矿山压力

矿山压力（共7篇）

矿山压力 篇1

摘要：由于厚硬顶板采场的矿压显现比较剧烈, 顶板悬露面积大, 顶板垮落时容易产生冲击气流和推垮型事故, 因此掌握厚硬顶板采场矿山压力基本规律, 针对性的有效控制, 是采场安全生产、消除重大顶板事故的关键。本文通过现场实测液压支架阻力、顶板垮落特征来确定工作面矿压显现基本规律, 对工作面的顺利回采提供帮助。

关键词：综采工作面,坚硬顶板,矿山压力显现,支架适应性

1工作面概况及测点布置

1.1工作面的地质构造特征

1117 (1) 工作面由一宽缓的背斜和向斜组成, 其轴部近似东西方向, 根据掘进资料, 工作面小断层和层滑特别发育, 整个工作面掘进过程中共揭露正断层34条, 逆断层3条, 这些小断层不仅破坏煤层的连续性, 而且使工作面出现煤层变薄区。工作面走向长2613m, 倾斜长240m。煤层倾角3°～10°, 平均5°, 煤层赋存总体比较稳定, 煤厚0.3～3.4m, 平均2.47m, 受构造影响地段, 煤层厚度变化较大。地面标高为+23.1m～+24.03m, 工作面标高为-801.9m～-686.02m。井下位于北一采区中部, 北为F87采区边界断层, 南到工业广场保护煤柱。

1.2顶底板岩层特征

伪顶为黑色较破碎泥岩, 一般厚度为0.3m;直接顶为灰色粗粉砂岩, 一般厚度为3.2m;老顶为灰色中砂岩, 厚层状, 细中粒结构, 钙质胶结, 层面含暗色矿物, 具平行层理和交错层理, 厚度为18.56m;直接底为灰色泥岩, 泥质胶结, 含植物化石, 夹1～2层薄煤层;厚度12.11m。

1.3开采技术条件

工作面开采采用全部垮落法管理顶板, 工作面支护采用ZY8800/18/38型掩护式支架, 工作阻力8800kN, 初撑力6443kN。支架最小控顶距5.037m, 最大控顶距5.902m, 放顶步距0.865m。工作面采用两巷布置, 机轨合一, 巷宽5.0m, 高3.5m, 采用钢带锚梁网杆支护和U型棚支护, 为运煤、进风顺槽, 并布置设备车;回风巷宽4.5m, 高3.2m, 采用U型棚支护, 为回风、运料顺槽。

1.4测点布置

为了观测整个工作面的压力情况, 在工作面从下部到上部布置5个测区, 每一测区观测2架, 每架装一块矿用综采数字压力计, 对液压支架支柱阻力进行测试。

为了观测巷道内压力情况, 在轨顺和运顺内分别布3个测点, 用单体支柱压力表测试单体支柱压力。并在轨道巷内布置20个测点观测巷道变形。

2测试成果分析

2.1直接顶初次垮落

当运顺推进14.8m, 轨顺推进7.3m时, 15#～23#、132#～134#支架处采空区直接顶轻微冒落, 24#～28#、36#～39#、80#～87#支架处采空区直接顶冒落块度较大, 40#～47#、72#～79#支架处采空区直接顶冒落高度较大, 块度较小。

2.2老顶初次来压和周期来压

2.2.1工作面老顶初次来压工作面直接顶初次垮落后, 随着工作面不断向前推进, 支架后方的直接顶随支架的前移而冒落, 机道上方顶板完整无裂隙。当工作面推进到距煤壁28m时, 顶板开始响动, 伴有炮声;工作面推进到32m处, 采高2.5m左右, 老顶初次来压, 煤壁有轻微片帮现象, 采空区被冒落矸石覆盖, 并伴有闷声现象;工作面9#～20#、44#液压支架顶板出现较大淋水现象, 75#支架可以看到老塘水从支架下方流向工作面;有4个支架安全阀开启, 支架最大载荷达到9180KN。

2.2.2工作面的周期来压初次来压后, 工作面煤壁几乎没有片帮现象, 循环支架载荷继续呈增阻。工作面顶板各次周期来压由于工作面在推进过程中, 受到煤层厚度变化、地质构造及推进速度等各种复杂条件的影响, 导致周期来压时间不一致, 来压步距也不相同, 即使在同一测区, 每次周期来压步距也有差异。

以后的周期来压都比较明显。工作面第一次周期来压步距的变化范围在12.1m～20.25m, 平均17.08m;工作面第二次周期来压步距的变化范围在11.2m～18.4m, 平均14.05m;工作面第三次周期来压步距的变化范围在13.7m～18.7m, 平均16.05m;工作面第四次周期来压步距的变化范围在11.2m～20.55m, 平均14.71m;工作面周期来压步距的变化范围在8.2m～19.3m, 平均14.13m。

工作面老顶周期来压步距在8.2m～20.55m之间变化, 周期来压平均步距在14.05m～17.08m。来压时压力较大, 安全阀有开启现象。

2.3过断层的矿压显现

整个工作面有正断层34条, 逆断层3条, 断层落差0.1～4.2m, 这些小断层不仅破坏煤层的连续性, 而且使工作面出现煤层变薄区。在开采过程中, 没有出现破碎带, 按正常生产速度均顺利通过断层, 工作面内有明显的断裂面, 而机道顶板均较完整, 支架载荷也无明显的增大, 无其它异常矿压显现。

