综放工作面:矿压显现

综放工作面:矿压显现（精选8篇）

综放工作面:矿压显现 篇1

0引言

随着人们对矿山资源需求量的逐渐增大, 为了提高煤炭资源开采效率, 目前人们在煤炭资源的开采过程中, 越来越趋向于采用综放工作面矿山压力监测的方法。矿山压力监测可以使人们在煤矿开采过程中, 更加清楚地了解围岩的破坏和工作面变化的情况。这样不仅能够提高工作面的开采效率, 而且还能保证开采安全性。下面我们可以通过实例分析, 来介绍综放工作面矿压显现规律。

1工作面概况及矿压监测方案布置

近年来, 随着煤矿行业不断快速发展, 人们在对煤矿资源进行首次开采时, 通常采用综放开采技术。该技术的推广在煤矿企业得到很好地应用, 但是该技术在实际的开采过程中, 由于工作人员对工作面中矿压及围岩的变化规律缺乏一定的认识, 所以在开采过程中显现出了很多问题, 使得工作面开采效率和开采安全性受到严重影响。故此, 针对工作面开采效率低、安全性差问题, 我们采用了“一采一准”的方法进行处理, 并且做出了相应的预防措施。此外, 在对煤矿综采工作面进行组织和调试的工程中, 我们还可以根据现场实际情况, 来调整员工的工作时间。

众所周知采场液压支架工作载荷可以反应工作面顶板的来压情况, 并有效地表现出来, 包括工作面顶板的初次来压、周期来压、来压步距和来压强度等。另外, 支架的适应性及支护效果可以通过液压支架的工作阻力进行分析。故此, 我们可以在工作面采场液压支架上布置测站/测线来采集支架的工作阻力变化情况, 据次来分析工作面顶板压力。为了方便煤矿生产管理人员的检测管理, 我们在工作面中设置了3 个观测站, 分别位于工作面上区段、中区段和下区段, 其采场液压支架测站/测线布置方案如图1 所示。每个测站布置两个测线, 每条测线上安置可记录工作面液压支架的工作阻力的尤洛卡1 台, 尤洛卡每隔5 min采集一次信息并输送至地面计算机系统内。

2矿压观测结果分析

2. 1综放工作面液压支架工作阻力分布

通过对综采工作面进行试采测量后, 可以得出如下结论:在工作面的逐渐推进过程中, 起初液压支架工作阻力变化不大, 当尾推进至37 m左右时液压支架工作阻力明显增高, 当工作面推进到28 m左右时, 液压支架后顶板出现断裂显现, 并发出隆隆的响声, 此时, 液压支架安全阀出现卸压现象, 顶底板移近量变大, 该显现说明工作面上区段机尾处基本顶出现断裂。在进一步推进的过程中工作面上区段至下区段依次出现顶板大面积来压显现, 当机头推进到下区段32 m左右时机头顶板开始跨落, 底板变形更加严重。故此可知, 工作面初次来压步距为28 ~ 32 m, 且来压从上到下呈阶段式。

2. 2观测数据分析

根据所采集的数据进行统计分析可知: 工作面初次来压期间, 液压支架平均工作阻力为5 020 k N约占支架额定工作阻力的83% 左右并未超过额定工作阻力, 说明顶板来压强度不算很大, 同时也说明该型号液压支架适应性较强, 对工作面支护作用良好; 根据初次来压对液压支架活柱变化的影响可知, 初次液压期间, 液压支柱的下缩量平均为18 mm, 液压支架活柱下缩量不大, 究其原因应该是工作面来压时, 支架上方的放顶煤层起到了一定的缓冲作用, 进而降低了支架的冲击强度。

周期来压。在初期来压后工作面有经过几个周期性来压现象, 经观测周期来压的步距为10. 1 ~ 12. 7 m, 故平均周期为11. 54 m, 周期来压跟初次来压相同从上到下呈阶段式; 在周期来压期间发现工作面煤壁中部和中上部有阶段式片帮的出现, 分析原因应该是工作面煤层软弱且承载能力较低所导致。

支架载荷变化。在初次来压与周期来压期间, 所测6 台支架的平均工作阻力与最大工作阻力相当, 其工作阻力主要分布在2 500 ~ 3 500 k N和3 500 ~ 5 500 k N。在观测期间液压支架初撑力普遍表现较低, 分析其原因是该工作面拉架工升架时间较短, 在支架还没到达额定初撑力时就停止升架了, 同时油管及千斤顶的故障也有可能造成初撑力变低。

3 结语

通过对综放工作面矿压观测进行实例分析, 可以得出工作面矿压随着工作面的不断推进呈现周期性的变化, 故此, 加强对综放工作面矿山压力的显现与监测手段研究, 可以及时有效的了解煤矿岩层的变化规律, 进而在采煤工作中有效预防顶板事故及矿压所引发的各种安全事故, 进一步提升煤矿开采的高效安全性。

参考文献

[1]陈峰.综放工作面矿压显现规律的研究[J].山东煤炭科技, 2010 (3) :190-191.

[2]蔡挺.综放工作面矿压显现规律及支架适应性[J].江西煤炭科技, 2013 (1) :101-102.

