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文檔簡介
1、神華神東補連塔煤礦 22308 綜采面礦壓總結(jié)編制單位:綜采一隊編制時間: 2016 年 10 月神華神東補連塔煤礦 22308 綜采面礦壓總結(jié)為了提高煤炭資源回采率, 2006 年,神東煤炭集團開始研究大采高綜采回采 方式,率先布置安裝了 6.3m 支架的大采高重型工作面,通過近三年的摸索實踐, 于 2010年 1月 1 日,在補連塔煤礦 22303 工作面布置了世界上第一個一次采全高 7.0 m大采高綜采工作面,為公司大采高工作面安全回采模式的創(chuàng)建積累了寶貴經(jīng) 驗,此后在連續(xù)五年千萬噸生產(chǎn)規(guī)模逐年遞增的基礎(chǔ)上, 2014 年實現(xiàn)產(chǎn)能突破 1500 萬噸大關(guān),成功創(chuàng)建單面 1500 萬噸級的
2、生產(chǎn)管理模式,但同時伴隨許多巨大的挑 戰(zhàn),其中最突出的問題就是對于特大采高開采條件下的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及頂板控制 技術(shù)的研究。,本文通過收集整理補連塔煤礦已有大采高綜采工作面礦壓觀測資料,結(jié)合現(xiàn) 場實踐以及已完成的科研項目研究成果,對礦井已采及正在開采22 煤層三盤區(qū)相關(guān)綜采工作面初采期間、正常開采期間、過底鼓、上覆集中煤柱等特殊條件下礦 壓顯現(xiàn)規(guī)律進行系統(tǒng)地分析總結(jié)。同時結(jié)合補連塔煤礦已采綜采工作面特殊條件 下開采經(jīng)驗,對各種條件下頂板災(zāi)害發(fā)生機理、頂板災(zāi)害防治技術(shù)進行總結(jié)歸納。1、礦井概況補連塔煤礦位于內(nèi)蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市境內(nèi),是中國神華神東煤炭集團公 司開發(fā)建設(shè)的世界第一大井工礦井。礦井面
3、積為 106.43 平方公里,可采儲量 14.3 億噸。主要可采煤層 12煤層、 22煤層和 31煤,目前開采 12煤層和 22煤層, 各可采煤層均為不粘煤。 井田內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定, 煤層傾角為 1 3°,煤厚 37.3m, 容重 1.29 ×103kg/m3,上覆基巖厚度為 110230m,松散層厚度為 535m,礦井地 質(zhì)條件簡單,自然災(zāi)害因素少,為瓦斯礦井,適合綜合機械化開采,目前礦井生 產(chǎn)布局為三綜三連。補連塔煤礦采掘機械化程度達到 100%,裝備了世界上最先進的大功率采煤機 和高阻力液壓支架,采取長壁后退式一次采全高綜合機械化采煤方法,實現(xiàn)了主 運輸系統(tǒng)皮帶化、輔助
4、運輸膠輪化、生產(chǎn)系統(tǒng)遠(yuǎn)程自動化控制和安全監(jiān)測監(jiān)控系 統(tǒng)自動化。2、22 煤三盤區(qū)(大采高綜采面主采區(qū))開采條件2.1 煤層補連塔煤礦 22 煤三盤區(qū)位于井田的西南區(qū)域, 地面標(biāo)高為 12031245m,地表 起伏不大,中部較高,全部被風(fēng)積沙所覆蓋,松散層厚520m,總體趨勢為中部厚兩翼薄, 22 煤上覆基巖厚度 110230m。煤層推進主要以正坡為主,多部分地段 為運順高回順低。煤層最大厚度為 7.5m,最小 6.7m,平均煤厚 7.1m,煤層結(jié)構(gòu)簡 單,煤層傾角 13°。22 煤層主要以絲炭、亮煤為主,暗煤次之,貝殼狀斷口,煤 層中垂直裂隙發(fā)育,充填物以方解石脈和黃鐵礦薄膜為主。2
5、.2 頂板煤層頂板為砂質(zhì)泥巖或泥巖, 局部為中砂巖, 抗壓強度為 19.0443.63MPa,含 水率一般為 2.6%,軟化系數(shù) 0.63;底板泥巖、粉砂巖厚度 2.87.1m,抗壓強度為 33.8551.35MPa,含水率 2.38%,軟化系數(shù) 0.45。上覆 12 煤采空區(qū), 22 煤與 12 煤層間距 2932m。2.3 水文地質(zhì)條件22 煤三盤區(qū)地表有黑炭溝,基巖水主要以孔隙水和裂隙水為主,含水巖層為 中砂巖、細(xì)砂巖,富水性差,含水較弱,對回采影響不大。本區(qū)大都被第四系松 散層覆蓋,具有一定的賦水性但儲水條件較差,地下潛水多沿溝谷兩側(cè)及地形低 洼處滲出,流量一般較小,主要補給源為大氣降
