普采工作面

普采工作面（精选7篇）

普采工作面 篇1

摘要：针对“三软”煤层高档普采工作面顶板管理困难的问题, 通过介绍教学三矿顶板管理的成功经验, 从根本上解决了工作面顶板管理上的难题, 提高了顶板管理的安全可靠度, 确保了“三软”煤层条件下高档普采工作面的安全生产。

关键词：“三软”煤层,高档普采,顶板管理

1 概况

教学三矿位于登封市徐庄乡境内, 于2000年12月正式投产, 矿井生产能力0.84Mt/a。矿井所在地区因为受到嵩山地质构造的影响, 使其主采的二1煤层产生挤压、滑移剪切等复杂变化, 造成其煤层松软, 顶板破碎, 底板稳定性差, 是较为典型的“三软”煤层。该矿经过多年的实践研究形成了一套适合该矿井特点的“三软”煤层高档普采顶板管理方案, 并取得了良好的安全效益和经济效益。

2 工作面基本条件

2.1 工作面地质条件

15031工作面所采煤层属二1煤层, 煤层赋存较稳定、硬度较软, 属于“三软”煤层。该工作面位于15采区西翼南部, 标高在-22~-107.2m之间。煤层倾角0°~21°, 平均10.5°, 工作面走向平均长950m, 倾向平均长度95m, 煤层厚度在1.3~9.5m之间, 可采储量为6.45万吨。直接顶为细粒砂岩, 平均厚度9.86m, 属于1类不稳定顶板中的1b亚类;老顶为砂质泥岩, 平均厚度12.6m;直接底板主要为黑色泥岩, 含有大量植物化石, 平均厚度1.07m;老底为L7灰岩, 平均厚度4.92m。工作面上巷进风, 下巷回风。

2.2 工作面回采工艺概况

15031高档普采工作面采用的主要设备均为国产装备 (见表1) 。

工作面主要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开采, 在局部地段采用炮采的开采方法, 全部垮落法处理顶板。当采面煤层平均厚度h≤2.3m时, 采用一次采全高进行回采;当采面煤层平均厚度h≥2.3m时, 采用机采放顶煤回采。

工作面主要回采工艺流程:人工开切口, 利用推移装置将输送机推向煤壁, 以双滚筒0.6m截深采煤机割煤, 上滚筒沿顶, 下滚筒沿底, 割煤后及时伸出悬移支架伸缩梁护顶, 同时移动前后两部运输机, 随后前移悬移支架进行放顶煤操作。

3. 工作面顶板控制与管理

该工作面属于典型的“三软”煤层, 具有顶板破碎、底板稳定性差及煤层松软等特点, 这样的地质条件会使工作面的顶板管理方式较之坚硬顶底板条件下进行回采有较大的区别, 实际操作中遇到的问题及管理的方式也相对复杂得多。

3.1 回采工作面支护

工作面共安装92架ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架作为该工作面的支护装备, 相比于之前使用的单体液压支柱配π型钢梁支护方式而言, 悬移液压支架有移架速度快、效率高、整体性强、稳定性好等诸多优点。

工作面采用及时支护方式, 采煤机割煤后, 及时操作操纵阀伸出伸缩梁护顶, 且需要追机支设临时贴帮点柱, 支架移动需要滞后采煤机滚筒15~20m。由于工作面底板为软岩, 支柱易钻底, 需要给所有支柱加穿直径为300mm尼龙材质的柱鞋, 这样既可以保证支柱的初撑力, 还可增加工作面的支护强度。

当遇到顶煤破碎或煤壁片帮时, 需采用临时超前支护, 若仍抵不住煤墙时, 应在梁端空顶范围内进行超前架梁做临时支护, 其具体操作方法为:先在煤墙人工用镢头掏梁窝 (梁窝必须掏在硬煤上深200mm以上) , 然后用较粗的椽子一头搭在支架顶梁上, 一头抵入挖好的梁窝内, 再在超前梁上均匀摆放椽子, 最后在最上面的椽子上铺荆笆护顶。

3.2 上、下平巷超前支护

工作面上、下两巷在靠近回采面一定范围内, 由于受到采动的影响, 两巷受到的超前压力将增大, 造成巷道变形严重, 影响到行人和通风的要求, 所以必须对其进行有效地超前支护。

该工作面的超前支护采用单体液压支柱配合工字钢梁走向布置的方式, 一梁三柱, 柱间距为1m, 在上、下两巷靠两帮沿倾斜方向各架一排单体支柱作为超前支护, 需要进行拉线管理, 超前距离均以工作面煤壁起不得少于20m的范围, 且保持巷道不低于1.8m, 人行宽度不低于0.7m, 满足通风需求。由于巷道的底板为软岩, 单体液压支柱易钻底, 必须在下面垫柱鞋, 并且用自制防倒链将单体柱与工字钢对棚支护的顶梁拴牢, 防止其卸压脱落。

同时, 需要派专人对两巷超前支护进行管理, 每日对单体液压支柱进行测压, 避免出现支柱的工作阻力小于5Mpa。

3.3 端头支护

工作面上、下两个平巷与端头交叉处, 由于空顶面积大, 顶板易破碎易下沉, 且常进行机头机尾的推移工作, 因此, 此处极易发生顶板事故。

工作面上安全出口采用长4m, 宽0.96m ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架4架 (包含1架过渡支架) 。下安全出口采用单体液压支柱配合4mπ型钢梁进行支护, 安全出口长4m, 宽0.7m, 推进过程中切眼逐渐延长, 上、下两巷平行, 将更换为4m整体顶梁组合悬移液压支架4架, 下端头第一架必须抬住下平巷棚梁500mm左右, 靠第一架下侧架打1对两梁八柱6.0m工字钢花梁作梁, 2.8m单体柱作腿的抬棚梁支护, 延伸到煤壁交替迈步前移, 上下端头抬棚支柱的初撑力不低于5MPa。

由于在上下两个安全出口处采用了这一系列顶板管理措施, 有效的对工作面两端头进行支护, 保证了工作面的安全生产。

4. 顶板管理方法使用效果分析

这一套顶板管理方法在该矿已经使用了近四年, 并且被成功的推广到公司下属的其他矿井, 其实际使用效果表明这是一套适合“三软”煤层高档普采工作面的顶板管理方法。主要有以下优点:

