矿压分析预测（共12篇）
矿压分析预测 篇1
煤矿采用炮采空掘方式, 存在的主要问题是采动影响很明显, 因炮采的影响巷道变形量大, 支护难度大。因此, 为保证煤矿的安全生产, 应该采用科学的巷道维护技术和安全的开采技术, 本文实际测量了炮采空掘矿压与围岩的应力分析, 为煤矿的安全生产, 巷道维护技术以及开采方式提供了技术数据。
1 工作面概况
工作面位于采区中上部, 上方为未采面, 下方为采空区。工作面煤层平均3.1m, 倾角1°~5°, 属于稳定。27071工作面运输巷沿煤层底板留6m煤柱沿空掘进。采用矩形断面, 规格为3.2×3.0 (m2) 。巷道顶部支护采用锚杆、金属网配合钢带支护, 间排距800mm×800mm;两帮采用锚网支护, 间排距1000mm×1000mm。锚杆规格均为φ20×2000mm, 材质为左旋无纵筋螺纹钢。
2 巷道矿压显现实测
在运输巷距工作面80、130、180m处布置3组围岩变形观测站。用测枪测量顶底板和两帮移近量, 分析结果为:两帮累计移近量1005mm, 移近速度平均20mm/d, 最大速度位于距工作面7m左右处, 为84mm/d。顶底板累计移近量733mm, 移近速度平均15mm/d, 最大速度也是位于距工作面7m左右处, 为65mm/d。
3 巷道围岩应力实测
3.1 测点布置
在上帮煤体 (工作面侧) 中布置4个测点, 分别距煤帮表面3、5、7、9m。在下帮距煤帮表面3m布置1个测点。上、下帮的全部测点均水平布置, 钻孔位置距巷道底板1.5m, 钻孔水平间距0.5m。
3.2 实测结果及分析
根据工作面的推进情况安排测量次数, 当测点距离工作面50m以外时, 每天观测一次, 当距工作面50m以内时, 每班分别观测一次。
3.2.1 巷道上帮。
围岩应力随工作面推进的变化曲线可以看出: (1) 5、7、9m处应力的变化规律基本一致, 那就是随工作面推进, 应力逐渐升高, 至25m后应力增高变得显著, 至6m左右时达到最大, 而后又逐渐降低。25m后应力变得显著和上述矿压显现规律一致;应力最大处和巷道表面移近速度最大处基本一致, 说明上帮回采引起的应力峰值在工作面前方6m处左右。 (2) 从距工作面相同距离处的应力值来看, 5、7、9m应力值依次降低, 这说明5m处应力是回采引起的应力峰值和垂直巷道方向的支承压力峰值的叠加, 也说明上帮垂直巷道方向的支承压力峰值在距煤帮5m处左右。 (3) 上帮煤体3m测点的应力在距工作面16m时达到最大8.3MPa, 而此后逐渐下降至6MPa, 说明巷道上帮3m范围内的煤体为塑性区, 这个范围内的煤体破碎, 承载能力低。
3.2.2 巷道的下帮。
一般煤矿下帮的宽度为6米左右, 在前方的工作断面30米的地方应力增高, 一般到16米处于9MPa的最高值, 随着高度的降低应力值也降低, 一般到3.5MPa为止。这样的情况表明在工作断面为16米的地方, 由于不能承受增加的压力作用, 煤层支柱的承载力大幅度的降低。
4 对巷道维护的建议
一般巷道在回采时到1005mm两帮巷道时, 处于733mm的顶底板处, 按照标准的分类属于极不稳定型的巷道, 开始破坏, 所能承受的压力也处于最低值。所以应该大幅度的提高巷道支护设备, 一般要超前巷道支护25米的长度。
5 数据分析
根据这次观测的数据表明, 矿压与围岩有必然的规律, 一般懂工作断面前25米开始应力值显著, 支护长度由20米到25米的时候, 应力值峰值在工作断面6米处, 支柱压力峰值一般在5米处表现很高, 上帮由于收到采动的影响很大, 断面在距离巷道5米出, 应力可以达到2.5, 上帮3米处, 应力承受能力低, 在下帮中间的煤层, 破碎成都也很高, 一般在3.5MPa左右, 所以, 在掘进的时候要提高相应处的支护, 确保安全生产。
6 炮采工作面爆破的安全措施
6.1 采煤工作面的爆破工作要求
采煤工作面爆破工作应满足不崩坏顶板;不崩倒、崩坏支架;不崩翻刮板输送机;不留底煤, 以减少工人起底煤的工作量;不出大块煤炭, 以减少工人二次破碎的工作量。爆破自装率高, 爆破后要求煤体松动适度, 使尽量多的煤落进刮板输送机, 以减少人工攉煤量, 同时防止把煤抛到采空区一侧, 以进步煤炭采出率;炮眼利用率高, 以保证采煤工作面的循环进度。爆破消耗的时间少, 应尽量增加每一次爆破的炮眼个数, 以减少放炮次数, 缩短放炮的辅助时间, 进步出煤工效;爆破材料消耗量少, 应公道布置炮眼和装药量, 降低炸药、雷管消耗量, 进步经济效益。
6.2 采煤工作面炮眼布置方式
采煤工作面炮眼布置方式一般有以下几种: (1) 单排眼布置方式:在煤层为1.0m以下的薄煤层或煤质松软、节理发达的中煤层中, 可沿工作面中间打一排向下倾斜的炮眼, 称为单排眼。炮眼与工作面煤壁的夹角为65。~75。 (2) 双排眼布置方式:在煤层1.0m~1.5m, 煤质中硬的中煤层中, 可靠近顶、底板沿工作面打两排眼, 称为双排眼。如上、下两排眼互相错开, 又称三花眼。
6.3 采煤工作面爆破参数确定
6.3.1 炮眼角度
采煤工作面的炮眼, 顶眼一般有仰角, 底眼有俯角, 视顶底板稳定程度及煤质软硬情况而定。炮眼与煤壁在水平面的角度, 一般为65°~75°。煤质较软时取较大值, 煤质较硬时取较小值。
6.3.2 炮眼深度
采煤工作面的炮眼深度取决于一次推进度和回采工艺要求。炮采工作面一般多采用小进度, 一次推进度为1.0m~1.2m。采用金属支柱、绞接顶梁的炮采工作面, 每次进度应根据顶梁长度而定, 而炮眼深度要大于每次进度0.2m。
6.3.3 炮眼间距
邻近炮眼的间距, 可根据煤的硬度和块度要求而定。采煤工作面的炮眼间距一般为1.0m~1.2m。
6.3.4 装药量
采煤工作面的炮眼装药量是指每米炮眼的炸药用量。它是依据煤层硬度、炮眼数目、炮眼深度而定的, 并与工作面的采高、循环进度有关。一般顶眼、中间眼的装药量比底眼要少, 采用双排眼、三花眼布置时, 底眼与顶眼的装药量可按1:0.5~0.7的比例分配;采用三排眼、五花眼布置时, 底眼、中间眼、顶眼的装药量可按1:0.75:0.5的比例分配。
6.4 炮采的安全要求
煤矿的经济效益是重要的, 但是安全是第一位的, 在下面的情况下, 绝对不允许放炮。工作面没有收拾好, 采煤设备、电缆没有响应的防护措施, 不准放炮。有爆炸危险的工作面, 特别是粉尘增多时, 在距离放炮地点20米范围内没有清扫干净, 没有洒水降尘的, 不准放炮。采煤工作面通风量不够, 在没有明显改善通风情况下, 不准放炮。在采煤工作面不具备上、下安全出口不通畅的情况下, 支柱不牢固, 煤层帮具备安全隐患, 没有得到及时处理的, 不准放炮。