6、水。本區(qū)上方為 12 煤三盤區(qū)采空區(qū),采空區(qū)積水雖然已經(jīng)得到有效疏放,但是存 在一些局部積水區(qū)域,三盤區(qū)工作面回采時會出現(xiàn)明顯淋水現(xiàn)象。2.4 回采影響因素2.4.1 底鼓 目前制約大采高工作面安全生產(chǎn)最重要的問題就是巷道底鼓問題,分析其底 鼓原因,主要有兩個方面:大采高工作面采動壓力顯現(xiàn); 22 煤底板下存在一 層厚度 0.8-4.8m 的粘土巖,以上原因造成回采巷道頂板下沉 0-0.5m ,兩幫片幫 0-1.0m,底板鼓起 0-2.0m ,巷道一旦發(fā)生底鼓,就很難在短時間內(nèi)得到控制,由 于采動應(yīng)力不斷在底板這個薄弱環(huán)節(jié)釋放,靠近幫底的巖石或煤體在高應(yīng)力作用 下,持續(xù)向巷道中部擠壓移動,加劇
7、底鼓發(fā)生,隨著底鼓的進一步發(fā)展,進而引 起兩幫下沉破壞,最后頂板失去兩幫的有效支撐發(fā)生變形甚至破壞。自2011年起,連續(xù)回采的 22304、 22308、22306、22308四個綜采工作面巷道 底鼓問題是困擾綜采一隊安全高效回采的最為突出的問題。22304 綜采工作面底鼓影響區(qū)域為 22304回順推進至 72-500m范圍,主要采用 被動的方式治理底鼓:工作面整體調(diào)向、起底,同時配合機尾挑頂、機尾支架墊 枕木和鋼板等;22308 綜采工作面底鼓影響區(qū)域為 22308回順推進至 93-800m范圍,為積極探 索治理底鼓階段,主要采用變被動為主動治理底鼓方案,歸納起來主要采?。?反底拱 +幫頂加
8、強支護 +密集單體支護;幫頂加強支護 +混凝土預(yù)制塊 +密集單體 支護;同時配合機尾挑頂、注馬麗散等;22306綜采工作面底鼓影響區(qū)域為 22306回順推進至 38-1200m范圍,為優(yōu)化治 理底鼓階段,歸納起來主要為:幫頂加強支護 +混凝土預(yù)制塊 +密集單體支護 +反掘 22306輔巷;同時配合正幫注馬麗散、 礦壓觀測、放炮挑頂、機尾增加 141#支架等;22308綜采工作面底鼓影響區(qū)域為 22308回順推進至 113-1800m范圍,在總結(jié) 22304、22308、22306、22308綜采工作面治理底鼓經(jīng)驗的基礎(chǔ)上,探索出符合現(xiàn) 場實際情況的最優(yōu)治理底鼓技術(shù)方案,歸納起來主要為:幫頂加強
9、支護+混凝土預(yù)制塊+密集單體支護;同時配合正幫注馬麗散、礦壓觀測、放炮挑頂、退錨索等;22308綜采工作面底鼓影響區(qū)域為 22308回順 120-2100m范圍,治理底鼓沿用 22308綜采工作面治理底鼓方案。2.4.2 礦壓顯現(xiàn)22 煤三盤區(qū)大采高綜采工作面符合埋藏淺、 基巖厚度大等近淺埋煤層的特征。 根據(jù)以往回采經(jīng)驗,存在大小周期來壓、頂板臺階下沉、礦壓顯現(xiàn)明顯、來壓持 續(xù)時間長、工作面片幫炸幫嚴(yán)重等特征。小周期來壓期間,支架活柱下沉量平均 400-500mm,來壓 持續(xù)時間 平均 3.1-4.3m, 來壓步距 12.4-13.9m,工作阻 力 400-460bar,尤其是大周期來壓期間,
10、來壓強度和范圍大,支架工作阻力為470510bar,支架活柱下沉量平均 500-800mm,來壓持續(xù)時間平均 4.3-5.6m,來壓步距 50-65m,兩順槽副幫及回順正幫超前 25m 范圍內(nèi)片幫嚴(yán)重,頂板維護困難,尤其 是在回采至 2000m-4000m 范圍內(nèi),頂板會逐漸揭露一層夾矸, 導(dǎo)致頂板來壓異常, 強度大、持續(xù)時間長,頂板較難維護。2.4.3 集中煤柱22 煤三盤區(qū)綜采工作面上部既有房采采空區(qū), 又有已采空的 12 煤綜采采空區(qū), 既有房采采硐間的煤柱,又有工作面之間的保留煤柱,地質(zhì)條件極為復(fù)雜。給安 全和生產(chǎn)帶來巨大影響。三盤區(qū) 12 煤已經(jīng)開采完畢。其中鄰近爾林兔井田與四盤區(qū)的