(1) 改善安全生产状况, 减少了片帮、冒顶等安全隐患, 工作条件和环境得到了有效的改善, 巷道变形量明显减少, 能够充分满足行人和通风的要求, 提高了“三软”煤层顶板的安全可靠度, 降低了发生顶板事故的几率;

(2) 劳动强度降低, 相比于传统的单体液压支柱配合π型钢梁对棚支护减少了很多工序, 移架工序简单、速度快, 减轻了工人的劳动强度;

(3) 节约成本, 随着顶板管理方式的改善, 工人工作量减少, 人力资源成本也随之降低, 荆笆、椽子、乳化液等消耗品的使用也减少, 每年可节省约数十万元;

(4) 由于采用了合适的顶板管理方法, 工人的工作效率提高, 主要设备的利用率也提高了, 工作面推进速度加快, 产量得到提升, 经济效益得到提高。

参考文献

[1]王国际, 等.数值模拟在“三软”煤层开采中的应用[J].煤炭工程, 2010 (12) :67-69.

[2]吴德伦, 等.岩石力学[M].重庆大学出版社, 2002.

[3]金超伟, 刘建华.ZHl600/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架的改进[J].煤矿机械, 2011 (11) :171-172.

煤矿普采的几种采煤工艺技术 篇2

【关键词】普采；采煤；工艺；特点

煤矿普采工艺是我国煤矿应用普通的一种采煤工艺，也是传统的采煤工艺，特别是在一些老煤矿、中小型煤矿和薄及极薄煤层的开采应用最为普遍。因此，对于普采工艺的研究在以上这些煤矿具有普遍意义和应用价值。

1、倾斜煤层采煤工艺特点

1.1采煤工艺存在的问题

因煤层倾角大，在工作面采煤过程中会产生如下问题：采落的煤块沿溜槽向下自溜；在倾角较大时，采落的大块煤炭及片帮的块煤向下滚落，对安全生产产生影响；因工作面倾角大，采煤机、输送机等设备自重沿倾斜方向的分力加大，可能造成采煤机断链事故和输送机下滑。

1.2主要技术措施和方法

（1）采用单滚筒采煤机，防止煤块滚落砸伤人员。实施单向割煤，上行割顶煤，下行割底煤装余煤。

（2）在煤层倾角在30°左右时，工作面不用铺设输送机，只需铺设可弯曲单边或双边溜槽，溜槽用千斤顶推移，还可采用三角架推挤靠近煤帮。三角架由几个活接连接，以适合底板坡度变化，架子用长8m～12m的链子或钢丝绳固定在采煤机上，随机向上牵引把溜槽挤向煤壁，简化工作面的设备和工序。在煤层倾角超过25°时，要沿工作面隔-定距离在溜槽内设置障碍物，或刮板输送机减缓煤炭自溜速度，还要利用输送机倒拉外溜槽，靠采空区一侧应加高挡板。

（3）因采煤机落煤时的反作用力，会使机体外甩.为了使机体紧靠煤壁，要把工作面布置为伪斜，伪斜角为5°。

（4）防滑措施。①采煤机断链（绳）下滑防范。缓倾斜煤层中避免采煤机断链（绳）下滑的措施是适用于倾斜煤层。还在采煤机上装设防滑杆，在断链（绳）时，输送机停止运转，防滑杆插入刮板中；在回风巷上设置防滑绞车，车上的钢丝绳要和牵引钢丝绳同时牵引，使保险钢丝绳处在拉紧状态；还可把钢丝绳加粗，或采用无链牵引采煤机。②输送机下滑。加强机头、机尾固定支柱数量和质量，可利用液压锚固支柱等。工作面输送机下部与平巷输送机搭接处留出5m～10m的空隙，此段距离用搪瓷溜槽，在工作面输送机向下滑移时进行调节。移置输送机要从上到下按段进行。

2、普采在倾斜长壁工作面的采煤工艺特点

2.1仰斜推进时的工艺技术特点

（1）仰斜推进对工艺有利的因素

水能直接流入采空区，使工作面保持良好的工作环境。装煤效果较好，效果比走向长壁要好。因顶板岩层和已垮落岩石沿倾斜方向的分力作用于工作面下方采空区中，对工作面的支护和顶板管理有利。

（2）仰斜推进对工艺不利的因素

机器的工作条件非常差，主要表现为：一是因采煤机自重沿倾斜分力及割煤时煤壁反力的作用，采煤机会向下方采空区一侧滑移，使得割煤部脱离煤壁，减少截深，降低生产效率；二是采煤机由于倾角加大可能向采空区一侧翻转；三是输送机也可能因自重沿倾斜的分力及骑在输送机上的采煤机上的分力作用，向采空区一侧滑移，导致下帮输送链负荷加大，下方槽帮的磨损大，断链等事故增多；四是因输送机溜槽偏斜，造成装煤量减少，生产效率降低；五是因机械设备在偏斜状态下作业，机器的传动系统不能正常润滑。

（3）仰斜推进时要采取的技术措施

一是采取措施把煤壁采成斜坡；支护要有防片帮的措施；进行超前支护。

二是保证设备正常作业的措施。按实际条件适当减少采煤机的截深。

三是避免瓦斯超限的措施。要设挡风帘。

2.2俯料推进时的工艺技术特点

（1）俯斜推进的优点。能有效避免出现煤壁片帮事故；工作面不易聚积瓦斯；悬露的顶板裂缝不易继续张开，以稳定顶板。

（2）俯斜推进的缺点。一是若煤层及围岩有淋水，可能导致工作面积水，使底板软化，影响机械效能，使工作面的劳动条件恶化。其治理的主要方法是：在皮带道和材料道发挥水沟，工作面下部设置水仓，在沉淀后使煤水分离；在顶板含水较大，要进行采前预放水，就在皮带道和材料道中向顶板含水层钻孔，使顶板水沿钻孔流入斜巷水沟。二是因采煤机自重沿倾斜的分力使采煤机向煤壁滑动，紧压煤壁，并使采煤机的导向装置受到翻转力矩，这可能对采煤机出现不良。输送机的溜槽及链条也有向煤壁产生滑移的倾向。可能使机器损坏，出现事故。在煤层倾角加大时，为避免出现上述现象，要用推溜千斤顶上的锚固立柱起固定作用，避免输送机向下滑移。三是采煤机装煤率较低，大量残煤洒落在机道上。