2.4轨道巷矿压显现情况

轨顺和运顺的巷宽均为5m, 均为钢筋网-U型棚支护, 上下顺槽均进行20m超前支护。通过工作面生产证明, 巷道维护是成功的。

2.5支架载荷

2.5.1支架初撑力ZY8800/18/38支架额定初撑力为6443kN/架 (当泵站压力为25MPa时) , 实际初撑力变化在1542～5961kN之间, 实际支架初撑力比较低, 约为支架额定初撑力的33.6%～40%, 中上部支架初撑力略高, 以统计数可看出最大初撑力已达到支架额定初撑力的92.52%。

2.5.2支架载荷变化从矿压数据统计结果得知, 支架增阻明显, 没有出现降阻型, 而恒阻型占9.3%, 增阻型占90.7%, 其增阻类型分布见表1。

从末阻力统架号计来看, 支架的循环末阻力比较低, 6约为支架额定初撑力的38.4%～40.7%, 以统计数105可知最大工作阻134力达到支架额定工作阻力的99.98%。末阻力绝大部分在2100～4800kN之间, 占总循环数的84.32%, 4800～5700kN之间占总循环数的5.7%, 大于等于5700kN的占总循环数的0%。其详细统计结果见表2。

(单位:kN)

2.5.3支架适应性分析由上述分析可知, 来压强度最大时为8799kN/架, 支架最大实际支护强度为8800kN/架。ZY8800/18/38型液压支架的支护强度为1.006～1.066MPa, 完全能符合支护强度要求, 工作面共推进1120m, 经历了70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, 也说明该支架的总体性能满足工作面生产的需要。

3结论

3.1

该矿1711 (1) 工作面直接顶初次跨落步距14.8m, 属2b类中等稳定顶板, 老顶初次来压步距为23.5～36.7m, 来压强度比较明显, 属Ⅲ类老顶。

3.2

ZY8800/18/38型支架承受了最大超过8800kN的载荷, 支护强度可满足开采要求。高工作阻力掩护式支架对维护机道顶板起到了积极作用, 避免了顶板破碎。其快速移架系统加快了移架速度。

3.3

周期来压与非周期来压期间压力变化大, 动载系数为1.83

参考文献

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

[2]杜计平, 苏景春.煤矿深井开采的矿压显现及控制[M].中国矿业大学出版社.2000.

矿山压力 篇2

【关键词】矿山压力 含水层 回采工作面

【中图分类号】TD823.9 【文献标识码】A 【文章编号】1672-5158（2013）03-0380-01

一、引言

矿山工程中，在采掘巷道或进行回采工作时破坏和改变了原岩的应力平衡状态，引起岩体内部应力的重新分布，这种由于在地下开采活动在围岩与支护物上所引起的力为矿山压力。矿山压力作用下，围岩和支护物表现出围岩变形、破落、离层、支架受力变化、煤岩突出、移动或破坏垮塌等力学宏观现象，这就是矿山压力显现。矿山压力通常来源于自重应力、构造应力、膨胀压力三部分，矿山压力显现形式主要涵盖支架变形与折损、顶板下沉、支柱插入底板、顶板破碎、大面积冒落、底板膨胀鼓起等，引发了许多重大事故。以中国煤矿采掘顶板事故为例，其事故比例占整个煤矿安全事故的比重超过了 40%，影响的产量大约占总产量的5%。伴随采矿工业与交叉科学技术的不断发展，矿场向深部开采，应力环境越来越复杂，人们逐步认识到研究矿山压力显现规律的重要性，理论上更深层次的研究矿山压力的显现规律，预防在实践工程中由矿山压力引发的相关事故。

二、矿山压力理论的研究现状与发展趋势

探究矿山压力理论发展的历史沿革，1928年，德国人哈克和吉里策尔认为回采工作空间的上方岩层处于自然平衡状态形成了一个压力拱，提出压力拱假说；德国施托克在1916年通过假说来解释顶板下沉与支架受力关系、周期来压与来压步距关系、工作区出现的周期来压现象、工作面前方支承压力。前苏联库兹涅佐夫提出铰接岩块假说，阐明了工作面上覆岩层的分带情况，对支架和围岩的相互作用做了较详细的分析。国内矿山压力理论的研究现状，钱鸣高院士主要研究了结构的平衡条件与裂隙带岩层形成结构的可能性，构建出上覆岩层开采后呈砌体梁式平衡的结构力学模型；宋振骐院士在20世纪80年代，基于老顶传递力的概念“传递岩梁”假说；钱鸣高院士领导的课题组凭借多年对顶板岩层控制的研究与实践，提出岩层控制中的关键层理论。近年来，我国对矿山压力显现规律、岩层控制、支架与围岩关系等进行了深入的研究，对矿产开采的安全、高效生产提供了保证。分析矿山压力理论的研究的发展趋势，首先是精确化现有的采场矿山压力理论，通过科学、精确、合理的采场矿山压力理论来保证回采工作面的安全开采，其次是因地制宜来发展矿山压力理论，最后是未来的采场矿山压力理论向着应对新的深井条件和减少对环境的破坏的方向发展。