综放工作面:矿压显现 篇2

关键词：放顶煤 矿压 规律

1 概述

综采工作面的向前推进，直接顶逐渐断裂、冒落，并对工作面煤壁和支架产生动压作用，煤壁产生部分变形，甚至被压碎，支承压力峰值逐渐向煤壁深部转移，工作面老顶初次来压时，老顶初次断裂，并对工作面煤壁和支架产生剧烈影响，对煤壁产生冲击，导致部分厚度的煤壁被压垮造成的。研究工作面矿压显现规律对液压支架及防止煤壁片帮有一定的作用。

2 工作面概况

31012综采工作面走向长308m，切眼长147m。该采面煤层平均厚度为7.9m左右，采用分层开采，目前开采下分层，煤层倾角平均为18°，31012综采工作面当前实际采高平均为3m。二1煤层老顶为粉砂岩，直接顶为砂质泥岩，直接底为砂质泥岩。

3 数值模拟方案及结果分析

3.1 数值模拟方案 工作面围岩（上覆岩层、底板）移动破坏、应力分布规律模拟研究。

依据31012工作面实际开采情况进行以下内容的模拟研究。

①上覆岩层垮落的特征及覆岩的移动规律、应力分布规律。②工作面开采超前支承压力的分布规律。③工作面开采底板变形规律和破坏深度，主要模拟不同工作面长度开采时底板应力场及破坏深度（塑性区）。

3.2 数值模拟模型的建立 模型左右边界宽度150m，模型上边界取至煤层顶板向上53m。将模型下边界取至巷道底板以下超过14m。上部边界条件采用应力边界条件，下部位移边界条件：可以在x方向上运动，将铰支固定在y方向上，即v=0。模型左右侧位移边界条件：在y方向上可以运动、在x方向上固定的铰支，即u=0。

3.3 确定岩石力学参数 由于没有鹤煤九矿实测的岩石力学参数值可以参考，根据相邻矿井岩石力学参数测试结果，结合该煤矿的实际岩性近似取值，其岩石力学参数如表1所示。

3.4 分析数值模拟结果 对煤炭进行开采的过程中，会对煤层上覆的岩层构成一定的破坏，造成岩层的变形，甚至冒落等。对于距离煤层较近的岩层，如果其岩性比较软并且厚度比较薄，在开采煤炭时上覆岩层首先会发生冒落，在采空区出现堆积，与上覆硬厚岩层形成自由空间。在煤壁、采空区冒落矸石以及液压支架的支撑下，上覆硬厚岩层逐渐变形、破坏、失稳。受地质条件和工艺参数的影响，上覆岩层呈现不同的运动规律。现场实际开采高度为3m。

随着工作面不断向前推进，顶板从开切眼开始出现分层、倒台阶状冒落等特征。由于工作面下部的厚度比较小，导致岩性较软的岩层首先发生冒落。而对于厚度较大的岩层，首先会形成一种暂时的、长度小于5m的铰接结构，然后再发生冒落，在一定程度上工作面支架受到这种平衡结构断裂的直接影响。因此，工作面基本顶来压前，在直接顶上会出现一次至几次来压现象，顶板岩石的力学性质决定着来压的次数和强度。通过模拟证明，当工作面推进到10m时，冒落高度为4.4m，当工作面推进到30m时，冒落高度为7.1m，当工作面推进到42m的时候，冒落高度达到了9.8m，如图1～4所示。

当直接顶发生冒落后，岩石在采空区出现无序的堆积，在一定程度上减小了基本顶岩层的运动空间。随着直接顶的不断冒落，在其上方的厚硬岩层出现断裂，并且彼此之间互相挤压，进而构成铰接平衡结构，这种结构之间的水平挤压力随着工作面的不断前移而逐渐减小，这种平衡结构在工作面推进到30m时，发生转动失稳，进而对工作面造成基本顶来压。基本顶初次来压后，基本顶形成的铰接结构在工作面推进到42m时继续失稳，并伴随着第一次周期来压。上覆岩层随着工作面推进距离的不断增加而发生周期性冒落，采空区冒落矸石逐渐承担岩层的重量，进而压实离层。按照各自的岩层几何力学特征及受力状况，采场上覆岩层出现冒落、变形和离层。这种整体的变形以及相互间的作用力，分别以不同的形式影响到采场支承压力以及支架的受力情况。

4 工业试验效果

根据现场观测，31012工作面顶板来压比较明顯，周期来压步距为9～13.8m，平均为11.7m，工作面上部、中部、下部的周期来压步距变化不大；通常情况下，周期来压持续时间在1～5个循环，平均持续时间为2.4个循环；周期来压持续4～33个小时，平均持续为13.3个小时；来压动载系数为1.54～2.02，平均为1.84，顶板来压强度是比较大。通过研究分析模拟结果，可以得出，工作面来压步距与现场观测结果基本保持一致。因此，对于大采高工作面上覆岩层冒落特征，通过采用UDEC数值模拟软件进行模拟，能够充分证明该模型的建立和参数的选择是合理的。

5 结论

①通过数值模拟及现场观测确定工作面初次来压步距为30m，周期来压步距为9～13.8m。②通过采用UDEC数值模拟软件对大采高工作面上覆岩层冒落特征进行模拟，证明本模型的建立和所取参数合理。

参考文献：

[1]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社，2003年.

[2]张朋.综采矿压显现规律与巷道支护效果数值模拟研究[D].内蒙古科技大学，2011年.

[3]任建喜，杜飞等.大佛寺矿厚煤层综放工作面矿压显现规律现场监测分析[J].煤矿安全，2012，12（2）：159-164.

[4]陈锋，刘中胜，李书刚.综放工作面矿压显现规律的研究[J].山东煤炭科技，2010（1）：37-39.