（3）要采取以下措施：单向采煤采煤机返程时再装余煤；在输送机上装铲煤板，推移输送机时把余煤铲入输送机中；在采煤机或输送机上另装清理余煤的装煤机。前兩种方式简单可靠，方便采用，其他措施与仰斜推进相似，采用俯斜推进时，输送机尽管向煤壁一侧倾斜，但不可采用垫平措施。

3、俯斜长壁工作面的顶板管理特点

在俯斜工作面，因顶板岩块的水平分力朝向煤取方向，煤壁也因水平分力作用而不会被压出，煤壁内的顶板及工作空间已悬露的顶板形成的岩块之间出现挤压力，可能使顶板裂隙有闭合的趋向，这对顶板保持连续性及稳定性有利。而煤壁处的顶板不可发生漏顶，如果产生空隙，可能改变顶板岩块受挤压的状态。采空区已垮落矸石沿倾斜容易直接涌向工作空间，在采用单体支架时，必须按实际状况采取有效的挡矸措施。

普采工作面 篇3

1工作面煤尘生成机理

煤尘是煤矿在生产过程中产生的煤炭细微颗粒, 悬浮在空气中的粉尘称为浮尘 (也称浮游粉尘) ;因自重而降落在物体 (如设备、物料) 和巷道周边上的粉尘称为落尘 (也称沉积粉尘) [1]。高档普采工作面在生产过程中产生煤尘的主要环节有:打眼、割煤、运输设备的转载等[2]。

采煤机割煤时, 煤炭经破碎, 在装煤、运输和转载过程中还会继续被撞碎, 不断产生煤尘。随着机械化程度的提高和合理集中生产, 煤尘的生成量也更大、更集中。在现代化煤矿中, 煤尘的生成量可以达到煤炭产量的3%。在煤炭尚未采落之前, 其内许多裂隙就已经存在着一些煤尘。这些煤尘是由于煤层在构造运动中受挤压或在开采前受地层集中压力的作用而产生的, 它们存在于这些裂隙之中, 随着煤炭的采落和破碎而进入井下空间, 这些煤尘称为原生煤尘。采煤机在作业时, 煤炭受机械的快速切割而产生大量煤尘, 是采煤工作面的主要产尘区。为此, 采煤机割煤时的防尘是高档普采工作面防尘的重点, 是创造良好采煤环境的保证。煤尘的产生与下列因素有关:[3]①煤层地质条件。煤层脆性大、节理裂隙发育、疏松而干燥时, 产生的粉尘就多;煤 (岩) 层的地质构造复杂、断层褶皱多、煤岩受地质运动破坏强烈时, 采掘过程中产生的粉尘就多, 相反则较少。②回采方法和工艺。高档普采工作面的粉尘量比炮采工作面煤尘量可以高出10倍以上。机械化程度越高, 防尘工作越重要。另外, 采煤机牵引速度、割煤方向、截齿型式等都会影响粉尘的生成量。③通风状况及采掘空间的大小。合理的通风量可以冲淡粉尘浓度并把它带走, 风量太小不能有效降低粉尘浓度, 风量过大会把沉积粉尘吹扬起来。薄煤层工作面空间较小, 粉尘浓度可能相对较高。

2防尘工作原则

(1) 煤层注水。

回采前预先注水湿润煤体, 增加煤层水分, 湿润煤体以及煤体裂隙中的原生煤尘, 在煤体破碎时减少煤尘的生成和飞扬, 将煤尘消灭在源头。

(2) 优化采煤工艺。

选用合适的截齿、滚筒、割煤顺序等, 降低煤尘。

(3) 通风除尘。

工作面的通风强度直接影响到工作面的煤尘浓度, 因此采用最佳排尘风速是降低综采工作面煤尘浓度的一项有效措施。一般最佳排尘风速为1.2～1.6 m/s。

(4) 湿式作业。

用水雾捕捉、拦截、沉降工作面的浮游煤尘[4]。

3高档普采工作面综合防尘技术及效果

赵坡煤矿在12煤层布置高档普采工作面, 12312高档普采工作面长150 m, 2个巷道长800 m, 煤层厚1.20～1.50 m, 平均厚1.35 m, 采用全部垮落法控制顶板。采用3～4排控顶的顶板控制方式, 工作面采用HDJB-1200型铰接顶梁配合单体液压支柱错梁齐柱迈步式支护顶板。柱距0.65 m, 排距1.20 m, 每割2刀 (推采1.20 m) 进行1次回柱放顶。

3.1采煤机防尘技术

3.1.1采煤机内外喷雾装置

12312高档普采工作面选用MG132/300-W型双滚筒采煤机 (图1) , 该装置要求采煤机左、右滚筒的内喷雾及外喷雾总流量为200 L/min, 额定压力为3 MPa。为适应采煤机内喷雾及外喷雾对供水压力和供水流量的要求, 在工作面轨道运输巷安设喷雾泵站, 配置BPW250/6.3型喷雾泵2台, SX-2500型水箱1台, 喷雾泵的公称流量为250 L/min, 公称压力为6.3 MPa, 电机功率为37 kW, 水箱额定容积为2 500 L, 能够满足采煤机内喷雾及外喷雾对供水压力和供水流量的要求。

3.1.2高压喷雾负压二次降尘

采煤机高压喷雾负压二次降尘技术是指高压水泵产生的水射流喷向采煤机滚筒附近, 同时在喷吸装置内部的射流后方形成负压区, 将负压场内的煤尘吸入喷洒装置, 实现再次降尘的目的 (图2) [5]。

高压水泵型号BPZ75/12;高压水泵供水量75 L/min;供水压力12 MPa。采用该技术后, 使用AKFC-92A型矿用粉尘采样器经过连续3 d的检测, 工作面回风巷降尘率达到48%, 采煤机司机工作位置平均降尘率达到42%, 采煤机下风侧10 m处平均降尘率达到50%, 降尘效果显著。

