矿压特征（精选6篇）
矿压特征 篇1
前言
结合淮南矿区潘北矿大倾角复杂条件地质条件下的综采工作面，运用FLAC3D数值模拟软件建立岩层数值分析模型，研究比较了不同倾角煤层煤壁前方和采空区倾向的最大应力集中系数、支承压力塑性区范围的特征，通过现场实测，获得了大倾角煤层开采矿压显现规律，以指导类似大倾角工作面的安全高效生产并为工作面支护参数科学设计提供理论指导。
1工作面概况
1111(3)工作面是潘北煤矿的首采面，开采的是13-1煤层，工作面标高为-494～-392m。工作面运输顺槽：半圆拱断面，采用架U型钢棚，棚距600mm，宽×高=5.0×3.7m。工作面轨道顺槽：采用架U型钢棚，棚距500mm，宽×高=5.0m×3.7m。该工作面属走向长壁开采，工作面走向长1260m，倾斜长160m。煤层厚度2.0～6.0m，平均厚4.0m，煤层结构含有局部有夹矸，煤层赋存较稳定。煤层倾角9～42°，平均25°。
煤层基本顶为灰白色细砂岩，厚0～7.2/5.6m。直接顶厚9.0～15.0/12.5m，由泥岩、13-2煤(厚0.2～1.2m)及砂质泥岩组成。伪顶为灰黑色的炭质泥岩，厚0～0.4/0.2m。直接底厚6.0～8.0/7.0m，由泥岩、砂岩、12煤(厚0.4～1.2m)及砂质泥岩组成。老底为浅灰，灰白色细砂岩、中细砂岩，厚10.0～18.0/16.5m。
2数值模拟分析
2.1工作面走向垂直应力分布
分别对煤层倾角为9°、25°、42°的工作面建立数值模型，分析工作面推进16m、26m、50m、80m、160m时工作面走向垂直应力分布规律。
随着工作面的推进，工作面超前支承压力逐渐增大，当工作面推进到80m左右时，工作面前方产生的超前支承压力达到最大，然后最大应力集中系数逐渐减小。随着煤层倾角的增大，工作面走向塑性区范围减小，工作面前方集中应力和最大集中应力系数减小(煤层倾角9°、25°、42°的走向最大集中应力系数比值为1:0.97:0.7)，应力显著影响范围逐渐减小。工作面前方的应力集中系数较大，侧方的应力集中系数较小[2,3,4]。
2.2工作面后方倾向垂直应力分布
工作面倾向产生最大集中应力的区域位于煤体的上部。随着煤层倾角的增大，工作面倾向集中应力和最大集中应力系数减小(煤层倾角9°、25°、42°的最大集中应力系数比值为1:0.93:0.88)，工作面倾向塑性区范围变小。
3工程实践
3.1基本顶来压特征
1111(3)工作面的直接顶由煤层、粉砂岩、泥岩构成，冒落块度不大，充填采空区效果良好，有利于顶板管理，其垮落步距较小，为9.7m左右。基本顶的平均初次来压步距为36.2m。来压顺序为工作面倾向中部先来压，然后向工作面上、下段发展，来压持续时间为2～3个采煤循环。采场前四次周期来压步距为9.2m,10.7m,10.2m,8.8m。平均周期来压步距为9.7m。来压顺序为工作面倾向中部或上部先来压，相隔一段时间后，工作面下部区域才出现来压显现特征[1,4]。
3.2液压支架运行特征
工作面使用的ZZ6400-22/45型液压支架，在工作面中部前柱平均初撑力376KN～475KN，约为设计值的27.4%～34.6%;后柱明显低于前柱。前柱平均末阻力913KN～1044KN，约为额定值的57%～65.3%。安全阀开启率，前柱循环开启率最大26%，后柱循环开启率最大18%。使用的液压支架的支撑力得到了较好发挥。
3.3超前支护工作阻力
在初次放顶期间，对运输机巷超前支护的单体压力进行了测定。超前支护单体压力值分布在8～22MPa范围内，分布不均匀，这与单体的初撑力关系极大。在距煤壁前方9.3m左右范围有明显峰值。从单体压力运行曲线看，单体初撑之后都有一个压力下降过程，初撑力大于10MPa以上时，这种情况更为明显，4小时后压力稳定上升。这反映了煤层巷道支护的特性，单体支柱对煤层底板有一个压缩变形作用过程。综合来看，单体的初撑力保持在10MPa范围是合适的。
4结论
应用FLAC3D数值模拟研究表明，随着煤层倾角的增大，工作面前方及采空区侧方的最大应力集中系数减小，煤层倾角由9°增加到42°，工作面前方最大集中应力系数减小到9°时的0.7倍，采空区侧方最大集中应力系数减小到9°时的0.88倍;随着煤层倾角的增大，支承压力塑性区范围减小，工作面顶底移近量减小;随着煤层倾角的增大，基本顶初次来压步距变大，周期来压步距受煤层倾角的影响较小。
通过对潘北煤矿1111(3)工作面现场实测，证明了大倾角煤层工作面在倾斜方向上来压显现具有“时序性”，来压顺序为工作面倾向中部先来压，然后向工作面上、下段发展。对比类似地质条件的工作面，得出煤层倾角的增大，工作面的平均动载系数减小，说明大倾角煤层工作面来压显现较缓和。
摘要：采用FLAC3D建立相应的分析模型,研究比较了不同倾角煤层煤壁前方和采空区倾向的最大应力集中系数、支承压力塑性区范围的特征;结合具体生产矿井的现场实测,获得了大倾角煤层开采矿压显现规律。
关键词：大倾角煤层,数值模拟,矿压特征,矿压显现
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]黄建功.大倾角煤层采场顶板运动结构分析[J].中国矿业大学学报,2002(5):411-444.
[3]黄建功,楼建国.大倾角煤层走向长壁采面支架与围岩系统分析[J].矿山压力与顶板管理,2003(4):72-74.
[4]伍永平.大倾角采场“顶板-支护-底板”系统动力学方程求解及其工作阻力的确定[J].煤炭学报,2006(6):736-741.