摘要：煤矿采用炮采空掘方式, 存在的主要问题是采动影响很明显, 因炮采的影响巷道变形量大, 支护难度大。因此, 为保证煤矿的安全生产, 应该采用科学的巷道维护技术和安全的开采技术, 本文实际测量了炮采空掘矿压与围岩的应力分析, 为煤矿的安全生产, 巷道维护技术以及开采方式提供了技术数据。
关键词：炮采空掘,沿空掘巷,矿压显现,围岩应力,维护效果
参考文献
[1]胡方田.采煤概论.中国劳动社会保障出版社.2006[1]胡方田.采煤概论.中国劳动社会保障出版社.2006
[2]吴贤振、刘洪兴.井巷工程.化学工业出版社.2009[2]吴贤振、刘洪兴.井巷工程.化学工业出版社.2009
矿压分析预测 篇2
1.生产科矿压观测组各成员必须了解我公司整个矿井的采掘情况和避灾路线；掌握矿压观测分析的基本知识。
2、生产科矿压观测组按设计要求的规格和数量购置所需监测仪器，准备测点安设所需物品。
3、生产科矿压观测组成员对监测工作认真负责，必须尽职尽责，要以严谨细致的态度投入工作。
4、生产科制定矿压观测预测预报制度，并督促各队落实。
5、生产科每月进行一次矿压管理分析和总结；通过一月内各矿压观测的数据变化情况分析支护的合理性，并结合日常观测的资料进行总结顶板的变化规律；提出相应的措施、建议或方案,将本月的数据和分析结论进行存档，并对下一月各掘进工作面的顶板矿压情况作出分析预报，若出现明显变化情况，及时分析预报，以便指导安全生产。
6、矿压分析预报表有生产科负责人签字，报送总工程师、生产副总、安全副总、总工办、安标办、安全科、安全生产指挥中心。
矿压分析预测 篇3
关键词：综放工作面 矿压显现 顶板管理
在社会发展步伐中，煤矿开采企业也在不断的发展与提高。为了能够提高煤矿企业高采、高效的发展，对于综放工作面管理是必不可少的。特别是一些新技术的融入，将有效的提高综放工作面的工作能效。为了使各项新技术能够很好的在工作中被运用，就需要我们对综放工作面的矿压显现进行很好的分析与研究，以促进顶板管理，保证安全生产，以提高生产效率。
1 综放工作面矿压显现的分析
在对综放工作面支架、顶板进行管理与控制，必须对工作面矿压显现进行数据分析，才能采用有效的管理方法。
在对矿压显现进行分析时，首先必须了解综放工作面的基本情况：①如工作面岩性特点、开采煤层厚度、煤层硬度、工作面走向、工作面倾斜度等数据。②综放工作面上下顺槽断面和支护方式。在综放工作面中：上下顺槽布置地点；断面的宽度、高度、长度；断面加固方式；工作面支架的支护方式等。③是工作面支架的型号、工作面开采方式。
其次是对综放工作面进行矿压观测。①对支架负载量进行观测，主要观测支架的初撑力、工作阻力和时间加权阻力。②对支架的活塞缩进量进行观测。③对上下顺槽支架进行观测，在上下顺槽离切眼的不同位置进行变形观测。④进行宏观统计观测，沿综放工作面的倾斜方向每天统计煤壁和端面顶板的碎裂情况，并对支架安全阀的开、关进行统计。
然后是通过上述观测数据，分析综放工作面矿压显现规律。矿压显现规律主要是通过对工作面顶煤初次垮落、老顶的初次垮落、工作顶板的周期垮落和老顶来压强度进行分析而得出：支架阻力的分布特点，如支架的初撑力、支护强度等；上下顺槽受采动受压变化情况如围岩的变形情况，超前支架受力变化情况，从而将为综放工作面顶板管理提供有用信息，确保工作面开采工作是否可行。
2 综放工作面顶板管理分析
在对综放工作面进行开采的过程中，因为采动变化将影响开采区各地方受力情况产生变化，要进行安全开采，就需要对顶板进行有效的管理，以确保安全可行性。在对工作面顶板进行管理过程中，首先，应该加强支架初撑力的管理与控制。对支架初撑力进行有效的管理，不仅可以减少在工作面中的煤壁片帮，同时还能够有效控制顶板的早期离层，支架初撑力是提高支架工作阻力的基础。在工作中，需要对每一个支架安装压力表，这样才能够有效的、及时的检测与观察支架的工作阻力，掌握支架的工作状态。工作人员应该加强现场管理工作，确保支架都处于最优的工作状态，减少煤壁片帮情况的出现，提高顶板的工作效率。其次，应该加强对一些特殊顶管的管理。如在对媒体的松软地带，采用超前回采的时候，需要控制超前距离，一般为0.3米至0.5米，这样将能有效的使煤壁的压力向上煤壁、下煤壁进行转移，从而减少煤壁片帮的发生。如果是在媒体松软地带进行超前移架的时候，应该要注意支架的工作阻力，及时使支架向前移动，并提高煤壁区的承载强度，避免煤壁片帮的发生。
然后，是做好支架的防护工作。在综放工作面中，支架是承载顶板、煤壁等压力的，支架稳定的工作，才能使工作面进行有序的工作，所以必须加强对支架的管理，特别是支架的防倒、防滑工作。如在移动端头架的时候，需要确定移架顺序为从上而下进行，把要移动支架的侧护板打开，使用防倒千斤顶；如果是对工作面中倒架、歪架进行调正的时候，可以采用调面回采的方法，将歪架、倒架调正；或者是将运输机下滑，调正倒架歪架，即将工作面中的运输机下滑，这样支架的底部将会因为受到运输机下滑的影响而下甩，从而就可以对支架进行调正工作。针对支架的防滑，一般是采用调伪斜回采的方法，伪斜的角度范围为九十五至一百度；如果是煤层倾角度变大是因为工作面的地质变化引起的，移动支架必须及时的下甩支架，保证支架与运输机呈垂直状态。
最后，是做好工作面运输机的防滑工作。在综放工作面中，一般每隔10架运输机就需要配置一台千斤顶。千斤顶将能够有效防止在对运输机进行上拉的时候出现下滑的现象，而且必须保证千斤顶一直处于被拉的状态；同时在运输机两端机头必须有与运输机机头架倾斜度相同的防滑支杆，这些支杆一般为穿了铁鞋的单头做的迎柱。
3 结束语
总而言之，对综放工作面进行煤矿开采，必须确保工作面的安全可行，应该加强对综合工作面的矿压显现规律进行有效的分析，以确定支架的初撑力、工作阻力等，并对顶板进行有效的管理与控制，这样才能确保工作面的安全可靠，才能够使开采工作持续、稳定的进行，为煤矿企业高能、高效生产打下坚实的基础。
参考文献：
[1]刘艳辉.大采高综采和综放工作面矿压显现特征的对比研究[D].河南理工大学，2012.
[2]索永录，刘建平，王立峰.松软煤层稳定顶板综放工作面的矿压显现特点[J].辽宁工程技术大学学报（自然科学版），2008，05：641-
644.
[3]胡立君，张黎明，杨瀚.双大综采工作面矿压显现规律及顶板管理问题探讨[J].江苏煤炭，1996，04：37-40.
[4]程弋.中厚煤层综采放顶煤工作面顶板管理[J].煤炭技术，2005，10：44-46.