3.1.3选用合理的采煤机

选用合理的采煤机可使破落的煤粒度增加, 块煤率增大, 粉煤率降低, 从而降低采煤机割煤时的产尘量。通过比较分析, 选用点击式的截齿、切向排列的镐形截齿等措施, 可以大幅度减少煤尘的产生量。采煤机在使用过程中主要采取以下措施降低煤尘浓度。

(1) 控制牵引速度。采煤机割煤时牵引速度过大, 造成割煤量增大, 产生煤尘量增多, 煤尘产生量超出采煤机内外喷雾、二次降尘等措施降尘极限量, 所以采煤机牵引速度不能过大;采煤机割煤时牵引速度过小, 落下的煤被采煤机滚筒大量割碎, 块煤率降低, 粉煤率增大, 也会造成煤尘量增大。在同等条件下, 采煤机以不同的牵引速度进行割煤时, 使用AKFC-92A型矿用粉尘采样器检测采煤机下风侧10 m处粉尘浓度的变化, 以采煤机牵引速度为横坐标, 粉尘浓度为纵坐标, 绘制粉尘浓度随采煤机牵引速度变化曲线。通过分析, 采煤机牵引速度与产生的粉尘浓度变化曲线呈U形 (图3) , 从而可以得出采煤机最佳牵引速度为2～4 m/min。

(2) 采用与工作面风流方向一致的单向割煤方式, 即割煤方向从材料道向运输巷方向[2]。

(3) 必须正常使用采煤机内、外喷雾装置, 内喷雾压力不得小于2.0 Pa, 外喷雾压力不得小于1.5 MPa, 喷雾装置总流量不得小于200 L/min, 喷雾装置进水压力不得小于3 MPa。如果采煤机内喷雾装置不能正常喷雾, 必须停止采煤机运行。无水或喷雾装置损坏时, 必须停止采煤机运行。

(4) 12煤属于裂隙发育的脆性煤层, 根据工作面地质情况, 煤层结构、硬度、裂隙发育情况等特点, 选用点击式、沿切向排列的镐形截齿, 可以减少对煤体的破坏, 提高块煤率, 减少煤尘产生量。

(5) 改进圆柱形滚筒为圆锥形螺旋滚筒。由于圆柱形滚筒具有相同的输煤断面, 块煤破碎量大, 故产尘量大。而改进为圆锥形螺旋滚筒后, 由于滚筒排料端越来越大, 输煤空间也变大, 能适应不同的输煤量, 块煤破碎量小, 再生煤尘产生量小。

3.2煤层短壁注水降尘技术

煤层短壁注水防尘是在工作面采煤之前, 利用钻孔向煤层注入压力水, 使其沿着煤层的节理、裂隙向周围扩散, 渗入到煤的孔隙之中, 增加煤的水分, 使煤体预先得到湿润, 从而减少采煤时的煤尘产生量。赵坡矿12312高档普采工作面长150 m, 煤层注水参数如下:钻孔直径42 mm;钻孔眼距5 m;钻孔位于煤层厚度的中间部位, 垂直于工作面煤壁方向打眼;钻孔深度根据公式L=Ld+0.25计算, Ld为工作面循环推进度, 1.2 m。确定钻孔深度为1.5 m;注水压力8 MPa;单孔注水时间不少于5 min, 实际操作时应以煤壁、顶板明显出水为准。工序安排:在每班回柱放顶后、下一班割煤之前完成。

注水系统由注水泵、水箱、压力表、截止阀、高压钢丝胶管、注水器组成 (图4) 。注水系统主要设备:①BPZ75/12型高压水泵1台, 额定流量75 L/min, 额定压力12 MPa。②注水器, 型号ZF-A22, 内径22 mm, 外径39 mm, 适用孔径42～50 mm。③高压软管, 每根长10 m。

采用煤层短壁注水降尘后, 使用AKFC-92A型矿用粉尘采样器经过连续3 d的检测, 工作面回风巷平均降尘率达到43%, 采煤机司机工作位置平均降尘率达到42%, 采煤机下风侧10 m处平均降尘率达到41%, 降尘效果显著 (表1) 。

3.3通风除尘

通风除尘是综合防尘措施的关键, 从防尘的角度考虑, 工作面的风速控制在1.2～1.6 m/s为宜。此风速既能吹走浮尘, 又不吹起沉积的煤尘, 属比较合理的风速。该工作面在编制作业规程时充分考虑了最佳防尘风速, 选用风量630 m3/min, 风速为1.5 m/s, 处于最佳排尘风速的范围内[3]。

3.4其他防尘措施

(1) 消除落尘。

对工作面进风巷、回风巷实行区域化管理, 定期清扫落尘, 冲刷巷道, 并建立档案。

(2) 风流净化水幕。

在工作面转载点安设转载喷雾装置;进风巷、回风巷安装全封闭式风流净化水幕, 对供水压力不足的用水点在给水管道上安设矿用管道泵以增压供水, 保证防尘用水的可靠供应。

(3) 配备防尘防护用品。

配备防尘防护用品是防尘措施的最后一道环节, 为保证给接触煤尘作业的人员配备合格的防尘防护用品, 采购前安排专人检查防尘防护用品的“生产许可证”、“产品合格证”、“安全鉴定证”和“安全标志”。

4结论

高档普采工作面安全生产环节多, 电气设备使用量大, 产尘量大, 出煤时间相对集中, 粉尘防治难度大, 所以做好高档普采工作面的粉尘治理工作是高档普采工作面安全管理的重中之重。赵坡煤矿高档普采工作面粉尘治理侧重于源头治理、源头控制, 应用综合防尘技术以来, 高档普采工作面粉尘量大大降低, 改善了高档普采工作面的作业环境。

摘要：为了有效减少高档普采工作面采煤机割煤时产生的煤尘, 赵坡矿采用采煤机内外喷雾及高压喷雾二次降尘、煤壁短壁注水技术, 选用单向割煤的采煤工艺, 选择合理的采煤机牵引速度、选用镐形截齿和圆锥形螺旋滚筒, 采取通风除尘、安装净化水幕等一系列的防尘措施, 大大降低了高档普采工作面的产尘量, 降尘效果显著。

关键词：高档普采,综合防尘,高压喷雾

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.

