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1、1.概述 青瓷窑矿 11#层 402 盘区南翼因受小窑破坏及构造影响,布置辅助盘区巷,在回采 12#层 402 盘区南翼时,为提高煤炭回收率,确保盘区边界两块三角煤的回收,盘区巷道布置与 11#层辅助盘区巷 45斜交,回采期间工作面将反复过上覆 11#层采空区间煤柱。 12#层 402 盘区首采面 8206 面位于盘区中部,工作面标高为1022.61039.7m,采深 168.5267m。本工作面煤层属于 12-2#层煤,煤层平均厚度 3.38 米,煤层倾角 1.27.4,平均 4.3,与 11#层层间距平均为 15.3 米。老顶为中、粗砂岩,厚 1.510.21m;直接顶为粉细砂岩互层,厚
2、0.29.78m,层理节理发育,易垮落; 直接底为粉细砂岩互层,平均厚度 9.66m。 工作面长度 150 米,可采走向长度 940 米,走向长度 990 米,采高3.10 米。工作面上覆斜交 11#层 8204,8206,8208,8210,8212 工作面,煤柱宽度为 18 米与该工作面成 45角,共跨四个煤柱区域。如图 1 所示。 工作面使用 MG300/700AWD 电牵引采煤机,SGZ830/630 型刮板运输机运煤,ZZ6000-21/35 型支撑掩护式支架 102 架。 2.矿压观测方案及仪器布置 沿工作面方向按三区五线布置,即分别将 YTL-610 园图压力自记仪安装在 10#
3、、50#、52#、54#、93#架,每条测线上安装两块表即前柱、后柱,工作面最后一个架 102#架的进液管安装一个压力表,监测液压系统的末端压力,每架安装 FZB-60A-2 型耐震双针压力表,进行液压支架的支护阻力监测,确保支架的初撑力。在机巷压力集中区安设测杆及 MC80 型锚索压力表进行巷道位移观测和压力观测。 3.顶板来压规律实测分析 3.1 直接顶跨落步距实测分析 当工作面头部推进 13m 时,端头至 4#架悬板未塌,4#架至 55#架悬板塌落;中部 56-85#架悬板未塌落;尾部推进 22 米时,8699#架- 尾部悬板塌落,端头102 架未塌落;当工作面头推进 14 米时,悬板7
4、12m2 没塌落;尾推进 36m 时,80-85#架,尾部悬板 513m2 未塌落;当工作面推进:头 14m,尾 40m 时悬板全部塌落。当工作面头推进14m 时,中部推进 26m 时,尾部推进 40m 时, 顶板初次垮落,平均值为27m,故顶板初次垮落步距 27m。 3.2.初次来压规律的实测分析 本工作面从 2004 年 12 月 6 日开始生产到 2005 年 7 月 6 日停产结束历时 7 个月,共推进 935m。观测到的老顶初次来压步距是机巷42m,风巷 61m,机巷及工作面 130#架顶板破碎,顶板有压力,受上覆煤柱的影响,对工作面回采影响较大,煤壁片帮深度(0.20.3m)活柱下
5、缩量明显增大(3050mm),顶底板移近量(20 35mm), 闷炮巨响,支架立柱安全阀开启,3853#架上覆受煤柱影响顶板有压力较明显,73#架支架后柱行程 0.15m,尾部在采空区下压力不明显。由此推断,该工作面发生初次来压。 3.3.周期来压规律的实测分析 观测期间,8206 面除老顶初次来压外,共发生周期来压 25 次。其中最大来压步距 50.5 米,最小来压步距 10.5 米,平均 34.7 米。 3.4.来压强度分析 A、实体煤下:最大工作阻力为 5810KN,最小工作阻力为 4814KN,其周期来压时支架平均工作阻力为 5310KN,非周期来压时支架平均工作阻力为 4648KN,
6、因此来压强度平均为 1.14,历次来压强度最大为1.25,最小为 1.04。 B、采空区下:最大工作阻力为 5312KN,最小工作阻力为 4317KN,其周期来压平均值为 4815KN,非周期来压时支架平均工作阻力为4317KN,因此来压强度平均为 1.12,历次来压强度最大为 1.23,最小为1.0。 C、煤柱下:最大工作阻力为 5644KN,最小工作阻力为 4980KN,其周期来压时支架平均工作阻力为 4914KN,非周期来压时支架平均工作阻力为 4556KN,因此来压强度平均为 1.09,历次来压强度最大为1.24,最小为 1.08。 D、进出采空区煤柱区域:最大工作阻力为 5644KN