矿压特征 篇2
煤与瓦斯突出(简称突出)是一种煤岩体伴随大量瓦斯突然向采掘空间抛出的煤岩动力灾害,往往会造成严重的人员伤亡与设备损毁。近20多年来,采煤工作面突出事故占总突出事故的比例显著上升,严重威胁着矿井安全高效生产[1]。而且,随着矿井开采深度与强度的不断加大,采煤工作面所面临的突出威胁还将进一步增大。
工作面瓦斯突出防治的首要环节是突出危险性预测,只有通过突出预测,摸清工作面瓦斯突出危险性大小,才能使防突工作有的放矢,大大提高防突效率,节约防突成本。现有的工作面突出危险性预测方法主要有钻屑瓦斯指标法、综合指标法、R值指标法等,但这些方法都只是一种接触式、抽检式、静态的点预测方法,在预测的连续性与全面性方面存在较大缺陷,难以满足高产高效的现代化矿井安全生产的需要[2]。近年来,随着采矿安全技术水平的不断提高,回采工作面矿压监测系统的可靠性与稳定性得到了保障,可以实现采煤工作面矿压动态特征的实时监测与自动采集。但是,这些采集到的海量矿压数据并没有合理地应用于突出危险性预测,而矿压在突出的孕育、发展、发生过程中发挥着重要作用。因此,本文设计了一种基于矿压监测动态特征的采煤工作面瓦斯突出预警系统,提高了采煤工作面突出预测的准确性与及时性。
1矿压监测动态特征基本规律
1.1矿压与瓦斯涌出关系
采掘活动破坏了原岩应力平衡,在重新形成应力平衡的过程中会在采掘空间周围煤体内产生集中应力,破坏煤体的孔隙裂隙结构。煤体结构的破坏一方面造成煤体内吸附的瓦斯大量解吸,形成较大的瓦斯压力梯度,引起瓦斯涌出异常;另一方面造成煤体强度降低,抵御突出等动力灾害的能力降低。以阳煤集团新景矿某回采工作面一次典型的瓦斯涌出异常现象(图1)为例,5月1日工作面瓦斯异常涌出,在此前1~2d,矿压传感器就已经监测到了矿压异常增大现象(图2,图3),而且,从5月1日工作面观测结果来看,煤体破坏程度较高,最大片帮深度达到0.5m。以上现象预示着工作面突出 危险性增大,而造成这种结果的直接原因就是采煤活动引起的应力集中。
1.2矿压与日常预测指标关系
通过对新景矿2个回采工作面连续3个月的日常预测指标值(瓦斯解吸指标K1)进行统计分析,发现90%以上的K1值超标现象都发生在工作面靠近采空区的一侧,而该区域正是邻近工作面回采所形成的支承压力带,进一步说明由于采煤活动引起的矿山压力集中对回采工作面突出危险性的发生发展具有控制作用。
综上所述,矿压是造成采煤工作面突出危险性增大的主要因素,利用矿压监测动态特征进行采煤工作面突出危险性预测是可行的,且这种预测方法在连续性与超前性方面较传统预测方法具有较大优势。
2系统设计原则
(1)可行性原则。系统应该能够持续稳定地访问矿压监测系统数据库,通过指标计算自动判断工作面前方突出危险性大小,并及时发布预警结果。同时,还应兼顾经济性与便捷性原则,最大程度地利用现有资源,尽量减少额外的经济或人力投入。
(2)安全可靠性原则。系统应综合考虑数据存储特点,采用合理的数据库与数据结构,具备安全高效的数据备份与恢复机制,且对数据库应设置严格的访问权限。预警网络也需要通过设置防火墙等手段保障数据传输安全。
(3)可扩展性原则。随着煤矿安全技术水平的不断发展,采煤工作面监测手段也将趋于多样化,因此,预警系统必须具备高度可扩展性,主要包括预警指标的可扩展性与数据采集接口的可扩展性,以保证新的监测技术及系统的监测成果能够纳入预警系统之中。
3系统设计
3.1系统功能设计
基于矿压监测动态特征的采煤工作面瓦斯突出预警系统主要实现突出预警功能,辅助实现对矿压部门大量日常矿压数据的规范化、集约化管理,系统的具体功能如下:
(1)实时获取矿压监测信息,自动绘制矿压实时监测数据曲线,可根据需要绘制最大值、平均值、最小值等变化规律曲线。
(2)实现采煤工作面预警指标的自动计算与实时预警。
(3)实现预警结果的综合管理与多途径(客户端、IE浏览器、手机短信、声光等)发布。
(4)实现矿压预测日报表及其他矿压观测基础数据资料的集中管理与便捷查询。
3.2软件结构设计
由于基于矿压监测动态特征的瓦斯突出预警系统需要实时获取矿压监测系统的数据进行预警指标计算,处理数据量大且对实时性有较高要求,所以系统结构采用服务和客户端联合运行模式。预警服务采用Windows服务模式,开机自动启动,无需人工操作;分为数据采集服务与预警分析服务,分别负责人机交互少、实时性强且操作频繁的矿压监测数据采集功能和预警指标计算功能。预警客户端是一个人机交互窗口,主要实现预警过程控制与结果管理及矿压资料管理,包括预警结果发布与查询、预警指标管理、矿压实时曲线绘制及矿压报表管理等。系统具体软件结构如图4所示。
3.3数据库设计
预警数据库主要用来存储矿压监测传感器布置信息、矿压监测实时数据、矿压监测数据分析结果以及采掘工作面进尺、矿压观测数据、矿压日常管理数据等。考虑到数据存储与安全性的需要,系统数据库平台选择MicrosoftSQLServer2008,它使用集成的商业智能工具提供企业级的数据管理,特别是其数据库引擎为关系型数据和结构化数据提供了更安全可靠的存储功能。预警数据库的主要字段及含义见表1。
3.4数据处理流程设计
基于矿压监测动态特征的瓦斯突出预警系统数据处理流 程[3,4]如图5所示。预警 基础数据 获取方式有自动获取和手动录入2种,矿压监测系统可以自动采集的数据(如支架工作阻力、顶板下沉量等)采用自动获取方式,即由预警服务自动从矿压监测数据库中读取;人工观测的数据(如片帮深度、煤层坚固性系数等)由操作人员通过预警客户端手动录入。2种途径获得的数据分别通过监控网络与办公网络自动上传至服务器端的预警数据库,数据库的数据更新自动触发预警服务进行预警指标计算,将计算结果与矿压预警规则库中的预警指标临界值(系统预设,其值根据矿井基本情况考察确定)对比,确定预警等级并保存至预警数据库。最终预警结果以客户端软件、短信、网页等多种形式同时发布,并及时通知相关责任人员。
3.5网络结构设计
由于煤矿井下生产环境极其复杂且井下监测监控系统种类繁多,所以一般矿井都建立了井下工业以太环网,各监测监控系统分别接入环网,这样可以有效防止某一节点故障影响其他系统性能。矿压监测系统作为井下监测监控系统的一种,也要接入井下环网。预警系统接入办公网络,通过交换机访问矿压监测系统,在办公网络与监控网络之间可架设硬件防火墙,以保障数据安全。预警系统服务器与客户端直接通过办公网络连接,可用防火墙限制服务器访问IP,提高系统内部的安全性。基于矿压监测动态特征的瓦斯突 出预警系 统网络结 构如图6所示。
