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林盛矿313工作面回采巷道矿压的观测分析 第六图书馆 通过对回采巷道矿山压力进行分析,为确定合理采煤参数,改进回采巷道支架,提高巷道支护效果,保证安全生产提供依据。 采用现场实测统计研究法,计算出巷道围岩表面及深部移近量,给出了回采巷道受采动影响规律,并对支护形式和顶板维护措 施提出具体建议。通过对回采巷道矿山压力进行分析,为确定合理采煤参数,改进回采巷道支架,提高巷道支护效果,保证安 全生产提供依据。采用现场实测统计研究法,计算出巷道围岩表面及深部移近量,给出了回采巷道受采动影响规律,并对支护 形式和顶板维护措施提出具体建议。回采巷道 围岩 支护方式 顶板矿业安全与环保王铁力 许振良 刘鹤男辽宁 工程技术大学资源与环境工程学院,辽宁阜新1230002008第六图书馆 第六图书馆 2 0 0 8 年2月 矿 业安 全 与 环 保 第 3 5 卷第 1 期 林盛矿 3 1 3工作面回采巷道 矿压 的观测分析 王铁 力， 许振 良， 刘鹤 男 辽宁工程技术大学 资源与环境工程学院， 辽宁 阜新 1 2 3 0 0 0 摘要 通过对 回采巷道矿 山压力进行分析 ， 为确定合理采煤参数 ， 改进回采巷道 支架， 提高巷道支 护效果 ， 保证安全 生产提供依据。采用现场实测统计研 究法， 计算出巷道 围岩表面及深部移近量， 给出 了回采巷道 受采动影响规律 ， 并对支护形式和顶板维护措施提 出具体建议。 关键词 回采巷道 ； 围岩； 支护方式； 顶板 中图分类号 T D 3 2 文献标识码 A 文章编号 1 0 0 8 4 4 9 5 2 0 o 8 0 1 0 0 4 7 0 3 在煤炭开采过程中 ， 矿 山压力将给地下开采工 作造成不同程度的影响。为防止矿山压力显现影响 正常生产和保证生产安全 ， 必须采取各种技术措施 加以控制， 包括对巷道及采煤工作 面空 间进行各种 支护， 用各种方法使巷道或采煤工作面得到卸压， 用 人为的方法使采空区顶板按预定要求垮落等“ J 。通 过对沈阳矿务局林盛煤矿 3 1 3工作面回采巷道的研 究 ， 指出矿压观测具体 的分析和研究 方法。同时提 出了若干建议 ， 对矿山生产有一定的指导意义。 1 工作面两巷矿压观测的基本原理及断面 设置 1 ． 1 回采巷道围岩变形的基本原理 回采巷道矿压观测的 目的在于确定煤壁前方支 承压力和回采巷道 围岩与支架相互作用关系 ， 从而 为选择合理巷道支护方式 ， 确定合理采煤参数 ， 改进 回采巷道支架， 提高巷道支护效果 ， 保证安全生产提 供依据。为此 ， 一般需要观测巷道围岩周边应力和 移动， 支架变形和载荷等。 为了掌握巷道 围岩变形与移动 的基本规律 ， 在 测量中采用围岩巷道表面收敛变形测试 与围岩深部 位移测试相结合 的方法 ， 对巷道 围岩表面和在 3 m 范围内的深部围岩变形与位移量进行测试。基本测 量仪器选用 Q J 型数显收敛仪 ， 按照如图 1 所示的断 面中的测点， 分别测量 A B， A C ， B C的变形数值。然 后分别计算 ， 即得 出 A， B， C 3点 ， 也就是巷道 围岩 收稿 日期 2 o 0 r 7 0 5 1 6 ； 2 t 一0 8 一l 5修 回 作者简介 王铁力 1 9 8 2 _ ， 男， 黑龙江佳木斯人， 硕士研 究生。 