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煤矿 现代化 2 0 0 7 年第1 期 总第7 6 期 两种不同采煤方式矿压显现规律比较 河 南 理 工 大 学 能 源 学 院 郭寿松 河南省宏基煤业有限公司技术科 任安圣 河 南 理 工 大 学 资 环 学 院 刘超 摘要通过对走向长壁炮采放顶煤工作面和倾向长壁伪俯斜炮采放顶煤工作面支柱工作阻力、 两巷 变形以及顶煤位移的现场测试， 在分析实测结果的基础上总结了两种不同采煤方式下矿 山压力显现规律的 共性和差异性， 为进一步搞好采场支护和顶板管理及安全开采提供了科学依据。 关键词走向长壁倾 向长壁炮采放顶煤矿山压力 1 1 1 0 3 走向长壁炮采放顶煤工作面位于宝雨山煤矿浅部。 走向长 6 9 0 m， 工作面倾斜长 4 5 ～ 1 2 4 m， 煤层厚度 0 ． 5 9 ． 5 m， 煤 层倾角 1 1 - 1 6 。 。 1 1 1 0 8 倾向长壁伪俯斜炮采放顶煤工作面位于 1 1 采区西 翼下部，工作面走向长 5 0 9 7 m，倾斜长 4 3 5 m，煤层倾角 2 ～ 2 4 。 ， 煤层厚度 0 ． 5 1 1 ． 1 m。 两个工作面老顶均为砂质泥岩和大占砂岩，直接顶为砂 质泥岩、 泥岩、 粉砂岩， 伪顶为片状泥岩。直接底为泥岩、 砂质 泥岩， 呈层状， 老底为细砂岩及老君堂砂岩。工作面采场支护 均采用 D Z 一 2 2型单体液压支柱 ， 配 2 ．4 m长 ／ I型钢梁， 主副梁 对棚煤壁布置， 川杆荆笆护顶。 l 现场测试介绍 1 ． 1 观测内容 ①工作面支柱工作阻力； ②支柱活柱下缩量； ③巷道顶底 板移近量； ④巷道两帮移近量 ； ⑤巷道深部位移变化。 1 ． 2 观测点布置 1 1 1 0 3 工作面为走向长壁式工作面， 在工作面中部沿倾斜 处设置两个测站， 其中测站 I 距离上顺槽 2 5 m， 测站 I I 在测站 I 下 3 5 m处， 每个测站设 5个观测点。 1 1 1 0 8工作面为倾向长壁伪俯斜工作面， 在工作面中部设 置三个测站， 其中测站 I 距离上顺槽 1 5 m， 测站 I I 、 Ⅲ分别在测 站 I 下 3 0 m、 6 0 m处， 每个测站设 5 个观测点。 利用深孔基点跟踪法测顶煤位移。 1 l 1 0 3工作面测点布置 在上顺槽， 在距工作面4 0 m、 5 0 m、 6 0 m、 7 0 m处设 I 、 I I 、 I I I 、 I V四 个测站。1 1 1 0 8 工作面测点布置在上顺槽， 受顺槽内实际情况 的限制 ，在距工作面分别为 4 0 m、 5 5 m、 6 0 m处设置了 I 、 I I 、 I I I 三个观测站 。 巷道变形观测点布置 1 1 1 0 3工作面上下巷各取四个断面 布置观测点 ， 分别用 I 、 I I 、 I I I 、 I V表示 ， 4个断面距工作面分别 为4 0 m、 5 0 m、 6 0 m、 7 0 m。由于 1 1 1 0 8 工作面下顺槽内受吊挂式 皮带 、 水沟、 水槽等影响 ， 故在上顺槽内布置两个巷道变形观 测点， 分别用 I 、 I I 表示。巷道变形测站 I 、 I I 断面距工作面分别 为 4 0 m、 5 5 m。 1 ．