4现场应用
4.1矿井突出概况
新景矿自2004年11月11日在3号煤层7303工作面发生首次煤与瓦斯突出以来,至今共发生突出17次,其中,有6次发生在采煤工作面,占比为35.3%。采煤工作面突出煤量在10~80t之间,瓦斯涌出量最小为25.5m3,最大为6520m3,突出总体呈现如下特征:突出类型大多数为压出类型,突出强度不大,而吨煤瓦斯涌出量较大,瓦斯超限时间较长[5]。
4.2系统应用效果
在7204工作面进行了为期2个月的系统运行效果跟踪考察,期间系统能够及时准确地采集矿压监测数据并预警,预警结果随着矿压监测数据的更新而持续更新,当班最终预警结果为本班次最高级别预警结果。通过统计,考察期间共发布预警结果50次(其中有10个班次矿压监测系统数据中断),其中红色预警18次,橙色预警1次。系统预警结果与人工矿压分析结果及井下实际情况基本一致,预警准确率达到85%以上;周期来压期间基本都存在0.3m左右的片帮,符合周期来压期间矿压显现基本规律。此外,系统还对9次支护异常情况进行了预警,经过技术人员现场确认,预警支架确实存在支架损坏、安全阀未自动开启等异常状况。
除了预警功能以外,系统还为矿压组的日常工作提供了便利。首先,系统能够自动生成矿压日报表中的相关监 测数据 (取当日危 险性最大 的监测值),相对于以往人工观测的瞬时值,系统生成数据更具参考价值,而且节省了人力;其次,矿压日报表等日常管理数据自动上传至服务器存储,既方便查询又能避免数据丢失;再次,系统还可以自动生成当日矿压监测最大值、最小值以及平均值曲线,方便相关领导与技术人员查看矿压变化趋势。
5结语
矿压特征 篇3
1 工作面概况
该复采面处在13采区, 其上、下巷标高分别为+82.9m~+78.6m, +80.9~+71.1m, 残留煤厚度处于0.4m~9.9m, 平均为4.3m。其下山巷道主要有两条, 13轨道巷主要用来进行运输与进风, 13胶带巷主要用来运输与回风, 复采工作面见图1。工作面地质条件简单, 煤层厚度不均匀, 局部顶底板起伏相对偏大。约70%的区域残余煤厚度超过2m。预计初采后残留煤总量达到40万t。
2 矿压观测
2.1 观测方案
观测内容包括以下几方面:超前支承压力影响范围, 顶板破碎、煤壁片帮等矿压指标。经由观测, 分析复采现场压力特征等, 从而确保做好支护工作。
顺着工作面倾斜向设置3个测站, 三者分别处在工作面上、中、下侧, 首个与最后一个测站分别与回风与运输平巷距离15m, 三者都布设两个观测线, 具体见图2。对移架后初撑力, 循环末支架移架前的工作阻力进行实测。同时还观测超前支承压力, 依次于运输与回风平巷中距离工作面30m、60m、90m位置巷道两侧布置单体液压支柱2根, 然后通过单体支柱检测仪对其工作阻力进行检测, 并随着施工的不断推进而进行记录。
2.2 观测情况
观测的时候, 其中有的测线将会受损, 必须保证各测站存在1条没有被损坏的测线。观测主要包括以下2个时期, 第一时期:自2013年9月11日到10月19日, 对原始煤层进行开采, 这个时期总共三十天, 主要观测工作阻力、支架初撑力等。
第二时期:自2014年3月05日到4月13日, 开采残余煤炭, 这个时期的总共三十九天, 主要观测工作阻力、支架初撑力等。
3 观测结果
3.1 初撑力
原始煤层区, ZH2000/16/24Z泵站压力是25MP的时候, 额定初撑力是25MPa, 支柱初撑力最大、小值分别是25MPa与3MPa, 平均11.03MPa。具体来说, 主要包括:42根为0-5MPa, 98根为6MPa-10MPa, 74根为11MPa-15MPa, 39根为16MPa-20MPa, 27根超过20MPa。
复采区, 对350根支柱的初撑力进行分析, 其最小与最大值分别是2.4MPa与24MPa, 平均是12.9MPa。具体来说, 包括, 53根处于0-5MPa范围内, 87根处于6MPa-10MPa范围内, 129根处于11MPa-15MPa范围内, 39根处于16MPa-20MPa范围内, 40根超过20MPa。支柱初撑力该指标相对较低, 主要是由于底板比压偏低, 底板太软, 支柱钻底问题比较严重, 同时在放顶煤的时候, 或许将发生离层现象, 这样使得支柱工作阻力无法提高, 成为片帮问题发生的关键。
3.2 工作阻力
3.2.1 原始煤层区
总共设置支架支柱409根, 具体如下:
第一, 对于3个测站中4条测线支架来说, 该指标均值依次是8.79MPa、9.08MPa、9.50MPa以及9.88MPa, 顺着工作面从上到下不断提高。支架额定值是41MPa, 四者的均值是9.40MPa。最大工作阻力沿工作面中间相对较高, 两边相对偏低, 其均值是23.00MPa。
第二, 支架前后共4根支柱, 四者的指标均值依次是9.11MPa、9.59MPa、9.48MPa、9.33MPa;四者最大工作阻力均值依次是23.00MPa、23.29MPa、22.18MPa、23.00MPa。支架受力均衡, 没有严重的偏载问题。
3.2.2 复采区
总共设置支架支柱为479根, 具体结果如下:
第一, 3条测线支架工作阻力平均值依次是11.69MPa、11.60MPa、11.39MPa, 该指标的均值沿倾斜向变化相对较小。所有支架的均值是11.56MPa。3个测站的支架最大工作阻力平均值依次是23.20MPa、23.69MPa、23.68MPa, 该指标沿倾斜向变化相对较小。均值是23.52MPa。
第二, 关于前后4根支柱, 该指标依次是11.69MPa、11.48MPa、11.60MPa、11.30MPa;最大工作阻力平均值依次是23.59MPa、23.48MPa、23.30MPa、23.80MPa。支架受力均衡, 不存在严重的偏载问题。
3.3 矿压显现
顶板来压特征主要涉及显现特征、强度、步距等方面。将每一条测站支架工作阻力的均值加上1倍均方差当作其判定值, 如果该值比实测值小, 这种情况下, 则矿压显现异常。具体结果如下所示:
原始煤层区:来压步距处于9.5m~10.7m范围内, 平均数值为10.1m, 59号支架的数值最高, 大小是10.7m, 而最低者是73号, 大小是9.5m。73号主要包括两个来压周期, 59号与5号都包括三个来压周期, 持平均续天数为两天, 间隔时间为九天。周期来压前和来压时3测站支柱工作阻力均值分别是9.30MPa与13.60MPa, 三者来压动压系数处于1.39~1.60范围内, 平均数值是1.47, 工作面整体来压缓和, 局部来压明显。