11、部分煤開采方式 為連續(xù)采煤機開采和房柱式開采,工作面有 31301L、 31302L 和 31303L,中間留 設(shè)了大量煤柱。其它區(qū)域采煤工藝多為綜采,巷道為雙巷掘進,雙巷之間留設(shè) 2025m的保護煤柱,如 31301(西)工作面、 31301綜采工作面、 31302綜采工作 面、31303 綜采工作面、 31304 綜采工作面、 31305綜采工作面、 31306 綜采工作 面。2.4.4 低氧由于季節(jié)性氣候變化, 受大氣壓的波動,造成采空區(qū)氮氣涌出, 采空區(qū)出現(xiàn)“呼 吸”現(xiàn)象,從而引起綜采工作面回風(fēng)隅角氧氣濃度的波動 (在一日之內(nèi)一般在 15-16 時氣壓變化較為明顯,在 12-20 時氧
12、氣濃度較低),致使回風(fēng)隅角及附近氧氣濃度 下降,低氧期間一般濃度在 12% 17%之間,給安全和生產(chǎn)帶來巨大影響。2.4.5 煤層自燃22煤層為級自燃煤層, 發(fā)火期 1 個月。因此大采高工作面回采期間采空區(qū)著 火后采空區(qū)內(nèi) CO 等有毒有害容易溢出,以及其他危害因素會威脅工作面生產(chǎn),3、設(shè)備配套22 煤三盤區(qū)目前開采 22308 綜采工作面,采煤機選用 EKF公司 SL1000型采煤 機;液壓支架選用鄭州煤礦機械集團股份有限公司生產(chǎn)的掩護式液壓支架,共 163 臺;回風(fēng)順槽超前支護選用太原煤科院生產(chǎn)的 ZFDC35400/27/47 型回風(fēng)巷超前 支護支架組;刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機和破碎機由德國
13、DBT公司生產(chǎn);工作面 4 臺乳 化泵和 3 臺噴霧泵由 RIM公司生產(chǎn)。表1、 22308工作面主要設(shè)備參數(shù)設(shè)備名稱型號生產(chǎn)廠家主要技術(shù)參數(shù)采煤機SL1000EKF總功率 (KW):2590,供電電壓 (V):3300,截割電機功率 (KW): 2*1000 ( 3300V),牽引電機功率( KW): 2*150 ,泵電機功 率(KW):2*45KW,破碎電機功率 (KW):200,滾筒直徑 (mm): 3500,采高( m):3.5-7.1 ,重量(T):173,生產(chǎn)能力(T/h ):6000中間液壓支架ZY18000/32/70D鄭煤 機支撐高度范圍 (mm):3200-7000, 工作
14、阻力 (KN):18000( 42.8MPa) , 支架中心距( mm) :2050, 護幫板長度( mm): 3650,初撐力 ( KN):12370 (31.5MPa) ,缸徑(外缸 /中缸) : 500/380mm過渡液壓支架ZYG18000/32/70D鄭煤 機支撐高度范圍 (mm):3200-7000, 工作阻力 (KN):18000 (42.8MPa), 支架中心距 (mm):2050, 平均支護強度 ( MPa): 大于 1.4MPa ,初撐力( KN):2*6185 ,缸徑(外缸 /中缸): 500/380mm端頭液壓支架ZYT18000/28/55D鄭煤 機支撐高度范圍 (m
15、m):2800-5500, 工作阻力 (KN): 工作阻力 (KN):18000 ( 42.8MPa) , 支架中心距( mm) :2050, 支護強度 ( MPa):1.04-1.08MPa ,初撐力( KN):2*6185 ,缸徑: 500mm機尾超前支護支 架ZFDC35400/27/47太原 煤科 院支撐高度范圍 (mm):2700-4700, 工作阻力 (KN):14650kN (P=36Mpa) , 17700kN (P=43.49Mpa), 支架寬度( mm) :2640 mm(不包括側(cè)翻梁 ), 支護初撐力( MPa) :8138kN (P=20MPa)刮板機3× 1