矿压分析预测 篇4
关键词：矿压,观测,分析
开滦 (集团) 东欢坨矿2089下回采工作面位于中央采区南翼8煤层中, 北至中央采区煤8辅助斜巷, 同煤层斜上方为2089下采面 (已回采完毕) , 上、下煤层无采掘工程。该工作面到5月25日可采走向长347 m, 平均倾斜长84 m, 地面标高+16.84。工作面标高-2 7 6.3~-3 1 3.1。
根据地质资料分析, 该煤层稳定, 结构简单。2089下工作面煤厚在2.7~3.4 m, 平均3.1 m, 煤层倾角19°~23°, 平均21°。煤层可采指数1.0, 变异系数3.4%, 煤层稳定结构简单, 有时有0.1 m的夹矸。
1 矿压观测的目的及内容
矿压观测是为了保证正常生产和掌握其现场的实际规律, 以便指导安全生产, 达到预测预报效果。观测内容包括:围岩变化及周期来压工作面风运道使用十字测点进行观测, 两帮移近量及底臌量。
采煤工作面的周期来压:工作面初次来压后 (由于安装在线监测设备KJ327时间晚, 未能见能监测道初次来压) , 随工作面向前推进, 直接顶和老顶形成的悬臂梁愈来愈大, 当其超过强度极限时, 就会开始折断垮落;这种随工作面推进, 直接顶和老顶悬臂梁周期性折断时出现的压力变化叫作周期来压。周期来压规律与矿方的推进速度 (即每天工作面的割煤速度) 、回采巷道的地质条件 (是否有断层、夹矸的厚度等) 、液压支架初撑力大小、平均工作阻力等有关, 下面仅是参考KJ327型矿山压力监测系统监测到的工作面液压支架各个支柱的平均工作阻力来分析寻找压力变换规律。通过以上步骤寻找平均工作阻力曲线中比较明显的大的波峰, 大的波峰的到来就可能是工作面老顶或者是直接顶 (老顶) 压力 (周期来压) “来到了”, 此时煤壁可能片帮严重、工作面有掉渣、震动、声响以及气浪等现象。
2 矿压观测结果
随回采矿压监测点逐渐减少, 2089下风运道剩余20个测点 (风道10个运道10个) 分析情况及围岩变形数据3月25日至4月25日数据观测为30 d。
为了更清楚、直观地分析出巷道在本撑工作面动压影响下产生的矿压显现规律, 特将巷道观测数据绘制成图表, 如图1所示。由图表中我们不难看出其矿压显现规律是:以平上最小, 水平次之, 底臌最大;其底臌累计变形量是平上的4.7倍, 是水平的2.0倍;工作面对巷道的动压影响范围在超前60 m左右;在此范围内, 底臌变形平均为23.3 mm/d, 水平变形平均为10.7 mm/d, 平上变形平均为5 mm/d。
3 观测结果分析
(1) 本月2089下工作面5月25日六点半前在回采过程中 (回采时) 推采137 m, 5月底距停采线300 m。
(2) 本采面支架末阻力报警值最大达40 MPa (4800 kN) , 警戒值为18 MPa (2200 kN) 。本月报警次数为1号站19次、2号站18次、3号站为20次、4号站为19次、5号站为17次。图标中日期每小格代表46 h测得数据的加权平均数。
(3) 按支架最大工作阻力来说, 到额定工作阻力 (4800 kN/架) 已没有富余量, 说明支架承载强度比较大, 采场来压不稳, 应力集中现象较严重, 回采后期应对采场中、下部加强防护工作。由支架工作阻力载荷结果分析中可以看出, 支架的工作阻力最小为4 MPa。其载荷频率分布规律是:在观测期间, 支架日受力载荷在小于20 MPa之间的占48.6%, 20~30 MPa之间的占40.2%, 30 MPa以上的占11.2%。
注:临近采面100~8 m时测得数据分析, 超前8 m范围内各种设备的影响, 无法观测。设于2010年8月1日, 止于2012年04月25日。
(4) 支柱在整个承载过程中因处支架上位置的不同, 其承载载荷也是不一样的, 其特点表现为:在现场实际观测过程中, 部分支柱在来压时出现压力超限现象, 造成安全阀开启。但并末影响其整架支架承载性能。
(5) 根据分析每两天直接顶顶板垮落一次步距为15 m左右, 老顶垮落大约35~45 m (5月30日、5月11日、5月18日、5月24日) ;推采速度快垮落步距就大, 相反就越小;支架载荷值有时会突然增大1.32~2.48倍。
(6) 所以以后及时观测现场顶板变化规律, 为安全生产提供可靠地资料, 采取有效地专项安全技术措施。
(7) 采场局部有煤壁片冒现象的原因是: (1) 顶煤厚度不均、煤体强度低、加之工作面倾角也比较大, 当基本顶来压时, 由于支架上顶煤已空顶或采面初撑力小等原因, 从而导致基本顶压力直接作用于采面上, 在回采的采动影响下产生片冒现象。 (2) 老顶来压时支架初撑力比较低造成煤壁受力较大, 造成片帮的原因。 (3) 现场二级护顶不能够使用, 造成片帮的次要原因。 (4) 2089采空区对采场的影响, 从而导致基本顶压力直接作用于采面上, 采面初撑力小达不到设计要求, 导致局部片冒现象。
(8) 在实际观测中, 局部支架出现了漏液卸压现象 (40下柱、38下柱、12上柱) , 加上泵压力时有不足, 维修不及时, 导致初撑力末能达到预定值, 使支架的特性不能充分发挥出来, 从而影响到整体架组对采场的支撑效果。由此可知, 在确保泵站压力 (30 MPa) 及时避免漏液卸压现象发生的前提下, 该支架初撑力的设计比较合理, 能够适应采场活动的需要。
(9) 采面支架产生周期压力的主要原因为:由于采场煤层不平整, 变化多, 从而造成支架上方在基本顶压力作用下产生的破碎煤体不一样, 有局部托煤顶或破板现象, 这样便使支架对上顶承载量整体受力不均, 使其承载载荷也相应变化。
矿压观测总结报告 篇5
报应用及矿压观测总结报告
吉新矿11A601作面支护质量与顶板动态监测预报应用及矿压观测总结报告：11A601工作面面长116.6m，走向1180m采高2.6m，倾角20~40º顶板支护设备选用放顶煤液压支架支护强0.54MPa＜0.64MPa-0.73MPa.顶板管理是采煤工作面回采工艺的最关键问题，近两年虽然采取了一些措施,取得了较好效果,但仍未管好顶板杜绝顶板冒顶事 故，支护质量与顶板动态监测预报则是用科学的办法及时掌握回采工作面支架初撑力质量和预报顶板即将发生的活动,适时采取可靠的治理措施,实现安全产.2011年1月1日我矿安装了KJ216煤矿顶板动态监测系统在11A601工作面，工作面共安装4台压力监测分机，分别安装在75架（1号机上部）43架（2号机中）31架（3号机中部）3架（4号机下部）主要监测顶板活动规律，按照规程支架对顶板初撑力设计值是不得大于24MPa，超过设计值支架安全阀会自动漏液，经过三个月的实践,初步掌握了顶板活动规律,及时预报了顶板即将出现的变化,采取相应措施,保证了安全生产.根据3月份11A601工作面综采工作阻力历史数据分析曲线图和监测日报表作出以下结论;
1，工作面上端与下端压力太小，其中上部压力比较突出，平均压力值最大11.33MPa，最小2.69MPa，中部压力较大已超出预定的设计值，平均压力值最大33.13MPa，最小4.876MPa，下部压力值平均最大值23.92MPa，最小值5.4MPa
2，中部压力从3月5日（923m）至3月12日（938m）明显增大，平均压力值49MPa，初步发现中部有来压现象，来压步距为15m，持续时间7天
3，3月22日中部压力值最大已达到46MPa，由此可证明支架安全阀没有自动漏液泄压，安全阀需检修或更换。
4，重点做好中部支架的初撑力观测，保证上部和下部支架初撑力达到要求。
回采工作面的矿压和顶板管理 篇6
一般情况下，当煤层被开采后，原有的状态受到破坏，引起了岩体内应力的重新分布，在重新分布过程中，围岩要产生运动，而导致围岩及其支护物发生变形，破坏甚至跨落，所以上覆岩层在运动过程中对支架围岩所产生的作用力，称为矿山压力。
要想安全和合理地进行采矿工作，就必须控制矿山压力，掌握矿山压力的特性和运动规律，下面我们就矿山压力的基本知识作以阐述。
1.工作面顶板岩层的性质
根据围岩与煤层的相对位置及其特性，通常将煤层的顶板分以下几种。
(1)伪顶：是指直接位于煤层之上和直接顶之间，极易跨落的较薄岩层，通常是由炭质页岩等软弱岩石组成，厚度常在300—500mm以下，很难保留在工作面空间上方。
(2)直接顶：是指位于伪顶或煤层(无伪顶时)之上一层或几层性质相近的岩层，通常由泥质页岩、砂质页岩等比较易垮落的岩石组成。