综放工作面:矿压显现 篇3

关键词：综放工作面,矿压显现规律,瓦斯涌出

1 试验工作面概况

试验工作面位于3号煤层, 开采深度为+670~+1105m, 煤层平均厚6.22m, 倾角≤13°, 结构复杂, 煤层顶板岩性为细粉砂岩、泥岩, 局部为中—细砂岩, 厚度13m;煤层底板为泥岩、粉砂岩、细砂岩, 厚度11m, 工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤法, 全部垮落法管理顶板。

采用YHY60型矿用压力连续监测系统, 在试验工作面机头到机尾共布置20个分站, 在每个分站的液压支架上方安装压力传感器, 实时监测工作面支护阻力的动态变化, 实时监测瓦斯涌出量的变化, 同步监测工作面支架阻力和瓦斯涌出量的变化。

2 工作面的矿压规律分析

本次矿压观测时间从2011年2月22日至3月21日, 工作面从距离开切眼1126.1m推至距离开切眼1232m, 共推进105.9m, 共经历约177个循环。

周期来压分析以支架的平均循环末阻力与其均方差之和作为判断顶板周期来压的主要指标, 并参考支架每天的循环末阻力, 获得支架工作阻力随工作面推进的变化情况, 红色线段表示周期来压判据, 黑色线段表示来压位置, 如图1所示。数据计算的公式为:

式中, σp———循环末阻力平均值的均方差;n———实测循环数;Pti———各循环的实测循环末阻力;———循环末阻力的平均值,

顶板来压依据:

根据实测数据计算出综放工作面支架工作阻力特性:时间加权阻力平均值为1807.4KN;时间加权阻力平均值的均方差为620.1KN;基本定来压判据2015.6KN;支架循环末阻力时间加权平均值2015.6KN;支架循环末阻力时间加权平均值2472.8KN;动载系数为1.46。工作面顶板来压情况如表1。

由图1、表1可以看出, 基本顶初次来压步距为35m, 基本顶初次来压期间, 支架平均工作阻力为2234.1KN, 支架工作阻力峰值平均为3108.4KN, 为额定工作阻力的56.1%, 而初次来压之前支架平均工作阻力为1203.5KN, 动载系数为1.52。

3 综放工作面矿压显现与瓦斯涌出关系

监测期间共出现8次周期来压过程, 每一次周期来压过程表现明显, 各个监测分站老顶周期来压步距基本一致, 工作面周期来压步距平均为11.1m, 中部平均为11.0m, 下部为11.1m, 上部为11.3m。

由现场监测数据可知, 工作面每来压前绝对瓦斯涌出量平均为12.27m/min, 相对瓦斯涌出量平均为3.64m/t, 来压后均值分别为14.19m/min和4.64m/t, 来压后绝对瓦斯涌出量比来压前增大16﹪, 相对瓦斯涌出量比来压前增大28﹪, 工作面支架压力变化与工作面瓦斯涌出量变化关系明显 (如图2) 。周期来压期间支架支护阻力增大与工作面瓦斯涌出量增加具有一致性, 工作面矿压显现增大, 瓦斯涌出量同步增大, 压力降低, 瓦斯涌出量随之下降, 且支架支护阻力增大超前于瓦斯涌出量明显增大。

在本矿的开采过程中, 我们观察到工作面瓦斯涌出量来源有两方面, 一是工作面前方煤体瓦斯, 在开采过程中采落煤炭 (或片帮) , 内部瓦斯解吸运移, 以及靠近煤壁受矿山压力作用, 一部分煤岩体破裂 (产生节理或裂隙) , 内部瓦斯解吸并运移进入工作面;在工作面推进过程中, 悬臂岩梁跨度逐渐增大, 工作面后方上覆岩层载荷通过悬臂梁转移到工作面前方, 使工作面前方煤体承受压应力, 并在工作面前方某处达到最大, 即应力峰值, 临近工作面煤体受到塑性破坏, 老顶岩层在工作面上方受到上部岩层载荷的压应力和下部煤体的反作用力作用, 受到采动影响不断发生变化的支承压力, 通过一定形式作用在采场周围煤岩体上, 周围煤岩体中应力场会发 (下转第35页) 生变化, 形成卸压带和应力集中带, 煤体渗透性在卸压带增加, 在集中应力带则降低, 组成煤岩体与瓦斯共同作用系统的变形与运动。随着工作面来压的周期到来, 工作面前方一定范围内煤体裂隙范围增大, 瓦斯解析速度加快, 运移通道畅通, 含瓦斯煤体呈现“卸压増流”效应, 瓦斯涌出量呈现周期性增大。

二是工作面后方采空区遗留的浮煤解吸出的瓦斯, 经升浮、积聚作用, 在受到跨落过程动力和工作面负压力驱使下, 进入回采工作面。周期来压对采空区岩层移动带来很大影响, 上覆岩层的移动又引起采空区后方瓦斯运移, 进而造成采空区瓦斯周期性大量涌向了回采工作面。

在一次老顶垮落活动结束到下一次老顶岩层端部再次断裂之前阶段中, 随着工作面的推进, 顶板悬臂的距离增长, 采空区的压力逐渐增大, 采空区深部的矸石空隙不断被压实, 此阶段的顶板下沉量小, 经历时间比较长, 工作面的推进距离也较长, 新形成的采空区空间远大于被老顶压实的空间, 采空区瓦斯体积分数变化不明显。

周期来压对采空区上覆岩层的影响, 造成采空区内瓦斯运移规律发生变化, 大量瓦斯运移至回采工作面, 这是造成综放工作面瓦斯大量涌出的另一主要原因。

4 结论

(1) 试验工作面瓦斯涌出量随工作面周期来压呈一定的周期性变化, 且顶板周期来压超前于瓦斯涌出量周期性变化, 一般瓦斯涌出量峰值滞后采场周期压力峰1~2d, 实际工作中可根据来压情况进行瓦斯涌出的预测分析。

(2) 在初次来压及周期来压前夕, 瓦斯涌出量有一个相对减小的趋势;而在来压之后, 瓦斯涌出量出现较大幅度的增加。

(3) 破裂增加了瓦斯的逸散速度, 措施减缓煤体破裂, 是降低工作面瓦斯涌出量有效方法之一。

(4) 受到顶板垮落的冲击, 分布于采空区的瓦斯, 在顶板下落压力驱动作用下, 大量涌入到回采工作面, 造成工作面瓦斯浓度增大。因此, 利用充填等技术手段, 降低顶板垮落强度, 也是降低工作面瓦斯涌出量的方法之一。