三、矿山压力对含水层下回采工作面的影响

正确分析和评价矿山压力及矿山压力显现形式是确保含水层下回采工作面安全开采的关键。矿山工程中，回采工作时破坏和改变了原岩的应力平衡状态，引起岩体内部应力的重新分布形成的矿山压力给含水层下回采工作面的安全施工带来直接的影响，首先在周期来压期间，煤体内的支承压力达到最大，导致对底板破坏严重；初次来压期间，煤体内的支承压力达到最大，对底板破坏严重；开切眼附近；老顶的大面积显露，直接顶不能充分垮落，底板形成较大的自由面。其次工作面推进速度慢，工作面突然停止推进或在停采线处易突水以致含水层支承矿山压力作用时间过长，易造成回采工作面的突水；最后在区段煤柱附近，由于顶板垮落不充分，导致固定支承压力作用下底鼓，易造成突水。底板承压水水压成反比，即随着底板承压水水压的增大，底板岩层的稳定性降低。分析矿山压力对含水层下回采工作面的影响，第一，采矿过程中的矿山压力对工作面底板存在严重的破坏作用，在产生新裂隙同时导原有断裂构造活化，是矿山底板突水的关键诱导因素；第二，在临界矿山压力下，伴随工作面宽度的拓宽，底板岩层的稳定性相对降低；第三，矿山压力对底板的破坏作用与工作面顶板岩体性质相关，在工作面的顶板不容易冒落时，矿山压力对底板的破坏作用越明显，工作面越易出水。实践矿山回采过程中通过缩短工作面长度来降低冒落高度，有效发挥防水煤岩柱的保护作用，进而实现含水层下的安全回采；第四，实践经验表明，开采深度、采高和控顶距、矿层倾角、工作面推进速度以及支护材料与顶板管理的方法都是影响采煤工作面矿山压力的重要因素，这些因素的科学设计与合理把握是保证回采工作面上安全生产的前提条件。

四、总结与建议

随采矿工业与交叉科学技术的不断发展，矿场逐步向深部开采，应力环境变得异常复杂，含水层下回采工作面的安全生产对整个工程的稳定运营有着重要的意义。为保证矿山压力含水层下回采工作面的安全生产，首先，在理论上深入研究矿山压力显现的具体特征形式，分析含水层的载荷传递特性、含水层骨架颗粒的特征、含水层的渗透性能以及回采工作面的支护形式与支护强度；其次，回采方案的科学设计与规范执行是工程安全生产的重要保证。方案设计中重要研究矿区合理的回采上限，分析上覆水体的规模、渗透性大小、上覆岩层的岩石力学性质、煤层本身的强度、开采方式、水体下保护层岩性、煤层本身的强度以及矿层底板的力学性质等相关因素；最后，高度重视矿山压力与支护质量的监测，通过精准的监测数据来指导施工，确保矿山压力下回采工作面的安全生产。

参考文献

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[3]邓雪杰，谭辅清，房萧. 五沟煤矿第四含水层下合理回采上限分析[J]. 煤炭工程，2012，（04）：79-81+84.

[4]张慈增. 影响采煤工作面矿山压力的因素分析[J]. 内蒙古煤炭经济，2012，（08）：24-25.

[5]王晓振. 松散承压含水层下采煤压架突水灾害发生条件及防治研究[D].中国矿业大学，2012.

[6]韩传廷. 回采工作面过不连续顶板的矿压理论与生产技术研究[D].太原理工大学，2012.

[7]王启堂，何晓光. 影响采煤工作面矿山压力因素分析[J]. 山东煤炭科技，2000，（S1）：111-113.

矿山压力 篇3

近些年, 我国煤矿安全事故频繁发生, 其中主要是顶板和瓦斯事故, 从煤矿事故统计来看, 顶板事故一直居各类事故之首。因此, 对于煤矿巷道顶板的压力监测是一项十分必要的工作, 如何实时、有效的监测巷道顶板的压力成为煤矿安全监控系统中的研究重点。若能及时准确地掌握巷道或工作面某一区域的压力变化情况, 便可将人员伤亡和经济损失降至最低。另外, 实时采集巷道中的顶板压力数据, 也可根据其压力变化趋势对该区域可能出现的事故做出预测。

1 系统无线通信模块选择

由于煤矿井下工作环境恶劣, 各种干扰因素复杂, 另外还需要考虑到各种安全因素, 如防爆等, 故设计时选用工作电压低、功耗小、发射功率小、抗干扰能力强的Zigbee无线通信模块。本设计中采用的是Chipcon公司推出的用来实现嵌入式Zig Bee应用的片上系统CC2430, 它支持2.4GHz IEEE 802.15.4/Zig Bee协议, 芯片具有可编程闪存以及通过认证的Zig Bee TM协议栈。它采用增强型8051 MCU、32/64/128kb闪存、8KB SRAM等高性能模块, 并内置了Zig Bee协议栈, 加上超低能耗, 使得它可以用很低的费用构成Zig Bee节点。