(3)老顶：是指位于直接顶或煤层(无直接顶)之上的厚而坚硬的岩层，一般由砂岩、石灰岩、砂砾岩等坚硬岩层组成，常在采空区上方维持很大的悬露面积，而不随直接顶一起垮落。
(4)直接底：是直接位于煤层之下的岩层。直接底为坚硬岩石时，则常造成支柱陷入底板现象；在急倾斜煤层中，直接底还可能出现倾斜滑动的现象。
2.回采工作面矿山压力主要显现
(1)顶板下沉：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板的相对移近量。工作面空间上面顶板在其自重和上覆岩层重力的作用下，使顶板产生弯曲下沉及底板鼓起，由于在缓斜及倾斜工作面底板鼓起量比较小，因而常常忽略不计。
(2)顶板下沉速度：指单位时间内形成下沉的距离。
(3)支柱载荷：如柱冒变形，活柱下缩，激烈时可以看到支柱变形及折损，此外还有顶板破碎、局部冒顶、工作面切顶、煤壁片幫、支柱折损、支柱钻顶、支柱插入底板等一系列矿山压力显现现象。
3.回采工作面围岩的受力特征
没有开果的煤层上所受压力为上部岩层的重量，称为原岩压力，工作面自开切眼向前推进，顶板悬露面积逐渐增大，当悬露面积达到一定程度时，直接顶岩层产生初次垮落，但老顶岩层仍然保持一定的完整性，可视老顶为一岩梁，并能将自身的重量及其上覆岩层的压力转嫁到采空区两侧的煤体上，使采空区两侧煤体的压力升高，大于原始应力；而采空区及回采工作面空间压力降低，小于原始应力；远离采空区的煤体压力等于原始应力，工作面不断地向前推进，直接顶岩层不断地垮落，采空区的范围不断地扩大，这时工作面上方没有垮落的老顶岩层产生弯曲、下沉，甚至折断，压在已经垮落的岩石之上，这时工作面上方没有垮落的老顶岩层的重量由工作面前方的煤体及工作面后方已经垮落的岩石来支撑。
4.影响支承压力和因素
(1)围岩性质：如顶板为砂岩时，其支承压力的范围比较大，支承压力分布比较平缓，支承压力的最大值距煤壁较远，压力集中程度较低，反之松软条件下的支承压力分布范围小，支承压力较集中，最大支承压力点靠近煤壁，压力集中程度较高。
(2)煤的性质：当开采煤层的煤质较硬时，支承压力分布范围较小，比较集中，距离煤壁较近。煤质松软时支承压力分布范围较大，集中程度较低。最大支承压力点距离煤壁也较远。
(3)开采深度：开采的深度愈大，上部岩层的压力愈大，支承压力的集中程度和影响范围增加。
(4)采空处理方法：用全部充填法进行采空区处理时的支承压力明显比采用其他处理方式小得多。
(5)采高：一次开采的厚度愈大，支承压力的范围集中程度也随之增加。
此外，还有一些因素如开采后留设的煤柱宽度等。
5.回采工作面围岩的运动特征
工作面从开切眼开始推进，直接顶岩层垮落后，上面的老顶岩层呈“双支架粱”状态，支撑在两侧的煤体上并在自重和上部岩层重力的作用下，产生弯曲下沉，最后折断，压力冲击工作面支架，初次来压。老顶折断后，“双支架梁”变成悬臂岩梁，随着工作面推进，在自重和上部岩层重力作用下，产生弯曲、下沉，出现周而复始地折断，冲击工作面支架，称为周期来压。
事实证明，当工作面顶板由于管理不好而引起的局部冒顶或在使用液压支架引起的顶板或采空区向支架内大量漏矸，其结果不仅增加了煤的灰分，而且必然导致采空区充填不实，从而对控制老顶或裂隙带不利，反过来又影响到回采工作面对顶板的维护，一般情况下，冒落下的矸石将随时间的延续由松散状态逐渐被压实，其支撑力也将随之增高。
6.影响回采工作面矿山压力的主要因素
影响回采工作面矿山压力的因素是采高、控顶距、工作面推进速度、开采深度及煤层倾角，现分述如下：
(1)采空和控顶距：由实际观测知，采高愈小，顶板下沉量愈小，支承压力及支架载荷也小，因此就比较稳定，采高愈大，顶板下沉量愈大，支承压力及支架载荷也大。控顶距也如此：当控顶距愈小时，顶板下沉量也愈小，支承压力支架载荷也小，所以在满足工作面所选作的设备、运料、行人与通风需要前提下，尽量减少控顶距。
(2)工作面推进速度对矿山压力的影响：放炮或采煤机割煤破坏了煤壁的支撑点，同时使控顶距增加，支撑压力内移，顶板下沉量急剧增加，刚裸露的顶板又重新打上柱，顶板下沉量又趋于缓和，再者，放顶过程实质上是撤除采空区一侧的支撑力，对直接顶支撑力减小，顶板下沉量增大，待到直接顶垮掉后，顶板又趋于缓和。由此可见，所谓落煤与放顶的影响实质上是工作空间内支架与顶板；之间支撑力状态的变化。因此，加快工作面的进度，缩小每一循环的时间间隔，在一定情况下肯定会减少顶板下沉量，改变工作面的状态，但与此同时，工作面平时的顶板下沉速度就要增大。
(3)开采深度对矿压的影响：开采深度直接影响岩层的原始应力大小，但对工作面顶板下沉量影响不突出，可随着采深增加，煤壁内的支撑压力加大，导致煤壁片帮，煤的突然压出、工作面底鼓等迫使支架载荷增加。
(4)煤层倾角对矿山压力的影响：煤层倾角对矿山压力影响很明显，特别是回采工作面，甚至可能根本改变其规律性，当煤层倾角大到一定程度时，不仅顶板冒落，而且冒落的矸石不一定能在原地留住，很可能沿着底板滑移，底板也产生滑移；
7.采空区处理
随着工作面的不断向前推进，顶板悬露面积不断增大，为了实现安全生产，必须及时处理已暴露的顶板，也减少采空区对工作面的影响，一般方法有以下几种：
(1)全部垮落法：全部垮落法主要适用于易垮落的松软顶板，近两年来又发展到坚硬顶板，这种方法是随工作面向前推进，有计划地回撤放顶线以外的支柱，使直接顶自行垮落，以减少直接顶悬露面积。它一般采用密集支柱放顶，将放顶线上的矸石挡住，使其不致滚人工作面内，适用于比较坚硬顶板的工作面。
(2)局部充填法，它适于顶板坚硬不易垮落的薄煤层，是用砌矸石的方式来支撑坚硬顶板。充填带的宽度一般4~6m，间距8~22m，这种采空区处理方法机械化程度、劳动强度大，煤层厚度较大时处理困难，很少用。
(3)煤柱支撑法：它适用于煤层上部覆盖坚硬的砂岩或石灰岩。这些岩层往往能在采空区悬露面积大达数千万平方米而不垮落，通常在工作面推进一定距离后留下适当的煤柱来支撑顶板，并隔离采空区。而后再重新掘开切眼进行回采，这种方式煤炭损失大，掘进量大，工作面搬家次数多，开采近距离煤层时，顶板压力通过采（下转第401页）（上接第328页）空区煤柱传递到下面煤层时，会给下层回采工作面造成困难。
(4)缓慢下沉法：适用于煤层上部韧性较大的岩层，具有一定裂隙岩层在采空区呈弯曲下沉而不会垮落，直到与底板接触，它一般用于厚度小于1m的薄煤层。
(5)全部充填法：用一般充填材料从管道输送到采空区，充填材料留在采空区。
8.结束语
以上是从理论和实际的角度出发对煤矿回采工作面的矿山压力显现规律、影响矿山压力的因素做了比较深入的论述，同时也介绍了几种目前比较适用的采空区处理方法，希望煤炭行业的各位同仁根据自己的实际情况，制定出适合本单位的顶板管理方法，以保证安全生产，避免重大事故发生。
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
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[2]杜计平, 孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009
矿压分析预测 篇8
3101工作面为首采工作面, 工作面巷道沿3#煤层顶板布置, 坡度6°~8°, 平均埋深约237 m, 煤层厚度平均为4.25 m。进风顺槽净宽为5.0 m、净高为3.5 m、长为530 m, 沿煤层顶板布置;回风顺槽净宽为5.0 m、净高为3.5 m、长为530 m, 沿煤层顶板布置;工作面长为150 m。直接顶为砂质泥岩, 平均厚3.95 m, 局部为细粒砂岩及粉砂岩;老顶为细砂岩, 平均厚7.66 m。
3101工作面部分设备配置为超前架两架一组, 共三组, 超前支护长度21 m。工作面长度150 m, 端头架4架, 首尾各2架;中间架81架。
1 四侯3101工作面矿压动态监测分析
1.1 测站布置
工作面安设KJ504煤矿压力监测系统一套, 11台GPD40矿用本安型压力传感器, 采样频率4 s, 分别安装于工作面1#超前架、2#端头架、12#中间架、22#中间架、32#中间架、42#中间架、52#中间架、62#中间架、72#中间架、85#端头架和4#超前架处。其中, 1#超前架和4#超前架压力传感器主要监测超前架载荷, 2#端头架和85#端头架压力传感器主要监测端头载荷, 12#、22#、32#、42#、52#、62#和72#中间架压力传感器主要是观测中间架载荷情况。