[2]张荣立, 何国纬, 李铎.采矿工程设计手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[3]杜计平, 孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[4]新编煤矿“一通三防”知识1000问[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

普采工作面 篇4

白庙煤矿井田东西走向长1.21 km, 南北倾向宽1.01 km, 矿区面积1.222 1 km2。采用走向长壁式采煤法, 炮采放顶煤, 11404工作面采用型号为ZH3600/17/25的悬移支架, 全部垮落法控制顶板[1]。

11404工作面开采二1煤层, 厚6 m, 属较稳定厚煤层, 结构简单, 含夹矸1层, 夹矸为含星点状、结核状黄铁矿粉砂质黏土岩, 厚0.02～0.30 m。煤层倾角较小, 为5°～8°, 走向长210～215 m, 倾斜长97～102 m, 面积21 143.8 m2。煤层伪顶为薄层状黑灰色泥岩或炭质泥岩, 厚0.1～0.2 m;直接顶为黑灰色泥质岩, 层内含有植物化石, 厚0.6～3.0 m;基本顶为灰白色细砂岩, 富水性弱, 裂隙不甚发育, 厚20 m左右。伪底为薄层状黑灰色泥岩, 厚0.2～0.5 m;直接底为黑灰色泥岩, 层内含有植物化石, 厚0.6～1.5 m;基本底为灰白色细砂岩, 富水性弱, 裂隙不甚发育, 厚22 m左右。

2观测目的和方法

工作面悬移支架工作阻力观测是采煤工作面矿压观测的重要部分, 观测结果是确定顶板来压特征和来压强度的重要依据, 目的在于掌握所观测工作面的围岩运动规律, 为顶板分类、支架选型、确定顶板控制措施提供可靠依据[2,3,4]。另外, 支架工作阻力的观测结果也是对普采工作面支架支护参数合理性进行分析的重要依据[5]。

2.1观测内容和目的

本次观测的主要内容:工作面矿压显现参数 (支架的工作阻力、来压步距、动载系数) 和顶底板移近量以及回采巷道的变形情况, 目的是确定其支承压力的范围[2]。

2.2测区布置

工作面设4个矿压观测站, 编号分别为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ, 每站设1条观测线。为准确测定超前支承压力影响范围, 在回采巷道距工作面端头10, 20 m处各布置2个测站 (图1) , 每个测站布置2个观测断面。观测断面采用“双十字”法布置[1]。

3矿压观测

3.1工作面观测数据

本次矿压观测主要内容包括观测工作面支架的工作阻力、顶底板移近量、工作面超前支承压力影响范围、运输巷及回风巷的巷道变形情况, 并对工作面煤壁的片帮情况进行宏观描述。

观测站Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的支架阻力与观测时间的变化关系如图2所示 (注:工作面推进速度是每天约1 m) ;工作面顶底板移近量与观测时间关系如图3所示。

(1) 工作面工作阻力数据分析。

由上述支架工作阻力与观测时间的关系分析得:基本顶的来压周期一般8～10 d, 来压持续时间为1 d, 目前工作面每天推进约1 m, 周期来压步距8～11 m。对工作面4个测站支架的工作阻力测试分析计算的历次来压动载系数见表1。

通过对4个测站历次来压动载系数计算得知, 动载系数范围1.31～1.55, 可见, 周期来压不明显。

工作面支架工作阻力呈不均匀分布, 针对11404工作面实际情况, 顶板的岩层赋存具有不均匀性, 基本顶呈现不协调破断, 在工作面中部出现煤兜和煤壁片帮现象。而且支架工作阻力普遍较低, 但基本满足顶板载荷的支架需要。

(2) 工作面顶底板移近量数据分析。

顶底板移近量在工作面控顶空间中部区域进行, 分析距煤壁相同距离点顶底板移近量的观测数据可知, 顶底板移近量在基本顶周期来压时相对较大, 随后逐渐恢复正常, 平均顶底板移近量96 mm。

3.2回采巷道观测数据

(1) 回采巷道变形量的数据处理。

11404运输平巷、回风平巷数据整理如图4、图5所示。

(2) 回采巷道数据分析。

运输巷的测点被破坏时测量高约为1.8 m, 巷道平均宽2.13 m;回风巷的测点被破坏时测量高约为1.8 m, 巷道平均宽2.14 m。综合分析, 在超前支承压力影响范围内, 运输巷顶底板变形平均速率为7.1 mm/d, 两帮变形平均速率为6.9 mm/d;回风巷顶底板变形平均速率为7.2 mm/d, 两帮变形平均速率为5.8 mm/d。

4结论

(1) 根据观测数据分析, 基本顶的周期来压周期一般为8～10 d, 来压持续时间为1 d, 目前工作面每天推进约1 m, 周期来压步距为8～11 m。根据对4个测站历次来压时动载系数的计算, 其动载系数范围在1.31～1.55, 可见周期来压不明显。

(2) 工作面支架工作阻力呈不均匀分布, 而且其工作阻力普遍较低, 但基本满足顶板载荷的支撑需要。

(3) 随着工作面向前推进, 测站与工作面的距离不断缩短, 测站位置的巷道顶底板、两帮变形量整体趋势都在增加, 但变化幅度明显不同, 根据图表分析得出, 在距离煤壁7～13 m的范围内, 巷道顶底板、两帮变形量增加明显。建议在此区域重点加强支护, 超前支护距离应维持在不小于20 m。

参考文献

[1]耿献文.矿山压力测试技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2002.

[2]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.

[3]刘秉明, 刘兆明.西细庄矿悬移支架开采及矿压显现分析[J].煤炭技术, 2006, 25 (8) :57-59.

[4]刘文修, 崔运生, 郭俊强.悬移支架在采煤工作面的应用[J].中州煤炭, 2009 (6) :80-81.