2 矿山压力智能传感器节点的设计方案

矿山压力智能传感器节点布置在巷道, 由于这些节点内写入的坐标与实际环境的坐标一一对应, 因此, 这些结点在布置完成后就不轻易更换位置, 除了结点出现故障或者网络重新布置。固定在巷道中的传感器采集节点具有主要两个功能:监测整个矿井的环境特征, 转发数据。由于这些结点处于矿井巷道, 因此, 可以考虑采用矿用安全电池进行供电。矿井巷道固定结点作为无线传感器网络的传输转发结点, 担负着传输自身采集的压力数据值。这些数据最终传送到汇聚结点, 然后再经过有线网络保存在整个系统的数据服务器内。每个工作层面的无线传感器局域网内的通信采用无线方式, 而无线网络之间则采用有线局域网的形式进行通信。智能传感器节点固定在巷道顶板上, 根据煤矿压力数据采集装置的功能要求, 硬件主要由四部分组成:数据采集模块、微处理模块、无线通信模块、电源模块4个部分组成, 如图1所示。作为一个完整的嵌入式检测系统, 要求设计的组成部分的性能必须是协调和高效的, 各个模块实现技术的选择需要根据实际的应用系统要求而进行权衡和舍取。

传感器模块负责监测区域内信息的采集和数据转换;处理器模块负责控制整个传感器节点的操作, 存储和处理本身采集的数据以及其它节点发来的数据;无线通信模块负责与其它传感器节点进行无线通信, 交换控制消息和收发采集数据;能量供应模块为传感器节点提供运行所需的能量。

3 系统软件设计

本文的工作是设计矿山压力智能传感器节点, 主要是对智能传感器节点的应用层程序进行开发。节点无任务时处于休眠状态, 只有中断请求时才被激活。传感器节点上电工作以后, 主要执行以下步骤:

首先进行硬件初始化 (包括MCU的时钟起振、各层的硬件支持的初始化、无线模块的初始化等) ;其次寻找网络并申请加入, 在成功加入传感器网络之后, 进行地址绑定, 这样可以让传感器节点的地址信息出现在协调器的绑定表中, 实现传感器节点与协调器的关联;随后传感器节点进入休眠模式, 等待中断的发生, 中断包括通信事件和数据采集事件;数据采集部分依次是压力数据采集、数据处理和数据存储, 采集程序完成后, 节点返回到休眠模式;

通信子程序包括发送数据和接收数据, 需要建立通信链路;每次中断完成后传感器节点都返回到休眠模式, 等待下次中断事件的发生。

4 结论

对于煤矿巷道顶板的压力监测是一项十分必要的工作。由于低成本、低功耗、高容错、自组织、多功能等不同于其他无线网络的特性, 使得无线传感器网络在环境状态监测, 突发事件处理和移动目标跟踪三大类应用中, 具有传统系统无可比拟的优势。本文针对目前的煤矿监测系统的不足, 结合无线传感器网络的特点, 将基于Zig Bee技术的无线传感器网络技术应用于矿山压力监测系统, 设计了一套适合于矿山井下环境的无线压力传感器系统。

摘要：对于煤矿巷道顶板的压力监测是一项十分必要的工作, 如何实时、有效的监测巷道顶板的压力成为煤矿安全监控系统中的研究重点。考虑到煤矿井下的实际环境, 本文研制了一种基于ZigBee技术的无线传感器网络的矿山压力监测系统。

矿山压力监测与数据处理分析系统 篇4

基于对以上情况的综合考虑,在充分利用我校先进的矿压理论研究基础上,结合已开发完成的于矿压监测相关的系列产品,如KJ216综采支架压力监测系统,采用新的软件设计理念,先进的软件开发工具以及数据库技术等研发了矿压数据监测与数据分析平台系统。

1 系统总体设计

总体设计的任务是根据需求分析阶段得到的目标系统的物理模型确定一个合理的软件系统的体系结构[5]。本系统依据已有的矿压理论研究,结合煤矿工作面的压力、进尺等数据,最终给出目标工作面内的矿压规律,并且利用计算机将压力数据用图形展示出来;通过极值求解的算法,借助信号处理的方法,利用极值点实现在杂乱的时序数据里获取初撑力和循环末阻力进而实现周期来压步距的提取;将压力数据通过人为设定相关参数将数据结果分析出来,从而节省了人力、物力,提高了工作效率[4]。软件的功能分解属于软件开发中的总体设计阶段,软件的总体设计从总的方面决定了软件系统的扩充性和维护性[6]。本系统的软件功能分解如图1所示。

2 系统模块设计

煤矿顶板动态监测与矿压数据分析平台主要是对矿井中监测的数据进行数据处理,主要分为以下五个功能模块:系统设置模块,数据监测模块,数据查询模块,数据分析模块和用户设置模块。每个主要功能模块又有各个子功能模块。

2.1 系统设置模块

系统设置模块这一模块包括矿井基本信息设置、监测分站设置、生产进度管理、测点设置、报警设置、系统初始化。矿井基本信息设置主要实现对应用单位、工作面、区域和支架等信息进行添加、修改和删除的功能;监测分站设置实现了对监测分站的各种参数的添加、修改和删除的功能;生产进度管理实现了对生产工作面推进进尺和班产量的添加、修改和删除的功能;测点设置实现了对监测点对应的支架以及支架接线次序进行设置,同时对支架信息进行添加、修改和删除的功能;系统初始化是对系统的所有信息进行初始化。

2.2 数据监测模块

数据监测模块主要是用来进行数据采集的。传感器将井下的矿山压力数据采集以后通过光纤将数据传送到一个通讯分站中。计算机通过USB接口和通讯分站相连,系统中的数据监测模块通过调用Serial Port类,采用RS232通信协议将数据从通讯分站中解析出来,存入数据库中完成数据采集的工作。数据采集模块的工作原理如图2所示。