表面的相对收敛量。通过这 3 点 的收敛就可分析巷 道周边位移的大小。 图 1 巷道 围岩表 面位移测量原理图 对于巷道 围岩深部不 同位移的岩层 移动状况， 可通过安设 在巷道 围岩深部不 同观测基 点相对于 A， B， C 3 个 帮、 顶处 的表 面基点的相对 移近量 ， 分 别求得 A， B， C各钻孔 内的 1 ， 2 ， 3 m等各观测基点 的相对位移值。然后 ， 根 据围岩深部收敛值的分配 原则 ， 以相对位移值的大小为依据进行 比例分配 ， 计 算围岩深部绝对位移值 ， 便可求 出 A， B， C各测点 钻孔内不同深度的围岩绝对位移值。各测点围岩深 部相对于巷道表面的相对位移值 ， 采 用钢板尺来测 量并进行记录。 1 ． 2 巷道矿压观测点的设置 1 在每 1 条 回风和区段运输 巷道内， 分别设 置 2个观测站 ， 第 1 个测站距开切 眼距离大于3 0 m， 第 2个测站距第 1 个测站间距为 2 0 m左右。即回风 47 维普资讯 第六图书馆 第六图书馆 2 0 0 8 年2 月 矿 业安 全 与环保 第3 5 卷第1 期 平巷两观测断面分别距开切眼距离 第 1 断面 3 8 m， 第 2断面 4 2 m； 区段运输巷道 第 1 断面 3 5 m， 第 2 断面 4 6 m。 2 每个测站内设置 1 个观测断面。 3 测站基点的布置采用单十字布点法 。 2 巷道围岩绝对位移值的计算 2 ． 1 巷道围岩表面绝对位移值计算 巷道围岩表面移近量是巷道围岩周边岩石 向巷 道空间内的位移值。 为求 出巷道两帮及顶部围岩表 面的各 自位移的大小， 在巷道的两帮设测点 A， C及 顶部测点 。 使用 收敛仪分别测 出三角形 3边 A B， B C， A C的变化值 ， 然后用三角形法分析计算 ， 便 可 求 出 A， ， C 3测点上的位移量 ， 可反映巷道在受采 动影响条件下的断面变化情况 ， 从 中分析巷道受采 动所引发的矿压影响程度 见图 1 。 在使用此法时， 为便于分析计算 ， 对所设观测断 面应做如下的一般规定 断面设置时应尽量满足 1 围岩变形均发生在与巷道轴线相垂 直的断 面内； 2 A， B， C 3 测 点所构成的三角形应在垂直于 巷道轴线的同一断面内； 3 顶板测点 基本处于巷道中心线位置上， 且 只产生竖向位移 ， 其横向位移可忽略不计。 在上述规定基础上 ， A， ， C 3测点的相对变形 值 ， 可采用收敛仪直接测量 ， 根据收敛仪 的数值显 示 ， 便可获得 13 变形值。 使用收敛仪测量测点 A， ， C的位移值时 ， 设其 三角形 3边连线的基 准长度分别为 口 ， b ， C ， 而任一 时间的长度分别为 口 ， b ， C 见图 1 。 因此， 当A， ， C 3 点发生位移变化时 ， 由 A， ， C 3点构成 的三角 形的各边 口 ， b ， C 会相应随之变化。 那么 ， 根据三角形 勾股定理可以求 出 A， ， C 3测点 的即时变形值及 累计变形值。 按照前述规定 ， 在 ／ X A B C中B D 与 A C 垂直， 且 D点视为不动点。 