参考文献

[1]邹喜正, 刘长友.安全高效矿井开采技术[M].中国矿业大学出版社, 2007

[2]王家臣.厚煤层开采理论与技术[M].北京:冶金工业出版社, 2009

[3]蔡建德, 李占军, 李化敏[J].顶板周期来压与采场瓦斯涌出的关系研究, 2009

[4]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003

综放工作面:矿压显现 篇4

1 工作面概况

2084放顶煤工作面, 标高-310~-340m, 与工作面对应的地面标高+20m;工作面长度75m, 走向推进长度480m;煤层平均厚度4.0m, 平均倾角25°, f=0.58~1.67。煤质松软, 有少量夹矸, 不影响顶煤的放出煤层构造简单, 裂隙较发育;老顶为条带状灰色中、细砂岩, 直接顶为沉凝灰质胶结, 伪顶为灰、黑色粉砂岩和0~0.53m的小煤线, 直接底为灰白色中、细砂岩, 老底为黑色粉砂岩。最大涌水量0.74m3/min, 正常涌水量0.3m3/min。

2 矿压观测内容和方法

2.1 观测内容

观测的主要内容有:工作面常规矿压观测;工作面内顶板控制和支架支护状态的观测, 具体内容有:采高, 端面距, 前落煤的冒落宽度、高度 (300mm以上) 、位置, 工作面内煤壁的片帮位置及片帮深度、长度、高度等参数;工作面顶煤及顶板运移规律观测。

2.2 测点布置及观测方法

1) 支架载荷测线:在工作面内沿倾斜方向布置3条测线, 从工作面下运输平巷开始向上分别设在10号、38号、66号支架上。每一支架分别设置两台自动监测记录仪, 对角布置, 用以观测支架前、后立柱的初撑力和工作阻力的变化情况。

2) 深基点观测:工作面巷道开掘断面大, 顶煤及顶板位移观测站选择在少受生产干扰的回风巷道和运输巷道内。根据具体工作面条件、方便工作和观测需要, 依据工作面综合柱状图, 在回风巷内设两个测站 (测站Ⅰ和测站Ⅱ) , 两测站间距为35m, 每测站打3个深基孔 (深基点分别位于顶煤、直接顶和老顶内) , 共设6个测点。

3 矿压显现规律

3.1 工作面支架载荷分布规律

工作面支架载荷观测结果见图1所示。由实测结果可以看出, 支架初撑力平均829k N/架, 为额定值的41.86%, 最大初撑力为1426k N/架, 为额定值的63.39%。支架平均工作阻力1028k N/架, 为额定值的41.65%, 最大工作阻力2325k N/架, 为额定值的94.34%。

支架载荷沿工作面倾斜方向的分布规律是:两端比中间大, 靠近下运输平巷处支架载荷比上回风平巷略大。

现场实测数据统计结果表明:支架前、后立柱受力不均。在正常情况下, 支架前立柱的压力一般在20~26MPa, 而后立柱一般在0~11MPa之间, 大部分在4~7MPa左右, 压力为0或为负值 (受拉情况) 的占统计总数的32%;由于顶煤较薄, 在没有放煤的情况下, 支架前立柱的压力值通常要比后立柱的压力值小。其主要原因是:当顶煤无法实现落放时, 经过初次破碎的顶煤传递上位岩层的载荷, 越靠后, 传递的载荷就越大, 所以后立柱受压就越大。

3.2 工作面初次来压和周期来压

工作面初次来压步距18.9m, 来压强度为1295k N架, 来压时有少量淋水并出现煤壁片帮现象, 周期来压时工作面矿压显现较为明显, 来压时偶尔有淋水、片帮现象出现。

来压前工作面煤壁稳定, 片帮和端面冒落现象极少, 工作面支架平均工作阻力1020k N/架;周期来压时矿压显现明显, 工作面中下部片帮及端面冒落严重。

平均来压步距为13m, 来压时工作面支架平均工作阻力为1330k N, 周期来压动载系数1.40, 说明来压强度不大, 支架具有足够的支护阻力。

4 顶煤、顶板位移观测结果分析

4.1 顶板移动观测数据整理及分析

由图2、图3所示, 顶板位移始出现在工作面前方约10m处, 随着工作面向前推进, 位移不断增加。直接顶位移变化量最大值出现在工作面前方6~8m间, 达到140mm/d, 65mm/m, 此处直接顶开始断裂;老顶的位移变化量最大值出现在采空区12~14m间, 达到245mm/d, 130mm/m, 此处老顶的稳定结构开始失衡;工作面开始周期来压, 周期来压步距约为12~14m, 与所观测的工作面支架载荷数据吻合。

4.2 顶煤运移观测及分析

研究采用深基孔位移跟踪法观测顶煤的移动规律, 由于煤层较薄, 只在距煤层底板3.5m处布置一个层位测点。

表1是各测点的顶煤运移数据统计, 经计算可得以下关系:

式中:S———顶煤位移量 (mm) ;

L———测点到工作面煤壁的水平距离 (m) 。

如下图所示, 图4为顶煤位移曲线, 图5为顶煤移动速率曲线 (mm/m) , 图6为顶煤移动速度曲线 (mm/d) 。由图可知, 顶煤在工作面前方约16m处开始产生微量位移, 此时顶煤运动以水平位移为主;随着工作面向前推进, 顶煤位移量不断增加, 当工作面推进到距测点2m左右时, 顶煤移动速率明显增加, 达到68mm/d, 此时顶煤运动以垂直位移为主;当工作面推进到测点位置时, 顶煤位移量急剧增加, 在测点之后2m, 顶煤的累积位移量达712mm, 此处顶煤己开始垮落。