2.3 数据查询模块

数据查询模块下的单点阻力查询可以用来查询单点阻力曲线;单架阻力查询可以用来查询单架阻力曲线;平均阻力查询可以用来查询一个工作面内所有支架的平均阻力曲线;测点监测数据查询可以某个测点支架的原始数据。

2.4 数据分析模块

数据分析模块下的提取进尺是用户根据查询条件选择工作面内的进尺类型;计算循环是用户根据限定值和最小阈值在原始数据里求出循环;计算初撑力和循环末阻力是根据进尺和循环求出初撑力和末阻力;计算来压步距是根据循环末阻力和限定值求出显著步距和稳定步距;导出报表是根据计算结果导出相应的报表。

2.5 用户设置模块

用户设置模块主要是包括用户管理和修改密码,在这一模块中用户可以根据提示修改个人信息,系统管理员用户可以在这一模块中添加普通用户并为其设置相应的权限。

3 系统实现

3.1 系统的技术架构

系统主要使用C#语言进行开发,数据库为SQL Serv⁃er2008,采用MVC三层架构的设计模式搭建该项目的一个完整开发环境。系统分为表示层(UI)即View,业务逻辑层(BLL)即Controller,数据访问层(DAL)即Model的三个层次来实现程序“高内聚,低耦合”,MVC的框架如图3所示。

3.2 系统的体系结构

系统采取的是客户机和服务器结构,即Client/Server体系结构。C/S结构的优点是能充分发挥客户端PC的处理能力,很多工作可以在客户端处理后再提交给服务器。对应的优点就是客户端响应速度快。本系统的物理结构主要有系统设置模块、数据通讯模块、数据分析模块、数据查询模块、更改外观和用户设置模块构成,系统的物理部署由客户端以及数据库服务器SQL Server2008组成。

3.3 系统数据库结构

本系统共有11个表,存储的数据主要有煤矿基本信息、工作面基本信息、进尺和产量统计信息、支架压力传感器信息、初撑力和末阻力信息、步距信息等各种信息。系统开发的数据接口是ADO.NET,ADO.NET数据提供者对象接口实现了通用数据访问类,在访问数据库时可以统一调用通用的数据库访问接口,使应用程序能够高效、快捷和安全访问数据库,从而提高代码的重用性、通用性、灵活性和扩展性。

4 结束语

目前为止,安全生产一直是困扰煤炭企业长期生存发展的重要问题,本文结合已有的矿压监测设备和矿压理论研究成果,设计的矿压数据监测与分析平台,解决了矿压规律预测与分析的问题。

本文取得的最主要成果有:

1)本文提出了把C/S的模式应用于煤矿压力的监测和数据分析的信息管理中,提高了安全监察管理的效率和数据处理的准确性。

2)矿山压力监测与数据处理分析系统支持多种原始数据的计算,最大限度的保持数据的有效性。

3)系统采用可视化的设计理念,能够将原始的压力曲线实时的显示在界面上,用户可以更直观的看出矿压压力的变化规律。同时外放计算参数,用户可以根据实际需求改变参数来改变计算结果,最大程度上提高计算结果的准确性和实用性。

摘要：在矿山生产过程中,由于对矿山压力显现观测预报不及时和处理不当所引起的生产事故,对矿山企业安全生产和矿工的人身安全构成了极大的威胁。由于矿压环境的复杂多变性,受海量实时数据的限制,矿压专家很难从矿压数据中分析出矿压运动规律。基于对矿压理论的分析,开发出一套矿压数据处理系统通过极值求解的算法,借助信号处理的方法,利用极值点实现在杂乱的时序数据里获取初撑力和循环末阻力进而实现周期来压步距的提取,来辅助矿压专家对矿压运动进行分析。

关键词：矿山压力,数据分析,来压步距,初撑力,循环末阻力

参考文献

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[2]周鑫龙,杨令杰.矿山地压及其监测和控制研究[J].矿业工程,2006(5):6-8.

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[5]Lindsey S,Raghavendra C S.PEGASIS:Power-Efficientgathering in sensor information system[C].Aerospace Confer-ence Proceedings,2007,IEEE,2007.

矿山压力 篇5

在我国, 煤矿开采过程中使用的相关技术还不够先进, 所以无法对矿井内部的瓦斯进行有效的控制, 所以在煤矿开采过程中出现大量的瓦斯事故, 严重威胁到采矿人员的生命安全, 不能够持续地从矿井中开采出足够的煤矿, 安全生产的口号难以得到实施, 一旦采矿人员因瓦斯事故献出鲜活的生命, 会给采矿人员的家属带来心理上的创伤, 增加了采矿人员家属的经济负担。另外, 如果矿主没有向采矿人员的家属提供足额的赔偿金, 就会引发采矿人员家属与矿主之间的矛盾, 不利于实现社会的和谐与稳定, 因而阻碍了经济的快速发展。

1 采场矿山压力变化与瓦斯涌出关系的研究现状

在研究采场瓦斯涌出的时候, 大多数研究人员将注意力集中在采场瓦斯涌出、瓦斯的分布地点、瓦斯事故的形成、瓦斯事故带来的影响以及防止瓦斯事故发生的方法方面, 并没有对采场矿山压力的变化进行研究, 因而没有找出瓦斯涌出的具体原因, 所以瓦斯事故仍然时有发生, 难以得到有效的解决。近几年来, 随着相关技术的进步, 研究人员已经注意到采场矿井压力变化对瓦斯涌出的影响, 并加强了研究力度。