3 观测方法 1 测量支柱载荷采用 G S J 一 1 型矿压仪 主机为 G S J 一 1 型钢弦数字频率计， 配 G H 一 5 0型压力传感器 ， 同时， 用单体 支柱工作阻力检验仪 D Z WC 1型， 最大工作量程 4 0 M P a 作 辅助测量 ； 2 采用用测杆、 钢卷尺等工具测量顶、 底板移近量； 3 采用钢铁卷尺标号法测量单体液压支柱活柱下缩量。 48 2 观测结果及数据分析 2 ． 1 工作面测站工作阻力分析 2 ． 1 ． 1 1 1 1 0 3工作面上 、 下测站工作阻力分析 通过图 1 、 图2分析及计算可以得到 l 40 1 2 0 崭 i 。 0 80 6。 擘 。 20 一棚 支 多项 式 棚 图 1 1 1 1 0 3工作面上部测站工作阻力实测及统计 】 4O 1 20 主1 o o 80 半6 O H 4O 2O 埔 。 z8 。 南 一支柱 ～多项式 支 图 2 1 1 1 0 3工作面下部测站工作阻力实测及统计 1 该工作面共经历了三次周期来压， 顶板来压周期为 1 0 天左右 。 2 工作 面平均工作阻力 P 1 ／ 2 x 8 2 ． 4 2 7 0 ． 8 1 7 6 ． 6 2 k N ， 仅为支柱额定工作阻力的 2 5 ．6 ％；工作面平均初撑力 p 1 ／ 2 x 7 6 ． 7 6 5 7 ． 2 8 6 7 ． 0 2 1 N ，为支柱规定初撑力 1 1 8 ～ 1 5 7 的 4 2 ％～ 5 7 ％。 2 通过计算 ， 1 1 1 0 3工作面实测平均支护强度为 最小控 顶距状态下 Ql 8 ． 3 3， 2 ． 4 x 6 7 ． 0 2 2 3 2 ． 7 1 N ， m ； 最大控顶距 状态 下 Q 2 8 ． 3 3 ， 3 ．4 x 6 7 ． o 2 1 6 4 ． 2 k N ／ m 2 ． 1 ． 2 l 1 1 0 8工作面上、 中、 下部测站 工作 阻力分析 通过对 l 1 1 0 8 工作面上、 中、 下部三个测站支柱初撑力和 工作阻力的统计可以得到 见图 3 、 图4 、 图5 1 工作面的老顶初次来压步距平均为 3 0 m， 周期来压 的周期一般在 1 0天左右， 来压步距约为 1 3 m， 有周期来压现 象， 但不明显。 2 观测期间共观测单体液压支柱 4 2 0 根次， 其中， 初撑 力小于 3 ． 0 M P a的 2 0 6 根 ，占总量的 4 9 ％； 3 ．0 4 ． 0 MP a的 8 1 根， 占总量的 1 9 ％； 4 ． 0 5 ． 0 M P a的7 8根， 占总量的 1 9 ％ 5 ． 0 ～ 8 ． 0 M P a的 9 9根， 占总量的 2 5 ％； 8 ． 0 MP a以上的7根， 占总量 维普资讯 煤矿 现代化 2 0 0 7 年第1 期 总第7 6 期 的不足 2 ％。工作阻力小于 3 ． 0 MP a的 1 3 1 根， 占总量的3 1 ％； 3 ． 0 ～ 4 ． 0 MP a的 8 6根， 占总量的 2 0 ％； 4 ． 0 5 ． 0 MP a的 5 O根 ， 占 总量 的 1 2 ％； 5 ． 0 ～ 8 ． 0 MP a的 7 1 根 ，占总量 的 1 7 ％； 8 ． 0～ 1 2 ． O MP a的 2 1 根， 占总量的5 ％。 可见， 单体液压支柱的初撑力 明显偏低， 单体液压支柱的工作阻力也较小。 ∞ 曲 毫 餐 如 3 l 1 1 0 8工作面上部测站工作 阻力实测图 暑品 0鼍 嚣矗 墨嚣 昌 号鼍 每芑兽笔兽g ’’’ ’ ’’’ n n n n n 巨 匿正三亘匾习 图 4 1 1 1 0 8工作面中部测站工作阻力实测图 、 厦葛 日■ 巨趸匿E至亘叵 图 5 1 1 1 0 8工作面下部测站工作 阻力实测图 2 ． 