散层薄基岩煤层矿压.pdf

．1＼／ 一 ， ％ 厚松散层薄基岩煤层矿压显现规律 ／ 煤 炭 科 学 研 究 总 院 唐山 分 院 竺 凯 型 孛钢 ； 摘要以太柳塔矿首采面矿压实测为基础 ，时厚松散层薄基岩近水平壤层长壁面项板的 来压机理、形式和上覆基岩垮落规律进行了深入分析t提出了顶板 “ 奎厚切落式”末压的概 l 工作面地质和生产概况 神府矿区大柳塔矿地处陕西北部半沙漠 地带．煤层赋存特点为 1 地表覆盖较厚 的含水沙层 。 2 埋藏浅、基岩薄。 3 倾 角一般小于 3 。 ，属近水平煤层 1 2 0 3面是大柳塔矿首采综采面， 煤层倾 角小于 3 。 ，平均厚 6 m，抗压强度 2 8 ． 5 MP a t 顶板为细砂岩和粉砂岩，呈灰 白色 ，底板粉 砂岩及砂质泥岩，呈灰白色，且具有透镜状 层理。正常基岩厚 2 0 ． 5 3 4 m，松散沙层厚 6 ． 0 ～2 0 ． 1 m， 风化基岩厚 7 ． 7 m， 工作面 内地 质构造简单 ，煤层呈宽缓的波状起伏。 矿井属低沼气矿井，煤层顶板基岩之上 普遍 含水，给水度 为 0 ． 1 ，含水层厚 5 ． 5 ～ 9 ． 5 m，由于顶板基岩较薄，开采过程中裂隙 带会波及含水层 工作面倾斜长 1 5 0 m， 走 向长 1 0 0 0 m， 设 计采高4 m， 采用综采一次采全高后退全垮采 煤法 。风巷和机巷均为锚杆支护。 工作面采用 Z Y--2 3 ／ 4 5 型两柱掩护式 支架，其参数如下 支架高度 {2 3 0 o ～4 5 。 0 r r ； 支 架 初 撑 力 2 6 0 0 k N1 架 泵 压 3 6 ． 3 MP a ； 额定工作阻力 3 5 o o k N／ 架 开启压力 4 2 ． 1 MP a ； 支护面积 4 ． 6 m 墨 律 支护强度 7 5 9 k JN ／ m 采用 A一6 0 0 ／ 4 ． 5型采煤机；运输设 备工作面为 S G Z 一7 6 4 ／ 4 0 0型输送机，顺槽 为 DS P一 1 0 8 0 ／ 1 0 0型 胶带 机 和 S E Z一7 6 4 ／ 1 6 0型转载机 2 工作面矿压显现特征 2 ． 1 直接硕 的初次垮 落 由于煤体强度较大 ，切眼和开采中均留 有顶煤， 当工作面推进 9 ． 5 m时， 采空区内顶 板大部分垮落 ， 垮高 3 ～5 m， 沿工作面垮长约 1 2 0 m．此时工作面无片帮和 冒顶 ，支架载荷 接近初撑值 ， 1 2 0 3面直接顶基本属于 2类中 等稳定顶板。 2 ． 2 项板 的初 次采 压 由于工作 面受淋水和运输事故影响 ，矿 压观测分两 阶段进 行 。第一 阶段工 作面从 1 2 m 推 进到 5 5 m，共 进 4 3 m 第二 阶段 从 1 3 6 m至 1 9 0 m， 共进 4 8 m。 观测数据整理绘制 后如图 I 、图 2所示。 工作面于 3月 2 4日中部 出现来压征兆。 先是部分支架端面顶板破碎， 随后开始淋水， 璜板掉渣 支架压力急增 ，所测支架安全阀 ．均开启， 活柱下缩量增大。 1 h 后瑗板沿煤壁 出现裂缝及台阶下沉 ，局部涌水带有少量泥 秒， 工作面端头积水深达 I m多． 但整个工作 面煤壁无片帮 最后 采取停产排水 9 d及加强 支架措施控制 了来压 。 矿山压力与疆扳量理1 9 9 8 ． №3 - 5 维普资讯 顶板初次来压步距 2 7 ． 6 m，活 图 2 第二 阶段观测 结果 图 3 全厚 切落式初次来压 通过对图 1 、 2分析 ， 可知两 阶段 内工作 面除初次来压外有三及四次周期来压 。来压 步距为 7 ． O ～1 0 ． 