16、600/2.05DBT電機功率(KW):3*1600, 鏈速( m/s ):1.67, 運輸能力(t ):6000, 圓環(huán)鏈規(guī)格( mm):? 60x181/197mm, 溜槽內(nèi)寬 (mm)1388轉(zhuǎn)載機700/350KWDBT電機功率( KW) :700/350 , 鏈速( m/s ) :2.33/1.165 ,運輸能力(t ):6500 ,圓環(huán)鏈規(guī)格 (mm):38×126,溜槽內(nèi)寬(mm): 1588, 重量( t ): 81.3破碎機700/350kWDBT電機功率( KW) :700/350 , 破碎能力( t ) :7.000 , 最大輸出 粒度(mm):300,入料粒度
17、 ( mm):1200,破碎錘頭數(shù) (個) : 8, 重量( t ): 17乳化液泵S500RIM總功率( KW): 4*315 , 單臺額定流量( L/m): 526 , 額定壓力( MPa): 37.5 , 柱塞直徑( mm): 60噴霧泵S300RIM總功率( KW): 3*160 , 單臺額定流量( L/m): 517 , 額定壓力( MPa): 23.5 , 柱塞直徑( mm): 804、大采高綜采面礦壓觀測手段和方法4.1 順槽超前支護段礦壓觀測方法綜采工作面順槽超前支護段礦壓觀測主要方法有頂板離層儀觀測法、布置測 點觀測頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬σ平糠?。為便于觀測頂板離層量,需在順槽頂板
18、一定 間距安設(shè)頂板離層儀;為觀測頂?shù)装搴蛢蓭鸵平?,必須提前在順槽頂?shù)装宀贾?測點。4.1.1 研究方法下面結(jié)合補連塔煤礦 22308 綜采工作面觀測成果,介紹綜采工作面順槽超前 支護段頂?shù)装搴蛢蓭鸵平坑^測及數(shù)據(jù)分析方法。由于 22308 綜采工作面運順超前支護的單體液壓支柱和回順超前支護的超前 支架無壓力表,因此對于順槽的超前礦壓觀測就只能觀測頂?shù)装搴蛢蓭鸵平俊?考慮到在運輸順槽布置測點后觀測的難度,以及現(xiàn)場實踐經(jīng)驗,本次巷道變形觀 測選擇在回風(fēng)順槽距工作面 100m與 120m處各布置一個觀測點,如圖 1 所示。4.1.2 研究工具巷道礦壓觀測工具主要采用金屬測桿、 測尺(或表面位移計
19、)、米尺、繩子等 巷道各測點采用“十”字布點法形成表面位移監(jiān)測斷面,如圖 2 所示。在每一測 站斷面,向頂?shù)装逯胁看怪狈较蚝蛢蓭退椒较虬苍O(shè)釘子,呈彎鉤形。測試時,24要求每次測量精度達到 1mm。并要精確測量工作面與測站間的距離。D圖 2 巷道頂?shù)装逡平坑^測斷面4.1.3 觀測結(jié)果與分析兩個測點實測巷道收斂量變化規(guī)律如圖 3圖 6 所示。圖 3 測點 1 巷道頂?shù)装逡平孔兓€140兩幫 頂?shù)? 量近移-50-40-300-20-10工作面與測站間距 /m圖 4 測點 2 巷道頂?shù)装逡平孔兓€m/m 度速近移-20-15-10-5-25工作面與測站間距 /m圖5 測點 1巷道頂?shù)装逡?/p>
20、近速度變化曲線m/mm 度速近-50 -40 -30 -20 -10 0工作面與測站間距 /m圖 6 測點 2 巷道頂?shù)装逡平俣茸兓€由圖 3圖 6 分析可見, 22308工作面正?;夭善陂g,巷道圍巖變形主要經(jīng)歷 了兩個階段,即變形劇烈區(qū)與變形明顯區(qū), 其范圍分別在距工作面 13m 以內(nèi)和 13 43m。因此,回采巷道受采動影響的顯著影響范圍在工作面前方43m 內(nèi)。在巷道圍巖變形過程中,總體上頂?shù)装逡平亢拖鄬σ平俣纫笥趦蓭汀?兩個測點中頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬σ平俣茸畲蠓謩e為 6.7mm/m和 3.5mm/m,累計移 近量頂?shù)装遄畲鬄?124mm,兩幫為 71mm。4.2 綜采工作面礦壓研
