1回采工作面支计方案

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1、1 回采工作面支护设计1.1 1.1 回采工作面支架与围岩关系回采工作面支架与围岩关系1.2 1.2 回采工作面顶板控制回采工作面顶板控制1.3 1.3 回采工作面支护要求回采工作面支护要求及原理及原理1.4 1.4 回采工作面回采工作面支护强度确定支护强度确定 2024/7/21山东科技大学11.11.1回采工作面回采工作面支架与围岩支架与围岩关系关系1.1.11.1.1支架对顶板的工作状态支架对顶板的工作状态1 1)支架对直接顶的工作状态)支架对直接顶的工作状态“给定载荷给定载荷”方案方案 在顶板岩层沉降过程中,支架对直接顶的工作状态在顶板岩层沉降过程中,支架对直接顶的工作状态按按“给定载

2、荷给定载荷”考虑是接近实际的。无论顶板沉降考虑是接近实际的。无论顶板沉降到什么位置,直接顶给支架的作用力可以近似地看到什么位置,直接顶给支架的作用力可以近似地看成是恒定的。成是恒定的。 2024/7/21山东科技大学22)2)支架对基本顶的工作状态支架对基本顶的工作状态“给定变形给定变形”“”“限定变形限定变形”a.a.“给定变形给定变形”方案方案 在在岩梁由端部断裂到沉降至最终位态的整个运动过程中,岩梁由端部断裂到沉降至最终位态的整个运动过程中,支架只能在一定范围内降低岩梁运动速度,但不能对岩梁的支架只能在一定范围内降低岩梁运动速度,但不能对岩梁的运动起到阻止作用。运动起到阻止作用。 在在“

3、给定变形给定变形”工作状态下,工作状态下,岩岩梁运动全过程中支架作用梁运动全过程中支架作用力与顶板压力之间的力与顶板压力之间的关系关系为为: :Q Qi iR Ri i或或 Q Qi iP Pi iL LK K式中,式中, Q Qi i 沿倾斜每米顶板给支架的作用力,沿倾斜每米顶板给支架的作用力,N/mN/m; R Ri i 沿倾斜每沿倾斜每米支架阻抗力,米支架阻抗力, N/m N/m; P Pi i 回采工作面支架平均承载力,回采工作面支架平均承载力, N/mN/m2 2。2024/7/21山东科技大学3 岩梁运动至最终状态时的岩梁运动至最终状态时的顶板下沉量顶板下沉量(如下图)(如下图):

4、为防止支架在岩梁运动过程中被压死,为防止支架在岩梁运动过程中被压死,最大允许缩量最大允许缩量须满足:须满足:2024/7/21山东科技大学4b.b.“限定变形限定变形”方案方案 采采场支架对岩梁运动采取场支架对岩梁运动采取“限定变形限定变形”,是指采场支,是指采场支架对岩梁运动进行必要的限制。架对岩梁运动进行必要的限制。在支架阻力的作用下,在支架阻力的作用下,岩梁不能沉降至最低位态岩梁不能沉降至最低位态。岩梁进入稳定时的位态(岩。岩梁进入稳定时的位态(岩梁运动稳定时采场顶板下沉量)由采场支架的阻抗力所梁运动稳定时采场顶板下沉量)由采场支架的阻抗力所限定限定。 支架在支架在“限定变形限定变形”状

5、态下工作时,支架阻力与取得状态下工作时,支架阻力与取得平衡的岩梁位态之间存在着一定的力学关系,可以建立平衡的岩梁位态之间存在着一定的力学关系,可以建立两者的力学方程。在支架刚度一定的条件下,要求控制两者的力学方程。在支架刚度一定的条件下,要求控制的位态越高,所需支架的阻抗力越大。的位态越高,所需支架的阻抗力越大。2024/7/21山东科技大学51.1.21.1.2支架围岩的一般关系支架围岩的一般关系 支护强度是支护强度是指单位面积上支架给予顶板的支撑力指单位面积上支架给予顶板的支撑力。 合理合理的支护强度应该能杜绝下列顶板事故:剪切冒落、的支护强度应该能杜绝下列顶板事故:剪切冒落、滑动冒落、冲

6、击冒落;应该尽可能抑制下列顶板压力显滑动冒落、冲击冒落;应该尽可能抑制下列顶板压力显现:台阶下沉、破碎、离层、大悬顶、冲击载荷。现:台阶下沉、破碎、离层、大悬顶、冲击载荷。式式中,中,AA直接顶作用力;直接顶作用力; h hA A 控顶末排最大顶板下沉量;控顶末排最大顶板下沉量; h hi i 要控制的顶板下沉量;要控制的顶板下沉量; K K 位态常数,由岩梁参数和控顶距决定。位态常数,由岩梁参数和控顶距决定。2024/7/21山东科技大学6支架围岩的双曲线关系如下图所示:支架围岩的双曲线关系如下图所示:2024/7/21山东科技大学7 1.2 1.2回采工作面顶板控制回采工作面顶板控制 根据

7、回采工作面冒顶有压、漏、推三个基本根据回采工作面冒顶有压、漏、推三个基本类型,回采工作面支架必须具备类型,回采工作面支架必须具备“支支”、“护护”、“稳稳”的基本性能,即的基本性能,即“支得起支得起”、“护护得好得好”、“稳得住稳得住”。2024/7/21山东科技大学81.2.11.2.1支得起支得起1)1)支:用工作面空间基本支柱工作阻力平衡工作空支:用工作面空间基本支柱工作阻力平衡工作空间上方垮落带岩重。依此可确定基本的支护强度,间上方垮落带岩重。依此可确定基本的支护强度,计算支护密度及柱排拒。计算支护密度及柱排拒。2 2)切:切断下位岩层,防止顶板压力前移。依此确)切:切断下位岩层,防止

8、顶板压力前移。依此确定末排支柱工作阻力,计算末排支柱的线密度。定末排支柱工作阻力,计算末排支柱的线密度。3 3)让:适应裂隙带下沉。)让:适应裂隙带下沉。4 4)挑:松动破碎厚层难冒顶板。)挑:松动破碎厚层难冒顶板。2024/7/21山东科技大学91.2.21.2.2护得好护得好1 1)护住工作空间的顶板不冒落;)护住工作空间的顶板不冒落;2 2)保证回柱人员有工作空间;)保证回柱人员有工作空间;3 3)控顶端面顶板。)控顶端面顶板。1.2.31.2.3稳得住稳得住1 1)支架结构稳定;)支架结构稳定;2 2)提高支柱初撑力。)提高支柱初撑力。2024/7/21山东科技大学101.3 1.3

9、回采工作面支护回采工作面支护要求要求及原理及原理1.3.11.3.1回采工作面支护要求回采工作面支护要求煤炭安全规程煤炭安全规程对回采工作面支护作出了以下要求:对回采工作面支护作出了以下要求:1.1.第第5353条条规定:规定:采煤采煤工作面必须经常存有一定数量的工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料。使用磨擦式金属支柱或单体液压支柱备用支护材料。使用磨擦式金属支柱或单体液压支柱的工作面,必须备有坑木,其数量、规格、存放地点的工作面,必须备有坑木,其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定和管理方法必须在作业规程中规定。2024/7/21山东科技大学11 采煤工作面严禁使用折损的坑

10、木、损坏的金属顶采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的磨擦式金属支柱和失效的单体液压支柱。梁、失效的磨擦式金属支柱和失效的单体液压支柱。 在同一采煤工作面中,不得使用不同类型和不同在同一采煤工作面中,不得使用不同类型和不同性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工作面中必须性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时,必须制定安全措施使用不同类型的支柱时,必须制定安全措施。2.2.第第5454条条规定规定: :采煤工作面必须按作业规程的规定及采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护,严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固,时支护,严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固,并有防倒

11、柱措施。严禁在浮煤或浮矸上架设支架。并有防倒柱措施。严禁在浮煤或浮矸上架设支架。2024/7/21山东科技大学12使用使用磨擦式金属支柱时,必须使用液压升柱器架设,磨擦式金属支柱时,必须使用液压升柱器架设,初撑力不得小于初撑力不得小于50KN50KN;单体液压支柱的初撑力,柱;单体液压支柱的初撑力,柱径为径为100mm100mm的不得小于的不得小于90KN90KN,柱径为,柱径为80mm80mm的不得小的不得小于于60KN60KN。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的,。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的,在制定措施、满足安全的条件下,必须经企业技术在制定措施、满足安全的条件下,必须经企业技