8 m， 平均 9 ． 2 m。 见表 I 。 其 中第一阶段液压支架平均 及 值分别为 2 8 ． 8及 2 5 ． O MP a ，平均循环下缩量 3 ． I mm。 第二阶段分别为 2 7 ． 2及 2 ,3 ． 4 MP a ， 下缩量为 2 ． 7 mm，田表 I 可知I 2 0 3工作面有较明显 的周期来压现象 3 厚沙层薄基岩顶板受力分析 3 ． 1 枷次来压 随着煤体的采出，其顶板下位岩层自行 垮落，当某一岩层厚度较大且较稳定时，会 6 1 9 9 8 ． №3 矿山压力与顶版管理 表 1 工作 面来压特征 来压步距 来压时 增载 系数 来压时循 阶段 阻力值 。， 环下缩量 P { R } 2 7 ． 6初 压 4 2 0 ／ 3 7 ． 3 1 ． 4 6 ／ i ． 4 9 第 一 l 0 4 3 6 6 ／ 2 8 5 1 ． 2 7 ／1 ． 1 4 0～ 3 8 ． 5 ／ 3 4 ． 0 1 ． 3 4 ／ 1 ． 3 6 1 S 6 0 m 9 ．4 3 7 5 ／ 3 0 2 i ． 3 0 ／i ． 2i 第二 4 2 0 ／ 3 6 3 1 ． 5 4 ／ 1 ． I 5 l 6 7 ． 0 3 8 8／ 3 0 3 1 ． 4 3 ／1 ． 8 9 1 5 I 3 6 ～ 1 O 2 3 7． 3 ／ 26 ． 8 1 ． 3 7 ／1 ． 1 5 1 9 0 m 1 0 3 3 6 0／ 2 9 ．0 1 ． 3 2 ／l a 维普资讯 形成较大面积的悬顶 ，在上覆松散沙层和基 岩重力作用下，岩层达到极限强度时 ，将出 现折断垮落和整体圆转下沉 ，工作面会出现 顶板 “ 全厚切落式”初压现象 。由此可见 ， 在 力学分析时，可把初压前未垮基岩看作四周 固定的受均匀载荷的矩形板 ，初压期间 ，一 般工作面长度即矩形板长边远大于短边 。故 把工作面中部沿走向简化成受均布载荷和岩 体 自重的两端固支岩梁。 按最大拉应力理论，岩粱的危险断面应 在岩梁两端上部和中央下部，按最大剪应力 理论 ， 则剪应力最大 点在岩梁两靖中性层处。 岩梁两端上部拉应力破坏的极限垮距 厂■■ 一 L ,2 ／ 2 一 g 2 ／ 1 式中 、 含水沙层 、基岩的容重， k N／ m ‘ 、 2 含水沙层 、 基岩的厚度 ， m； a T 岩体层的单的抗拉强度。 3 ． 2 周期来压 上位岩层周期性折断前 ，其受力模型可 看成是三周固支的矩形板受 自重和上部松散 沙层作用 。由于一般工作面长度远大于周压 步距，故可把工作面中部顶板沿走 向简化成 受均布载荷和岩体 自重作用的悬壁岩梁。 按最大拉应力理论 ，悬臂岩粱最大拉应 力 点在固支端上部 ，由弹性力学计算得周压 步距 为 厂 ～ 2 √ ‘ 2 3 ． 3来压帝距预计 首先 以大 柳塔矿 1 2 0 3面顶板为例分 析 具体垮落层位。 如图 4所示 ，采高 H4 m，地表最初下 沉 a 0 ． 5 m。设整体垮落岩层和松散沙层在 位移过程 中不膨胀，则需充填采空区的高度 为 3 ． 5 m，充填满上述空间所需顶板厚度为 6一 ㈣ 式中 岩层的碎胀系数。由于顶板下 位岩层组成不同，可计算顶板加权平均岩层 碎胀系数 一 4 式 中 、 分别为第 i 岩层的碎胀系数 和高度 ，根 据 柱 状 图直 接顶 向上 依 次 为 1 细砂 岩h i 一3 ． 9 m， 一1 ． 6 ； 2 泥岩 ； 2 1 ． 8 m， 一1 ． 4 ； 3 煤及炭质泥岩互层 一 0 - 5 ， 一1 ． 2 。代人 4 式得 一1 ． 3 4 。 