1.2 工作面工作阻力分布
3101工作面矿压观测工作自2015年7月14日开始, 截止7月30日, 工作面推进64个循环51.4 m。表1为超前架工作阻力区间- 频率分布。表2为相应端头架、中间架工作阻力区间- 频率分布。
支架后柱工作阻力略大于前柱, 约为2 MPa;1#超前架额定工作阻力为32 700 k N (38 MPa) , 初撑力27 150 k N、24 MPa时, 应为20 000 k N;4#超前架额定工作阻力27 000 k N (38 MPa) , 初撑力22 000 k N、24MPa时, 应为17 000 k N, 两超前架初撑力不够。2#端头架、12#~72#中间架、85#端头架额定工作阻力10 000 k N (39.8 MPa) , 初撑力79 00 k N、24 MPa时, 应为6 000k N, 初撑力均够, 工作面管理严格, 一方面升架时间足够, 支架完全达到额定值后关闭供液阀, 另一方面说明管路不存在漏液、串液现象。
初撑力可以保持直接顶重力平衡, 防止顶板大面积来压对支架的冲击, 同时增加初撑力可以减少工作面顶板下沉量, 有利于防治工作面片帮、冒顶现象发生[1,2,3]。也是15 m煤柱矿压显现较小的一个原因, 截至7月30日, 掘进和采面错过232 m, 顺槽净宽4.5 m、净高4.7 m、最大5.2 m, 煤柱应力约为4.5 MPa。
支架工作阻力整体呈正态分布, 支架运行状态基本上能满足工作面支护需求, 支架工作状态良好, 支架性能可以得到充分发挥。而且, 机头、中间和机尾支架工作阻力由大到小顺序依次为中间>机尾>机头, 42#、52#中间架工作阻力最大。
2 顶板来压特征
顶板来压判据为实测末阻力平均值与1倍~2倍均方差之和:
判据1:
判据2:
式 (1) ~式 (3) 中, p为支架工作阻力, k N;pi为第i架工作阻力, k N;σp为支架抗压强度, MPa;i取值范围为1~n;p'为支架工作阻力平均值, k N。
基本顶周期来压沿工作面方向并不是同时来压, 而是呈分段局部来压、迁移特征。基本顶周期来压步距是随顶板的地质构造及工作面的推进速度等诸多因素的影响而变化[4,5]。超前架来压意义不大, 主要为机头、中间和机尾周期来压分析。表3为各支架基本顶周期来压、非来压期间、来压期间支架平均载荷和来压动载系数等矿压特征参数。
3 结语
通过对液压支架工作阻力监测数据分析可知, 机头、机尾架工作阻力相对平缓, 矿压显现不明显;基本顶周期来压呈不均匀分布, 周期来压步距在8.9 m~11.6 m左右, 平均10.4 m, 机头、机尾区域来压步距较长, 约为11 m;中间区域较短, 42#和52#区域约为9 m;基本顶周期来压期间支架动载系数较小, 为1.1~1.3, 平均1.185, 3101工作面整体矿压显现不明显, 3102工作面回风顺槽受采动影响较小;由于监测时间较短, 对支架适应性进行粗评, 端头架ZYG10000/25/52D和中间架ZY10000/25/52D对3101工作面顶板适应性较好, 超前架适应性需进一步分析。
参考文献
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矿压分析预测 篇9
关键词：煤矿生产,回采工作面,矿压管理,顶板管理
一、矿山压力及其可造成的危害
地下的岩体在被开采之前, 在自重的作用下, 在其内部所引起的应力被统称为原岩应力。在被开采之前, 岩体基本处于静止的状态, 当开采人员在巷道作业或者进行回采作业时, 破坏了岩体的应力的平衡状态, 那么就会引起岩体内部应力的重新分布。如果重新分布的应力超过了煤炭、岩体的极限强度, 就会对周围的煤炭、岩体造成破坏, 这种破坏会一直持续到再次形成新的应力平衡为止。
这时, 作业巷道和回采工作面就会形成一个与原来的应力场截然不同的新的应力场, 被称之为二次应力场。这种由于开采活动而在煤炭、岩体中及其支护物上引起的力, 就被称之为矿山压力。
矿山在矿山压力的作用下, 会发生一系列的力学现象, 比如围岩会变相或者挤入巷道, 移动或者冒落, 支架发生变形或者折断, 压裂或者塌陷等等。总而言之, 矿山压力显现会给开采以及回采工作造成危害, 从而影响煤矿的正常开采工作, 重则会造成回采工作面的垮塌, 造成严重的人员伤亡。
二、回采工作面顶板的分类
根据顶板岩层以及煤层的相对位置、煤层的特性, 顶板岩层可以划分为以下三类:
(一) 伪顶。
伪顶位于煤层的上方, 其厚度不是很大, 而且容易垮落, 如果有落煤的情况, 那么就会随落煤一同垮落。伪顶多数是由炭质页岩组成, 一般情况下, 其厚度不会超过0.5m。
(二) 直接顶。
直接顶在伪顶或者煤层上方的一层或者数层的岩层, 通常由页岩、泥质页岩和砂质页岩组成。在大多数情况下, 工作面支架回撤之后, 直接顶会随之垮落。而在为数不多的情况下, 直接顶也可能是不容易垮落的岩层。
(三) 老顶。
老顶在直接顶的上方, 且距直接顶有一定的距离, 是厚度较厚而且比较坚硬的岩层;不过有时也有可能位于煤层上部, 通常有砂岩、砂砾岩等岩石组成。一般情况下, 老顶可在采空区上部位置较大的悬露面积, 而不是随着直接顶一块垮落。从顶板的管理角度看, 顶板大致可划分为5种:第一种是比较容易垮落的松软顶板。直接顶的岩层几乎全是比较容易垮落的岩体, 回柱之后顶板就会垮落。第二种是中等垮落的顶板。直接顶属于松软岩层, 其厚度一般不会太大, 一般不会超过煤层高度的4倍, 而且能随着回柱的回撤而垮落, 但由于垮落的厚度比较小, 因此无法填满采空区。第三是不容易垮落的坚硬顶板。老顶的岩层可直接覆盖在煤层之上, 而不会随着回柱而垮落掉。第四是极难垮落的坚硬顶板。煤层的上面一般会覆盖着厚度比较大的坚硬岩层, 悬露几平方米, 有时甚至悬露上万平方米也不会垮落。第五是塑性弯曲的顶板。
三、回采工作面顶板控制中存在的问题
顶板管理是煤矿安全生产管理中的主要技术之一, 回采工作面矿压显现规律及其控制技术研究是煤矿安全生产管理中迫切需要解决的课题之一。当前, 回采工作面顶板控制管理中存在的主要问题有:
(一) 顶板管理工作不到位
就拿湖南省为例, 湖南省的煤矿只有一小部分是国有煤矿, 井下巷道和回采工作面支护方式采用的是木支护, 因此支护的强度比较低, 达不到相应的标准和要求, 工作面的回采工艺用的依旧是巷道式, 顶板的管理模式比较落后, 以至于安全生产事故频发。
(二) 支护的稳定性问题较为突出
如果煤层的顶板是复合型的顶板, 那么如果支架的稳定性、支护不到位, 或者是顶板出现裂隙, 就会出现顶板岩层与上位硬岩离层的状况。由于局部冒顶或者是其他一些因素, 断块岩石可能会沿着煤层往下方移动, 从而对支架造成影响, 或者是形成支架向下的推力。煤层的倾角越大则推力也就越大, 支架或者支柱也就很容易被推倒, 就容易引发安全生产事故。
(三) 悬顶面积过大造成推垮型安全事故
悬顶面积过大造成推垮型安全事故的原因主要在于支柱或者支架。首先如果液压泵站的供压力不足, 从而造成支柱或者支架的支撑力无法平衡支柱或者支架上方垮落地带的岩石重量;其次是支柱或者支架的初撑力无法切断直接顶, 不能实现其与老顶的分离;再次是支架或者支柱的收缩性不强, 无法适应岩层的下沉;最后是支柱的数量不够, 造成支柱的支撑力无法平衡支柱上部垮落地带岩石的全部重量。
(四) 支柱有效的工作阻力没有保障
如果顶底板不具有足够的抗压能力, 那么也就不可能发挥其正常下的设计能力。 (下转第124页) 一般情况下, 顶底板的抗压入能力越高的话, 那么支柱与支架和围岩的总刚度也就会越大, 在这种情况下, 支柱就会发挥其良好的设计性能。而在地压的作用之下, 伪顶的存在必然会导致支柱总的刚度及其有效工作阻力下降。
除了上述四个问题之外, 回采工作面矿压与顶板管理中存在的问题还有矿压观测工作开展的不到位、管理工作人员不认真对待顶板管理工作等等。
四、回采工作面矿压及顶板控制管理策略
(一) 类拱式顶板的控制
类拱式顶板的控制所遵循的主要原则是支与护并重。这种控制方法的重点在于应当使用支护强度可以平衡工作空间以及采空区上方类拱结构的失稳条件。第二是采用塑料网护顶, 并且要保持直接顶的完整性。
(二) 拱梁式顶板控制