12、术负责人审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或负责人审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、失效的支柱,必须立即恢复或更换。移动输损坏、失效的支柱,必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时,必须架好送机机头、机尾需要拆除附近的支架时,必须架好临时支架。临时支架。2024/7/21山东科技大学131.3.21.3.2回采工作面支护回采工作面支护原理原理1.1.对对直接顶直接顶“支支”与与“护护”两重性两重性 支架支架要有足够的支撑能力,在采场支护住直接顶,要有足够的支撑能力,在采场支护住直接顶,使其不垮落;同时,由于直接顶比较破碎,支架还使其不垮落;同时,由于直接顶比较破

13、碎,支架还必须能够护住顶板,使破碎岩块不能进入工作面必须能够护住顶板,使破碎岩块不能进入工作面。2.2.对对基本顶控制状态的基本顶控制状态的选择选择 根据回采工作面的需要来选择支架的工作状态:根据回采工作面的需要来选择支架的工作状态:“给定变形给定变形”或或“限定变形限定变形”。 2024/7/21山东科技大学141.41.4回采工作面支护强度确定回采工作面支护强度确定 支护强度的计算是一个超静定问题,根据半定量的支护强度的计算是一个超静定问题,根据半定量的支围关系、量化控制准则和成功经验相结合的方法支围关系、量化控制准则和成功经验相结合的方法确定支护强度。确定支护强度。 下面按工作面不同推进

14、阶段,计算合理支护强度。下面按工作面不同推进阶段,计算合理支护强度。2024/7/21山东科技大学152024/7/21山东科技大学161.4.21.4.2基本顶初次来压期间基本顶初次来压期间(1 1)支的准则)支的准则防止直接顶向采空区推垮;防止直接顶向采空区推垮;让基本顶缓慢沉降到要求的位态(防止冲击);让基本顶缓慢沉降到要求的位态(防止冲击);保证支架不被压死;保证支架不被压死;对可能发生剪切的采场,应采取特殊的处理方法,对可能发生剪切的采场,应采取特殊的处理方法,并进行采场来压预报。并进行采场来压预报。2024/7/21山东科技大学17(2 2)力学保证条件)力学保证条件增加支柱初撑力

15、和工作阻力,使直接顶和基本顶增加支柱初撑力和工作阻力,使直接顶和基本顶紧贴(加大泵压,穿鞋或用大吨位升柱器等措施);紧贴(加大泵压,穿鞋或用大吨位升柱器等措施);支架能在不被压死的情况下,承担起基本顶的部支架能在不被压死的情况下,承担起基本顶的部分作用力和全部直接顶的作用力。分作用力和全部直接顶的作用力。 2024/7/21山东科技大学182024/7/21山东科技大学192024/7/21山东科技大学20 当悬顶距较大时,自身有一定支承能力,其作用当悬顶距较大时,自身有一定支承能力,其作用力无须支架全部承担,悬顶断裂后,在沉降过程中,力无须支架全部承担,悬顶断裂后,在沉降过程中,根据静力平衡

16、,支架必须承受悬顶的全部重力(不根据静力平衡,支架必须承受悬顶的全部重力(不考虑力矩的作用)。考虑力矩的作用)。长悬顶触矸后,直接顶给支架的作用力:长悬顶触矸后,直接顶给支架的作用力:2024/7/21山东科技大学211.4.31.4.3正常推进阶段正常推进阶段(1 1)支的准则)支的准则类拱结构采场,防止类拱在煤壁处切落(沿类拱结构采场,防止类拱在煤壁处切落(沿下下图图中中ABAB、CDCD线);线);梁式结构采场防止基本顶来压时出现大的台阶下梁式结构采场防止基本顶来压时出现大的台阶下沉和冲击;沉和冲击;多岩层结构采场防止上位岩梁对下位岩梁的冲击;多岩层结构采场防止上位岩梁对下位岩梁的冲击;

17、防止支架压死。防止支架压死。2024/7/21山东科技大学22类类拱在煤壁处的切落位置拱在煤壁处的切落位置2024/7/21山东科技大学232024/7/21山东科技大学24(3 3)支护强度)支护强度类拱结构类拱结构“给定变形给定变形”“限定变形限定变形”多岩梁结构多岩梁结构2024/7/21山东科技大学251.4.41.4.4合理支护强度的确定合理支护强度的确定 根据前面计算的支护强度,取其中的根据前面计算的支护强度,取其中的最大值最大值作为合理支护强度,这样既可以防止直接顶滑作为合理支护强度,这样既可以防止直接顶滑动,又可以防止出现动压冲击和台阶下沉。动,又可以防止出现动压冲击和台阶下沉

18、。2024/7/21山东科技大学26案例案例酸刺沟煤矿酸刺沟煤矿6 6上上105-2105-2综放综放工作面工作面顶板控制技术项目顶板控制技术项目研究研究总结报告总结报告 2024/7/21山东科技大学27项目提出酸刺沟煤矿首次在酸刺沟煤矿首次在6 6上上105-2105-2工作面采用综采放顶煤工作面采用综采放顶煤采煤法。采煤法。在工作面开采过程中,由于自然条件和对综采放在工作面开采过程中,由于自然条件和对综采放顶煤采煤法的认识不足等原因,顶板管理问题成顶煤采煤法的认识不足等原因,顶板管理问题成为了阻碍工作面顺利开采的主要因素。为了阻碍工作面顺利开采的主要因素。项目针对酸刺沟煤矿项目针对酸刺沟

19、煤矿6 6上上105-2105-2综放工作面顶板控综放工作面顶板控制技术进行了深入探讨。制技术进行了深入探讨。282024/7/21山东科技大学主要内容1 1 矿压和采放工艺参数现场实测简介矿压和采放工艺参数现场实测简介 2 2 工作面顶板赋存特征工作面顶板赋存特征 3 3 工作面支架工作阻力统计工作面支架工作阻力统计 4 4 采场顶板运动特征和参数确定及矿压显现采场顶板运动特征和参数确定及矿压显现 5 5 综放工作面宏观矿压显现综放工作面宏观矿压显现292024/7/21山东科技大学6 6 采放工艺参数和效果的实测及分析采放工艺参数和效果的实测及分析 7 7 综放工作面顶板控制技术综放工作面

20、顶板控制技术 8 8 综综放工作面上覆岩层破坏放工作面上覆岩层破坏“三带三带”高度高度观观测和测和地表岩移地表岩移9 9 主要结论主要结论10 10 安全控顶的建议安全控顶的建议2024/7/21山东科技大学301 工作面概况及矿压和采放工艺参数现场实测1.1 61.1 6上上105-2105-2工作面基本情况工作面基本情况 工作面位于工作面位于6 6上上105-2105-2辅运顺槽和辅运顺槽和6 6上上105105胶运顺胶运顺槽之间槽之间工作面走向长度工作面走向长度1356m1356m,倾向长度,倾向长度245m 245m ,平,平均埋深约均埋深约200m200m顶板多为粗粒砂岩、细粒砂岩,

21、局部为泥岩;顶板多为粗粒砂岩、细粒砂岩,局部为泥岩;底板多为泥岩、砂质粘土岩,局部为粗粒砂岩。底板多为泥岩、砂质粘土岩,局部为粗粒砂岩。312024/7/21山东科技大学32图图1.1 6上上105-2工作面和巷道布置工作面和巷道布置 平面图剖面图2024/7/21山东科技大学1.21.2监测内容监测内容1 1)综放工作面覆岩结构和力学性能探测;)综放工作面覆岩结构和力学性能探测;2 2)综放工作面顶煤顶板运动规律和矿压显现的监测;)综放工作面顶煤顶板运动规律和矿压显现的监测;3 3)综放工作面上覆岩层)综放工作面上覆岩层“三带三带”观测。观测。1.31.3监测方法监测方法1.3.11.3.1