5 结论

1) 支架载荷在沿工作面倾斜方向的分布规律是两端大中间小;而在没有放煤之前, 支架后立柱的压力通常要大于前立柱。

2) 工作面初次来压大约1300k N/架, 周期来压矿压显现不太明显, 平均来压步距13m, 工作面中部及下部伴随不间断的片帮、端面冒落等现象。

3) 在工作面前方6~8m左右直接顶断裂, 在采空区12~14m左右老顶平衡结构失稳。在工作面前方16m左右, 顶煤运动以水平位移为主;工作面推进到距测点2m左右, 顶煤运动开始以垂直位移为主, 此后位移急剧增加, 直至在工作面后方2m左右顶煤破碎为散体并开始垮落。

摘要：通过现场收集某矿大倾角较薄厚煤层综放工作面矿压数据, 并进行整理分析, 摸索出大倾角较薄厚煤层综放工作面矿压显现一般规律。

关键词：大倾角,较薄厚煤层,综放开采,矿压显现规律

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]孟宪锐, 李建民.现代放顶煤开采理论与实用技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001.

[3]王家臣, 仲淑姮.我国厚煤层开采技术现状及需要解决的关键问题[J].中国科技论文在线, 2008, 11.

[4]杨振富, 罗恩波.放顶煤开采技术与放顶煤液压支架[M].北京:煤炭工业出版社, 1995.

综放工作面:矿压显现 篇5

1 工作面概况

华亭煤矿250105 工作面煤层属中下侏罗统延安组含煤地层,煤层厚度平均44. 4 m,倾角2° ~ 9°,按走向长壁水平均分三层开采的要求布置巷道。250105 工作面为2501 采区第1 分层第5 个工作面,其一侧为250103 工作面采空区,另一侧为未开采煤层,采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤开采,全部垮落法控制顶板。工作面位置关系和煤层赋存情况见图1~2。

2 模拟方案与模型建立

2. 1 模拟方案

在矿压显现发生的两个基本条件中,作为诱发条件的高能量震动具有随机性,研究过程中存在诸多困难,因此,本模拟研究的主要目的在于探索开采过程中高应力区的分布范围及成因,为矿压防治提供判断依据。模拟过程中的开采方式为一次采全厚,采高为13 m,50 m为一开采阶段,共8 阶段400 m。采空区采用完全垮落处理,不进行充填。模型采用莫尔—库仑( Mohr-Coulomb) 屈服准则判断岩体的破坏形式。利用该模型主要对以下3 个方面的问题进行模拟研究:

1) 工作面切眼附近的应力分布规律和高应力分布区;

2) 工作面回采过程中高应力区的分布位置、范围及变化情况;

3) 工作面回采过程中底板应力的分布规律。

2. 2 计算模型

2. 2. 1 计算模型建立

计算模型长×宽×高: 2 050 m×450 m×440 m,巷道断面宽×高: 5 m×4. 8 m。计算模型以250105 回风巷口处为零点建立,沿x轴正向2 000 m,沿x轴负向50 m; 沿y轴正向260 m,沿y轴负向190 m; z轴方向按照真实地层走势建立,标高为+670 ~ +1 100 m。三维模型共划分571 950 个单元,599 872 个节点。四周边界为法向约束边界,下部边界为全约束边界,上部边界为自由边界。上部边界以上的岩层作为外载荷施加在模型上,作用力为5 MPa。数值计算模型见图3。

2. 2. 2 岩石物理力学参数的确定

根据数值模型建立的需要,对地层岩层厚度进行一定简化,将厚度小于1 m的岩层合并为1 层。模拟计算采用的岩体力学参数见表1。

3 模拟结果分析

为了分析不同回采阶段工作面围岩的应力状态,对模型进行剖切,从大量剖面图中研究围岩的应力集中状态。沿工作面倾向剖切的为横剖面,沿工作面走向剖切的为纵剖面。

3. 1 切眼处应力分布

对模型工作面切眼进行剖切。从图4 和图5 中可以看出,250105 工作面切眼处邻近采空区侧( 回风巷侧) 上方煤体中产生应力集中。从图4 中可以看出,应力集中区分布范围广,在煤层走向方向上横跨250105 工作面开切眼上方煤岩体,并沿着工作面推进方向向前方延伸( 图中深色区域) 。从图5 中可以看出,工作面倾向上在距回风巷35 m处应力值最大且由回风巷侧向运输巷侧逐渐减弱。切眼处整个应力集中区呈不对称分布,回风巷侧( 靠近采空区)应力集中程度要远高于运输巷侧。由此可见,250105 工作面邻近的250103 工作面采空区顶板垮落不完全,对250105 工作面开采煤层的应力分布造成严重影响。此应力集中区对250105 工作面初期回采影响极大,是造成此期间矿压显现严重的主要原因之一。

3. 2 回采对围岩应力的影响

在工作面回采过程中,采空区顶板运动将在工作面前方形成应力集中区,这亦是造成围岩应力集中的主要原因之一。

图6 为不同回采阶段工作面中部横剖最大主应力分布云图,可以看出随工作面向前开挖,在工作面前方10~70 m内始终存在一个近似于椭圆形的应力集中区( 图中深色区域) ,其范围以开采煤层为中心,向上最大延伸至工作面顶板45 m,向下最大延伸至工作面底板35 m,特别在工作面前方顶板20~30 m内应力集中程度最高。此应力集中区距250103 工作面采空区较远,应力集中主要是由本工作面回采造成的。