2 工作面活柱下缩量数据分析 2 ． 2 ． 1 l l 1 0 3工作 面活柱下缩量数据分析 从图 6 、 图 7分析， 该工作面支柱活柱下缩量在 0 1 5 ram 之间， 一般为 6 8 ra m， 周期来压期间， 活柱下缩量相对较大， 说 明支柱的工作较正常。但从总体分析来看 图 6 l l 1 0 3 面上部测站活柱平均下缩量 L 堕 且 堑曼 望堕_ 至 j堕墨 丝 曼型 图 7 1 0 3 面下部测站活柱缩量均值统计 1 活柱的下缩量普遍较小， 这进一步说 明， 工作面的支 柱承受的载荷不大。 2 与支柱的工作阻力数据比较， 可以相互证明周期来 压的时间及来压步距。 3 据现场观测， 顶底板移近量的绝大部分是支柱的插 底量， 它几乎占顶底板移近量的5 0 ％一 7 0 ％， 有时更多。有时由 于顶梁上部煤体破碎和支柱插底的影响，致使活柱不但不下 缩， 反而有少许的上升， 导致工作阻力减小。 2 ． 2 ． 2 1 1 1 0 8工作 面活柱下缩量数据分析 由图 8可知， 1 1 1 0 8 工作面的支柱活柱下缩量在 0 ～ 1 l m m 之间， 且平均值在 6 m m以下， 周期来压期间， 活柱下缩量相对 较大， 但不明显， 说明支柱的工作较正常。但从总体分析来看 1 活柱的下缩量普遍较小， 这进一步说明， 工作面的支柱承 受的载荷不大。 2 与支柱的工作阻力数据比较， 可以相互证 明周期来压的时间及来压步距。 3 据现场观测， 顶底板移近 量的绝大部分是支柱的插底量， 单体液压支柱注液时， 上升的 幅度很小 ， 支柱明显下钻， 钻底量有时在4 0 0 ra m以上， 远远大 于支柱的活柱下缩量。 、 ’ 、 ’ 十 ～ ．十 十 ～ ～ ～ ， ， ～ ， ～ ， ～ ；il flm 图 8 1 1 1 0 8 工作面上、 中、 下部测站单体支柱 活柱下缩量实测 2 ． 3 巷道变形量观 测 2 ， 3 ． 1 1 1 1 0 3工作面巷道 变形量观测 通过观测数据统计分析， 得到如下 1 1 1 0 3工作面巷道变形 规律 1 巷道变形量的突然增加均出现在工作面有明显周期 来压现象之前， 说明顶板岩梁在煤壁前方断裂后， 先作用于岩 梁下部的煤体， 使测点处产生明显的巷道煤体位移 ， 进而才作 用在工作面的顶煤和支柱上， 造成工作面周期来压的滞后。 2 随着工作面的向前推进， 测站与工作面的距离在不 断缩短，测站位置的上下变形量和左右变形量整体趋势都在 增加， 但变化的辐度并不相同； 3 一定范围内， 周期来压对巷道变形量的大小有明显 的影响， 一般均在周期来压的前一天或来压当天， 变形量达到 一 个极值 ； 4 每次周期来压之后， 巷道变形量都处在一个相当低 的水平， 但随着工作面的推进 ， 其最小值也在逐渐增大。 5 在距工作面 1 0 1 2 m时， 巷道的上下变形量和左右变 形量均突然增加，这提醒我们超前支护时应该特别关注该位 置的支护状况， 必要时应加强支护。 6 距工作面相同距离处 ， 每次周期来压对巷道变形量 的影响并不相同， 说明造成每次周期来压的岩梁长度、 厚度等 的特性并不相同。 7 在距工作面较远的位置 如测站 I I I 和 I V ， 巷道左 右变形量的累计值明显大于上下变形量的累计值。