国外的W.H.Somerton在研究瓦斯涌出的时候, 将采场矿山的压力变化考虑在内, 证明了采场矿山压力与瓦斯涌出呈指数关系, 如果采矿压力越大, 瓦斯的渗透性越差。一些学者为了深入了解采场矿山压力变化与瓦斯涌出的关系, 对地球上含有气体的煤样进行力学性质研究, 还对采矿区的煤岩体和瓦斯涌出进行固气力学研究, 奠定了采场矿井压力变化与瓦斯涌出关系研究的理论基础。随着研究人员的深入研究, Enever学者得到了采场矿山压力变化与瓦斯涌出呈指数关系。

随着时代的进步, 我国的采矿事业得到迅速的发展, 但同时还出现大量的瓦斯事故, 为了贯彻落实以人为本的科学发展观, 国家有关部门越来越重视采矿人员的安全问题, 为了避免瓦斯事故的发生, 我国的一些学者对采场矿山压力变化与瓦斯涌出关系进行了大量的研究。研究人员李树刚通过对煤矿综采面采动与瓦斯的流动进行研究, 得出了采场矿山的总方面支撑压力与瓦斯涌出的定性和定量分析。其他的一些研究人员也都得到了采场矿山压力变化与瓦斯涌出的密切关系, 因而在矿区可以根据这些研究的相关数据来对矿井内部的瓦斯进行控制, 防止瓦斯浓度过高而发生瓦斯事故。这些研究理论的提出给采矿人员带来了福音, 为采矿人员提供了一定的安全保障, 还可以实现矿井持续、稳定的产出, 促进了采矿事业的发展, 为国家经济的发展做出了突出贡献。

2 采场瓦斯简介

要想对采场的瓦斯进行控制, 采矿的安全管理人员就要对瓦斯进行深入的研究, 从根本上控制瓦斯的浓度, 为采矿人员提供安全的工作环境, 实现矿井的持续生产, 促进采矿事业的发展, 加快国家经济发展的步伐。

2.1 采场瓦斯的主要来源

正所谓“知己知彼, 百战不殆”, 要想降低矿井内部瓦斯的浓度, 就必须熟知瓦斯的主要来源。采场瓦斯主要有三个来源, 下面就让我们来了解一下。

1) 从煤壁涌出的瓦斯。在进行煤矿开采的时候, 采煤机会不断地对煤壁进行切割, 因而出现了大量新的煤壁, 受到采场矿区压力的影响, 煤体的形态发生了新的变化, 并且新的煤壁前方的压力也产生了变化, 此处成为卸压带, 因而新的煤壁内部的瓦斯就会渗透到卸压带, 增加煤体的破坏程度。随着施工时间的延长, 瓦斯就会不断地从新的煤壁渗透到卸压带, 慢慢地工作区域的瓦斯浓度增加, 如果浓度过高就会引发瓦斯事故。

2) 对煤进行粉碎而增加瓦斯涌出的量。当采矿人员使用采煤机对煤块进行处理的时候, 成为颗粒状的煤就会涌出大量的瓦斯, 随着时间的延长, 瓦斯涌出的数量逐渐减少。

3) 暴露的煤块和煤层也会涌出大量的瓦斯。随着开采的进行, 会产生大量的采空区, 因而会暴露出大量的煤块和煤层, 瓦斯会从煤块和煤层中涌出。开始的时候, 瓦斯会大量涌出, 随着时间的延长, 瓦斯的涌出量会逐渐减少, 如果老顶发生垮落, 瓦斯涌出量仍会进行上述周期性变化。

2.2 采场中瓦斯的移动规律

由于矿井内部的环境较为复杂, 因而采场中的瓦斯会受到环境的影响而发生移动, 导致矿井个别区域的瓦斯浓度升高, 容易发生瓦斯事故。根据研究可知, 采场瓦斯的移动主要受到煤体结构和瓦斯在煤层中存在的状态的影响。

1) 煤体结构对瓦斯移动的影响。在进行煤矿开采的时候, 煤体结构会发生变化, 煤层主要由煤块和裂隙组成, 在开采过程中, 裂隙会增加, 开采的力度过大, 就会暴露出更多新的煤壁, 因而会渗透出大量的瓦斯, 由于工作面会出现卸压带, 从新煤壁渗透出来的瓦斯就会受到压力的影响而发生移动, 因而增加工作区域的瓦斯浓度, 如果不及时排出瓦斯, 就会发生爆炸, 威胁采矿人员的生命, 无法继续矿井的生产, 不利于经济的快速发展。

2) 瓦斯的存在形式对瓦斯移动的影响。瓦斯在煤层中可以以游离状态存在于煤层之中, 还可以吸附在煤层之中, 一般情况下, 游离状态的瓦斯和吸附状态的瓦斯会不断进行交换, 并实现动态平衡, 两种状态的瓦斯量不会发生太大的变化, 但是当采矿人员进行开采时, 处于游离状态的瓦斯会从煤层裂缝中渗透到工作区域, 因而游离状态的瓦斯和吸附状态的瓦斯之间的平衡交换就会被打破, 瓦斯会向瓦斯浓度较低的地区移动。