从图7 中可以看出,在250105 工作面回采和250103 工作面采空区顶板的双重影响下,回风巷侧应力集中现象尤为严重,其范围基本覆盖了工作面的倾斜长度,尤其在回风巷内侧岩层10 ~ 30 m范围存在一个应力高度集中区( 垂直应力见图中深色区域) ,其范围以回风巷上方16 m处为中心,最大向上延伸11 m,向下延伸14 m。

从图8 中可以看出,在工作面推进方向上,应力集中区分布范围极广,一般在工作面前方10 ~200 m内形成应力集中区域,且在工作面前方20 ~ 70 m内最为严重,并且高应力区域逐步向底板侧转移,在实际生产中,此区域正是矿压显现严重区。

3. 3 底板应力分布特征

不同回采阶段底板应力的分布情况见图9,可以看出,底板在工作面前方亦产生应力集中,范围约为200 m,是造成底板破坏的主要力源。由于顶板和巷帮采用“锚—网—索”联合强支护方式,底板作为唯一无支护区域成为应力集中的主要释放点,因此,底鼓成为矿压显现的主要破坏方式,这与250105 工作面矿压显现情况基本吻合。

4 矿压防治

4. 1 技术方面

1) 加强顶板深孔切顶爆破卸压,诱导顶板破裂垮落,以减弱顶板造成的应力集中现象[9,10],同时避免顶板垮落不完全对下一工作面回采造成影响。

2) 采用巷帮煤体爆破的方式对工作面前方30 ~200 m应力集中区域进行超前卸压,尽最大可能降低工作面的矿压显现危险程度。

3) 根据现场实际情况,在底板应力集中区实行底板深孔爆破卸压,以减小底板应力集中程度,使底板应力逐渐向深部转移[11,12],减小来压破坏程度。

4) 加强250105 工作面两巷的超前支护和工作面端头支护工作,降低来压影响,减少来压破坏,最大限度保证人员安全。

4. 2 矿压安全管理方面

由于矿压显现发生的复杂性和影响因素的诸多性,预测预报准确性仍然面临较大挑战,并且在防治技术上也不能完全消除来压造成的破坏。因此,加强矿压安全管理尤为重要[13]。

在现场管理中,要始终坚持以警戒区域及“三限”( 危险区域限员、物料设备限位、危险区域限时进入) 日常管理为重点,强化个体防护,始终坚持制度措施的刚性落实不动摇,探索实践矿压防治动态管理,努力提升主管科室工作人员自身素质,培养区队矿压自主管理能力,形成“科室监督考核、队干班组长自觉督导、职工自觉遵守”的矿压防治全员参与的氛围,实现矿压防治“有震动无显现,有显现无破坏,有破坏不伤人”的最终目标。

5 结论

1) 250105 工作面围岩体中的应力集中现象主要是由邻近250103 工作面顶板垮落不完全和本工作面回采共同造成的。

2) 随着工作面向前回采,在工作面前方10 ~ 70 m内始终存在一个近似于椭圆形的应力集中区域,此应力集中区距250103 工作面采空区较远,主要是由本工作面回采造成的应力集中。

3) 250105 工作面在回采过程中回风巷内侧上方岩体中会产生应力集中区,其范围分布广,并由回风巷侧向运输巷侧减弱。

综采工作面矿压显现规律浅析 篇6

N1200综采工作面地表位于考考乌素沟以北井田东部, 工作面中心距北翼风井东偏南约840m。井下位于井田北翼2-2煤生产系统以东。该面西邻2-2煤辅运大巷几2-2煤生产系统, 南为实煤区, 东为崔家沟井田边界方向, 北为设计的N1202掘进工作面。为北翼盘区东部第二个工作面, 工作面煤层顶底板情况见表1。

2 观测区布置

将柠条塔煤矿N1200工作面架掩护式液压支架分为七个测区, 每个测区布设三条测线, 对其进行重点观测。根据柠N1200工作面的实际情况, 决定这个阶段观测的掩护式液压支架重点为, 上测区:15架-19架, 中测区:85架-89架, 下测区:156架-160架。工作面测区、测线及测点布置参照图1。

3 矿压规律分析

老顶初次断裂引起工作面老顶的初次来压, 初次来压一般要持续2d~3d才能将工作面推过去。随着回采工作面推进, 老顶在初次断裂以后, 裂隙带岩层形成的“结构”将始终经历“稳定失稳再稳定”的变化。这种变化将呈现周而复始的过程, 因此称为周期来压。各测区实测老顶来压步距如表2所示。

Ⅰ测区与Ⅶ测区由于受两端煤柱的影响在采煤工作面并未出现明显矿压显现现象, 通过对采空区实地观察、采煤工作面顶板的破碎度测量及煤壁渗水情况等综合分析后发现, Ⅰ测区与Ⅶ测区矿压显现具有滞后性, 滞后距离约10~50m。Ⅱ测区初次来压步距平均为50.03m, 周期来压步平均为12.15m。Ⅲ测区初次来压步距平均为49.73m, 周期来压平均为11.85m。Ⅳ测区初次来压步距平均为49m, 周期来压步距平均为10.88m。Ⅴ测区初次来压步距平均为49.3m, 周期来压步距平均为11.28m。Ⅵ测区初次来压步距平均为52.6m, 周期来压步距平均为11.35m。

4 结论

(1) 通过观测可知, 在开采过程中工作面的初次来压以及周期来压持续的时间短, 其对支架的破坏影响较小。

(2) 根据以往的开采经验, 顶板的破坏形式及程度在整个开采过程是不同的, 建议在末采阶段重视矿压监测, 及时采取支护措施, 充分保证生产安全。

(3) 在部分阶段老顶来压相对明显, 在此期间, 应当加强顶板支护, 保证安全。

(4) 通过对工作面支护措施进行监测, 证明现有的支护方式是科学的, 能够满足工作面的稳定要求。

摘要：对N1200煤层进行矿压观测, 对工作面矿压显现规律进行研究。为N1200煤层的合理开采, 以及对顶板的科学支护提供了科学依据。

关键词：矿压观测,工作面,煤层,来压步距

参考文献

[1]胡国伟, 靳钟铭.大采高综采工作面矿压观测及其显现规律研究[J].太原理工大学学报, 2006, 02:127-130.