22、打孔取芯打孔取芯在在工作面辅运顺槽中施工中深孔并取芯,按从煤层顶工作面辅运顺槽中施工中深孔并取芯,按从煤层顶板下部向上的顺序依次取岩芯样并板下部向上的顺序依次取岩芯样并编号。编号。 2024/7/21山东科技大学3334图图1.2 6上上105-2工作面辅运顺槽顶板取岩芯钻孔位置工作面辅运顺槽顶板取岩芯钻孔位置 2024/7/21山东科技大学表表1.1 6上上105-2工作面顺槽顶板取芯钻孔参数工作面顺槽顶板取芯钻孔参数 2024/7/21山东科技大学351.3.2顶煤结构和煤厚探测 重点重点对工作面煤厚、顶煤(板)结构、采高、推进对工作面煤厚、顶煤(板)结构、采高、推进速度和放煤量等重要工艺

23、参数进行针对性速度和放煤量等重要工艺参数进行针对性研究。研究。图1.3 顶煤(板)结构探测图 2024/7/21山东科技大学36 由于顶煤断裂和冒落线位于支架切顶线前方,导致由于顶煤断裂和冒落线位于支架切顶线前方,导致支架后柱能力的发挥严重不足。支架的实际控顶面积支架后柱能力的发挥严重不足。支架的实际控顶面积减小。由此提出了支架的有效控顶距和有效控顶面积减小。由此提出了支架的有效控顶距和有效控顶面积均比设计控顶距和控顶面积减小的概念。均比设计控顶距和控顶面积减小的概念。1 1)支架设计控顶距:()支架设计控顶距:(L Lk k=6982-6117mm=6982-6117mm),支架设),支架设

24、计支护面积(计支护面积(S= 10.705mS= 10.705m2 2 -12.218m -12.218m2 2 )2 2)支架有效控顶距:控顶距()支架有效控顶距:控顶距(L Lk k=5249-4469mm =5249-4469mm ),),支架有效控顶面积(支架有效控顶面积(S= 7.82mS= 7.82m2 2-9.18m-9.18m2 2)。)。2024/7/21山东科技大学371.3.31.3.3上覆岩层上覆岩层“三带三带”高度高度观测观测 在6上105回风顺槽和6上105-2工作面辅运顺槽之间的联巷中,共布置3个仰孔,均垂直于顺槽轴线方向 ,各观测孔的参数见表1.2。 表表1.2

25、 6上上105工作面导水裂隙带钻孔参数工作面导水裂隙带钻孔参数 2024/7/21山东科技大学3839图图1.4 工作面顶板裂隙发育探测工作面顶板裂隙发育探测2024/7/21山东科技大学 采用采用山东科技大学山东科技大学专利产品双端封堵测漏装置进行井下专利产品双端封堵测漏装置进行井下钻孔双端堵水观测钻孔双端堵水观测 ,上井后在煤层顶板剖面上,根据孔,上井后在煤层顶板剖面上,根据孔深和由高程静压确定的垂高画出钻孔轴线。钻孔双端封堵深和由高程静压确定的垂高画出钻孔轴线。钻孔双端封堵测漏原理如图测漏原理如图1.51.5所示所示 。图1.5 钻孔双端封堵侧漏原理图 2024/7/21山东科技大学40

26、2 工作面顶板赋存特征 2.12.1采场顶板岩层结构探测采场顶板岩层结构探测 1) 1)利用利用6 6上上105-2105-2工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、原地质报告中原地质报告中Y11Y11钻孔和钻孔和Y18Y18钻孔成果、本工作面主钻孔成果、本工作面主回撤通道钻孔等回撤通道钻孔等4 4个不同部位的钻孔资料,研究分析个不同部位的钻孔资料,研究分析工作面不同部位顶板岩层结构。沿工作面工作面不同部位顶板岩层结构。沿工作面4 4个部位钻个部位钻孔分布如图孔分布如图2.12.1所示所示 。 2) 2)本次研究在辅运顺槽布置本次研究在辅运顺槽布置ZZ1ZZ1、ZZ2ZZ2和和

27、ZZ3ZZ3、ZZ4ZZ4共共4 4个取芯钻孔,进行了岩性描述。个取芯钻孔,进行了岩性描述。412024/7/21山东科技大学42图图2.1 工作面范围工作面范围4个部位顶板岩层结构探测钻孔分布个部位顶板岩层结构探测钻孔分布 2024/7/21山东科技大学432.22.2顶板岩层结构分析顶板岩层结构分析 1)工作面)工作面范围内顶板岩层结构变化主要是指沿工范围内顶板岩层结构变化主要是指沿工作面倾向和走向顶板岩性、分层厚度和强度及其组作面倾向和走向顶板岩性、分层厚度和强度及其组合特性差异。合特性差异。 2)以上)以上4个区域钻孔的柱状对比可以看出个区域钻孔的柱状对比可以看出 ,工作,工作面不同区

28、域顶板岩层结构变化大面不同区域顶板岩层结构变化大 ,6上上105-2工作工作面区域的沉积环境不稳定,面区域的沉积环境不稳定,Y11、Y18以及辅运顺以及辅运顺槽槽4个钻孔柱状图如下图所示。个钻孔柱状图如下图所示。 2024/7/21山东科技大学44图图2.2 6上上105-2工作面辅运顺槽工作面辅运顺槽ZZ1钻孔柱状钻孔柱状2024/7/21山东科技大学45图图2.3 6上上105-2工作面辅运顺槽工作面辅运顺槽ZZ2钻孔柱状钻孔柱状 2024/7/21山东科技大学46图图2.4 6上上105-2工作面辅运顺槽工作面辅运顺槽ZZ3取芯钻孔柱状取芯钻孔柱状 2024/7/21山东科技大学47图图

29、2.5 6上上105-2工作面辅运顺槽工作面辅运顺槽ZZ4取芯钻孔柱状取芯钻孔柱状 2024/7/21山东科技大学48图图2.6 6上上105-2工作面工作面Y18探煤钻孔柱状探煤钻孔柱状 2024/7/21山东科技大学49图图2.7 6上上105-2工作面工作面Y11探煤钻孔柱状探煤钻孔柱状 2024/7/21山东科技大学503)6上上105-2工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、原地工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、原地质报告中质报告中Y11钻孔和钻孔和Y18钻孔成果和本工作面主钻孔成果和本工作面主回撤通道钻孔回撤通道钻孔4个不同部位的钻孔资料表明,个不同部位的钻孔资料表明,6上上105-2工作面区域顶

30、板结构较复杂,煤层上方工作面区域顶板结构较复杂,煤层上方40m范围内顶板岩性总体为含砾粗砂岩和粗砂岩,范围内顶板岩性总体为含砾粗砂岩和粗砂岩,分层总数分层总数812层。岩层分层明显,厚度相差较大层。岩层分层明显,厚度相差较大。2024/7/21山东科技大学512.32.3顶板岩层强度顶板岩层强度1)2011年年6月月17日和日和7月月11日完成了辅运顺槽日完成了辅运顺槽4个取个取芯孔芯孔ZZ3、ZZ4和和ZZ1、ZZ2的取芯工作,进行完毕钻的取芯工作,进行完毕钻孔的岩性描述工作后,及时将岩芯发往山东科技大孔的岩性描述工作后,及时将岩芯发往山东科技大学进行岩石力学试验。学进行岩石力学试验。2)2

31、011年年6月月8日日7月月11日完成日完成4个取芯的岩石力学个取芯的岩石力学试验工作。各钻孔岩芯抗拉和抗压强度如下表所示。试验工作。各钻孔岩芯抗拉和抗压强度如下表所示。2024/7/21山东科技大学52表表2.1 ZZ3和和ZZ4钻孔顶板岩石抗拉强度钻孔顶板岩石抗拉强度 2024/7/21山东科技大学53表表2.2 ZZ1和和ZZ2钻孔顶板岩石抗拉强度钻孔顶板岩石抗拉强度 2024/7/21山东科技大学54表表2.3 ZZ3和和ZZ4钻孔顶板岩石单轴压缩强度钻孔顶板岩石单轴压缩强度 2024/7/21山东科技大学55表表2.4 ZZ1和和ZZ2钻孔顶板岩石单轴压缩强度钻孔顶板岩石单轴压缩强度