复采区:来压步距处于6.3m~6.8m范围内, 平均数值为6.5m。3个测站支架的来压周期均处于7个~8个范围内, 时间均为一天, 间隔时间均值为4d~5d。来压前和来压时三者工作阻力均值分别是10.69MPa和16.80MPa, 三者来压动压系数处于1.30~2.08, 均值是1.58, 周期来压明显。
3.4 复采区矿压特征
(1) 支柱工作阻力指标, 复采区比原始煤层高。两者的所有支架工作阻力均值、最大值分别是11.60MPa、23.49MPa与9.40MPa、23.00MPa。初采过程中, 基本顶岩层可以形成某种结构, 能够承受一定比例上覆煤岩体的重量。而复采过程中, 对于顶板岩层来说, 由于在进行初采的时候就被变坏, 其形状明显改变, 无法再形成结构, 就使得上覆煤岩体的重量基本上通过支架来承受, 因此导致复采支柱工作阻力相对较高。
(2) 周期来压相对明显。如上文所述, 初采过程中, 周期来压前和来压时3测站支柱工作阻力均值分别是9.30MPa与13.60MPa, 三者来压动压系数平均数值是1.47。复采过程中, 来压前和来压时三者工作阻力均值分别是10.69MPa和16.80MPa, 三者来压动压系数均值是1.58。初采之后, 上覆岩层的基本顶破断成条块, 直接顶垮落, 不能再形成结构, 最终使得基本顶承载能力有所减小。
(3) 来压步距相对偏小。
(4) 压力分布不均匀。相同时刻各个支架的平均工作阻力存在差异, 顶板强度大小有所区别, 上部剩下的煤体厚度大小不相同, 压力分布不平衡, 非常易于产生局部压力。
4 结论
告成矿复采工作面的矿压显现主要特征包括四个方面:①支柱工作阻力相对较高;②来压相对明显;③来压步距相对偏小;④压力分布不均。
参考文献
[1]黄春光.大倾角“三软”不稳定厚煤层放顶煤开采矿压规律研究[D].河南理工大学, 2010.
[2]张光耀, 等.“三软”煤层炮采放顶煤工作面矿压规律研究[J].河南理工大学学报 (自然科学版) , 2005, 04.
[3]王牛, 等.三软不稳定煤层的矿压观测与支护技术探讨[J].河南科技, 2012, 24.
[4]毛玉超, 等.大倾角“三软”不稳定厚煤层工作面采煤方法及采高研究[J].硅谷, 2011, 23.
[5]王恩营, 等.“三软”不稳定厚煤层采掘工作面区域突出预测指标及临界值[A].瓦斯地质研究进展2013[C].2013.
矿压特征 篇4
软弱底板对巷道围岩的稳定性影响很大, 李树清等[1]运用数值分析的方法研究了软弱底板和加固底板对底臌控制效果的影响, 得出加固软弱底板能够减小深部软岩巷道两帮的变形量, 改善巷道两帮围岩的应力分布状况;张农[2]研究了滞后注浆对软弱围岩性的控制, 得出滞后注浆相关参数对围岩加固和巷道稳定性的影响关系;徐学锋[3]研究了煤层巷道底板冲击矿压发生机理及其巷道控制技术, 通过多种手段得出了不同岩性底板下的冲击机理, 以上对研究不同底板岩性与巷道围岩和安全生产的关系具有重要指导价值。但以上并没有针对软弱底板下的底板特性、矿山压力特征和影响因素做过多说明。
本文以彬县水帘洞煤矿软弱底板特厚煤层3802工作面为工程背景, 3802工作面底板为铝质泥岩, 遇水成泥, 属软弱底板, 本文主要研究3802工作面矿山压力显现特征, 分析软弱底板对此矿压显现的影响机理及其在实际生产中的使用效果等。
1 3802工作面概况及生产技术条件
陕西彬长矿水帘洞煤矿3802工作面概况如图1。8#为赋存稳定的特厚煤层, 平均厚度8.3m;直接顶多为泥岩, 易冒落, 基本顶为中-细粒砂岩, 属坚硬顶板。直接底为黑褐色铝土质泥岩, 遇水膨胀成泥, 有底鼓现象, 平均厚度3.5m, 工作面采用放顶煤开采, 巷道预留底煤厚度2.5m, 采煤机割煤高度为3.0m, 放煤厚度为5.3m, 顶板管理方法为全部垮落法。
2 底板岩石物理力学性质测试
为研究软弱岩石底板对综放面矿压影响机理, 对水帘洞煤矿各岩层取芯进行岩石物理力学性质测试[4,5], 试验过程严格遵守《煤和岩石物理力学性质试验规程》要求进行, 实验仪器为RMT岩石力学测试系统, 测试数据可全自动记录与处理。图2为铝质泥岩试件在含水率为0.5%的情况下的力学测试结果, 表1为0.5%、1.5%和5%三种含水率下的力学参数统计表。
试件试验表明, 水帘洞煤矿底板铝质泥岩岩芯在含水率为0.5%的情况下单向抗压强度24.1MPa, 动态破坏时间为735ms、冲击能量指数为1.27、弹性能量指数为1.33。
3 计算机模拟实验
3.1 岩层属性
本次数值分析的岩层属性参照3802工作面钻孔分析资料, 为方便数值分析, 对部分薄岩层合并, 从模型上部到下部分别为粉砂岩、细砂岩、泥岩、粉细互层、细砂岩、粉砂岩、4煤、铝质泥岩、细砂岩、泥岩、中砂岩、细砂岩、粉砂岩, 各岩层相关参数如表2。
3.2 模型的建立
结合水帘洞矿具体工程地质条件, 建立三维分析模型, 模型走向400m, 倾向130m, 高度160m, 共220800个单元格, 采用摩尔库伦本构模型, 模型前后左右限制水平方向位移, 底部限制垂直方向位移, 顶部为自由面, 模型顶部施加相当于425m原岩应力载荷, 测压系数1.15。研究的沿空巷道宽4m, 高3m, 位于模型中部, 模型示意图见图3。
3.3 结果分析
为直观显示软弱岩层底板条件下特厚煤层沿空留巷支承压力分布特征, 模拟采用软弱岩层底板与坚硬岩层底板两种地质条件下支承压力对比分析, 其中坚硬顶板采用细砂岩参数, 软弱底板为铝质泥岩的岩石参数。
数值模拟结果如图4、图5。图4显示坚硬底板条件下水帘洞煤矿特厚煤层支承压力应力集中区域为煤柱中部, 峰值可达到35.05MPa, 应力集中系数3.43, 煤柱中应力集中区域面积小, 在距离集中区域核区2m处, 应力值降到27MPa左右, 应力梯度落差大, 说明在煤柱中部蕴含冲击能量, 冲击倾向强;图5显示, 相同条件下, 软弱岩层底板下矿压显现平缓, 超前支承压力峰值, 27.82MPa, 应力集中系数2.73, 应力集中区域在煤体侧, 应力集中区域较大, 应力梯度落差小, 进一步监测分析可知, 坚硬底板条件下巷道底板周围塑性区面积为80.30m2, 软弱底板条件下巷道底板周围塑性区面积为145.70m2, 大面积的塑性区稀释了顶板和巷道围岩传递的冲击波, 将矿压和冲击地压转移到深处, 工作面矿压显现不剧烈, 围岩相对稳定。