3 采场矿山压力变化与瓦斯涌出关系的研究

3.1 工作面超前支撑压力对瓦斯涌出的影响

在进行煤矿开采的时候, 工作面会产生超前支撑压力, 超前支撑压力发生改变就会改变瓦斯在煤层中的存在状态, 还会对瓦斯的渗透性产生影响。超前支撑压力越大, 会减少煤层的裂缝, 将煤层的孔缝压缩, 因而瓦斯的涌出量就会降低。对此, 矿区的安全管理人员必须适当增加超前支撑压力, 从而达到降低瓦斯浓度的作用。

3.2 采空区老顶垮落与瓦斯涌出之间的关系

当采空区的老顶发生垮落, 新的煤壁就会涌出大量的瓦斯, 为了避免采矿人员工作区域的瓦斯浓度过高而发生瓦斯事故, 安全管理人员应对老顶进行加固处理, 防止老顶跨落释放大量的瓦斯。

3.3 采场周期来压对瓦斯涌出的影响

采矿人员在矿井内进行采矿工作的时候, 采空区的顶板岩会发生周期性断裂的现象, 因而产生采场周期来压, 导致大量的瓦斯涌出。对此, 矿区的安全管理人员必须对采空区的顶板岩进行周期性固定, 从而减少瓦斯的含量。

4 结语

在采矿过程中管理人员并没有加强采矿工作的安全管理, 因而出现了大量的瓦斯事故, 很多采矿人员因此献出宝贵的生命, 引起一系列的社会问题, 对此, 矿区的安全管理者必须加强对采场矿山压力变化与瓦斯涌出关系的研究, 从采场矿山压力的角度出发, 降低工作时的瓦斯浓度, 为采矿人员提供安全的工作环境。

摘要：为了实现采矿事业的快速发展, 矿产资源丰富的地区要进行大量的开矿工作, 在此过程中发生了大量的瓦斯事故, 威胁或夺取了采矿人员的生命, 给采矿人员的家属带来心理上的伤害, 增加了采矿人员家属的经济负担, 不利于和谐社会的建立。文章主要对采场矿山压力变化与瓦斯涌出关系进行研究, 并探讨降低矿井内部瓦斯浓度的有效方法, 从而为采矿人员提供安全的工作环境, 避免采矿人员献出鲜活的生命。

关键词：采场矿山压力变化,瓦斯涌出,应用

参考文献

矿山压力 篇6

1 生产条件对采场矿山压力的影响

(1) 采面矿山压力与采高控顶距的关系。直接顶下沉量应符合或接近于岩层整体移动曲线。由于L远大于S0, 因此岩层移动曲线可近似于直线, 控顶距为R处的顶板下沉量SR与岩层最终下沉关系值为:SR/R=S0/L, 因此:SR=S0/L×R, SR=1/L×[ (kpkp’) / (kp-1) ]×m×R, 令:1/L×[ (kp-kp’) / (kp-1) ]=η, 则SR=ηm R。因此, 回采工作面顶板下沉量决定于采高和控顶距R的大小。采高越小, 顶板下沉量越小, 顶板也就比较稳定。采高越大, 顶板下沉量越大, 因而越不稳定。同理, 采高越大, 煤壁在受支撑压力的影响越不稳定, 易于片帮, 采高越小, 煤壁也越稳定。

2 生产工艺过程对顶板下沉速度上的影响

通过观察范各庄矿几年来的顶板观测资料, 可以得出:当顶板不受工序影响时, 下沉速度是缓慢的, 一般在5.84~8.1mm/h。割煤、放顶等工序对顶板的下沉及支柱的压力增长相对较快。 (1) 割煤。由观测资料的统计可知, 顶板总下沉量的15%~45%是由于落煤过程造成的, 采煤机割煤时大大的加大了暴露面积。因而, 机械接近某点时, 该点的顶板下沉速度会逐渐增加, 当机械通过该点时顶板下沉速度最大, 通过后下沉速度逐渐变小。如范各庄矿二采区采高为2.2m~2.4m, 采用MLD2-170采煤机, 滚筒直径1.25m, 截深0.6m。单向割煤时顶板下沉情况见图1。 (2) 放顶。放顶时产生的动力会促使顶板的下沉速度加快。根据观察统计资料, 总下沉量的8%~30%是放顶引起的。这中间距放顶前6m和放顶后15m处对顶板下沉影响最大, 但通过单体液压支柱的使用, 能大大改善原先摩擦支柱放顶时剧烈下沉的状况。另一方面, 原有落煤、放顶对矿山压力影响也较大。为此, 落煤和放顶工作不能在同一地点进行, 亦不能和其他工序同时间同地点进行。

3 工作面推进速度对矿山压力的影响

工作面推进速度的快慢会对采场矿山压力造成一定的影响。工作面推进速度越快, 顶板下沉速度相应的也越快, 但此时顶板的绝对下沉量和顶板传递给支柱的压力小, 从而能提高顶板的稳定性。此外, 顶板的下沉与时间长短也有关系:控制顶板时间越短, 矿山压力移动越迅速, 还能提高煤壁的完整程度以及采场在悬壁下的免压带范围。