32、 2024/7/21山东科技大学563)进行了)进行了8个岩性,个岩性,47块顶板岩层的单轴抗拉强度试验。块顶板岩层的单轴抗拉强度试验。其中最大分层含砾粗砂岩抗拉强度其中最大分层含砾粗砂岩抗拉强度1.077.20MPa,平均,平均3.097MPa;次最大分层粗砂岩抗拉强度;次最大分层粗砂岩抗拉强度0.842.46MPa,平均平均1.44MPa。4)进行了)进行了8个岩性,个岩性,45块顶板岩层的单轴抗压强度试验。块顶板岩层的单轴抗压强度试验。其中主体岩层含砾粗砂岩抗压强度其中主体岩层含砾粗砂岩抗压强度9.6737.04MPa,平,平均均17.89MPa;粗砂岩抗压强度;粗砂岩抗压强度6.743

33、0.88MPa,平均,平均16.87MPa。2024/7/21山东科技大学572.42.4顶板岩层的水理性质顶板岩层的水理性质 1)岩石的含水率()岩石的含水率(w)是指岩石孔隙中含水的质量)是指岩石孔隙中含水的质量与岩石烘干后的质量之比。根据试件含水率状态的与岩石烘干后的质量之比。根据试件含水率状态的不同,可分成岩石在天然状态下的含水率和饱和状不同,可分成岩石在天然状态下的含水率和饱和状态下的含水率。酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态态下的含水率。酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态下含水率的测试结果见表下含水率的测试结果见表2.5。2)根据生产需要,对酸刺沟煤矿顶板岩石进行了不)根据生产需要,对酸刺

34、沟煤矿顶板岩石进行了不同含水状态下单轴压缩试验,不同含水状态下顶板同含水状态下单轴压缩试验,不同含水状态下顶板岩石单轴压缩试验结果见表岩石单轴压缩试验结果见表2.6。 2024/7/21山东科技大学58表表2.5 不同含水状态下顶板岩石含水率测试结果不同含水状态下顶板岩石含水率测试结果 2024/7/21山东科技大学59表表2.6 酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态下单轴压缩试验结果酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态下单轴压缩试验结果 2024/7/21山东科技大学603)进行了)进行了2个岩性,个岩性,12块顶板岩层试块的含水率块顶板岩层试块的含水率及含水强度测试。顶板岩层天然含水率及含水强度测试。

35、顶板岩层天然含水率5.56.6%,饱和含水率,饱和含水率9.910.1%。天然状态下与饱水状。天然状态下与饱水状态下,岩石强度相差不大,干燥状态下岩石的强态下,岩石强度相差不大,干燥状态下岩石的强度最大;岩石的弹性模量及泊松比随着含水率的度最大;岩石的弹性模量及泊松比随着含水率的增加有逐渐变小的趋势。增加有逐渐变小的趋势。2024/7/21山东科技大学613 工作面支架工作阻力统计 3.13.1工作面基本支架简介工作面基本支架简介 1)6上上105-2综放工作面使用的支架分为综放工作面使用的支架分为3种类型,分种类型,分别为基本支架,过渡支架和排头支架,中间支架(基别为基本支架,过渡支架和排头

36、支架,中间支架(基本支架)额定工作阻力本支架)额定工作阻力15000kN,额定初撑力,额定初撑力31.4MPa(12778kN),中间支架主要结构和参数如),中间支架主要结构和参数如图图3.1所示。所示。2)工作面共布置)工作面共布置46条支架压力测线,统计其中有代条支架压力测线,统计其中有代表性的表性的27条作为研究测线。条作为研究测线。2024/7/21山东科技大学623)分)分3阶段统计了工作面矿压参数,分别为阶段阶段统计了工作面矿压参数,分别为阶段1(5月月15日日6月月20日)、阶段日)、阶段2(6月月16日日7月月15日)和阶日)和阶段段3(7月月13日日7月月29日)。日)。 4

37、)将工作面分为)将工作面分为4个区域进行研究分析,个区域进行研究分析,4个区域分个区域分别是下部(别是下部(130#),中下部(),中下部(3170#),中上部),中上部(71100#)和上部()和上部(101140#)。)。5)将压力较为突出的)将压力较为突出的6个重点支架进行单独分析。个重点支架进行单独分析。6个重点部位支架指工作面从下部到上部的个重点部位支架指工作面从下部到上部的50#、60#、80#、90#、110#、120#支架。支架。 2024/7/21山东科技大学6)工作面采煤方法为综采放顶煤垮落法采煤工作面采煤方法为综采放顶煤垮落法采煤方法,采放高度比方法,采放高度比1:1.9

38、51:2.28,采放步距比,采放步距比1:1和和1:2,割煤步距,割煤步距0.70.8m,设计工作,设计工作面推进度面推进度285.45m/月,月产月,月产62.98万万t。2011年年8月月18日,工作面累计生产原煤日,工作面累计生产原煤328.36万万t,工,工作面推进作面推进831m。 2024/7/21山东科技大学6364图图3.1 ZF15000/26/42四柱支撑掩护式放顶煤支架四柱支撑掩护式放顶煤支架 2024/7/21山东科技大学653.23.2安全阀开启压力的调整安全阀开启压力的调整 2011 2011年年5 5月月1212日前,工作面基本支架安全阀开启日前,工作面基本支架安

39、全阀开启压力压力36.86MPa36.86MPa,由于工作面经常出现压坏支架和架,由于工作面经常出现压坏支架和架前漏煤压死前部运输机情况,对顶板的控制效果不前漏煤压死前部运输机情况,对顶板的控制效果不好。好。5 5月月1212日之后,经过研究决定将前柱安全阀开日之后,经过研究决定将前柱安全阀开启压力升高至启压力升高至46.2MPa46.2MPa(受损修复的支架为(受损修复的支架为42MPa42MPa,后又统一调整到后又统一调整到46.2MPa46.2MPa),后柱升高至),后柱升高至42MPa42MPa。 2024/7/21山东科技大学663.33.3支架初撑力支架初撑力 支架初撑力是采场支护

40、中的一个重要参数,其作支架初撑力是采场支护中的一个重要参数,其作用有两个:一是确保支架按设计的增阻规律来增阻,用有两个:一是确保支架按设计的增阻规律来增阻,使支架处于合理的工作状态,发挥其最大的支护效使支架处于合理的工作状态,发挥其最大的支护效能;二是抑制顶板的早期下沉,最大限度地保持直能;二是抑制顶板的早期下沉,最大限度地保持直接顶(顶煤)的完整,防止冒顶及顶板下位岩层与接顶(顶煤)的完整,防止冒顶及顶板下位岩层与上位岩层离层,有效避免动压冲击上位岩层离层,有效避免动压冲击。 2024/7/21山东科技大学67(1)前柱初撑力前柱初撑力9.321.1MPa,平均1517MPa,约占额定值(3

41、7MPa)的4146%。(2)后柱初撑力后柱初撑力2.915.5MPa,平均67MPa,约占额定值(37MPa)的1619%。(3)整架初撑力整架初撑力26986956kN,平均42004800kN,占额定初撑力(15056kN)的2832%。2024/7/21山东科技大学683.43.4支架循环末阻力支架循环末阻力 第1阶段6个重点部位支架前柱和后柱循环末阻力变化曲线如图3.2所示。本阶段其余支架和第2、第3阶段所有支架循环末阻力见附件。 2024/7/21山东科技大学69(a)50#支架支架(b)60#支架支架2024/7/21山东科技大学70(c)80#支架支架(d)90#支架支架202

42、4/7/21山东科技大学71(e)110#支架支架(f)120#支架支架图图3.2 重点部位支架工作阻力变化曲线(重点部位支架工作阻力变化曲线(5月月15日日6月月20日)日) 2024/7/21山东科技大学72由上述由上述3 3个阶段循环末阻力分析图可以分析出个阶段循环末阻力分析图可以分析出(1)前柱末阻力前柱末阻力前柱末阻力前柱末阻力22.926.7MPa,占额定值(,占额定值(46.2MPa)的的5058%。6个重点部位支架前柱末阻力个重点部位支架前柱末阻力2529MPa,占额定值,占额定值(46.2MPa)的)的5463%,其中,其中1535MPa所占比例所占比例约约60%,3550M