根据余弦定理 ， D点到A， ，C 3点的初始长度分别为 h 同理 ， 任一时刻 D点到A ， B ， C 3点的即时距 离 X ， X ， 矗 分别为 ‘ 48 h ／ 口 一 各测点的即时移动变形值分别为 A点 A A x aX 点 A h hh C点 A C X cX c 各测点 累计变形值 ， 则 为观测时间内的即时变 形值累加结果 。 2 ． 2 巷道围岩深部绝对位移值计算 采用围岩深部多点位移计来测定围岩 内各基点 相对围岩表面的相对位移。其方法为在巷道两帮及 顶点沿巷道的径向方 向根据需要钻出不 同深度的钻 孔 ， 在各钻孔内， 根据需要安设不同数量 的深部围岩 位移基点， 然后测量不 同深度 的各基点与巷 道表面 岩壁之间的相对位移。依据 围岩深部移动规律 ， 在 巷道一定深度 的围岩， 不受开巷或采动影响而处于 原岩应力状态 ， 所以此处的围岩处于相对稳定状态 ， 这部分岩层位移基本为零。然而 ， 此处 向外的围岩 ， 随着与巷道表面岩壁距 离的减小 ， 这部分围岩在矿 山压力的作用下 ， 巷道表面岩体扩容后产生的塑性 破坏与塑性流动变形 ， 巷道帮 、 顶将 向巷道空间内移 动。随着巷道围岩表面的移动 ， 处于 2～3 倍于巷道 宽度范围内的深部围岩均可随之产生扩容并产生位 移变形。通过对在 3 1 3工作 面巷道 内的帮 、 顶所设 的 3点深部 围岩位移 的测试 ， 便 可求得 1 ， 2 ， 3 m范 围内的围岩相对变形值。具体测试是采用钢板尺通 过对不同深度测量基点露在孔外部分的长度变化得 到相应的变形值 ， 这个变形值即为相对变形值 ] ， 如 图 2所示 。 图2 巷道围岩深部位移基点安设图 各钻孔 内 1 ， 2 ， 3 m深处测点与孔 口 巷道表面 岩壁 的相对移近量 维普资讯 第六图书馆 第六图书馆 2 0 0 8 年2 月 矿 业安 全 与环保 第3 5 卷第1 期 Al 1 l l l 1 Al 2 l 2一 l 2 Al 3 l 3一 l 3 式中 Al ，L x l 2 ， L x l 3 分别为 ， ， c各自孔内 1 ， 2 ， 3 m 测量基点的相对 位移增量 ； z 。 ， z ， z 分别为 A， ， c 各孔内 1 ， 2 ， 3 m点的初始移动值读数 初读数 ； z ， z ， z 分别为 A， ， c各孔 内1 ， 2 ， 3 m点的任一时间 的相对位移变形值的变量。 由上述可知， 初始读数与任一时间的位移值差 ， 即为当时相对位移增量 巷道 围岩深部各点相对收 敛量 。 当围岩深部 的相对位移值求 出之后 ， 再根据其 收敛值 的分配原则进行 比例分配 ， 按 照下列公式分 别求 出各钻孔内各测点的绝对位移值[ 3 ] 。 1 巷道两帮 A， c孔 内各测点 的绝对位移值计 算公式 一△ 昵 一△ 魄 △昵 一△ 昵 △ 昵 一△ 。 △ 昵 一 一 △昵 一△ 魄 △ 魄 一△ 昵 △ 魄 一△ 瑶 △ 魄 式中 △ 阮 ／ A魄 。 2 计算顶板 孔各测点的绝对位移值 根据观测断面 A， ， C构成的三角形 中的边 与 垂高关系中求得 式中 s 06c ； 二 1 s 0 6 c ； 二 s ， s △A C初 始半周 长及变形后 的半 周长； 0 ， 6 ， c △A B C初始边长 ； 0 ， 6 ， c △ C收敛后的边长 ； h ， △A c初始垂高及变形后的垂高。 则 Ahhh 一 △ 皖 一 △ 皖 一 △ 咙 经过上述计算 ， 可分别计算出每天观测的巷道 围岩深部各测点的绝对变形位移值。 