普采工作面 篇5

我国煤炭资源储量多, 煤层赋存条件比较复杂, 煤炭资源分布地域辽阔, 地质条件复杂多样。其中薄与中厚煤层资源丰富, 分布广泛。悬移支架作为一种新型的支护设备, 继承了综采支架的安全性好、整体性好、能够自移的优点, 具有适应性好、体积小、重量轻、易操作、拆装及运输方便等优点。它在近年来得到了广泛的应用和快速的发展。悬移支架的可靠性直接影响着普采工作面的产量、效率和安全。因此, 悬移支架选型设计是关系煤矿安全生产的关键。

1 矿井地质条件

李章河二矿位于黄陵县店头镇李章河沟内, 地处陕北黄土高原之南缘, 属黄土高原中等切割和侵蚀构造地形, 区内西北高东南低, 走向大致为东西方向。井田内共有4层煤, 自上而下编号为0号、1号、2号和3号煤层。其中, 0号、1号、3号煤层属不可采煤层, 全井田内仅2号煤层可采, 倾角1~3°, 2号煤层可采厚度0.80m~1.49 m, 平均1.4m, 厚度比较稳定, 含夹矸1~4层, 夹矸厚度一般0.10m~0.40m, 煤层结构较复杂。该矿准备在2号煤层1121工作面装备一个普采工作面。区内地层为一平缓起伏的大单斜构造, 次级构造以宽缓的短轴向背斜为主, 苍斜向斜是本区主要构造, 构造简单。2号煤层顶底板特征见表1。

2 悬移支架的确定

根据李章河二矿及其邻近矿井2号煤层的围岩分类和矿压显现规律进行分析, 可知2号煤层的直接顶为中等稳定顶板, 矿压显现不明显, 工作面初次来压步距在20m左右, 周期来压距在11m左右, 基本顶初次来压步距不大, 顶板运动不剧烈。再通过类比相近普采工作面煤层厚度、顶板岩性、顶板厚度等开采条件, 拟确定该矿普采工作面选择悬移支架进行支护。

3 悬移支架的选型计算

3.1 支架高度的确定

支架高度要与煤层厚度相适应, 即支架的高度要能满足煤层最薄和最厚时的需要。该井田内煤层厚度变化较大, 可采厚度0.80 m~1.49m, 一般厚度多在1.30m~1.49m, 平均1.40m。

3.1.1 支架最大高度计算

支架最大高度计算如下:

式中:Hzmax—支架最大支护高度, m;Mmax—工作面最大采高, 取1.4m;S1—伪顶冒落的最大厚度, 取0.2m。

经计算, 支架最大支护高度为1.6m。

3.1.2 支架最小高度计算

支架最小高度计算如下:

式中:Hzmax—支架最大支护高度, m;Mmin—工作面最小采高, 取1.0m;S2—顶板下沉量, 取0.1m;g—顶梁上、底座下的浮矸厚度, 取0.05m;e—移架时支架回缩量, 取0.1m。

经计算, 支架最小支护高度为0.85m。

理论上选取支架最低高度为0.85m, 即能满足本工作面的要求, 但根据目前的采煤设备情况, 一套设备很难兼顾全井田。1121工作面选用的MG132/315-WD型电牵引采煤机, 截深0.8m, 采高0.95m~1.70m, 故确定1121普采工作面支架的最低高度为1m, 其支撑高度范围为1.0~1.6m。

3.2 支护强度的计算

3.2.1 估算法计算

悬移支架单位面积上的工作阻力按照估算法计算如下:

式中:P—悬移支架单位面积上应有的工作阻力, Pa;M—采高, 取1.4m;γ—顶板岩石的密度, 取2.5t/m3;K—岩石碎胀系数, 取1.4;n—考虑支架受力不均衡安全系数, 取2.0;α—煤层倾角, 取2°。

经计算, 悬移支架单位面积上的支护强度为0.171MPa。

3.2.2 按采高公式计算

液压支架单位面积上的工作阻力按采高公式计算如下:

式中:P—悬移支架单位面积上应有的工作阻力, Pa;M—采高, 取1.4m;γ—顶板岩石的密度, 取2.5t/m3;α—煤层倾角, 取2°。

经计算, 悬移支架单位面积上的支护强度为0.137~0.274MPa。

支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值, 取0.274MPa。

4 悬移支架的确定

4.1 悬移支架初步确定

根据支护强度计算, 初步确定采用ZH整体顶梁悬移支架, 具体技术参数见表2。

4.2 悬移支架的选型验算

4.2.1 悬移支架支护阻力验算

根据容重计算公式计算悬移支架支护阻力:

式中:P—工作面顶板支护需要支架的工作阻力, kN;

M—采高, 取1.4m;

γ—顶板岩石的密度, 取2.5t/m3;

S—支架顶梁支护的顶板面积, m2;

∑h—冒落带岩石的高度, m;

∑h=M/ (K-1) , K为岩石碎胀系数, 取1.4;

n—动载系数1.5~2.0, 周期来压明显时取大值, 周期来压不明显时取小值。根据1121工作面顶板的实际情况, 取1.8;

α—煤层倾角, 取2°。

经过计算, 得支架的工作阻力P为542kN。ZH整体顶梁悬移支架工作阻力2500kN大于542kN, 因此, 该型号的悬移支架能够满足本工作面工作阻力的要求。

4.2.2 悬移支架支护强度验算

经上述计算, 悬移支架的支护强度应不小于0.274MPa。ZH整体顶梁悬移支架支护强度为0.69MPa大于0.274MPa, 所以, 该型号的悬移支架能够满足1121工作面支护强度要求。

4.3 悬移支架使用效果分析

(1) 支架支护能力可满足顶板管理的需求。2号煤层的直接顶为中等稳定顶板, 矿压显现不明显, 基本顶初次来压步距不大, 顶板运动不剧烈。根据悬移支架支护强度验算, ZH整体顶梁悬移支架工作阻力和支护强度都能满足采煤工作面支护需求, 且根据该矿区其它矿井使用悬移支架的情况来看, 均取得了良好的支护效果。