43、Pa所占比例约所占比例约57%。2024/7/21山东科技大学73(2)后柱末阻力)后柱末阻力后柱末阻力后柱末阻力911MPa,占额定值(,占额定值(42MPa)的)的2227%。6个重点部位支架后柱末阻力个重点部位支架后柱末阻力1113MPa,占额定值,占额定值(42MPa)的)的2631%,其中,其中05MPa所占比例约所占比例约3747%。(3)整架末阻力)整架末阻力整架末阻力整架末阻力65177620kN,占额定值(,占额定值(17946kN)的)的3643%。6个重点部位支架末阻力个重点部位支架末阻力71198639kN,占额定值,占额定值(17946kN)的)的4048%,重点部位

44、值比全工作面平均,重点部位值比全工作面平均值大约值大约20%。 2024/7/21山东科技大学743.53.5工作面面长方向顶板压力均值的差异工作面面长方向顶板压力均值的差异 阶段阶段1 1:工作面下部、中下部、中上部和上部支架整架末阻力平均值之比值为:1:1.17:1.21:1.13。压力大小排序:中上部值中下部值上部值下部值。 阶段阶段2 2:工作面下部、中下部、中上部和上部支架阻力平均值之比值为1:1.25:1.14:1.29。压力大小排序:上部值中下部值中上部值下部值。 2024/7/21山东科技大学75 阶段阶段3 3:工作面下部、中下部、中上部和上部支架阻力平均值之比值为1:1.3

45、7:1.45:1.39。压力大小排序:中上部值上部值中下部值下部值。 总体而言,工作面从下往上总体而言,工作面从下往上4 4个区域顶板压个区域顶板压力有差异。一般为中上部值中下部值力有差异。一般为中上部值中下部值上部值下部值,其比例不超过上部值下部值,其比例不超过1 1:1.31.3。个别情况有变化。个别情况有变化。 2024/7/21山东科技大学763.63.6支架工作阻力发挥程度的评述支架工作阻力发挥程度的评述总体而言,工作面支架初撑力发挥程度不理想,尤其是后柱初撑力发挥程度不足20%。工作面支架循环末阻力发挥稍好,但仍小于60%,其中后柱小于30%。初撑力和工作阻力小,使得工作面顶板下沉

46、量增大,不能满足工作面顶板控制目标要求。 2024/7/21山东科技大学774 采场顶板运动特征和参数确定及矿压显现 由由6 6上上105-2105-2辅运顺槽辅运顺槽Z ZZ1Z1、Z ZZ2Z2、Z ZZ3Z3和和Z ZZ4Z4钻孔柱状可钻孔柱状可知,煤层以上知,煤层以上40m40m顶板岩性以含砾粗砂岩和粗砂岩为顶板岩性以含砾粗砂岩和粗砂岩为主,抗压强度中等以下,最大主,抗压强度中等以下,最大42.8MPa42.8MPa,平均,平均21.84MPa21.84MPa,分层较多,分层间层理清晰。因此我们,分层较多,分层间层理清晰。因此我们可以推断,可以推断,6 6上上105-2105-2工作面

47、顶板组成为直接顶和老工作面顶板组成为直接顶和老顶两部分,其中直接顶随采随冒或滞后冒落,老顶顶两部分,其中直接顶随采随冒或滞后冒落,老顶成周期性断裂运动。成周期性断裂运动。 2024/7/21山东科技大学784.14.1直接顶厚度直接顶厚度 4.1.1工作面30#144#支架面长区域直接顶厚度 1)按直接顶冒落后充填满采空区计算 随采随冒放顶煤采场直接顶厚度按此计算。参见图4.1。此时直接顶厚度公式为: 计算得 :2024/7/21山东科技大学792)按实测工作面顶板压力值计算 (1)直接顶随采随冒没有悬顶 此时,顶板力 计算的工作面直接顶厚度为33.435.4m 。(2)上位直接顶有悬顶 按照

48、1/2直接顶厚度岩层作为上位直接顶,其悬顶系数计算如下: 计算得: 2024/7/21山东科技大学80此时顶板压力 按此种条件计算的工作面直接顶厚度为 10.4711.06m 。(3)按照直接顶全厚度悬顶计算此时顶板压力 计算得到直接顶厚度为6.206.56m 。2024/7/21山东科技大学81按按照照综综放放采采场场直直接接顶顶组组成成一一般般特特点点,结结合合本本矿矿岩岩层层特特点点,正正常常条条件件下下建建议议工工作作面面直直接接顶顶厚厚度度计计算算以以上上述述(2 2)方方式式为为准准。此此时时,直直接接顶厚度为顶厚度为10.4711.06m。 2024/7/21山东科技大学82 4

49、.1.2工作面内1-30#支架面长区域直接顶厚度 此时,工作面按顶煤厚度03m计算。同样,按照直接顶厚度分成等厚的二部分,其中上位直接顶按悬顶系数同样取5.4计算。此时,顶板压力 计算得到: 8.3110.66m 2024/7/21山东科技大学83由此可知,由于支架上方顶煤厚度和由此可知,由于支架上方顶煤厚度和直接顶悬顶情况不同,全工作面内不直接顶悬顶情况不同,全工作面内不同部位直接顶厚度存在较大差别。同部位直接顶厚度存在较大差别。 2024/7/21山东科技大学844.1.34.1.3按照按照4 4个取芯钻孔可知个取芯钻孔可知1 1)Z ZZ1Z1对应部位工作面直接顶厚度对应部位工作面直接顶

50、厚度由1层厚度为11.46m含砾粗砂岩组成。2 2)Z ZZ2Z2对应部位对应部位工作面工作面直接顶厚度直接顶厚度 由1层8.06m含砾粗砂岩组成。 2024/7/21山东科技大学853 3)ZZ3ZZ3对应部位工作面直接顶厚度对应部位工作面直接顶厚度共由3层岩层组成,分别为含砾粗砂岩(0.35m)、粗砂岩(1.13m)和含砾粗砂岩(6.9m) 。4 4)ZZ4ZZ4对应部位直接顶厚度对应部位直接顶厚度 共由2层岩层组成,分别为含砾粗砂岩(7.64m)和中砂岩(0.78m) 2024/7/21山东科技大学86上上述述4个个钻钻孔孔部部位位反反映映的的工工作作面面直直接接顶顶厚厚度度为为8.06

51、11.46m,其其中中主主体体岩岩层层均均为为含含砾砾粗粗砂砂岩岩。根根据据岩岩层层按按拉拉弯弯破破坏坏形形式式计计算算的的含含砾砾粗粗砂砂岩岩单单层层岩岩层层的的初初次次垮垮落落步步距距和和周周期期性断裂步距计算结果如表性断裂步距计算结果如表4.1。 2024/7/21山东科技大学87表表4.1 直接顶垮落步距计算结果直接顶垮落步距计算结果 2024/7/21山东科技大学88已已知知含含砾砾粗粗砂砂岩岩4个个厚厚度度和和4个个抗抗拉拉强强度度组组合合条条件件,计计算算得得到到的的岩岩层层初初次次垮垮落落步步距距L0z=85.0437.87m,周周期期性性断断裂裂步步距距Cz=28.3515.

52、46m。4个个钻钻孔孔位位置置顶顶板板条条件件下下,计计算算得得到到的的岩岩层层初初次次垮垮落落步步距距均均值值51.4766.74m,周周期期性性断断裂裂步步距距均均值值21.0127.25m。计计算算的的直直接接顶顶运运动动步步距距较较大大,主主要要是是由由于于其其抗抗拉拉强强度比一般岩层大导致的。度比一般岩层大导致的。 2024/7/21山东科技大学894.24.2工作面老顶厚度工作面老顶厚度 1 1)按老顶周期来压期间的顶板压力计算)按老顶周期来压期间的顶板压力计算 计算得: 6.48.94m。2 2)工作面不同部位老顶厚度的分析)工作面不同部位老顶厚度的分析 (1)ZZ1对应部位老顶

53、厚度 2024/7/21山东科技大学90(2 2)Z ZZ2Z2对应部位老顶厚度对应部位老顶厚度 (3 3)Z ZZ3Z3对应部位老顶厚度对应部位老顶厚度 (4 4)Z ZZ4Z4对应部位老顶厚度对应部位老顶厚度 2024/7/21山东科技大学91计算得到的工作面老顶初次来压步距和周计算得到的工作面老顶初次来压步距和周期性来压步距见表期性来压步距见表5.5。老顶初次来压步距。老顶初次来压步距为为3855m,周期来压步距为,周期来压步距为1622m,该周,该周期来压步距计算值和实测的工作面老顶来压期来压步距计算值和实测的工作面老顶来压步距约步距约20m基本吻合。老顶厚度反算初次来基本吻合。老顶厚