4 工程运用与效果分析
为监测3802工作面软弱底板下矿压显现特征, 在回采期间, 利用CDW-60自记型支架阻力监测系统监测工作面矿压显现特征[6,7];利用CRMS3.0煤矿冲击地压实时监测系统监测沿空巷道煤壁内部应力特征, 两种仪器能实现实时记录和精确测量, 测点布置如图6所示。
4.1 基本顶来压特征
对3802工作面基本顶来压压力统计结果如图7所示。
结果显示, 来压时平均最大阻力7823.50k N, 平均最大加权压力4982.45k N, 初次来压工作面中间平均步距为19.8m, 第1次及第15次周期来压平均步距在13m左右, 第3次、第4次、第6~9次周期来压平均步距减小, 原因为工作面推进度加快。
4.2 工作面支架载荷变化特征
工作面支架的各项统计结果如图8所示, 为方便分析, 将动载系数做放大50倍的处理, 排除工作面见方和开采初始阶段的影响, 动载系数在1.54~1.7之间, 可知矿压显现并不剧烈;工作面3801工作面与切眼相遇和经历“见方”时, 压架数量均增大, 经历“见方”时压架数量增加明显, 主要原因为此段沿空巷道底板为向斜结构, 巷道预留底煤厚, 压力短时间难以从软弱底板向深部转移[8]。
4.3 支承压力特征
对3802工作面超前支承压力监测结果如图9所示。
监测结果表明:超前支承压力的明显影响范围在工作面前方24m以内, 侧向支承压力明显影响范围在距离煤壁25m以内, 侧向支承压力峰值在距离煤壁17m左右。同时各个测站相对压力变化值均在17MPa以下, 小于冲击倾向预警值20MPa, 说明煤层几乎无冲击倾向。
综合现场各项检测数据分析可知:虽然煤体和顶板较硬, 发生了较大变形, 但底板为铝质泥岩, 遇水成泥, 耗散了传递下来的能量, 工作面围岩积聚能量少, 未出现引发冲击地压的能量条件, 冲击地压危险不大, 同时, 8m小煤柱无法完全阻断3802工作面和3801工作面顶板协同运动, 两工作面的大平衡岩梁必然向高位发展, 原本是稳定岩层因为失去了平衡条件而垮落, 垮落带垫层加厚, 动载系数减小, 矿压显现不剧烈, 来压的周期变化也随平衡结构发生一定变化[9,10,11,12]。
5 结论
1) 依据底板岩石物理力学性质测试, 初步得出各岩层岩石物理力学参数, 实验得出含水率为0.5%的情况下, 软弱底板岩石动态破坏时间为735ms、冲击能量指数为1.27、弹性能量指数为1.33。
2) 通过计算机模拟, 对比研究了软底和硬底条件下特厚煤层沿空留巷超前支承压力分布特征, 结果表明软弱底板能对冲击载荷有很好的缓冲作用。
3) 现场多种监测手段表明:软弱底板条件下特厚煤层综放面与一般条件下, 特厚煤层综放面矿压显现特征不同, 软弱底板吸收能量, 转移应力到深处, 一定程度上消除了冲击地压危险, 同时矿山压力显现平缓不明显, 动载系数小。现场实测结果表明生产安全稳定, 研究结果可以在类似条件下推广应用。
参考文献
[1]李树清, 王卫军, 潘长良, 等.加固底板对深部软岩巷道两帮稳定性影响的数值分析[J].煤炭学报, 2007, 32 (2) :123-126LI Shu-qing, WANG Wei-jun, PAN Chang-liang, et al.Numerical analysis on influence of reinforcing floor on stability of sides in deep soft rock roadways[J].Journal of China Coal Society, 2007, 32 (2) :123-126
[2]张农, 巷道滞后注浆围岩控制理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004:81-112
[3]徐学锋.煤层巷道底板冲击机理及其控制研究[D].徐州:中国矿业大学, 2011:45-48
[4]张永久.特厚硬煤层综放工作面护巷煤柱合理宽度研究[D].淮南:安徽理工大学, 2012:40-43
[5]张永久, 成云海, 等.特厚硬煤层综放开采合理区段煤柱尺寸研究[J].煤炭工程, 2012, 15 (1) :10-13ZHANG Yong-jiu, CHENG Yunhai, et al.Study on rational section coal pillar size of fully mechanized top coal caving mining in extra thick and hard seam[J].Coal Engineering, 2012:15 (1) :10-13
[6]成云海, 姜福兴, 庞继禄.特厚煤层综放开采采空区侧向矿压特征及应用[J].煤炭学报, 2012:37 (7) :1088-1093CHENG Yun-hai, JIANG Fu-xing, PANG Ji-lu.Research on lateral strata pressure characteristic in goaf of top coal caving in extra thick coal seam and its application[J].Journal of China Coal Society, 2012:37 (7) :1088-1093
[7]窦林名, 何烨, 张卫东.孤岛工作面冲击矿压危险及其控制[J].岩石力学与工程学报, 2003, 22 (11) :1866-1869DOU Lin-ming, HE Ye, ZHANG Wei-dong.Hazards of rock burst in island coal face and its control[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2003, 22 (11) :1866-1869
[8]刘锦荣.特厚煤层综放采场直接顶关键层及支架适应性[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (6) :1-4LIU Jin-rong.Key layer of direct roof and support suitability of fully mechanized top coal caving mining face in ultra thick seam[J].Coal Science and Technology, 2009, 37 (6) :1-4