4 开采深度对矿山压力的影响

随着开采深度的增大, 顶板压力会逐渐增大, 这是一般的推理, 但目前生产实践中无规律可寻, 有待于今后进一步观察和研究。

5 支护材料及顶板管理方法对矿山压力的影响

一般情况下支架的支撑能力根本不可能改变整个上复岩层的挠曲形状, 同时也没有必要改变整个上复岩层的挠曲形状, 为此支柱必须具备既有支撑而又可缩的性能。其中支撑是基本的, 必须保证直接顶的完整和不离层;此外, 可缩也是必须的, 但须与上复岩体挠曲度相适应。从十几年来各种支护材料的使用情况看, 木柱的纵向可缩性能不适应, HZWA性支柱可缩量过大, HZJA型可缩性适宜, 但支撑能力差。目前, 使用单体液压支柱或液压支架是较为普及的方案, 自从其普及使用以来, 顶板事故大大减少。

6 结语

本文从四个方面简要的阐述了煤炭开采工作面矿山压力的影响因素:生产条件、工作面推进速度、开采深度和支护材料及顶板管理方法。通过本文的研究可以知道: (1) 不同高度的煤层, 应根据顶底板的岩性合理的选择采煤高度和控顶距的大小。 (2) 控顶距的大小会直接影响到工作面的顶板管理。 (3) 根据采煤工作面顶板岩性和煤层厚度, 适当提高工作面的推进速度, 缩短每一个循环的间隔时间, 减小顶板的下沉速度。 (4) 煤层倾角的大小, 对采煤工作面矿山压力的影响是非常明显的, 煤层倾角越大, 顶板三量影响越小, 煤层倾角越小, 顶板三量影响越大。 (5) 改变支护形式提高支护强度是遏制顶板下沉的最有效途径。

摘要：采煤工作面是煤矿的主要生产场所也是综合能力体现的重要场所。矿山压力将直接影响着其综合能力的体现。因此, 认真研究矿山压力, 分析和利用矿山压力规律是实现采煤工作面高效生产的重中之重。本文对煤炭开采工作面矿山压力进行分析, 从四个个方面阐述了影响采煤工作面矿山压力的因素。

关键词：开采工作面,矿山压力

参考文献

[1]唐春安.岩石破裂过程中的灾变[M].北京:煤炭工业出版社, 1993.

[2]赵宏珠.浅埋采动煤层工作面矿压规律研究[J].矿山压力与顶板管理, 1996 (2) .

矿山压力 篇7

一、课程教学中存在的问题

由于矿山压力与岩层控制是以研究采场及采准巷道在煤矿开采过程中所形成的矿山压力及其显现规律的学科, 理论性较强, 加之教师自身能力的限制, 一般采用传统的“填鸭式”教学方式, 课堂氛围很是枯燥。学生也不能很好的掌握学习该门课程的方法, 历年来一直被评为采矿工程最难学习的专业课之一。加之由于实践环节的相似材料模拟实验需要准备较长时间, 不能保证每个学生都能自己亲身体会其原理, 教学质量得不到很好的保证。

二、丰富教学方法

针对教学过程中存在的相关问题, 分析其原因是教学方法过于单一, 不能很好的提高学生学习的兴趣。因此, 我们充分利用多媒体教学, 丰富ppt课件制作的内容, 加入本学科前沿的最新研究动态和成果; 增加现场图片和动画, 减少文字内容, 减少公式推导过程; 减少空洞的知识讲授, 增加课堂教学过程的趣味性。同时在课堂教学过程中, 适当进行提问, 多问几个为什么, 让学生开动脑筋, 真正对该方面的知识进行深入的思考, 加深对课堂教授知识的理解。

三、合理化平时成绩结构

改革传统矿山压力与岩层控制的成绩结构, 平时成绩组成由课堂表现+ 考勤+ 作业变为课堂表现+ 考勤+ 体会认识小论文, 作业由传统的课后练习题变为课后搜集相关知识, 写自己对本章内容的体会认识以及该领域的最新动态成果, 真正做到突出学生的主动性, 让学生课前课后都能动脑思考, 充分夯实相关的基础知识。

四、改善实践环节

实践环节是为了巩固学生对已掌握的矿山压力知识以及熟悉其煤矿开采中的应用。如何做到让每一位学生都能亲身体验和理解其原理, 这是矿山压力与岩层控制实验需要解决的首要问题。在完善实验大纲和指导书的基础上, 我们亲自做了一个矿压模型, 并录制了其开挖和破断的视频, 同步加入教师的解说, 使学生能够形象的理解其破断规律, 达到深化学生对本课程理论知识认识的目的。

五、教学效果

通过以上教学过程的改革, 学生对本门课程的学习积极性高涨, 上课氛围明显得到了改善, 缺旷学生人数基本得到了杜绝。教学质量得到了较好的改善, 期末考试成绩优良等级的比率明显高于往年。

摘要：矿山压力与岩层控制是采矿工程专业必修课, 是本科阶段较难的课程之一。本文针对我系矿山压力与岩层控制教学过程中存在的问题, 提出了丰富教学方法、合理化平时成绩结构以及改善实践环节等措施, 激发了学生学习的积极性, 取得了较好的教学效果。

关键词：矿山压力,岩层控制,课程教学

参考文献

[1]孙光华, 李占军.“采矿学”课程教学改革研究[J].教育与职业, 2 (678) :147.