54、度反算初次来压步距见表压步距见表4.2。 2024/7/21山东科技大学92表表4.2 老顶厚度反算老顶来压步距老顶厚度反算老顶来压步距 2024/7/21山东科技大学934.34.3顶板运动步距顶板运动步距1 1)主要以支架工作阻力的周期性变动作为判别顶)主要以支架工作阻力的周期性变动作为判别顶板运动步距的标准。根据前述对支架前柱和后柱工板运动步距的标准。根据前述对支架前柱和后柱工作阻力统计可知,前柱工作阻力的利用率达到作阻力统计可知,前柱工作阻力的利用率达到50%50%以上,后柱工作阻力平均以上,后柱工作阻力平均12MPa12MPa,方差约,方差约12MPa12MPa,阻,阻力利用率力利用

55、率25.95%25.95%。相对而言,前柱更能真实反映支。相对而言,前柱更能真实反映支架的受力状况,因此,选择支架前柱工作阻力作为架的受力状况,因此,选择支架前柱工作阻力作为判定顶板来压步距的主要标准。判定顶板来压步距的主要标准。2024/7/21山东科技大学942 2)第第1 1阶阶段段周周期期来来压压循循环环末末阻阻力力变变化化曲曲线线见见前前述述图图3.23.2,由由图图3.23.2可可以以得得到到第第1 1阶阶段段内内工工作作面面4 4个个区区域域对对应应支支架架处处顶顶板板运运动动特特征征统统计计信信息息,见见表表4.14.1。第第2 2、3 3阶阶段段周周期期来来压压循循环环末末阻

56、阻力力和和顶板运动特征统计信息表见附件。顶板运动特征统计信息表见附件。2024/7/21山东科技大学95表表4.3 4个区域来压步距和持续步距统计个区域来压步距和持续步距统计 2024/7/21山东科技大学963 3)由各阶段统计信息得出)由各阶段统计信息得出正常情况下,工作面老顶周期性来压步距正常情况下,工作面老顶周期性来压步距 ,其,其中来压持续步距(亦称显著运动步距)中来压持续步距(亦称显著运动步距) ,即,即 。来压前步距(亦称相对稳定步距)。来压前步距(亦称相对稳定步距) 。7 7月月2525日后,由于工作面采空区留设尺寸比较规范的煤日后,由于工作面采空区留设尺寸比较规范的煤垛支撑顶

57、板,导致工作面来压步距减小,垛支撑顶板,导致工作面来压步距减小, , , ,可知,来压步距,可知,来压步距 。 2024/7/21山东科技大学974.44.4顶板运动引起的矿压显现顶板运动引起的矿压显现 4.4.1各阶段重点部位顶板周期来压过程压力显现(1)显著运动过程支架工作阻力)显著运动过程支架工作阻力 前柱工作阻力38.9942.78MPa,整架工作阻力1162813057kN。110#支架来压时16000kN。有效支护强度大于2Mpa。(2)相对稳定运动过程支架工作阻力)相对稳定运动过程支架工作阻力前柱阻力21.43222.73Mpa,整架工作阻力59266689kN。(3)周期运动过

58、程支架工作阻力)周期运动过程支架工作阻力前柱阻力25.1926.56Mpa;整架工作阻力73087961kN。 2024/7/21山东科技大学984.4.24.4.2支架动载系数支架动载系数 以支架前柱阻力计算动载系数 =1.741.87。以整架阻力阻力计算的动载系数 =1.742.08。工作面开采不同阶段动载系数有差别,放煤较多时,动载系数较大。从动载系数衡量,6上105-2综放工作面属于来压强烈的工作面。另外,工作面面长方向上动载系数也有差别,工作面70#80#以上动载系数大,以110#120#附近区域支架动载系数为最大,最大值 、 大于2。 2024/7/21山东科技大学995 综放工作

59、面宏观矿压显现 通过通过6月月11日日7月月30日,对日,对6上上105-2工作面工作面端面顶煤破碎度(示意图如端面顶煤破碎度(示意图如5.1所示)、支架所示)、支架顶梁仰俯角、安全阀开启情况以及支架活柱顶梁仰俯角、安全阀开启情况以及支架活柱缩量进行宏观矿压显现监测、数据处理和分缩量进行宏观矿压显现监测、数据处理和分析,各阶段分析表见阶段报告及其附件。主析,各阶段分析表见阶段报告及其附件。主要结论如下:要结论如下:2024/7/21山东科技大学100图图5.1 顶煤(板)破碎度观测示意图顶煤(板)破碎度观测示意图 2024/7/21山东科技大学1011)工作面顶梁第)工作面顶梁第1接顶点到顶梁

60、前端的距离以及作接顶点到顶梁前端的距离以及作业规程规定的端面距均偏大,对破碎顶板控制不利,业规程规定的端面距均偏大,对破碎顶板控制不利,建议减小。第建议减小。第1接顶点到煤壁的距离大,表明支架顶接顶点到煤壁的距离大,表明支架顶梁和顶煤不是面接触,顶梁低头,顶梁和顶煤成剪梁和顶煤不是面接触,顶梁低头,顶梁和顶煤成剪刀差接触,支架经常栽头,工作状态不好。刀差接触,支架经常栽头,工作状态不好。 2)总体而言,工作面煤壁片帮深度、冒顶高度、高)总体而言,工作面煤壁片帮深度、冒顶高度、高度均较小,说明工作面推进过程中实体煤壁保护较度均较小,说明工作面推进过程中实体煤壁保护较完整。但从完整。但从7月月25

61、日日7月月30日工作面生产情况来看,日工作面生产情况来看,工作面顶煤破碎有所加剧,局部区域漏煤严重工作面顶煤破碎有所加剧,局部区域漏煤严重。 2024/7/21山东科技大学1023 3)工作面顶煤断裂线在支架前柱附近,至使后柱受力)工作面顶煤断裂线在支架前柱附近,至使后柱受力减小。放空顶煤,易发生直接顶冲击支架事故。建议减小。放空顶煤,易发生直接顶冲击支架事故。建议有序放煤,改善支架受力状态。有序放煤,改善支架受力状态。 4 4)工作面支架安全阀开启压力平均为)工作面支架安全阀开启压力平均为44.92MPa44.92MPa,最大,最大值为值为56MPa56MPa,开启的安全阀集中在工作面中部和

62、上部。,开启的安全阀集中在工作面中部和上部。 5 5)工作面非来压期时,支架工作循环活柱缩量小,一)工作面非来压期时,支架工作循环活柱缩量小,一般几个毫米;来压期间支架工作循环活柱缩量在般几个毫米;来压期间支架工作循环活柱缩量在100mm100mm左右,最大值为左右,最大值为609mm609mm,最大活柱缩量目测约为,最大活柱缩量目测约为900mm900mm。说明来压期间支架工作循环活柱缩量明显增大,工作说明来压期间支架工作循环活柱缩量明显增大,工作面属于来压剧烈工作面。面属于来压剧烈工作面。 2024/7/21山东科技大学1036 采放工艺参数和效果的实测及分析 6.16.1采煤工艺采煤工艺

63、自2011年5月12日以来,工作面采煤工艺参数进行部分调整,目前6上105-2工作面主要采煤工艺参数如下:采高3.84.0m,循环割煤步距700mm,放煤高度7.818.67m,采放高度比1:1.951:2.28。采用两采一放双轮顺序放煤方式,第一轮平均放煤时间85s,第二轮平均放煤时间98s,放煤步距1400mm。工作面月生产能力达百万吨以上。 2024/7/21山东科技大学1046.26.2工作面顶板控制技术和效果分析工作面顶板控制技术和效果分析 2011年2月21日4月22日,工作面在老顶初次来压和周期来压期间,发生过多起影响工作面正常生产的事故。为保证安全高效生产,2011年5月12日