[9]姜福兴, 张兴民, 杨淑华, 等.长壁采场覆岩空间结构探讨[J].岩石力学与工程学报, 2006, 25 (5) :979-984JIANG Fu-xing, ZHANG Xing-min, YANG Shu-hua, et al.Discussion on overlying strata spatial structures of longwall in coal mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2006, 25 (5) :979-984
[10]伍永平, 高喜才, 段王拴.彬长矿区坚硬特厚煤层综放面矿压显现特征[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (1) :59-61WU Yong-ping, GAO Xi-cai, DUAN Wang-shuan.Strata behavior features of fully mechanized top coal caving mining face in ultra thick seam with hard roof in Binchang mining area[J].Coal Science and Technology, 2009, 37 (1) :59-61
[11]华心祝, 刘淑, 等.孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J].岩石力学与工程学报, 2011, 30 (8) :1646-1651HUA Xin-zhu, LIU Shu, et al.Research on strata pressure characteristic of gob-side entry driving in islang mining face and its engineering application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2011, 30 (8) :1646-1651
矿压特征 篇5
东一下山采区7107工作面2000年3月29日突发顶板突水事故, 出现大面积的淋水, 最大水量457m3/h, 正常水量200m3/h左右, 致使工作面配备的2台4DA-8*8水泵无法满足排水要求, 工作面溜子道被淹。
事故发生后, 矿一方面迅速组织力量抢装排水设备及管路, 进行突击排水, 至2000年4月12日, 溜子道水位排至最低点, 工作面恢复通风;另一方面组织技术人员对突水水源及水文地质条件进行认真分析, 并决定在工作面恢复后, 实施顶水开采技术。
1 7107工作面的基本情况
7107工作面位于东一下山采区, 是该采区剔头开采的第一个面。
其走向长1350m, 面长177m, 倾角比较大, 一般在24~29°, 煤层走向有一定的变化, 靠近西部有一个宽缓的向斜。工作面7煤直接顶为砂质泥岩, 平均厚5.1m, 老顶砂岩与砂质泥岩交互成层出现, 砂岩累计厚度15m, 7煤与石盒子组分界砂岩平均间距61m, 分界砂岩厚8.56m, 富水性较好。
该面自1999年回采至2000年3月28日中班, 走向累计推进到900m时煤壁出现淋水, 顶板压力明显增大, 支架安全阀的开启率达80%, 有两棵支架立柱爆裂, 煤壁片帮严重, 3月29日夜班, 工作面顶板出现大面积淋水, 涌水量达260m3/h, 溜子道被淹。
2充水条件
2.1充水水源
7107工作面出水后, 通过对井下各个出水点的水量观测、采集水样做水质分析化验、监测地面水文观测孔的水位变化情况, 发现-500水平以上7煤采空区的涌水量与7107出水前后无明显区别, 4灰和奥灰观测孔的水位未发生变化, 说明7107工作面出水与-500以上7煤采空区积水、4灰和奥灰含水层基本无水力联系, 而第四系底砾层观测孔水位变化较大, 距工作面1000m和2500m的ZSG-1孔、水12孔水位分别下降了4.91m和12.58m, 其底砾层水位下降幅度是出水前两年的累计水位下降值, 水质分析结果接近分界砂岩水, 综合各种资料分析认为, 7107工作面出水的直接水源为7煤顶板砂岩水和分界砂岩水, 间接补给水源为第四系底部的底砾层水。
2.2导水通道
7107综采工作面采用WS1.7-1.2/18支架, 采高2.6m, 根据以往的回采经验和导水裂隙带公式计算, 回采冒落后的顶板导水裂隙带高度在45m左右, 距离分界砂岩仍有16m, 但由于出水处正处在向斜轴部附近, 断层及裂隙比较发育, 有多条落差1.2~2m的NW向叠瓦式断层, 断层导水性较好, 且其走向延展和切割高度较大, 提高了裂隙带的发育高度, 分界砂岩水通过断层和导水裂隙带进入工作面, 而底砾层水则通过基岩风氧化带顺层补给分界砂岩含水层。
3顶水开采期间的涌水特征
3.1顶水开采期间的涌水量变化
7107工作面从2000年4月5日开始追排水, 至4月25日恢复生产, 用了20天时间, 由于工作面出现大范围的淋水, 故采用顶水开采的方法。顶水开采期间, 工作面的涌水量呈周期性的变化, 累计共出现5次涌水变化周期, 第一周期, 初始涌水量130m3/h, 高峰值210~240m3/h;第二周期, 初始涌水量48m3/h, 高峰值243~457m3/h;第三周期, 初始涌水量20m3/h, 高峰值174m3/h;第四周期, 初始涌水量29m3/h, 高峰值220~270m3/h, 第五周期, 初始涌水量40m3/h, 高峰值220m3/h, 两次涌水量峰值之间, 工作面走向推进在44~54m。
3.2小构造附近对水反映敏感
工作面内的小断层落差多数在1.2~2m, 倾角43°, 走向延伸长, 切割深度大, 受采动影响, 其导水性增大, 现场发现, 断层处的淋水始终比其它地点提前1~2h, 涌水量也最大。
3.3工作面倾向方向水量存在明显差异
该面倾斜长177m, 安装支架118架, 每次来水时, 靠近上下顺槽6m范围内几乎没有淋水, 21~40#架间和80~100#架间水量分别达到54m3/h和50m3/h, 出水呈暴雨状, 其它地点呈中雨状, 5~20#架间水量35m3/h, 41~60#架间水量30m3/h, 60~80#架间水量40m3/h, 100~114#架间水量20m3/h, 工作面倾斜方向的水量变化呈“马鞍形”分布, 与工作面采后形成的“马鞍形”冒落带、裂隙带基本相一致。
