010 0 0 第一次 来压前 26 7 8 331 2 8 3 35 7 8 3 4 63 31 0 3 1 2 1 周期来压 来压时30 5 6 136 5 8 3 42 6 5 11 8 51 6 1 6 06 0 0 第二次 来压前 Z7 1 3 632 0 0 636 8 7 51 03 27 8 1 2 3 周期来压 来压时33 1