64、开始至7月20日,工作面顶板控制常规技术措施主要从以下4个方面着手。 2024/7/21山东科技大学105(1)提高初撑力标准 工作面支架初撑由25.2MPa提高到28MPa。但通过前期工作面支架初撑力统计结果显示,初撑力发挥程度最好的前柱也仅为仅为一半左右,支架初撑力利用率仍然很低。(2)提高安全阀开启压力 前柱由36.86MPa提高到46.2MPa,后柱由36.86提高到42MPa。工作面基本没有支架被压死的情形出现。 2024/7/21山东科技大学106(3)严格控制放煤时间和放煤量 采用两采一放双轮顺序放煤方式并根据来压强度、活柱行程等矿山压力显现情况确定放煤与否及放煤量,工作面近1/

65、4的支架不主动放煤。(4)来压期间工作面快速推进 工作面在周期来压期间采用快速推进不放煤或压力明显区不放煤来控制顶板下沉量,甩开顶板压力。虽能达到控制顶板的目的,但丢煤较多,顶煤回收也会有所下降。 2024/7/21山东科技大学1077 综放工作面顶板控制技术6 6上上105-2105-2综放工作面顶板控制的主要难题综放工作面顶板控制的主要难题()顶板来压时工作面顶板下沉量大,多次压死支架。()采空区顶板大面积悬顶,垮落顶板冲击支架和采空区气体,产生支架的损害和风害。()柱支架后柱能力发挥严重不足,导致支架工作阻力不足,不能有效控顶。2024/7/21山东科技大学108控制顶板困难的主要原因控

66、制顶板困难的主要原因()顶板赋存(岩性、厚度和强度等)的变化导致的顶板运动形式和运动参数的急剧变化,对工作面顶板管理提出了严峻挑战。()顶煤冒落的特征和参数导致支架工作阻力发挥严重不足。()顶板运动形式和规律的掌握和运用于指导生产不够。()支架型式和顶煤的运动和冒落特征不够匹配。()队伍新。2024/7/21山东科技大学109顶板控制的基本目标顶板控制的基本目标(1)保证工作面顶板下沉量控制要求。(2)预防采空区顶板大面积冒落产生的风害和对支架的损害。(3)回采率满足要求。2024/7/21山东科技大学110综放工作面顶板控制一般技术综放工作面顶板控制一般技术()采煤工艺控制()放煤工艺控制(

67、)支架工作状态和工作阻力的控制()顶板的处理(复杂和成本高)2024/7/21山东科技大学111顶板控制的思路和专门技术顶板控制的思路和专门技术1)思路 立足现实条件,在掌握回采工作面顶板和顶煤运动特征和参数的基础上,从工作面采放工艺控制,支架工作阻力的管理等基础工作着手,达到顶板控制的目标。2)2项专门技术(1)实现工作面基本支架的“给定变形”工作状态。(2)工作面必要的地段和时间,提高采空区的充填率。2024/7/21山东科技大学112由前述工作面顶板组成及顶板纵向运动的分析,由前述工作面顶板组成及顶板纵向运动的分析,可以得到可以得到6 6上上105-2105-2综放工作面顶煤顶板结构特征

68、,综放工作面顶煤顶板结构特征,参见图参见图7.17.1。顶板结构主要特点顶板结构主要特点 (1)工作面采高h=3.9m,顶煤按最大厚度hd=9m,直接顶总厚度MZ=10m,其中上位直接顶MZ2=5.0m,下位直接顶MZ2=5.0m,老顶厚度ME=8m。(2)顶煤后部切顶线处于支架前后立柱中间。2024/7/21山东科技大学113(3)直接顶主体岩层为抗拉强度较大的含砾粗砂岩,分层明显。下位直接顶及时冒落,上位直接顶最大悬顶步距LZ=13m。(4)老顶由多个岩层组合而成,呈有规律的断裂运动并引起强烈的工作面顶板来压显现,因此,来压开始时,老顶断裂线位于工作面有效控顶距内。(5)由于工作面直接顶厚

69、度较小,冒落后不能全部充填满后方已采空间,并且采空区内有部分厚度的冒落顶煤堆积。2024/7/21山东科技大学114图图7.1 6上上105-2综放工作面顶煤顶板结构综放工作面顶煤顶板结构 2024/7/21山东科技大学1157.17.1岩梁位态与支架工作状态岩梁位态与支架工作状态1 1)采空区充填与岩梁末端沉降值的关系)采空区充填与岩梁末端沉降值的关系 直接顶和顶煤冒落后充填采空区,充填高度H1计算得:H1=(9-7.80.8)1.39.821.3=16.35m 上覆岩层冒落和开采煤厚总高度(空间): 老顶岩梁末端自由沉降高度SA:2024/7/21山东科技大学116以上计算说明,老顶岩梁末

70、端有以上计算说明,老顶岩梁末端有6.39m6.39m的下的下沉空间(自由空间),即已冒落直接顶和采沉空间(自由空间),即已冒落直接顶和采空区遗煤不能全部充填满采出空间,顶板来空区遗煤不能全部充填满采出空间,顶板来压时有较大的自由下沉空间。压时有较大的自由下沉空间。 2024/7/21山东科技大学117不放顶煤时采空区充填情况不放顶煤时采空区充填情况 H H为负值,说明工作面后部冒落的顶煤完全不放煤为负值,说明工作面后部冒落的顶煤完全不放煤时,由顶煤垮落后在采空区形成的垫层能完全充满采时,由顶煤垮落后在采空区形成的垫层能完全充满采空区。因此,老顶运动的幅度受到极大限止,顶板来空区。因此,老顶运动

71、的幅度受到极大限止,顶板来压时对工作面矿压显现的增量作用不明显。压时对工作面矿压显现的增量作用不明显。 2024/7/21山东科技大学1187.27.2老顶自由沉降到稳定位态时工作面顶板下沉量老顶自由沉降到稳定位态时工作面顶板下沉量 此时,支架处于此时,支架处于“给定变形给定变形”工作状态。由相似三角工作状态。由相似三角形定理:形定理:计算得计算得 : 由此可知,老顶沉降至自由位态,工作面对应控顶距由此可知,老顶沉降至自由位态,工作面对应控顶距处(前柱后方处(前柱后方800mm800mm)顶板下沉量达)顶板下沉量达1394mm1394mm,后柱处的,后柱处的顶板下沉量约为顶板下沉量约为1642

72、mm1642mm。目前支架允许活柱缩量最大。目前支架允许活柱缩量最大1100mm1100mm,支架会被压死。,支架会被压死。 2024/7/21山东科技大学1197.37.3支架实际工作状态支架实际工作状态 1)实测阶段1来压时工作面最大工作阻力为110#支架,工作阻力13383kN,此时,前后柱工作阻力分别为42.8MPa和23.0MPa,折合有效支护强度1.71MPa。此时,支架处于“限定变形”工作状态。工作面顶板下沉量由下式计算 :2024/7/21山东科技大学1202)取最小有效控顶距, =4.5m; 计算得到: 和允许的顶板下沉量1100mm相比,顶板下沉量富余量约349mm。3)按

73、来压时6个重点部位平均工作阻力11628kN计算,则顶板下沉量富余量101mm,此时支架仍有被压死的危险。 2024/7/21山东科技大学1214)支架发挥最大工作阻力时 ,支架仍处于“限定变形”工作状态。支架最大阻力能控制的顶板下沉量为,同样可以由式 计算得到。此时 923mm。即目前状态的支架工作阻力能控制的顶板位态即前立柱处顶板下沉量为923mm。顶板下沉量富余量107mm,同样,支架有被压死的危险。5)不同情况下工作面顶板下沉量计算结果如图7.2所示。 2024/7/21山东科技大学122图图7.2 6上上105-2综放工作面顶板结构和支架位态示意图综放工作面顶板结构和支架位态示意图

74、2024/7/21山东科技大学1236)矿压测试2、3阶段,工作面来压时,全工作面支架中阻力最大的110#支架末阻力均值分别为16316kN和16943kN,折合有效支护强度约2.092.17MPa,计算得到有效控顶距附近顶板下沉量509538mm。来压时,6个重点部位支架末阻力均值分别为13057kN和13595kN,折合有效支护强度约1.671.74MPa,计算得到顶板下沉量647680mm,同样可知,支架处于“限定变形”工作状态。 2024/7/21山东科技大学1247.47.4采空区留条形间隔煤垛控制工作面矿压显采空区留条形间隔煤垛控制工作面矿压显现技术现技术1)在面长方向上,将工作划