4顶水开采期间的矿压显现规律
4.1煤壁片帮情况
由于山西组7煤节理、裂隙较为发育, 煤层较软, 正常回采期间, 煤壁也出现片帮现象, 但片帮深度主要集中在0~0.5m之间;而顶水开采期间, 煤壁片帮深度集中在1~2m, 占整个片帮次数的44%, 最深达3m。煤壁片帮长度正常回采时平均为14, 占工作面面长的8%, 而出水期间片帮长度平均达146m, 占工作面的82%, 主要是因为水的参与下, 煤体软化, 造成片帮现象加剧。
4.2工作面阻力分布情况
下转第82页处。
如果出现浮笼, 应尽快处理, 扼制继续上浮, 最好用多根直径6cm左右钢管套住钢筋笼主筋再焊在护筒上, 并用钢筋或方木成网状压住所焊钢管及护筒, 这样, 还能保证钢筋笼上浮时不至过份偏位。
五、坍孔事故
在灌注水下砼过程中, 由于护筒底脚周围漏水, 孔内水位降低;或在潮汐河流中, 当涨潮时, 孔内外水位差减小, 不能保持原有静水压力;以及由于护筒周围堆放重物或发生震动等均可引起坍孔。
发生坍孔后, 应查明原因, 采取相应的措施, 如保持水头, 移开重物, 排除震动等, 防止继续坍孔。然后用吸泥机吸出坍入孔中的泥土, 如不继续坍孔, 可恢复正常灌注。
如坍孔仍不停止, 坍塌部位较深, 宜将导管拔出, 保存孔位, 以黏土回填, 待坍塌稳定后, 掏出或吸回填土, 重新下管灌注, 但这种桩也应按断桩采取补强处理。
六、浇短桩头
在浇注水下砼将近结束时, 由于桩顶泥浆过稠, 测深时难于判别泥浆或砼的表面, 或由于测深锤太轻, 沉不到砼表面, 发生误测造成浇短桩头。
预防的办法是测锤宜适当加重;灌注砼接近结束时, 加注清水稀释泥浆并掏出部分沉淀土, 或用分节接长的钢管, 底端附有带盖的铁盒插如砼中取样, 鉴定砼表面的位置。
可根据具体情况, 参考以上介绍的方法, 作出妥善处理, 然后接浇桩头。
七、断桩、夹泥
断桩、夹泥事故大都是以上各种事故引起的次生结果。此外, 由于清孔不彻底;或灌注时间过长, 首批砼已近初凝, 流动性降低, 而续浇的砼破顶层而上升, 在砼中夹有泥浆渣土, 甚至整桩夹有泥浆渣土形成断桩。
在灌注过程中, 应贯彻“严细”和“快速”的施工原则, 采取各项措施排除各种质量事故发生的条件, 避免形成断桩事故。对已发生的断桩、夹泥事故, 应用地质钻机钻芯取样, 或用声测试验, 检验成桩质量。
施工事故时有发生, 为保证工程质量, 应坚持预防为主、防微杜渐的原则。如发现事故, 应分析原因, 及时补救;对于确实存在缺点的钻孔桩, 应尽可能设法补强, 不宜轻易放弃, 造成过多的损失。
作者简介
袁艳丽性别:女民族:汉族出生年
月:1 9 6 6.6学历:本科籍贯:河南毕业院校:长沙理工大学系别:土木工程系专业:土木工程 (路桥方向)
上接第79页
断完善组织, 至投产前进入正常工作状态。
2、人员准备。
主要是生产管理人员的准备。生产管理、技术人员, 操作人员配齐后, 要组织进行相关知识的培训以及实习, 使其在投产前熟练掌握有关知识和技能。
3、技术准备。
技术准备的主要内容是编制各种试车方案, 包括工艺、电气、仪表、加热、供风等部分;准备生产技术资料, 包括岗位操作、工艺技术、安全技术、设备运行等规程、岗位责任制及岗位记录、技术台帐、事故处理预案等;生产运行管理制度等。
4、物资准备。投产的物资准备主要包括事故处理材料、抢修及保投产使用的设备、车辆、生产设备备品备件等。
八、竣工验收
工程项目竣工验收, 是工程建设的最终阶段, 是检验建设工作的重要环节。
大型管道建设项目竣工验收在投产运行正常一年内完成。中国石化集团公司规定, 竣工验收分专业验收和竣工验收两个阶段进行, 这是保证验收顺利进行的有效措施。
专业验收自项目投产运行正常后进行。专业验收包括工程项目清理及工程量汇总、工程质量评定、设备资产清点、工程材料核销, 档案, 财务决算、工程审计以及输油生产考核的确认。还包括有关部门对环境保护、消防、劳动及职业安全卫生、工业卫生的验收。
专业验收由项目主管部门及有关专业主管部门确认。
专业验收合格后, 建设单位向上级主管部门呈报竣工验收报告及有关验收资料。经审核批准后由相应机关组织有关单位、地方政府有关部门进行竣工验收。
参考文献
[1]高河东等.仪征-长岭原油管道工程建设项目总体统筹控制计划
[2]闫伦江, 叶卫江, 丁琦.项目管理信息系统在西部管道工程中的应用.天然气与石油.2006年03期
[3]赵富贵等.大型管道建设工程项目总体组织论述.中国西部科技.2004年08期
作者简介
王军防 (1 9 7 3-) 男, 工程师, 1 9 9 8年毕业于石油大学, 现在管道储运分公司华东管设计院工作;
邢世平 (1 9 7 1-) 男, 工程师, 1992年毕业于承德高等技术专科学校, 现在仪长输油处生产科工作。
上接第80页
工作面正常回采时支架工作阻力<1300KN占32%, 1300~1400KN占29%, 1400~1500KN占24%, 1500~1600KN占14%, >1600KN占1%;顶水开采时工作阻力<1300KN占11.9%, 1300~1400KN占14.9%, 1400~1500KN占35.1%, 1500~1600KN占37.2%, >1600KN占0.9%。
观测数据显示, 顶水开采期间, 矿压显现特别明显, 支架工作阻力比正常回采时增大20~30%, 造成少数支架工作阻力不能适应支护强度的要求, 发生缸体爆裂现象。
5工作面涌水与矿压显现的关联性
顶水开采期间, 每一次涌水量峰值出现之前, 由于顶板裂隙未开启, 水路不畅, 作用在工作面顶板静水压力增加, 造成老顶来压显现异常, 一旦老顶砂岩水得到大量释放, 矿山压力很快接近正常水平。
通过对现场涌水量与矿压实测资料的分析, 总结发现涌水量变化与矿压显现呈明显的关联性, 即工作面走向每推进44~54m时, 出现一次涌水量高峰值, 两次峰值之间的走向距离基本是周期来压步距的2倍, 依据这一规律, 可及时发出涌水预报, 指导工作面的安全生产。
6结论
(1) 7107工作面突水的直接水源为7煤顶板砂岩水和分界砂岩水, 间接补给水源为第四系底砾层水。
(2) 7107顶水开采期间, 工作面始终出现大面积淋水, 最大量457m3/h, 正常涌水量200m3/h, 持续时间3个半月, 在整个徐州矿区的开采历史上极为罕见。