7、,最小工作阻力为 4565KN,其周期来压时支架平均工作阻力为 4648KN,非周期来压时支架平均工作阻力为 4565KN,因此来压强度平均为 1.02,历次来压强度最大为 1.24,最小为 1.0。 4.工作面进出煤柱及煤柱下顶板压力显现分析 (1)工作面推进至采空区煤柱区域前 20m 范围内,机巷矿压显现较为明显,工作面所对应的 110#架、端头、超前支护 30m 内压力较明显,片帮严重;风巷矿压显现不明显。工作面情况 16#架顶板压力增大,园图仪最大工作阻力 35MPa,最小 28MPa;双针表压力显示最大 33MPa,最小 22MPa,平均 27.8MPa。 (2)当工作面位于上覆应力
8、集中煤柱区域下时,为防止压力过大产生漏顶事故,采取了快速推进的方法,虽然工作面推进速度较快,但工作面压力显现仍较明显,片帮深度 0.10.3m,并有伪顶塌落,在采空区煤柱区域实体煤前后 20m 范围内与在采空区煤柱区域实体煤下,工作阻力增大,园图仪最工作阻力 36MPa,最小 29MPa;双针表的压力显示最大 34MPa,最小 19MPa,平均 29.6MPa;双针表压力显示最大 34MPa,最小 21MPa,平均 28.5MPa。 (3)出采空区煤柱区域前 510m 范围内,顶板压力情况,工作面工作阻力最大 34MPa,最小 27MPa,两帮煤体和顶底板在动压冲击下向着采动空间移动,导致顶底
9、板与两帮的移近量增大和移近速度加快,以及顶板压力增大,在机巷反应较为突出,下沉量增大 0.20.3m,片帮严重。端头、超前 40m 范围内顶板下沉速度加快,下沉量增大0.10.3m,压力增大,片帮煤深度 0.30.6m。双针表压力显示最大34MPa,最小 20MPa,平均 26.5MPa。 (4)当工作面进出及在煤柱下回采时,顶板压力显现明显,进入采空区域后,顶板压力显现明显减弱,因此巷道围岩(煤) 体承受的支承压力作用小,不会对工作面推进及巷道造成影响,巷道容易维护和保持稳定。双针表显示工作阻力:最大 32MPa,最小 14MPa,平均 20.8MPa;园图仪初撑力 16MPa,工作阻力最大
10、 33MPa,最小 26MPa,对工作面的正常生产没有影响。 5.支架合理工作阻力确定 综采支架合理工作阻力确定有许多方法,如实测数据确定、回归公式确定以及“砌体梁结构”力学模型确定方法等。 (1)数理 统计的回归公式估算 在全国综采支架工作阻力实测统计分析的基础上,太原理工大学靳钟铭教授提出回归公式,即: pe=k(8L0+200) (1) 式中 pe额定工作阻力 ,kN/m2; L0老顶的来压步距最大值,m; k富裕系数,取 11.5,采高小于 1.5m 时,取 k=1,大于 3.5m 时,k=1.5。 8206 面的 L0=51.5m,k=1.2,将参数代入式(1)可得支架的额定支护强度
11、计算值为 pe=734.4 kN/m2,8206 面所用 ZZ6000-21/35 型支撑掩护式支架,顶梁面积为 A=7.08m2,则需要的支架额定工作阻力为Pe=peA=5199.55kN,按此式计算,选用支架工作阻力足够。 (2)按顶板分类中支架支护强度确定 在缓倾斜煤层顶板分类方案中,依据基本顶分级,需要的额定支护强度下限确定参数,见表 1 所示。 据观测,基本顶(老顶)的初压步距为 27m,而采空区充填系数 N=h/hm=4.5/3.1=1.45,因此基本顶的分级标准,12#402 盘区应为来压明显的级顶板,查表 2 应取额定支护强度下限为 qe=550kPa,取 1.5 的安全系数,则需要的支架合理工作阻力为pe=ksqeA=5841kN6000 kN 因此,现用支架额定工作阻力可满足支护要求。 综上所述,对 12#402 盘区近距离煤层下分层开采及过上覆应力集中煤柱过程中,选用 ZZ6000-21/35 型支撑掩护式支架可以满足生产安全的需要。 参考文献: 1.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 2.靳钟铭,徐林生,煤矿坚硬顶板控制M,北京,煤炭工业出版社,1997