拱梁式结构顶板的控制遵循的最主要的原则是支。这里的“支”主要指的是采用的支护强度应当可以支撑直接顶岩石的全部重量, 并且尽可能减少老顶与直接顶之间的离层, 同时还必须起到平衡采空区上方拱梁式结构的作用。
(三) 整体垮塌式顶板的控制
由于整体垮塌式顶板的周期性不是太明显, 在出现回采工作面的主裂隙发育与工作面方向平行时, 其可以造成顶板的破坏, 在直接顶比较薄的区域, 就会形成垮塌式的结构。
整体垮塌式顶板的控制重点是“支”。但必须采用强放顶弱化顶板作为前提条件, 再有, 如果回采工作面方向与裂隙方向的夹角在12度以上, 那么就可以断定支护强度平衡工作空间以及采空区的矿压, 从而有效避免整体垮塌式顶板的形成。
结语
在煤矿安全生产管理中, 煤矿回采工作面矿压与顶板的管理是最为重要的内容之一。在本文中, 笔者结合自身的工作经验, 从矿山压力及其可造成的危害出发, 回采工作面顶板的分类, 回采工作面控制中存在的问题和不同回采工作面的控制四个方面具体分析了煤矿回采工作面矿压与顶板的管理。希望本文有助于提高回采工作面矿压与顶板管理的水平。
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矿压分析预测 篇10
1 概况
赵固二矿设计生产能力1.8 Mt/a。1105工作面位于该矿Ⅰ盘区东部400 m处, 工作面沿煤层走向布置两巷。巷道沿二1煤层顶板掘进, 顶板为泥岩, 煤层倾角平均为5.5°, 平均煤厚6.16 m, 工作面走向长2 200 m, 倾斜长180 m, 巷高3.40 m, 工作面巷道总长约4 760 m。根据工程需要在1105回风巷铺设主胶带, 增加了巷道贯通难度。1105工作面从2010年11月10日施工, 2011年7月9日准确贯通, 贯通位于1105回风巷1 780 m处, 贯通精度符合《煤矿测量规程》规定, 贯通限差0.3 m。该贯通采用11011工作面的2条陀螺定向边作为起始数据, 分别沿Ⅰ盘区东段运输大巷、胶带大巷布设7″级控制导线至1105运输巷、回风巷, 然后按控制测量要求指导运输巷、回风巷掘进。工作面两巷道均采用激光指向, 激光指向仪前各线点间距离足够远, 且基本相等, 保证指向精度。
2 井下导线测量误差来源
2.1 地质条件引起的测量误差
1105工作面运输巷、回风巷均布置在煤巷中, 顶板为泥岩, 较破碎, 底板距L9、L8、L7灰岩较近, 井下水压最大时达到5.2 MPa。地质条件复杂, 断层多, 很容易发生顶板下沉、底板鼓起、两帮移近等矿压显现现象, 巷道变形严重, 使导线控制点稳定性降低, 对实现长距离巷道的高精度贯通影响很大。
2.2 工作环境引起的测量误差
在矿山测量中, 井下测量与地面测量差别很大, 无论从测量条件、劳动强度还是安全因素等方面均比地面测量复杂得多。井下风流影响使得仪器对中精度低;受粉尘、水蒸气、潮湿、温差、照明、噪声、机车和人员往来、井下爆破等情况影响, 仪器稳定性变差, 前、后视目标成像不清晰, 而这些将直接影响观测精度。
2.3 导线长度引起的测量误差
1105工作面走向长达2 200 m, 控制导线总长度5 000多米, 误差累积权重增大, 使得巷道高精度贯通难度很大。
2.4 复测不及时引起的测量误差
1105工作面巷道长2 200 m, 控制导线是支导线, 如果复测不及时, 容易引起误差积累。巷道采用综掘机掘进, 每天掘进20多米, 为了减轻劳动强度, 在测量放线时, 只是检查上次退后一站的水平角是否超限。1105运输巷在掘进至600 m时进行了复测, 方位角误差46″, (X, Y) 误差30 mm。
2.5 测量组人为引起的测量误差
(1) 用错导线点。
井下巷道压力大, 易变形, 控制点容易被破坏或被矿车和物料隔挡而无法观测。因此, 在原控制点附近敷设第2个控制点, 2个测点距离较近, 由于受巷道喷浆、粉尘的影响, 点号显示不清楚。在导线测量时, 由于前、后视人员不细心就会用错测点。如果不及时发现测点用错, 巷道将偏离原设计方向, 严重者会造成贯通责任事故。
(2) 数据记录不全。
在井下测量作业时, 遇到生产单位急需运料或放炮撤人, 测量人员为尽快完成测量任务, 急躁、忙乱, 导致测量数据 (如仪器高、前视高、点距两帮数等) 记录不全。
(3) 方位角推算错误。
由于井下环境差或记录人员分心, 在导线测量较多时, 工作人员容易把方位角推算错, 或者需要井下计算时, 未注意计算器使用状态, 造成坐标和方位角错误。上井后未及时进行对算、检查, 这就会给工程施工带来影响。
2.6 观测者引起的测量误差
由于人的感官鉴别能力有限, 在对仪器操作过程中会产生一定的误差;同时, 仪器操作员的工作态度、熟练程度和技术水平也使得在观测过程中的每一个环节可能产生误差, 降低导线精度。
(1) 井下巷道煤块、矸石较多, 底板不平, 架设仪器时没有将架腿放稳固定好, 固定螺丝未拧紧等, 造成仪器在测量过程中移动, 产生仪器偏心误差。
(2) 观测者和记录者在测量工作中不细心, 观测者读出观测数据, 记录者没有听清或者观测者将数据读错, 记录者没有重复观测者读出的数据, 致使观测数据错误。
(3) 仪器整平对中 (井下主要是点下对中) 时, 由于风速大使得垂球摆动幅度较大和人眼判断等引起的对中误差。
(4) 瞄准目标时, 由于人眼视力的临界角、望远镜的放大倍数、十字丝的结构、觇标的形状、颜色及其照明状况、视线长度以及空气透明度等因素的影响, 不能精确地瞄准觇标, 因而产生了瞄准误差。
3 提高测量导线精度的方法
(1) 恰当选点, 提高导线点的稳定性。导线点应选择在巷道顶板稳固、通视良好且易于安设观测仪器、尽量不受来往行人及矿车影响的地方。赵固二矿地质条件复杂, 围岩压力较大, 巷道变形量大, 导线点位置的选择尤为重要。当顶板条件很差时, 若在合适的边长范围内没有适合设置导线点的地方, 要尽量在相对远处的稳固地方设置导线点, 避免导线短边出现。较长的导线边更能减小导线点位移引起的误差, 提高导线稳定性。
(2) 根据所使用仪器及巷道内环境情况, 结合实践经验, 将导线边长尽可能控制在100～150 m之间。导线边长过短, 会增大仪器对中误差对测角精度的影响和巷道顶板变形引起的导线点位移所产生的误差。同时, 较短的边长势必引起测站数增加, 误差累积权重增大。而当边长过长时, 虽然减少了测站数, 但由于受到巷道环境特别是空气质量的影响, 觇标成像模糊, 极大地降低了仪器操作员的照准精度。设置导线边长遵循原则:在保证觇标成像清晰的前提下, 尽量增大边长, 减少测站数量。相邻点间距应大致相等, 避免特长边与特短边相邻, 减少对中误差和照准误差对测量精度的影响。
(3) 进行导线测量时, 测点要前后标记清楚, 在测量搬站时, 记录人员应把后视点位置告诉后视人员, 同样前视人员也要把前视点指给仪器操作人员, 这样可避免用错测点。操作人员和记录人员要相互提醒, 记录人员在记录时要重复报数人员的读数, 确保记录无误。特别是在离开现场时, 不要急于撤走, 应检查各种记录是否齐全, 以免因记录不全, 给升井后内业计算造成麻烦。
(4) 根据巷道的围岩情况、掘进速度、巷道的精度要求、巷道长度等来确定巷道的复测距离。如果人员充足, 为确保测量精度, 可以每次都从起始边开始导线测量。根据1105工作面的实际情况, 复测距离控制在500 m左右。
(5) 采用高精度仪器减小仪器系统误差。在井下7″基本控制导线中, 选用2″级仪器进行测量, 所以仪器的稳定高精度是敷设高精度控制导线的首要条件。在1105工作面7″基本控制导线敷设过程中, 选用TCR802型全站仪, 其测距测角的高精度和稳定可靠, 已在赵固二矿以往的贯通测量工作中多次得到验证。
(6) 减少仪器操作误差。为提高贯通精度, 在基本控制导线的施测过程中, 要选用技术水平过硬、仪器操作熟练、测量精度高的人员现场操作仪器, 减小测量人员本身操作误差, 并严格按“后前前后”的测量顺序进行两测回观测, 提高观测精度。
(7) 提高仪器对中精度。在1105工作面7″基本控制导线施测过程中, 选用1 kg垂球进行对中作业。为减小巷道中风流的影响, 必要时采取防风措施, 如用衣服、雨伞等物遮挡风流, 提高对中精度。
(8) 采用三联架法消除对中误差传递。在贯通距离剩余500 m时, 使用三联架法对运输巷、回风巷进行了联测, 1105工作面采用三联架法共联测了4回, 取所测角值算术平均值为最终角值, 减小对中和观测误差对测角误差的影响, 确保运输巷、回风巷的坐标和方位角一致。