[2]汤建泉, 等.现场矿压观测方案设计[J].煤矿开采, 2008, 01:71-74.

[3]赵建明, 等.薄煤层综采面矿压观测实践研究[J].中国科技信息, 2009, 20:59-60.

长走向工作面矿压显现规律分析 篇7

西山煤电集团公司镇城底矿于2002年采用综放回采工艺, 由于地质条件所限, 回采工作面走向多在500～800 m之间。18306工作面是镇城底矿第一个大走向综放工作面, 所采煤层为8#煤层, 煤层稳定, 煤层平均厚度为4.38 m左右, 煤层整体呈一复式向斜, 大致由南东向北西倾斜, 倾角10°左右, 走向长1 200 m, 倾斜长190 m。

18306工作面采用一次采全厚综采低位放顶煤法开采, 全部垮落法管理顶板, 割煤高度2.3 m, 放煤高度2.08 m, 采放比1∶0.9。工作面布置126架ZFS3000/16/25型支架支护顶板, 机头布置2架ZPT3600/17/26型过渡支架和一组ZT11582/18/28型端头架并配合一排带帽点柱进行支护, 机尾布置2架ZPT3600/17/26型过渡支架进行支护。

工作面顶底板情况如表1所示。

2 顶煤的初次垮落

18306工作面煤质中硬, 节理、层理发育, 顶煤受顶板压力和支架反复支撑作用, 当工作面推出切眼时顶煤便随采随冒。开始顶煤冒落块度较大, 工作面推进15 m后, 顶煤块度逐渐变小。

3 直接顶的垮落

工作面推进18 m时, 厚1.91 m的石灰岩直接顶初次垮落, 推进35 m时, 支架受力明显增大, 工作面推进57 m时, 出现第一个峰值点, 支架工作阻力平均1 393.79 kN, 煤壁出现片帮, 并伴有顶板断裂声, 此时直接顶全部垮落。随着工作面的继续推进, 直接顶发生周期性的垮落, 其步距平均为15 m。

4 老顶的运动特征

工作面推进73.6 m时, 支架工作阻力达到第二个峰值点, 煤壁出现大面积片帮, 片帮深度平均400 mm, 并伴有强烈的顶板断裂声, 支架工作阻力平均达2 420 kN, 此次为老顶初次来压。老顶初次来压后, 工作面每推进15～25 m, 出现一次老顶周期来压, 工作面分段来压现象明显。

5 工作面支架受力分析

(1) 在两巷超前段设置5个超前支撑压力观测站, 用装有圆图压力自记仪的单体支柱来记录两巷支撑压力超前范围。为了观测工作面两巷巷道变形, 分别在两巷及工作面50 m、100 m、150 m和距停采线50 m处设置观测站, 采用“十字观测法”观测巷道变形量[1,2]。测点布置如图1所示。

(2) 为了研究顶板和顶煤的运移及垮落规律, 为今后合理确定放顶煤高度和步距等工艺参数, 在回风巷内沿走向共设2个测站, 各布置3个测点[3], 测点分别位于顶煤、直接顶和老顶内, 进行顶煤和顶板的位移观测, 如图2、3所示。

(3) 在工作面支架布置4个测点, 从初采至收尾结束, 全程观测工作面支架在矿压活动中的初撑力、工作阻力, 测点平均分布, 分别位于工作面5#、43#、81#、120#支架, 对所测取数据分析如表2～4所示。

6 结论

西山煤电集团公司镇城底煤矿由于地质条件有限, 一般回采工作面走向长度在500～800 m之间。为了在该地质条件下探索长走向工作面的回采方法, 通过18306工作面, 设计了走向1 200 m长的综合机械化采煤工作面, 通过矿压分析, 设计结论如下:

(1) 18306长走向工作面支架初撑力和工作阻力平均值, 分别为额定值的41.11%和46.46%, 其二者的最大值为额定值47.35%和60.72%, 说明该工作面的支架选型是合适的;

(2) 通过进一步观测, 工作面来压后, 强度最大时超过3 000 kN/架, 支架最大实际支护强度为3 700 kN。ZFS3000/16/25型液压支架的支护强度在5 800～5 900 kN之间, 完全符合支护强度要求, 18306工作面共推进1180 m, 经历了50多次周期来压的考验, 没有发现支架本身损坏影响生产的情况, 也可说明该支架的总体性能能满足工作面生产的需要。

(3) 同时放顶煤开采与一次采全高相比较, 放顶煤开采支架载荷没有由于煤厚加大而其载荷成倍增加, 反而不高于一次采全高受载, 这主要是顶煤体充当了支架与顶板相互作用的“缓冲体”。

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003

[2]杜计平, 孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009

首采工作面矿压显现模拟试验研究 篇8

神华亿利能源有限责任公司黄玉川煤矿位于准格尔煤田中西部,行政区划隶属于准格尔旗长滩乡和薛家湾镇。井田为一多边形,东西长约8.9 km,南北宽约5.5 km,面积42.64 km2。全矿井可采储量1 205.57 Mt,设计生产能力10.00 Mt/a,服务年限86.1年。矿井开拓方式采用斜、立井综合开拓。井田内煤层结构较简单,瓦斯涌出量少,井下水文地质条件简单。井田内主要可采煤层为5层,分别为4号、5号、6上、6和9号煤层。将煤层分成两个煤组,即上组煤(4号、5号煤层)和下组煤(6上、6号和9号煤层)。按煤组分2个水平开采,在4号煤层设第一水平,开采水平标高为+880 m;第二水平设在主采的6上煤层中,开采水平标高为+800 m。并按空间划分为3个盘区,全矿井2个煤组共6个盘区。首采煤层确定为一盘区一水平4号煤层,首采工作面确定为4101工作面。

