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鳳凰山煤礦15號煤南翼首采面礦壓顯現規律分析

2014-07-25 04:00:10宋強軍
山西煤炭 2014年10期
關鍵詞:支架變形

宋強軍

(山西晉煤集團 鳳凰山煤礦,山西 晉城 048007)

員 工程概況

鳳凰山煤礦3號煤層和9號煤層資源基本枯竭,礦井現在主采15號煤層。根據地質報告,15號煤層直接頂為K2石灰巖,厚度8.99~9.22 m、平均9.11 m左右,深灰色,致密堅硬,含燧石及動物化石,全區穩定。根據現場圍巖強度測試表明:石灰巖強度大多在80~120 MPa之間、平均106.9 MPa,屬于堅硬頂板[1-2]。開采中大面積來壓時對支架有沖擊,且初次來壓和周期來壓步距較大,礦壓顯現很明顯。因此為了安全開采,防止在初采中形成大面積懸頂、礦壓顯現壓垮工作面,采取了超前深孔預裂爆破的方法處理堅硬頂板。

XV1304綜采面為15號煤南翼首采面,采用全部垮落后退式綜合機械化采煤法,工作面長180 m,平均煤厚為2.25 m,傾角平均2°。工作面布置兩條順槽,采用一進一回通風方式,巷道參數:兩條巷道的凈寬×凈高=4 300 mm×2 400 mm,支護方式均為錨桿支護,錨索、鋼筋梯梁補強支護。工作面液壓支架布置形式:采用兩架ZT16000-16/30型端頭支架支護端頭頂板,ZZ80000-17/32型支架118架支護工作面頂板,兩順槽超前20 m采用單體液壓戴帽點柱加強支護。

圓 礦壓顯現規律分析

1)監測及分析內容。①支架工作阻力:觀測工作面綜采支架工作阻力隨工作面推進的變化,分析工作面直接頂(老頂)初次垮落步距、老頂初次來壓及周期來壓的壓力特征[3-7];分析頂板活動狀況及支護阻力變化規律;分析現行實際支架阻力分布狀態,支架額定工作阻力是否滿足頂板支護要求。②支承壓力分布:支承壓力是工作面礦壓的重要組分,對采場礦壓分析至關重要,觀測和分析工作面支承壓力進行對于掌握支承壓力演化規律、分布規律、影響范圍、峰值位置等關鍵參數有著重要意義,能為煤柱留設、巷道支護提供依據。③回采巷道變形:通過回采巷道變形觀測反映其所受采動影響,掌握厚層頂板面回采對回采巷道變形的影響、巷道圍巖變形及移動的基本規律,以便確定煤壁前方支承壓力影響范圍、巷道變形階段分區等,從而為選擇合理巷道支護方式、提高巷道支護效果,保證安全生產提供依據。

2)礦壓監測方案。①工作面監測:采用本安型數字壓力計對頂板壓力監測,布置三個測區,布置在工作面上部(9號、21號架),中部(31號、41號、51號、61號、71號、81號架),下部(101號、113號架),見圖1。②超前支承壓力監測:在工作面回風巷內超前工作面切眼150 m處,布置10根單體柱,支柱間距1 m,共安裝10個單體支柱壓力記錄儀,對工作面超前支柱壓力進行連續監測。③側向支承壓力監測:在工作面軌道巷(1208巷)距工作面切眼100 m處,工作面側幫布置3個鉆孔應力計,鉆孔間距10 m,鉆孔深度10 m進行超前支承壓力的進一步觀測;在巷道煤柱側幫布置5個鉆孔應力計,鉆孔間距5 m,鉆孔安裝深度3 m、6 m、9 m、12 m和15 m以進行側向支承壓力的監測,見圖2。④巷道圍巖變形監測:采用“十”字布點法安設表面位移監測斷面,為保證數據的可靠性,從工作面回風巷中超前工作面切眼100 m處開始,每間隔10 m布置1組巷道表面位移觀測點,共布置10組測點觀測,見圖3;監測斷面內的兩幫及頂板用紅漆在錨桿托盤上做標記。