(9) 11011工作面在掘进施工过程中, 控制导线总长度超过2 000 m时, 在回风巷与胶带运输巷内分别测设了1条陀螺定向边, 对导线进行了方向平差, 并重新计算校正了各导线点坐标值, 提高各导线点坐标值的绝对精度。1105工作面的控制导线就是从11011工作面回风巷、胶带运输巷内的2条陀螺定向边延长出来的坐标和方位。
4 结语
矿山测量的目的是指导施工, 保证工程质量, 确保安全生产。所以, 在满足施工需要的前提下, 要合理确定导线等级, 减少投入和工作量, 提高工作效率。1105工作面顺利贯通, 为今后测量工作提供了值得借鉴的经验。
(1) 认真审核设计图纸, 消除标注错误, 并进行导线和高程闭合计算, 确保巷道贯通安全。
(2) 退站检校夹角, 检查导线点有无移动, 做到测量工作步步有检核, 保证测量外业准确、有效。
矿压分析预测 篇11
为了分析矿山压力分布规律及变化规律，运用矿压在线监测技术实时不间断的监测，根据监测的数据变化对矿山压力变化的规律进行分析，以便为后期安全生产提供决策依据。
1 概况
七号平峒东翼A505综合机械化放顶煤工作面是东翼A5采区第五个综采工作面，工作面布置在喇嘛庙河以东A5煤层中，工作面材料顺槽、运输顺槽均沿煤层底板布置，材料顺槽走向长度为750米，运输顺槽走向长度为735米，开切巷掘进平均坡度为10°20′，斜长118米（中对中）。工作面安装ZF4400/17/33型基本架72架和ZFG4800/20/32 过渡架6架，ZY11620/20/35型端头架2架、ZC30000/18/35型超前支架4组8架，为实时不间断的监测矿压支架初撑力的变化，并根据监测的数据变化对矿山压力变化的规律进行分析，以便为后期安全生产提供决策依据，综采工作面安装了矿压在线监测系统。
2 技术要求
①工作面内各监测站通过电缆传递数据;建立的观测区须能实时监测工作面异常区域。②通过遥控器键盘对井下仪器进行查看、设置管理。③液压支架在线监测子系统必须具备监测支架初撑力、工作阻力等数据。④围岩应力在线监测子系统必须具备监测超前支撑压力及影响范围和回采期间侧向支撑压力分布等数据。⑤顶板离层在线监测子系统必须具备监测顶板活动的规律、矿山压力变化等数据。⑥锚杆、锚索在线监测子系统必须具备测定围岩松动圈、锚杆、锚索承受应力等数据。⑦地面软件实时对当前支柱的压力值的变化作出三状态预告：a正常区域;b警戒区域;c危险区域。⑧液压支架在线监测子系统量程为0～60MPa，系统精度不低于±1.5%F.S（全量程），分辩度（压力）≤0.1MPa。⑨围岩应力在线监测子系统量程为0～25MPa，系统精度不低于±5%F.S（全量程），分辩度（压力）≤0.1MPa。⑩锚杆、锚索在线监测子系统量程为0～400kN，系统精度不低于±4%F.S（全量程），分辩度（压力）≤0.1kN。■顶板离层在线监测子系统量程为0～300mm，系统精度不低于±3.0%F.S（全量程），分辩度（压力）≤1mm。■数据传输速率：≥2400bit/s。■总线接口：RS485。■数据采集速率：≤4秒/点。■监测系统地面主机监控软件可以将采集的数据整合，并按照矿井监控中心要求格式（OPC功能）上传至自动化平台，用于集成发布与公司联网，监控软件同时支持C/S或B/S架构;地面主机软件要求对井下多条巷道和综采工作面监测子系统实现统一管理。■监测点间的数据连接线需有防拉断措施。■每台监测仪器可以同时监测两个点变量。■每个分站需挂接大于等于32台传感器。■观测区的设备、测点的布置、传感器的安装须满足实时监控整条巷道或工作面的要求。■ 分站与测点间数据传输为电缆传输，传输距离在2000米以上。■分站与总站间数据传输为光缆传输，传输距离在20千米以上。
3 监测内容及预期目的
3.1 液压支架在线监测子系统通过液压支架初撑力、工作阻力、循环末阻力和动载系数的日常监测，可分析基本顶的初次和周期来压步距、分析液压支架安全阀是否正常或支架是否卸载、研究支架对顶板的支护强度，分析支架对顶板控制的适应性，同时对支架支移质量进行实时监测，确保对顶板的有效控制，以便后期液压支架的重新选型。
3.2 围岩应力在线监测子系统通过监测超前支撑压力及影响范围和回采期间侧向支撑压力分布的日常监测，可研究超前应力宽度及长度，确定超前支护距离。
3.3 顶板离层在线监测子系统通过监测顶板活动的规律、矿山压力变化的日常监测，可分析、掌握顶板的运动规律，预测和预警危险的发生，通过顶板位移监测仪监测顶板离层位置、离层速度变化，对巷道稳定性进行识别，对巷道所处的安全等级进行评价，通过监测数据分析巷道支护参数的合理性。
3.4 锚杆、锚索在线监测子系统通过围岩松动圈、锚杆、锚索承受应力的日常监测，可对支护状态的有效等级进行评价，分析承受应力强度及能力，以便确定、调整支护方式及支护参数。
4 系统设备使用环境条件
设备运行的环境条件（周边环境）：
井下及地面
海拔高度：≤2000米;地震烈度：8度（设防）。
气象条件：
海拔≤2000米;环境温度-20℃～+40℃;
周围空气相对湿度不大于90%（+25℃）;
在有瓦斯、煤尘或其他爆炸性气体环境矿井中。
5 采用标准和规范
GB/T 2887-2000 计算机场地通用规范;
GB 3836.1-2010 爆炸性环境 第1部分：设备通用要求;
GB 3836.2-2010 爆炸性环境 第2部分：由隔爆外壳“d”保护的设备;
GB 3836.4-2010 爆炸性环境 第4部分：由本质安全型“i”保护的设备;
GB/T 5080.1-1986 设备可靠性试验总要求;
GB/T 10111-2008 随机数的产生及其在产品质量抽样检验中的应用程序;
AQ 6201-2006 煤矿安全监控系统通用技术要求;
MT 286-92 煤矿通信、自动化产品型号编制方法和管理办法;
MT/T 772-1998 煤矿监控系统主要性能测试方法;
MT/T 899-2000 矿用信息传输装置;
MT/T 1004-2006 煤矿安全生产监控系统通用技术条件;
MT/T 1007-2006 矿用信息传输接口;
MT/T 1008-2006 煤矿安全生产监控系统软件通用技术要求;
2012 《煤矿安全规程》。
综上所述，在综采工作面安装矿压监测系统，实时不间断的监测液压支架初撑力的变化，通过对每天、每周、每季度的压力变化数据的整理、分析，研究矿山压力分布规律的变化以及周期来压的变化情况，为下一步矿井对工作面周期来压的预防以及顶板管理，提供科学的决策依据。
矿压分析预测 篇12
1 工作面概况
复采实践选在教学三矿13012复采工作面, 该工作面于2012年8月底贯通形成, 10月开始实施复采作业 (图1) , 13012工作面大部分区域位于13011工作面采空区, 局部为原始煤层。该面东部为采空区, 北部为西轨道、西胶带巷, 南部为实体煤层, 西部为13轨道、13胶带巷。13采区布置2条下山巷道, 13轨道巷担任采区辅助运输及采区进风, 标高为+72.0~+81.8 m, 13胶带巷担任采区煤炭运输及采区回风, 标高为+79.1~+83.2 m。两巷走向长650 m, 倾斜长100~130 m。直接顶为细粒砂岩, 平均厚度10.34 m, 属于1类不稳定顶板中的1b亚类;直接底板主要为砂质泥岩, 深灰色含星点云母, 具有斜层理, 平均厚度3.94 m, 顶底板的岩性较软, 属于较为典型的三软煤层[2]。
13012复采工作面采用走向长壁后退式整体顶梁组合悬移液压支架配合采煤机进行开采, 在局部地段采用炮采的开采方法, 全部垮落法控制顶板, 上平巷进风 (轨道巷) , 下巷回风 (胶带巷) 。
2 矿压规律观测方法
此次矿压观测采用较为常规的方法, 沿工作面倾斜方向悬移支架布置3个测站, 第1测站位于工作面上侧, 距回风平巷15 m, 第2个测站位于工作面中部, 第3个测站位于工作面下侧, 距运输平巷15 m, 每个测站布置2个观测线 (图2) 。在工作面使用测压表对测站支架的4根支柱载荷进行实测。进行矿压观测时为防止因底板松软导致支柱钻底, 造成数据记录的偏差, 需在每个支柱下穿上柱鞋, 这样可以保证单体支柱的初撑力满足规定值。