经累计计算 ， 最 终求 出观测期间内的巷道围岩的总绝对位移值 ， 即 为观测期间内巷遭受采动影响所产生的最终变形。 3 观测 结果分析 3 ． 1 两帮 绝对位 移 的分 析 从观测数据 表 1 来看 ， 经过 2 6 d的观测 ， 第 1 观测断面两帮累计位移变形量达到 2 1 ． 1 2 ra i n ， 第 Ⅱ 观测断面累计变形量达到 l 8 ． 7 2 1 11 1 ／ 1 ， 显然 ， 两观测断 面虽然距工作面距离不 同， 但其 累计变形量差距不 大 。 由此看来该工作面的矿山压力显然不十分明显 。 但从安全角度考虑， 该工作 面的超前 支护的范围超 前 1 7 n l 以上 ， 即可 满足 生产需要 ， 现场 采用超 前 2 0 m， 完全符合标准要求l 4 ] 。 表 1 3 1 3采煤工作面 两巷各观测 断面巷道变形汇 总表 3 ． 2 两帮孔的绝对位移分析 从表 l中显示及实际观测数据 ， 分析得 出在远 离工作面推进影 响范 围之外， 巷道两帮的位移处于 流变变形 ， 两帮 ， 的变形量相差不大 ， 说明两 帮均处于相对稳定阶段 。然而随着工作面 的推进 ， 距观测点距离逐渐缩小 ， 工作面采动影 响作用逐渐 增加 ， 两帮变形量也显著增大。但 由于左帮 A孔 为上一区段煤柱内的测点， 该测点在流变过程中， 围 岩松弛卸压 ， 而右帮 C孔 为工作面侧 ， 处于实体煤 岩 中， 主要承担了顶板岩层 的载荷 ， 所 以在受采动影 响的 范 围 内， 表 现 为 的 变 形 量 累 计 只 有 0 ． 7 2 ra i n ， 而 的变形量则显著增大 ， 其变形量累计 达 2 0 ． 4 ra i n 。然而 ， 由于该工作面倾角较大 ， 顶板作 用于巷道内的载荷相对降低 ， 因此 ， 该工作面的回风 巷累计变 形量相 对较小 。 说 明该 巷道所 受 的支承 下转第 5 l页 4 9 维普资讯 第六图书馆 第六图书馆 2 0 0 8 年2月 矿 业安 全 与 环 保 第3 5 卷第 1 期 注式液压支柱、 滑动梁、 挡矸装置 、 侧护板 、 泵与管路 系统等组成。顶梁是支护顶板 的主要构件， 顶梁上设 计有滑动轨道， 是实现支架移动的关键部件 ； 托梁分 前、 后 2 个 ， 由托梁联接杆将前后 2 个托梁相连 ， 用吊 挂装置将托梁放在顶梁下方的滑动轨道内， 使其能沿 着顶梁的滑动轨道前后滑动， 实现支架 的推进； 推进 缸安装在顶梁上， 其尾部与顶梁前端铰接 ， 活塞杆头 与后托梁铰接， 通过控制操作阀实现移动托梁和前移 支架的功能； 立柱是支架 的支撑部件， 通过对顶梁 的 支撑承接工作面压力 ； 滑动梁的作用 是带着 2根前 柱 ， 吊挂在顶梁下方 的轨道槽 内， 使其能沿着轨道槽 在顶梁下方向前滑动； 挡矸装置是用于阻挡支架后方 上部垮落的矸石； 侧护板主要是防止相邻两架之间的 煤及碎物的掉落等。滑移顶梁液压支架支护段回采 工艺流程 注水一打眼、 装药、 放炮一移架一装运煤一 放顶煤一移托梁一移刮板输送机 。 3 ． 2 滑移顶梁液压支架的可使用性 1 支架顶梁长 2 ． 6 m， 宽 0 ． 9 8 m， 护顶面积与综 采支架相同， 可达 9 0 ％以上 ， 所 以支架可在破碎顶板 工作面使用 ， 而不会 出现工作面漏顶现象 。 