圖1 工作面數字壓力計布置示意圖

圖3 巷道變形測點布置示意圖

3)礦壓監測數據分析。①工作面頂板來壓特征分析:支架末阻力是每個循環結束后的最終工作阻力,往往是在該循環內增大到最后的最大值,反映支架結束后的阻力大小。對支架末阻力分析有利于弄清支架阻力隨工作面推進的發展規律,以進一步掌握工作面頂板的破斷規律和支架在“支架-頂板”系統中的適應能力。根據工作面初采階段的支架末阻力曲線及頻度分布看出,剛開始回采時,支架末阻力普遍偏小,隨著向前推進,工作面頂板初次垮落,工作面下部支架由于機尾處頂板放炮的影響,導致頂板完整性差,頂板隨機垮落現象明顯;當工作面機尾處推進至約16.2 m時,工作面下部支架末阻力大幅度增高,之后支架末阻力曲線起伏波動較大,其中尤以113號支架最為明顯。綜合31號-81號支架末阻力曲線看出,當工作面中部推進至約19.2 m時,頂板初次垮落,支架末阻力曲線明顯增高,末阻力最大值可達7457.5 kN;還可看出,頂板的初次來壓時間較長,支架末阻力維持在相對較高水平;當工作面機頭推進至約25.1 m時,工作面上部頂板開始垮落,支架末阻力有大幅度增高,其中21號支架末阻力最大值達6 810.86 kN左右。將7.0 m切眼寬度考慮在內,則可初步判斷:工作面頂板初次來壓步距平均28.97 m,(其中上部 32.1 m、中部 26.2 m、下部 23.2 m),表現出了下部最小、中部次之、上部最大的分布特征。按上類似分析得出:工作面老頂周期來壓步距平均15 m左右,來壓期間工作面支架最大工作阻力7 000 kN左右。②工作面超前支承壓力分析:根據圖4超前單體柱支護阻力曲線得出,當工作面距超前單體柱距離較遠時,提前布置妥的單體柱支護阻力基本沒有變化,(大致保持17 MPa);當工作面推進至距超前單體柱約16 m時,單體柱支護阻力開始增大,隨后隨著工作面推進,單體柱支護阻力逐漸增大,但值增加緩慢;當工作面推進至距單體柱約8 m處,阻力曲線出現拐點,斜率增大,增大速度明顯加大;當工作面推進至距單體柱約3 m時,單體柱阻力值達到最大值約38 MPa,其后隨著工作面與單體柱間距縮小,單體柱支護阻力會出現微小降低。③工作面側向支承壓力分析:根據圖5看出,工作面側向支承壓力的影響范圍約14.90 m,考慮到下一工作面側向支承壓力的影響,將側向煤柱寬度取為工作面側向支承壓力影響范圍的2倍較合適,故選工作面側向煤柱的合理留設寬度30 m左右。④巷道圍巖變形量觀測數據分析:根據圖6得出,工作面回采巷道整體變形及其變形速度不大,可按測點距工作面的距離將工作面前方20 m以外范圍劃分為無明顯變形區,工作面前方13~20 m范圍劃分為初始變形區,工作面前方5~13 m范圍劃分為緩慢變形區,工作面前方5 m范圍內劃分為劇烈變形區。由此看出,工作面回采巷道變形規律具有變形值小、變形加劇區域范圍小的特點,這與工作面超前支承壓力影響范圍小、峰值不大、應力范圍小的特點基本保持一致。

圖4 單體柱支護阻力曲線

圖5 工作面側向支承壓力分布曲線

圖6 測點巷道表面位移曲線

3 結 論

①XV1304綜采工作面老頂初次來壓與周期來壓沿工作面方向不是同時來壓,而是呈現分段局部來壓、遷移特征。②工作面厚層頂板弱化處理后,工作面頂板初次來壓步距平均28.97 m,上部32.1 m、中部26.2 m、下部23.2 m,現出下部最小、中部次之、上部最大的分布特征。來壓期間支架最大工作阻力7 457.5 kN。工作面老頂周期來壓步距平均15 m左右,來壓期間工作面支架最大工作阻力為7 000 kN左右。③觀測期內工作面液壓支架工況良好,沒有出現折損現象,供液系統正常,支架初撐力和工作阻力滿足工作面頂板支護要求,沒有出現大馬拉小車現象。④工作面側向支承壓力的影響范圍約14.9 m,考慮到下一工作面側向支承壓力的影響,工作面側向煤柱的合理留設寬度30 m。⑤根據工作面兩順槽超前支護段頂板壓力影響范圍及單體柱工作阻力監測情況,得出,超前20 m對巷道頂板進行加強支護滿足現場支護需求。

[1] 韓立軍,蔣斌松,韓貴雷,等.晉城礦區厚層脆韌性石灰巖頂板變形與控制特性研究[J].巖土力學,2010,31(6):1 841-1 846.

[2] 楊玉輝,祖賀軍.厚煤層堅硬頂板采場礦壓顯現規律分析[J].煤炭技術,2011,30(2):67-69.

[3] 劉濤.寺河礦井液壓支架初撐支護強度與額定支護強度關系之探討[J].煤炭工程,2001(7):50-52.

[4] 李興偉.液壓支架初撐力及其監測保證系統的研究[D].太原:太原理工大學,1999.

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[6] 王俊杰,褚東升.綜采液壓支架初撐力有關問題的探討[J].礦山壓力與頂板管理,2001(2):6-8.

[7] 敬鳳儀.提高液壓支架初撐力的措施與效果[J].煤礦開采1994(3):18-19.

[8] 耿獻文.礦山壓力測控技術[M].徐州:中國礦業大學出版社,2002.

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