现场矿压观测共分2个阶段进行, 第1阶段从2012年11月20日至12月27日, 累计37 d。工作面开采为原始煤层区域, 观测内容包括支架工作阻力、最大工作阻力及采场顶板控制状态。第2阶段从2013年3月16日开始, 至4月25日结束, 累计40 d, 工作面进入复采区域开采。
3 观测结果分析
顶板来压特征包括直接顶初次垮落、基本顶初次来压和周期来压特征。顶板来压特征包括3个方面:来压显现特征、来压步距、来压强度[3]。
来压显现程度指来压时与来压前支柱的工作阻力, 顶底板移近量、顶板破碎度用来判断来压显现程度。来压步距指基本顶初次来压步距和周期来压步距。确定方法如下:
(1) 选取同一条件的观测值, 以观测循环、观测日期为横坐标, 以选取的观测值为纵坐标, 绘出矿压观测值至开切眼距离的关系曲线, 看其有无明显的具有规律性变化的峰值。如果有此峰值存在, 说明可能有基本顶来压现象。
(2) 在初步判定基本顶有来压现象的前提下, 计算矿压观测值的算术平均值和均方差, 进一步确定基本顶来压峰值和来压步距。
用公式 (1) 计算结果作为区分基本顶来压与否的界限。
式中, Pm为判定基本顶来压时的支柱工作阻力;为观测期间全部支柱工作阻力的平均值;σp为全部支柱工作阻力的均方差。
(3) 判断来压强度:利用动压系数作为衡量指标, 即基本顶周期来压时的工作阻力与周期来压前的工作阻力之比[4]。
3.1 原始煤层区域
根据观测数据 (从2012年11月20日开始观测) 的整理及分析结果, 绘出测站支柱工作阻力曲线 (图3、图4) 。
以式 (1) 为判据, 将各测站支架工作阻力的平均值加1倍均方差作为工作面矿压显现异常的判定值, 实测值大于判定值时, 即认为工作面矿压显现异常 (表1) 。
MPa
3个测站的实测支架工作阻力平均值分别为8.81, 9.16, 9.92 MPa, 全部支架工作阻力平均值为9.30 MPa。
以表1的计算结果为判据, 衡量工作面矿压显现异常值, 可分析得出工作面周期来压步距和压力变化情况 (表2、表3) 。
注:表中数字1、2表示来压周期序号。
注:周期来压动压系数为来压时与来压前的压力值之比, 下同。
通过对表2工作面来压步距的统计分析可知, 工作面3个测站的周期来压步距变化不大, 来压步距9.6~10.8 m, 平均10.2 m。60#支架最大, 为10.8 m;74#支架最小为9.6 m。
74#支架经历了2个来压周期, 来压持续时间分别是1, 3 d, 时间间隔为12 d;60#支架经历了3个来压周期, 周期来压持续时间分别是1, 1, 3 d, 平均时间间隔为9 d;6#支架经历了3个来压周期, 周期来压持续时间分别是1, 1, 3 d, 平均时间间隔为9 d。
对工作面来压强度的统计分析见表3, 周期来压前3个测站支柱载荷平均值为9.28 MPa, 来压时平均值为13.58 MPa, 3个测站来压动压系数1.40~1.58, 周期来压平均动压系数为1.46。从动压系数来看, 工作面局部来压较明显, 整体来压缓和, 周期来压较明显。
3.2 复采煤层区域
同原始煤层来压判断方法一样, 复采工作面来压判据见表4。
MPa
3个测站的实测支架工作阻力平均值分别为11.72, 11.58, 11.42 MPa, 全部支架工作阻力平均值为11.57 MPa。根据观测数据的整理及分析结果, 分别以3条测站的支柱工作阻力为纵坐标, 以时间 (从2012年3月16日开始) 为横坐标, 绘制曲线 (图5、图6) 。
通过对图5、图6所示矿压数据进行分析可以得出工作面周期来压步距和压力变化情况 (表5、表6) 。
注:表中数字1、2、3、4、5、6、7表示来压周期序号。
工作面3个测站的周期来压步距6.4~6.7 m, 平均6.5 m。3个测站支架观察到7~8个来压周期, 来压持续时间都在1 d, 平均间隔在4~5 d。
周期来压前3个测站支柱载荷平均值为10.72MPa, 来压时平均值为14.93 MPa, 周期来压平均动压系数为1.39。3个测站来压动压系数1.28~1.46, 工作面局部来压较明显, 整体来压缓和, 周期来压显现程度有所降低。
3.3 原始煤层区域与复采煤层区域对比分析
与原始煤层区域相比较, 复采区域的矿压显现具有以下特点:
(1) 复采煤层区域工作面支柱荷载普遍大于原始煤层区域。原始煤层区域3个测站的实测支架工作阻力平均值分别为8.81, 9.16, 9.92 MPa, 全部支架工作阻力平均值为9.30 MPa;3个测站的实测支架最大工作阻力平均值分别为22.88, 23.57, 22.36MPa, 全部支架工作阻力平均值为22.94 MPa。
复采煤层区域, 3个测站的实测支架工作阻力平均值分别为11.72, 11.58, 11.42 MPa, 全部支架工作阻力平均值为11.57 MPa;3个测站的实测支架最大工作阻力平均值分别为23.18, 23.73, 23.72MPa, 全部支架工作阻力平均值为23.54 MPa。
初采时, 基本顶岩层能够形成稳定承压结构, 承担了部分上覆煤岩体所受重力。复采时, 煤层顶板岩层经历初采时的变形破坏, 很难再形成有效承载结构, 煤岩体所受重力大部分由支架承担, 是复采支柱荷载大于初采支柱载荷主要原因之一[5,6]。
(2) 工作面周期来压显现程度减小。原始煤层区域周期来压前3个测站支柱载荷平均值为9.28MPa, 来压时平均值为13.58 MPa, 周期来压平均动压系数为1.46。复采煤层区域来压前3个测站支柱载荷平均值为10.72 MPa, 来压时平均值为14.93MPa, 周期来压平均动压系数为1.39。复采煤层的上覆岩层经历第1次采动破坏, 直接顶垮落, 基本顶破断, 难以形成结构, 基本顶自身承载能力降低。
(3) 复采煤层区域工作面周期来压步距较短。原始煤层区域工作面3个测站的周期来压步距变化不大, 来压步距9.6~10.8 m, 平均10.2 m, 2#测站最大, 为10.8 m, 1#测站最小, 为9.6 m。复采煤层区域工作面3个测站的周期来压步距6.4~6.7 m, 平均6.5 m。3个测站支架都经历了7~8个来压周期, 来压持续时间都在1 d, 平均间隔在4~5 d。复采工作面的基本顶岩层经历初采后, 岩层变形破坏, 产生裂隙, 断裂成一定长度的条块, 复采时还未形成结构, 但也周期性垮落, 产生周期来压, 因此, 复采时的来压步距与基本顶岩层初采时断裂条块的长度有关。
(4) 复采工作面压力分布不均匀。一个来压周期内, 同一时间不同的支架的平均载荷不同。2013年3月18日, 测得的1#测站支架的平均载荷为13.88 MPa, 2#测站支架的平均载荷10 MPa, 3#测站支架的平均载荷为6.63 MPa。3月25日, 1#测站支架的平均载荷为10.75 MPa, 2#测站支架的平均载荷5.13 MPa, 3#测站支架的平均载荷为13.75 MPa。4月16日, 1#测站支架的平均载荷为7.25 MPa, 2#测站支架的平均载荷8.75 MPa, 3#测站支架的平均载荷为11.25 MPa。复采工作面顶板强度不一, 上方残留煤体薄厚不均, 压力大小分布不均, 容易形成局部压力。
4 结论
通过在工作面进行原始煤层区域和复采区域两个阶段的现场矿压观测, 对比分析测试结果可得到复采煤层区域的矿山压力显现具有以下特点: (1) 复采煤层区域工作面支柱荷载大于原始煤层区域; (2) 工作面周期来压显现程度有所降低; (3) 复采煤层区域工作面周期来压步距较短; (4) 复采工作面压力分布不均匀。
通过以上分析可以得出由于煤层受到初次采动垮落影响, 虽然经过6年时间的演化重新压实, 但是再生顶板整体性较差, 复采时覆岩受二次影响, 裂隙带会继续向上发育产生新的岩层破断而形成一定的结构, 支架需要承受结构下方煤岩体所受重力, 工作面来压时支架上部破碎煤岩体会起到一定的缓冲作用而使得动压对支架的影响减弱, 静压较初采时增大。
摘要：为研究三软煤层复采工作面矿压显现的特征, 采用现场矿压观测的方法, 在教学三矿13012复采工作面布置3个观测站, 并分原始煤层和复采区域2个阶段对观测站支架的工作阻力和最大工作阻力进行观测。经过对比分析, 初步掌握了复采工作面矿压显现特征及其影响因素, 为安全高效进行复采工作提供了科学依据。
关键词：三软煤层,复采,综放开采,矿压显现,周期来压
参考文献
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