2 工作面 内支架之 间是通过托梁联接在一起 的， 具有整体性支护 的优点 ， 不会发生摧垮 型 冒顶 事故。 3 支 架 结 构 简单 ， 设 备 少 ， 容 易操 作 ， 维 护 方便。 4 采空 区侧 挡矸效果 较好 ， 不容易 出现窜 矸 现象。 5 工作面支护工艺简单 。 不需要投人大量的荆 芭 、 椽子等 ， 节约材料 。 3 ． 3 滑移顶梁液压支架存在的问题及改进措施 1 支架缺少超前伸缩梁 ， 无法超前护顶 ， 容易 出现前部掉煤 ， 造成冒顶。需增加超前伸缩梁 ， 及时 超前护顶 ， 防止出现冒顶事故。 2 支架单体液压支柱升降程序复杂 ， 升柱 、 降 柱时容易喷湿工人的衣服。需对整个液压系统和单 体液压支柱进行改造 ， 改注液枪为操作阀， 使用操作 阀对单体液压支柱进行升、 降。 3 支架托梁固定不牢 ， 在移架过程 中易向后滑 移 ， 造成支架前移不到位 ， 需改变支架前移时的支撑 点 ， 保证支架前撑到位 。 4 挡矸装置设计不够合理 ， 造成放顶煤工作面 放煤困难。需对支架后部挡矸装置进行改造 ， 高度 以 2 0 0～3 0 0 l n m为宜。 5 单体液压支柱柱脚较小， 钻底量大。需对柱 脚进 行 改 造 ， 增 加其 与 底板 的接触 面积 ， 减 少 钻 底量。 6 支架侧护装置采用手动调整， 容易发生挤伤 事故， 调整速度慢 ， 易掉煤 ， 需改造成 由液压系统控 制 ， 自由伸缩 。 7 支架之间的托梁接 口设计不合理， 容易出现 咬架 、 挤架等现象， 需对 托梁接 口进行合理设计 ， 保 证支架之间不咬架 、 不挤架。 4 结语 滑移顶梁液压支架性能介于悬移顶梁液压支架 与综采液压支架之间， 有待于生产厂家对支架结构 、 操作系统 、 液压系统等进行改进。该支架具有体积 小 ， 质量轻 ， 运输安装方便 ， 支护强度大， 整体性好 ， 安全性高 ， 可 自移等特点 ， 是炮采工作面有效支护 的 合理选择 ， 特别适宜于没有条件使用综采设备 的中 小型煤矿 ， 应用前景广阔。 责任编辑 吕晋英 上接第 4 9页 压力较小， 显然对巷道维护有利， 这也是该工作面 回 采巷道使用时间较长 ， 但巷道断面变化较小的主要 原 因之 一 。 4 结论及建议 1 回采工作面的两巷受回采的采动影响范围 为工作面前方 3 7 m左右， 其中影响较强烈 的范围约 在工作面前方 1 7 m。 2 该工作面回风巷道变形并不 明显 ， 巷道 断面 收敛值不大。 3 该工作面顶板维护状况基本 良好 ， 顶板 控制 措施得当。 4 回采工作面两巷超前支护距离保持 1 7 m即 可。超前支护支架的支撑力应提高。 5 加强 回采工作面上半部分的顶板控制 ， 保证 上半部分采空 区的充填效果。根据需要 ， 可采取挑 顶措施 ， 使上半部分工作面后方的采空区不空顶。 参考文献 [ 1 ]耿献文． 矿山压力测控技术[ M] ． 徐州 中国矿业大学出 版社 ， 2 1 0 2 ． [ 2 ]任德惠． 井工开采矿山压力与控制[ M] ． 重庆 重庆大学 出版社 ， 1 9 9 0 ． [ 3 ]钱鸣高， 刘听成． 矿山压力及其控制[ M ] ． 北京 煤炭工业 出版社 ， 1 9 8 4 ． 责任编辑 吴 自立 51 维普资讯 第六图书馆 第六图书馆