(2) 支架适应性强。该工作面煤层厚度分布不均, 该支架最低支撑高度1.0m, 最高支撑高度1.6m, 可进行薄煤层及中厚煤层的开采, 能很好地回收煤炭资源。

(3) 支架护顶严实, 支架总重量较轻, 结构简单, 易拆卸、安装、运输, 使用、搬迁接续等非常灵活、简便、高效。

(4) 生产投资小, 见效快。在生产条件基本相同的情况下, 整体顶梁悬移支架投资成本仅为轻型综采支架投资成本的1/4。该矿工作面推进长仅600m左右, 搬家次数较为频繁。由于悬移支架可以解体, 并且解体后最大部件重量也不超过一吨, 因此在拆除支架时也比较方便, 能够较大的节省采煤工作面搬家的时间, 撤除期短, 见效快。

5 结论

悬移支架在我国经过一段时间的适用和发展, 对煤矿的开采起到了积极的作用, 特别在薄及中厚煤层的开采中体现了其巨大优势, 克服了单体液压支柱安全性较差、整体性差和移架不方便等缺点。综合考虑李章河二矿煤层赋存条件、煤层特征和投资等问题, 根据悬移支架选型原则和理论计算选用ZH整体顶梁悬移支架, 其工作阻力2500kN, 适用支撑高度范围1.0~1.6m, 适用倾角小于30°的煤层, 完全能够满足矿山生产需求, 本次支架选型设计经验对于此类地质条件的矿井悬移支架选型具有良好的借鉴意义。

参考文献

[1]温庆华.薄煤层开采现状及发展趋势[J].煤炭工程, 2009, (03) .

[2]梁洪光.薄煤层综采技术发展现状[J].煤矿开采, 2009, 14 (1) :912.

普采工作面 篇6

正阳煤矿于1958年建矿, 1960年1月1日正式生产, 矿井开拓方式为斜井单水平上、下山分区式开拓, 经历了三次改扩建后矿井设计能力150万吨/年。深部29#煤层在深部区全区发育, 赋存稳定, 属主优质煤层。29#层平均开采深度为500m, 地质储量为405万吨, 可采储量为300万吨, 煤层厚度1.3~2.6m, 平均厚度为1.6m, 倾角5~15°, 煤层硬度为f=2。矿井合理的采场支护设计及顶板管理措施是保证煤矿安全、生产、高产、高效开采的关键, 针对这个问题, 我矿对深部29#右0首采高档工作面全过程进行了矿压观测, 取得了一定的经验, 为深部29#层的顺利开采奠定了基础。

2 工作面概况

该工作面采用倾斜长臂后退式开采方法, 工作面长度为60~120m, 推进长度为420m, 平均开采深度为510m, 工作面范围沿走向左起右一改造巷, 右至右0巷, 沿倾向上部为右一联络巷, 下部为切眼, 工作面左侧距右一改造巷20m处有一断层带, 落差在0.3~4.0m, 将对回采期间顶板管理造成影响。

该工作面煤层赋存稳定, 倾角5~7°, 煤层厚度1.3~1.5m, 平均1.4m, 煤层硬度f=1.5, 无自然发火期。

3 工作面支护设计

根据对浅部29#层煤的开采的经验及深部29#煤层柱状图, 29#右0工作面采用高档普采全部垮落法管理顶板的采煤工艺, 一次采全高。采用单体液压支柱配金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 柱距为0.6m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.9m, 最小空顶距为4.1m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁。工作面初始支护设计如下:

支柱设计:

(1) 工作面支柱:

Hmax=Mmax-b=1.5-0.1=1.4 (m) ;Hmin=Mminb-a-SL=1.3-0.1-0.05-0.05=1.1 (m) 。

式中:Hmax (min) -支柱最大 (最小) 高度;Mmax (min) -工作面最大 (最小) 采高;b-铰接梁高度;SL-顶板下沉量;a-支柱卸载高度取0.05。

支柱技术参数:

(2) 矿压计算:

a.顶板压力:P=1/K-1·M·r·K1·K2=1/1.5-1×1.4×25×1.3×1.07=97.4 (kN/m2)

式中:K-顶板岩石碎胀系数1.5;K1-动载系数1.3~1.6;r-岩石比重25k N/m3;M-最大采高1.4m;K2-悬顶片帮系数。

L1-工作面最大控顶距;L2-平均全工作面悬顶距离;L3-平均全工作面片帮深度。

b.工作面支护密度:工作面所需理论支护密度:n1=P/fc=97.4/ (300×0.9) =0.36

式中:P-顶板压力;f-单体柱额定阻力30k N/根;c-单体柱性能参数0.9。

工作面实际支护密度:n2=N/L1×E=4/ (4.9×0.6) =1.36

式中:N-最大控顶距内最少支柱根数;L1-工作面最大控顶距;E-工作面柱距。

c.安全系数:n=n2/n1=1.36/0.36=3.7>2

经过计算符合安全要求。

4 矿压观测及顶板活动规律分析

4.1 测站布置:

测站的布置以单体柱柱号为标准, 工作面初期开采时长度为62m, 通过分析后在工作面布置4个测站, 即在工作面上、下端头距煤壁硬帮各5m处布置2个测站, 在2个测站之间均匀布置2个测站, 每个测站布置3条测线 (即监测3列支柱) , 观测第一测站:15#、16#、17#支柱, 第二测站:46#、47#、48#支柱, 第三测站:76#、77#、78#支柱, 第四测站:97#、98#、99#支柱。分别利用每个测站所观测到的3条测线的平均值作为该测站顶板压力变化读数。

4.2 工作面上下巷测站布置:

为分析研究工作面超前采动影响范围和上覆岩层的移动规律, 在上、下巷内自开切眼每10m布置一个基点, 用来测量工作面推进距离, 在上下巷内超前工作面30m处布置测站, 并随工作面推进每5m一前移, 进行巷道变形量观测, 主要测量巷道的顶底板移近量和两帮移近量, 每天分班测量相应数据。

4.3 观测要求:

基本顶初次垮落前每天分三班对每条测线的四排支柱的载荷、顶板移近量及活柱下缩量进行观测一次, 直接顶初垮至基本顶周期垮落期间每天观测一次, 每次观测时要记录好每条测线一至四排支柱的支护载荷和顶、底板移近量及活柱下缩量, 并记录好工作面推进度, 采空区悬顶情况, 工作面控顶区域顶板破碎情况及煤壁片帮情况, 并做好矿压观测综合走势图。