在4101首采工作面的巷道准备过程中,巷道直接顶容易冒落且难以维护,沿东西向施工主、辅回撤通道过程中,在锚网支护后仍出现严重的片帮现象。同时,首采工作面长度为250 m,推进距离为3 267m,为了保证工作面安全开采,对工作面推进过程中来压显现情况及动压下巷道稳定性情况的掌握十分必要。针对这一问题,必须对首采工作面矿压显现进行模拟试验[1,2,3],从而为首采面的正式回采提供安全技术保障。

1 模拟实验设计

(1)相似理论及相似比选取。相似模拟实验以相似理论为依据,模型相似比主要选择岩石抗压强度、抗拉强度、密度等,在满足参数相似的同时,还应满足模型与原型的边界条件及初始条件相似。模拟工作面材料装填配比及分层厚度见表1。

受模型填装高度的制约,模拟工作面实际填装高度为1.5 m,相当于实际埋深150 m,不足部分以加载铁砖的形式模拟。模型填装完毕后整体如图1所示。

(2)模型填装。模型架设计尺寸为长3 m,高2m,宽0.2 m。模型几何相似比取1∶100,则可以模拟的开采范围为埋深200 m,长度300 m。以黄玉川煤矿Y14号钻孔柱状图为基准。模型几何相似常数αL=100,密度相似常数αY=1.56,应力相似常数α=αL×αY=156。模型填充材料主要以石英沙、石膏、碳酸钙和水按照对应的岩层进行相应的配比,并且在材料的两层之间撒入云母来模拟两岩层之间的接触面。

(3)模型监测设计。为监测煤柱应力变化情况,采用多路压力计算机数据采集系统对煤柱应力变化进行实时监测,在首采模拟4101工作面4号煤层底部共布置压力传感器57个,并设计模拟小支架,确定工作面支架的合理支护强度。对顶板岩层位移监测,在距煤层顶板10,30,50,70,90 m处分别布置5条测线(图2),采用全站仪对顶板岩层随工作面推进中的位移变化进行监测[4,5,6,7]。

2 实验分析

4101工作面厚2.55~3.95 m,平均为3.09 m,煤质较硬,而直接顶为厚1.5~2.1 m的砂质泥岩。为降低回采时的含矸率及研究工作面掘进阶段留设部分顶煤对巷道维护稳定性的影响,填装模型设置为煤层厚3.09~3.95 m,初采阶段工作面一次采全高3.2 m,留设0.50~0.75 m的护顶煤,支架初撑力按5倍采高。

工作面推至184 m,沿岩层层面方向的离层间隙发展至距煤层顶板150 m处,距煤层顶板121 m处裂隙完全闭合。支架后方顶板岩层断裂,断裂线向下一直延伸至支架上部,垮落角在60°左右,支架载荷达到8 431 k N,工作面推过此处后支架载荷大幅降低。确定第8次周期来压步距16 m,来压期间最大增载系数1.35。基本顶第8次周期来压显现如图3所示。

2.1 来压步距

模拟工作面在向前推进192 m过程中,工作面自开切眼向前推进45~50 m时,基本顶垮落,造成工作面初次来压。随后工作面经历了8次周期来压,来压步距见表2,其中第1次、第2次和第4次周期来压的步距最大为20 m,第6次周期来压的步距最小为14 m,平均来压的步距为17 m。由此说明,初次来压步距大于周期来压步距。

2.2 增载系数

基本顶来压时,支架工作阻力增大,增载系数可以直观地作为工作面来压的矿压显现指标。以整架的工作阻力为基准,工作面来压时的增载系数见表3。初次来压时增载系数最大为1.4。整个来压期间的增载系数均值为1.32,按照矿压理论,工作面来压时的矿压显现较强烈[8,9,10,11,12,13,14,15]。

2.3 切顶现象

在工作面向前推进过程中,初次来压及第6次、第8次周期来压时,上覆岩层断裂线延伸至工作面前方,导致支撑压力剧增,但是在整个推进过程中没有出现切落现象。因此,建议在次来压及第6次、第8次周期来压时,初撑力在传统计算的基础上进一步提升,同时采用高阻力液压支架。

2.4 三带分布

岩层冒落带高14 m,为平均采高的4.5倍左右,确定裂隙带范围为14~43 m;整个冒裂带高为43 m,为采高的14.5倍左右;距煤层顶板43 m以上为弯曲下沉带,岩层呈现整体下移的特征。

3 结论

(1)工作面直接顶的初次垮落没有灾害性危险,但需要保证支架的初撑力,才能有效的维护端面顶板。

(2)基本顶初次来压步距45~50 m,增载系数1.4左右,属于有明显来压的Ⅱ类基本顶。

(3)基本顶有明显的周期来压,步距平均17 m,动载系数为1.22~1.37。

摘要：基于相似模拟理论,对黄玉川煤矿4号煤4101首采工作面矿压显现进行了相似模拟研究,确定首采面模拟工作面共推进192 m,经历1次初次来压和8次周期来压的来压步距,同时得出整个来压期间的增载系数为1.32,在初次来压、第6次及第8次周期来压时靠煤壁侧顶板岩层的断裂线延伸至支架上方,造成支架载荷急剧增加现象。试验研究为首采面正式回采后的安全开采提供技术保障。