再代人 3 式中得 6 1 0 ． 3 m 图 4 周期来压 根 据 柱 状 图 与 计 算 附 近 的 层 位 高 度 为 1 0 ． 7 m， 即煤及岩质泥岩互层 ， 往上为力学模 型中剩余基岩和松散层沙子，由柱状图可知 松散沙子厚为 2 3 ． 4 m，再往下为 7 ． 7 m厚的 已风化的粉砂岩 ， 故总厚 3 1 ． 1 m。 其余为 剩余基岩厚 2 1 2 ． O m。 把下列参数分别代人式 1 和 2 中 一 2 2 k N／ ma ， 2 ． 5 k N／ m3 ， 1 O m／ s 2 ， 2 0 MP a ， 得预计初压步距 厶 为 2 8 ． 6 m， 周 压步距 为 9 ． 9 m。 而实测值 分别为 2 7 ． 6 m和 9 ． 2 m，基本 相符 。 3 ． 4 ’ 确定支架额定阻力 合理的支架额定工作阻力 ，应是在整个 开采过程 中维护开采空间所必需的力 。实测 表 明． 1 2 0 3面支架阻力特征是， 当非周压时， 矿山压 卉与项饭 管理1 9 9 8 ． №3 7 维普资讯 支架阻力基本保持初撑状态 ， 只有在周压时 ， 支架才会出现急增 - 而且普遍达到开启压力。 故在确定支架额定阻力时应以周压时受力状 态为基 础 。 一 般支架阻力有三种表示法 1 支护 强度 k N ／ m ； 2 每延米所需阻力 k N ／ m ‘ 3 以采高岩重表示的阻力 。对于稳定 顶板 以每延米阻力表示较好。 如图 5所示为周期来压时，剩余基岩粱 的受力状态。岩粱破断时，为了保持控顶区 顶板的稳定，要求支架具有 向上阻力 P 。另 外 ，岩粱另一端还要受前次来压折断岩块的 挤压和支承作用 ，支承力为 Q 。 图 5 支架工作阻力计算 图 由岩 梁 破断 瞬 间的平 衡条 件 Z MQ 0 得 Pg [ ￡一h , t W 。 l 2 1 2 o 塌 t ￡一 2 t ／ 2 一 塌 8 Z , h , ／ 2 2 ／ 6 3 1 Lz 5 考虑剩余 岩粱 以下不 规则垮 落岩 层重量 q 为 ； 。 q g z s 6 1 9 9 8 ． № 3 矿山压力与项扳 量藿 则 一P} g 7 式 中 近似等于支架控顶距 ，m； 岩层破断角补角， 。 ； 一 支 架每 延 米额 定工 作 阻力 ， k N／ m。 上述计算支护阻力公式是在岩梁无水平 挤压力条件下得出的。因此 ，用此式计算结 果偏于安全 。 把 一3 m，￡一9 ． 2 m， 一1 5 ， 6 ；1 0 ． 3 m 代入式 5 ～ 7 其余参数同前得 一3 5 1 o k N ／ m5 2 6 5 1 ／ 架 。 由此 可 见 ，现 有 液 压 支 架 额 定 阻 力 3 5 0 0 k N ／ 架 明显不足。且应采用四柱支撑掩 护式支架为好 。 4 结论 1 厚松散层薄基岩近水平煤层长壁面 顶板 来 压特点 是顶 板会 出现 “ 全 厚切 落 式”来压；来压期间与非 来压期间有明显不 同 ，来压 期间矿压显现很剧烈 。 2 预计厚松散层薄基岩 长壁面来压步 距时 ，可将顶板简化成 “ 板”或 “ 粱”结构 ， 根据 弹性力学 原理计算 结果与 实际基本相 符。 3 厚松散层薄基岩条件下液压支架支 护阻力的选择 ，不能套用一般埋深的矿压计 算 ，该液压支架 阻力明显偏小，实际支护阻 力应采取 5 5 0 0 k N／ 架以上。 责任编辑晓 南 作者简介张世凯， 1 9 5 6 年生． 1 9 8 2 阜毕业干阜新矿 业学院。i 9 9 4 年荻工学硝士学位．高鲺工程师、理1任堞科 总院詹山分簏水采所科所长，在有关技术杂志发表论文二 十奈篇 。 维普资讯