说明距工 作面越远 ， 其顶板的变形情况越轻 ， 或者说， 距工作面越远， 顶 板处于原岩应力状态的可能性越大。 2 3 2 l l 1 0 8工作面巷道 变形量观 测 通过对 1 1 1 0 8工作面巷道变形量观测， 得到如下规律 1 巷道变形量的突然增加均出现在工作面有明显周期 49 一 ⋯ 一 一 。 。 _ 叶 噜 啪 j ■ 丰 l 维普资讯 煤矿 现代化 2 0 0 7 年第1 期 总第7 6 期 来压时， 说明顶板岩梁在煤壁前方断裂后 ， 先作用于岩梁下部 的煤体， 使测点处产生明显的巷道煤体位移 ， 进而作用在工作 面的顶煤和支柱上， 造成工作面周期来压。 2 随着工作面的向前推进， 测站与工作面的距离在不 断缩短，测站位置的上下变形量和左右变形量整体趋势都在 增加， 但变化的辐度并不相同； 3 从变形测站 I 和变形测站 I I 可以看出， 在周期来压 期间， 老顶和直接顶的岩梁在煤壁前方 2 0 m左右已经断裂， 但 由于断裂的岩梁之间存在着一定的摩擦和支承，形成所谓的 铰接 ， 故而， 岩梁并未完全垮落， 但在断裂处已有应力的传递 和表现 。 4 每次周期来压之后， 巷道变形量都处在一个相当低 的水平。但随着工作面的推进， 其最小值也在逐渐增大。 5 距工作面相同距离处 ， 每次周期来压对巷道变形量 的影响并不相同， 说明造成每次周期来压的岩梁长度、 厚度等 的特性并不相同。 2 ． 4 顶煤位移数据分析 2 ．4 ． 1 1 1 1 0 3工作 面顶煤位移数据分析 经过数据统计分析， 1 1 1 0 3工作面顶煤位移具有以下规律 1 随着工作面的向前推进， 顶煤与工作面之问的距离 在不断减小 ， 垂直位移不断增大； 2 顶煤具有一定的塑性 ， 顶煤垂直向下的位移并不是 随垂直压力的增加而立即增大的， 而是有一定时间的延迟。这 样就造成周期来压时垂直位移往往不是极值点。 3 当工作面推进至测站时， 深基点表现出垂直位移的 急剧增大。 2 ．4 ． 2 1 1 1 0 8工作 面顶煤位 移数据分析 经过数据统计分析， 1 1 1 0 8 工作面顶煤位移具有以下规律 1 随着工作面的向前推进， 测站处顶煤与工作面之间 的距离在不断减小， 顶煤位移在整体上有不断增大的趋势。 2 顶煤位移的剧烈程度与测站距工作面的距离和顶板 的周期来压情况有密切的关系。一般情况下， 顶板周期来压前 后的顶煤位移大于非周期来压时期。 ． 3 顶板周期来压前， 顶煤开始的位移增加现象， 进一步 说明了顶板的断裂是先发生在煤壁的前方 ，首先作用于断裂 处的煤体， 进而体现在工作面单体液压支柱工作阻力的增加。 4 每次来压时， 顶板断裂形成的岩梁长度并不相同。这 与顶板岩石的性质和结构的稳定性及工作面的推进度有直接 的关 系。 5 由于顶煤具有一定的塑性 ， 顶煤的位移并不是随垂 直压力的增加而立即增大的， 而是有一定时问的延迟。这样就 造成周期来压时顶煤位移往往不是极值点。 6 当工作面推进至测站时， 深基点表现出垂直位移的 急剧增 大。 3 l l 1 0 3工作面和 l l 1 0 8工作面矿压显现规律 比较 3 ． 1 共性分析 两工作面均采用单体液压支柱放顶煤开采工艺，采场支 护采用 D Z 一 2 2型单体液压支柱， 几型钢梁， 对棚支护， 主梁下 3根单体液压支柱， 副梁下 2根； 有时用直径为3 0 0 m m的圆形 木鞋， 以减少支柱钻底。配川杆荆笆护顶。间距 0 ． 