(3) 顶水开采期间, 工作面涌水量呈周期性的变化, 走向每推进44~54m时, 出现一次涌水量高峰值, 倾向方向涌水量呈“马鞍形”曲线。
(4) 顶水开采期间的矿压显现特别明显, 煤壁片帮和冒顶次数增加, 支架工作阻力比正常回采时增大20~30%。
(5) 涌水量周期性变化与矿压显现相关联, 每一次矿压显现特别明显时, 预示着涌水量的高峰值很快就要到来, 两次涌水量高峰值的走向间距是周期来压步距的2倍左右。
(6) 7107顶水开采持续3个半月, 累计采出煤炭18万t, 缓解了矿井的生产接续, 稳定了矿井的原煤产量, 取得了显著的经济和社会效益, 对该矿和其它类似矿井防治顶板砂岩水具有普遍的指导和借鉴作用。
摘要：分析了7107工作面顶板突水的直接和间接水源, 通过对现场涌水量和矿压实测资料的研究, 揭示了顶水开采期间的涌水规律和矿压显现特征, 对该矿及其它类似矿井防治顶板砂岩水具有普遍的指导和借鉴作用。
矿压特征 篇6
1 工作面地质状况
东海矿五采区32#层右十一路采面为高档普采工作面, 距地表垂直深度1050米, 工作面走向长度1000米, 倾斜长度180米, 面积180000m2。工作面上部为23层与下部35层均未开采区, 煤层厚度平均1.5-1.7米, 煤层倾角15度, 煤质硬度为f=1.0-1.5, 煤层中含2-3层20-30mm厚夹矸, 伪顶为0.2米-0.6米厚度不等的砂质页岩及泥质页岩, 直接顶为细质砂岩、泥页岩、炭质砂岩, 厚度5-6米, 层理发育, 抗压强度低, 松软、易破碎, 岩性不稳定。基本定为中砂岩、粗砂岩。底板为炭质泥岩、细砂岩、中砂岩, 厚度6-8米。工作面上回风巷受上区段采空区残余压力和工作面超前压力叠加影响, 回风巷顶底板及巷帮收缩变形量较大。
2 深部回采工作面支护状态的现场观测
2.1 观测目的。
井下观测的目的是通过对长壁工作面支柱工作阻力、顶底板移近量和活柱下缩量的定期监测与分析, 精确掌握回采工作面推采过程中顶板运动倾向和来压垮落规律。通过矿压监测, 随时掌握深部开采长壁工作面支柱的工作状态, 掌握顶板运动规律, 确定需控岩层范围和参数, 分析采煤空间支架围岩相互作用关系, 为合理安排工序、进行顶板控制设计提供依据。
2.2 观测方案。
工作面的矿压监测设备为山东省尤洛卡自动化仪表有限公司生产的YHY60 (C) 型矿用数字压力计。这套用于单体支柱压力数据连续记录智能化仪表, 由三部分组成:检测仪;矿用本安型手持采集器 (便携式) ;计算机数据处理系统。检测仪采用了一体化设计, 由计算机控制自动采集压力数据并记录在存储器中。每个数据采集器可采集1-20个检测仪的数据, 数据采集器携带至井上后通过无线通讯适配器将数据自动地传送到PC计算机处理。其中数据采集器为其配套设备。
2.3 工作面测区布置:
采场“三量”监测的测站布置与上、下顺槽测区布置如图1所示。在采场内设上、中、下3个测站, 每个测站设置2条测线, 上、下测站距顺槽煤柱的距离为15m。每条测线全部支柱安装压力计, 由煤壁至采空区分别为P1、P2、P3、P4。每条测线设测点测量顶底板移近量和移近速度, 测点设在带有压力表支柱附近20厘米左右的范围内。上、下顺槽的超前支护部分, 在20m范围之内每隔5m设置一个测点, 每条顺槽共设置4个测点, 在每个测点处安装1块YHY60 (C) 型矿用数字压力计。上、下顺槽合计安装8块, 测点布置情况如图1所示。随着工作面的不断回采推进, 各测点依次回撤前移, 上、下顺槽内始终保持4个测点不变。东海煤矿32#层右十一采煤工作面支柱工作阻力监测从2010年8月起, 持续观测了近3个月。
3 观测结果分析
3.1 支柱工作特性及适应性分析。
工作面采用的单体液压支柱设计压力上限值是41Mpa, 安全阀卸载压力是41Mpa, 详细技术参数指标见表1。由统计分析可知, 最大工作阻力位于实测上部测站, 支柱平均工作阻力为21.5MPa, 占支柱额定工作阻力的56%, 2号测站支柱平均工作阻力为19.6MPa, 占支柱额定工作阻力的56%;3号测站支柱平均工作阻力为18.4MPa, 占支柱额定工作阻力的56%。由此可见, 工作面支架实际工作阻力相对不高, 能够满足支护要求, 安全系数较大。3.2老顶周期来压监测与工作面矿山压力监测结果分析。根据YHY60 (B) 型矿用数字压力计力监测结果, 对32层采煤工作面上、中、下部测站支柱受力情况进行综合分析, 得到工作面沿倾向上压力分布规律和沿走向支柱上压力分布规律, 10月2日、5日、7日分别对工作面上部210#209#198#196#支柱位置、中部70#69#支柱位置、下部50#49#支柱位置的第一、二、三排单体液压支柱进行了压力观测, 对观测结果进行整理, 得到以下结论。
4 结论
通过对东海煤矿深部开采煤层矿山压力的理论分析、现场观测、关键层特征分析得到如下结论:4.1通过监测数据可知:在整个观测期间内, 上部测区和中部测区来压时有部分支柱安全阀开启, 下部支柱压力基本没有超过额定工作阻力 (41MPa) 。从整理出来的支柱压力变化曲线可以看出工作面周期来压步距12-20m, 工作面中部来压先于上部和下部, 最大平均压力上部、中部高, 工作面下部低。4.2在倾斜方向上, 由于受上一区段顶板大结构的影响, 工作面上部和中部压力大, 而下部压力小。在走向上, 通过分析可以看出, 在工作面上部三排支柱压力值接近, 且压力值较大;工作面中部支柱压力由煤壁至采空区呈递增趋势, 增幅较大, 第三排支柱平均压力明显大于第一排;工作面下部测站观测到的支柱压力值较低, 工作面一侧略高。对所有观测位置每排支柱压力均值的分析可以看出工作面后排支柱压力大于前排, 即沿工作面走向越靠近煤壁, 支柱压力值越小, 越靠近采空区支柱压力越大。4.3根据不同矿区深部工作面覆岩赋存结构特征, 将深部工作面覆岩关键层结构分为单一关键层结构和多层关键层结构。经过分析32层右十一回采工作面为单一关键层结构。4.4在倾斜方向上, 工作面上部和中部压力大, 下部压力小。在走向上, 越靠近煤壁, 支柱压力值越小, 越靠近采空区支柱压力越大, 工作面中部尤为明显。4.5浅部与深部比较, 深部回采工作面的顶板压力较大, 基本顶断裂位置前移。
参考文献
[1]孟祥阁, 谢文兵, 荆升国.深井软岩巷道底鼓分层锚注支护技术[J].煤炭科学技术, 2011 (9) :22-25.
[2]吕梦蛟, 李先章, 李玉申.三软厚煤层综采工作面采动应力分布规律研究[J].煤炭科学技术, 2011, (7) :21-24.