4.4 测量工具:

工作面单体柱支护载荷测量采用HC-45型测力计, 顶板下沉采用5m钢卷尺进行测量, 两巷顶板移近量采用DDJ-2.5型测杆观测, 在两帮建立观测点, 用5m钢卷尺进行移近量测量。

4.5 顶部运动规律:

通过矿压观测的各种数据, 以工作面推进度为横坐标, 以工作面支柱载荷为纵坐标绘制矿压综合走势图。然后以矿压观测量的平均值加其一倍均方差为基本顶的来压峰值, 即:

式中:PM-判断基本顶来压的工作阻力; 观测期间全部支护阻力平均值;σP-支护阻力均方差。

辅以观测期间矿压显现情况, 判断基本顶的来压步距。得出基本顶的来压期间矿压显现变化情况:在直接顶冒落后, 随工作面推进至28m处时, 工作面受上巷侧断层带的影响, 工作面中、上部基本顶开始出现失稳的现象, 基本顶开始缓慢下沉, 顶板压力增大超前进入煤壁, 造成工作面顶板在煤壁内出现折断裂隙, 3月6日0点班工作面压力开始增大, 一至四排柱支柱载荷明显上升, 控顶区域内顶板下沉量明显增大。

当工作面推进至32m时, 工作面支柱载荷由12MPa增至35MPa, 工作面顶板超前在煤壁内出现断裂, 控顶范围内顶板下沉量达到6~12cm, 中上部顶板出现淋水, 煤壁出现180~240mm的片帮。工作面超前压显现, 上、下巷顶底板移近量增大, 主要为巷道底鼓, 其中上巷底鼓量较大, 底鼓高度达15~20cm, 下巷底鼓高度达5~10cm, 两帮移近量达到5~8cm, 并伴有局部片帮现象, 片帮深度达到15~20cm。可以听到顶板折断的闷雷声, 基本顶开始初次折断垮落。

当工作面推进至35m处时, 基本顶垮落结束, 工作面压力开始恢复正常。基本顶垮落步距为32m。

当工作面自基本顶初次来压后推进20m后首次周期垮落, 基本顶周期垮落期间支柱载荷开始明显上升, 由12MPa增至33MPa, 受断层影响以中上部压力增加较为明显。工作面顶板下沉量增大, 达到3~7cm, 上下巷出现底鼓, 底鼓量达到8~15cm, 两帮移近量达5~8cm, 并伴有片帮现象。

当工作面正常推进至65m时, 工作面压力开始增大, 达到33~38MPa, 超出单体柱工作载荷, 单体柱安全阀普遍开启、泄液, 顶板下沉量急剧增大, 达到10~15cm, 煤壁伴有明显片帮现象, 局部顶板出现淋水, 工作面顶板沿煤壁硬帮出现折断裂隙, 机道顶板出现漏顶, 煤壁片帮严重, 上下巷底鼓量明显增大, 达到20~30cm, 两帮移近量达到8~15cm, 片帮较严重, 深度达到20~30cm, 通过现场分析及数据比较, 该次基本顶失稳、垮落, 矿压显现明显大于前2次基本顶周期垮落, 并且该种矿压增大现象成周期性出现, 由此可以初步确定这种压力显现应为基本顶上部分层垮落造成的。

5 矿压显现规律分析

根据工作面矿压观测及顶板运动规律的分析, 可知一采深部29#层基本顶的垮落要进过三个阶段:第一阶段:基本顶岩层由煤壁内断裂之前称为稳定阶段。第二阶段:随工作面推进。基本顶岩层在地压及自重的作用下, 以煤体为支点, 发生弯曲、下沉的阶段, 称为活动阶段。第三阶段:基本顶达到弯曲下沉极限, 沿煤体折断至老塘完全垮落阶段称为来压阶段。

通过对上述的分析, 可知: (1) 采场来压阶段与基本顶活动阶段和稳定阶段相比, 最大控顶处顶板下沉量分别是173%、248%。活柱下缩量是108%、133%。支柱载荷差是143%、224%。这说明基本顶顶活动阶段基本顶活动比较强烈, 基本顶来压比较强烈。而支柱最大载荷没有明显的增加, 这说明基本顶稳定阶段, 直接顶垮落步距较大, 而实际工作中忽视了对直接顶及时挑顶造成的, 因此, 在今后要注意直接顶的悬顶距离, 以免由于直接顶悬顶过长而对工作面支柱载荷造成附加载荷。 (2) 随着远离煤壁, 支柱载荷逐渐增加的幅度不明, 这主要是单体液压支柱达的恒阻特性所决定的。

6 主要经验

通过对29#右0首采工作面的试采总结和矿压观测分析, 得出如下经验:

6.1工作面回采的顶板压力观测是必要的, 为29#层煤成功开采提供了依据。

6.2通过矿压观测, 可以掌握深部29#层顶板运动规律, 以便采取补强措施。

6.3通过矿压观测, 可以指导相邻工作面回采时采取强度大, 更加合理、简便的支护方式, 降低劳动强度, 提高经济效益。

6.4基本顶来压期间在工作面一排柱侧每间隔3m加打单体柱挑2.4m长π钢支护机道, 并视顶板情况适当加密π钢密度, π钢要随机移串, 缩短空顶时间和面积。

6.5来压期间保证正规循环, 加快推进度, 将基本顶失稳后产生的动压甩在工作面之后, 防止由于超前压造成工作面顶板沿硬帮折断。

6.6针对该面在回采过程中两巷受采动影响出现底鼓, 应加强工作面上下巷顶板管理, 增加上下巷超前支护长度, 保证超前支护质量, 减少两巷顶底板移近量。

通过对一采深部29#首采工作面的矿压观测及顶板运动规律分析, 对深部29#顶板管理得出了综合的评价, 为29#今后开采工作面支护选型及采场设计提供了依据, 为合理确定工作面支护强度及密度提供了理论依据。

参考文献

普采工作面 篇7

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

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