6 m， 排距为 1 ． 0 m， 最大控顶距 3 ． 4 m， 最小控顶距为 2 ． 4 m。 5 0 1 从观测数据分析， 两个工作面均有周期来压现象， 均 能测到来压步距、 来压时问和来压强度。工作面来压周期均为 1 0天左右， 来压步距在 1 3 m左右。周期来压时， 在工作面和顺 槽的一定范围内有顶板压力显现。 2 两工作面的单体液 压支柱初撑力均较小 ， 工作阻力 不大， 周期来压时工作阻力有一定程度的增加。初撑力和工作 阻力均小于单体液压支柱的额定初撑力和额定工作阻力。 3 工作面载荷在前、 中、 后排支柱上的分布没有明显的 规律， 这与底板松软和放顶煤开采有一定的关系。 4 工作面底板较软， 两个工作面支柱的钻底程度都比 较严重， 支柱活柱的下缩量不大， 但工作面的支护系统的刚度 较低。 5 非周期来压时期煤壁比较稳定， 无较大的片帮。工作 面来压时， 煤壁呈现明显的片帮。老顶的断裂是在煤壁前方产 生的， 而老顶的垮落则是以煤壁作为回转支点， 由于强大的支 承压力作用于煤壁而导致严重片帮。 6 周期来压时动载系数较小， 说 明了老顶来压强度较 弱， 老顶失稳时对工作面的影响程度较弱。 7 工作面超前支护范围内压力均有所增加， 但压力的 绝对值不太大， 一般均在 3 - 8 M P a 。如 1 1 1 0 8工作面下顺槽安 全出口外 ，巷道净高仅为 1 3 0 0 m m时，支柱的工作阻力仅为 5． 0 MP a。 8 对矿压显现影响较大的工序有 一是采煤工序， 它使 工作面空间增大， 控顶区支柱载荷增加 ， 顶底板移近速度也急 剧增加； 二是放煤工序， 它破坏了工作面后方煤矸对顶板的支 撑作用， 放煤后导致压力前移， 使控顶区内支柱载荷增加 ； 三 是回柱工序， 一方面减小了顶部悬梁的长度 ， 相应减少了工作 面的支护面积， 使支柱载荷减小， 另一方面， 放顶后 ， 顶煤垮落 时间不一致， 导致采场的支柱载荷分布不均匀而动态地变化 ， 因此， 有的支柱受力增大 ， 有的支柱受力反而减小， 易造成顶 板失稳而推垮支柱。 3 ． 2 差异性分析 1 顶板岩梁在煤壁前方首先断裂， 1 1 1 0 3工作面由于是 走向长壁后退式开采， 岩梁断裂后在煤壁前方提前反映出来， 顺槽内出现顶煤提前位移和巷道变形。 1 1 1 0 8 工作面受伪俯斜 开采的影响， 顶板岩梁断裂后， 作用于煤壁前方的同时也在工 作面表现出来。 或者说， 1 1 1 0 3工作面周期来压时， 顶板岩梁断 裂后， 工作面压力表现的时间比 1 1 1 0 8工作面有所滞后。 2 1 1 1 0 8 工作面与 1 1 1 0 3工作面相比， 前者的支柱初撑 力和工作阻力普遍更小， 且其分布更缺乏规律性。一个原因是 两个工作面地质条件的不同，另一个重要原因是巷道布置方 式不同。前者采用伪俯斜布置方式， 明显减小了工作面支柱的 工作阻力 。 3 由于 1 1 1 0 3工作面的特殊性， 本次观测无法得到其 老顶初次来压情况。从现场观察和数据分析可以看出， 1 1 1 0 8 工作面的顶板周期来压没有 1 1 1 0 3工作面明显。 1 1 1 0 8 工作面 所处的位置周围基本上没有受其它工作面开采的影响，且工 作面的开采宽度不太大 ， 顶板受采动影响的程度较低， 这也是 造成工作面压力不大、 矿压显现不甚明显的原因， 随着工作面 的向前推进， 不排除工作面压力增大的可能性。 收稿 日期 2 0 0 6 1 2 1 维普资讯