75、分为4个区域对放煤进行控制。2)沿工作面推进方向,以平均周期来压步距(20m)对放煤时间进行控制,在每个周期来压步距内顶板来压时约割煤57刀(3.5m4.9m)不放煤,不放煤步距基本与工作面平均显著来压步距(5m)基本相当,即在来压期间不放煤可形成满足要求的最大煤垛高度。3)在每个不放煤区域内,仍可以以8架为单位对放煤进行控制,相邻条形内放煤与不放煤间隔进行,如图7.3所示。 2024/7/21山东科技大学125图图7.3 采空区分区域留条形间隔煤垛控制工作面矿压显现示意图采空区分区域留条形间隔煤垛控制工作面矿压显现示意图 2024/7/21山东科技大学1267.5 7.5 留煤垛提高采空区充

76、填率控制工作面矿压留煤垛提高采空区充填率控制工作面矿压显现的实践成果显现的实践成果1)酸刺沟煤矿采煤一队在现场实际生产过程中,创造性应用了上述留煤垛控制矿压技术。2)他们实施了“全工作面一线双十架放煤”技术。 具体做法为:顶板非来压时全工作面正常放煤,顶板来压时全工作面一线10架支架放煤,邻近10架支架不放煤,以此类推,最终采空区留下宽度约7刀煤(宽约4-5m),面长方向约10个架子(长17.5m)的直线条形间隔煤垛支撑采空区顶板。如图7.4所示。2024/7/21山东科技大学127图图7.4 一线双十架采空区留间隔条形煤垛一线双十架采空区留间隔条形煤垛 2024/7/21山东科技大学1283

77、)矿压监测显示,所留煤垛确实能支撑顶板,控制工作面顶板下沉量,实测来压时工作面顶板下沉量一般不超过150mm,避免了老顶冲击和压死支架情形。4)实际的采空区煤垛高度不足。(被动放煤量较多)5)顶板控制初步成效的取得,是上述2项专门技术双管齐下的成果。 2024/7/21山东科技大学1298 综放工作面覆岩破坏“三带”高度及地表岩移观测8.18.1采前孔的现场探测采前孔的现场探测1)从2011年6月30日开始进行仰孔施工,截止7月3日已完成钻孔注水观测工作。在煤层顶板剖面上,根据孔深和由高程静压确定的垂高画出钻孔轴线。以孔轴为纵坐标,以注水流量为横坐标,根据各孔段上的注水漏失流量,作出钻孔分段漏

78、失量剖面图,如图8.1所示。 2024/7/21山东科技大学130图图8.1 采前孔注水漏失量图采前孔注水漏失量图 2024/7/21山东科技大学1312)从采前孔注水漏失量图可以看到,整个钻孔漏失量变化明显,含砾粗砂岩及粗砂岩层段漏失量较大,最大处约900ml/min,中砂岩及细砂岩岩层段漏失量较小,多处为零或者近乎于零。由以上分析可知,由以上分析可知,6 6上上煤覆岩岩层的原生裂隙煤覆岩岩层的原生裂隙在含砾粗砂岩及粗砂岩层段较发育,中砂岩在含砾粗砂岩及粗砂岩层段较发育,中砂岩及细砂岩岩层段原生裂隙几乎不发育。及细砂岩岩层段原生裂隙几乎不发育。 2024/7/21山东科技大学1328.2 8

79、.2 地表岩移观测地表岩移观测1)地表岩移观测的对象为6上105-2及6上107两个工作面,每个工作面各布置测线2条,走向观测线(800/1000m)和倾向观测线(570/600m)各一条。测线总计4条,测点总数为157个 ,具体观测站布设方案参见地表岩移阶段报告。两个工作面地表岩移观测站的布设如图8.2、8.3所示。2)地表移动观测的基本内容是:在采动过程中,定期地、重复地测定观测线上各测点在不同时期内空间位置变化。地表移动观测工作可分为:观测站的坐标变化,地表破坏的测定和编录。 2024/7/21山东科技大学133图图8.2 6上上105-2工作面地表岩移观测站工作面地表岩移观测站 I1走

80、向线z33z32EII1倾向线q1中心线q30z1z2Aq15q17zj03z33-1z32-1z31z31-1z30z30-1q30-1q29-1q28-1q27-1q2-1q1-1q3-1q4-1E:X:519396.570Y:4397014.941 注:本图中中间段测点用短线代替,其中E为交点,A 为中心2024/7/21山东科技大学134I1走向线z33z32EII1倾向线q1中心线q30z1z2Aq15q17zj03z33-1z32-1z31z31-1z30z30-1q30-1q29-1q28-1q27-1q2-1q1-1q3-1q4-1E:X:519396.570Y:4397014

81、.941 注:本图中中间段测点用短线代替,其中E为交点,A 为中心图图8.3 6上上107工作面地表岩移观测站工作面地表岩移观测站 2024/7/21山东科技大学1353 3)地表岩移观测仪器采用南方数码)地表岩移观测仪器采用南方数码GPS S82GPS S82型型RTKRTK,以矿区原有的控制点为基准进行测量以矿区原有的控制点为基准进行测量 。测量过程包。测量过程包含连接测量、全面观测及日常观测工作,。前期的含连接测量、全面观测及日常观测工作,。前期的连接测量和全面测量已结束,目前正进行日常观测连接测量和全面测量已结束,目前正进行日常观测工作,现场观测如图工作,现场观测如图8.48.4所示。

82、所示。4 4)自)自20112011年年8 8月月1 1日(工作面已累计推进日(工作面已累计推进741.75m741.75m,距离走向线距离走向线Z1Z1测点测点104m104m)开始进行观测,截止日前)开始进行观测,截止日前已累计观测地表测点已累计观测地表测点8 8次,得到以下初步结论:次,得到以下初步结论:2024/7/21山东科技大学136图图8.4 地表岩移现场监测地表岩移现场监测2024/7/21山东科技大学137表表8.1 地表岩移测点位移地表岩移测点位移由观测记录可知,在工作面前方约由观测记录可知,在工作面前方约70m处,测点开始处,测点开始移动,随着工作面的不断推进,受采动影响

83、测点移动移动,随着工作面的不断推进,受采动影响测点移动速度逐渐变大,前方测点依次进入超前影响区域。速度逐渐变大,前方测点依次进入超前影响区域。2024/7/21山东科技大学1389 主要结论工作面顶板岩性、厚度和强度特征工作面顶板岩性、厚度和强度特征 综放工作面基本支架工作阻力综放工作面基本支架工作阻力 工作面顶板结构特征工作面顶板结构特征 工作面顶板运动步距工作面顶板运动步距 顶板运动引起的矿压显现顶板运动引起的矿压显现 工作面宏观矿压显现工作面宏观矿压显现 提高顶板控制效果常规技术提高顶板控制效果常规技术 保证顶板控制效果的保证顶板控制效果的2 2项专门技术及效果项专门技术及效果 2024

84、/7/21山东科技大学13910 工作面安全控顶的建议1)加强工作面工程质量的管理,尤其是对工作面的放煤时间和放煤量的管理,另外,强化支架初撑力和工作阻力的管理。他们是实施综放工作面顶板控制2项专门技术的基本保证。2)采空区留条形间隔煤垛控制工作面矿压显现技术实施过程中,可以进一步对煤垛的留设宽度和留设地点进行优化,在保证安全控顶的前提下,进一步提高回采率。2024/7/21山东科技大学1403)对工作面顶煤厚度及顶煤(板)的冒放结构继续探测。4)由于顶煤强度较小,厚度较大的工作面顶煤断裂和冒落线处于4柱支架的前后立柱之间,它是工作面支架实际工作阻力低,尤其是后立柱支撑能力发挥极低的最主要客观原因。目前的采矿技术和管理措施很难从根本上改善顶煤破坏和支架受力特征。条件许可,6上煤层综放开采应采用和顶煤破坏特征相适应的支架。2024/7/21山东科技大学人有了知识,就会具备各种分析能力,明辨是非的能力。所以我们要勤恳读书,广泛阅读,古人说“书中自有黄金屋。”通过阅读科技书籍,我们能丰富知识,培养逻辑思维能力;通过阅读文学作品,我们能提高文学鉴赏水平,培养文学情趣;通过阅读报刊,我们能增长见识,扩大自己的知识面。有许多书籍还能培养我们的道德情操,给我们巨大的精神力量,鼓舞我们前进。

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