21、究方法4.2.1 觀測工具 液壓支架在左右立柱上安有壓力傳感器,壓力數(shù)值可以動態(tài)的顯示在 PM32 上,利用網(wǎng)線把支架 PM32 上顯示的數(shù)據(jù)傳送至控制臺,進而對數(shù)據(jù)進行記錄和 保存,為研究周期來壓步距和頂板活動規(guī)律提供了方便。壓力傳感器上的數(shù)值即 為支架初撐力,當(dāng)循環(huán)末在采煤機割煤前 20 架左右時從壓力傳感器上讀出的數(shù)值 記錄為支架最大的工作阻力。4.2.2 研究方法通過調(diào)取工作面支架 PM32 傳感器上的壓力數(shù)據(jù),并采用神東礦壓分析軟件 繪制成壓力圖進行礦壓規(guī)律的分析,包括分析工作面的初次來壓與周期來壓步距、 來壓強度與動載系數(shù)、來壓持續(xù)時間與長度等。同時下井進行現(xiàn)場實測,記錄工 作面支
22、架的支護狀況以及圍巖的控制情況,包括支架的初撐力、來壓時安全閥開 啟及立柱下縮量、來壓時頂板切頂、漏矸以及煤壁片幫情況等。4.2.3 觀測結(jié)果與分析 通常在整個綜采工作面選取一定的液壓支架作為研究對象,分析工作面各區(qū) 段礦壓規(guī)律。重點觀測區(qū)域主要有:初采期間、末采期間、工作面過特殊條件如 過斷層、過底鼓、過溝、過煤柱區(qū)域等。5、22 煤三盤區(qū)大采高綜采面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律5.1 初采期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律根據(jù)已回采工作面實際情況,工作面老頂初次來壓步距一般在50米以內(nèi)(22301面為44m,22302面47米,22303面49.3米,22304面37米,22305面23米,22306 面24米,22307
23、面為37m,22308面為39m)。5.1.1 現(xiàn)場寫實以 22308面為例, 9 月 28 日設(shè)備安裝及調(diào)試, 于 10月 4 日正式進入 22308工 作面組織生產(chǎn),中班組織割煤 1刀,10月5日夜班生產(chǎn) 3刀煤,10月 5日中班停 機初放前, 22308工作面共割煤 5刀。10月 9日中班,中部 50#-100#架首先來壓, 自工作面推進 18.5m 時開始至推進 22m 時壓力恢復(fù)正常; 95#-135#架在推進至 23.5m-26.5m之間來壓, 20#至50#架自25m至 27.6m有壓,機頭至 20#支架來壓 不規(guī)律,自工作面開始來壓到工作面整體壓力恢復(fù)正常, 22308 工作面
24、推進距離區(qū) 間為 18.5m-27.6m。20#-50#支架初次來壓步距為 25m,壓力持續(xù) 4 刀,周期來壓步距為(43+46.5) /2-25=19.75m;50#-100#支架初次來壓步距為 18.5m,壓力持續(xù) 4 刀,周期來壓步距為: (43+46.5)/2-18.5=26.25m;100#-130#支架初次來壓步距為 23.5m,壓力持續(xù) 5 刀,周期來壓步距為: 37.6-23.5=14.1m;130#至 150#支架來壓不規(guī)律。表 2 工作面初采期間支架來壓特征表支架號初次來壓周期來 壓步距/m來壓期間支架非來壓期間支架動載來壓持續(xù)步距 /m循環(huán)末阻力 /kN循環(huán)末阻力 /kN
25、系數(shù)長度 /m#120基本無來壓#30#2519.7517405142901.333.6#402519.7517433139581.366.6#5018.526.2517349139011.365.4#6018.526.2517313137481.376.2#70#18.526.2517309139201.377.1#8018.526.2517366136991.387.0#9018.526.2517518138861.376.7#10023.514.117592140861.365.7#11023.514.117243137211.364.6#12023.514.117523138361.3
26、64.6#13023.514.117508138831.343.5135150#來壓不明顯5.1.2 來壓特征1、根據(jù)以往回采工作面的周期來壓規(guī)律,確定采高為6.8m 時,老頂初次來壓步距為 4050m,周期來壓步距平均為 12.115.6m。實際回采過程中, 22308 工作面初次來壓推進 18.5m-25m,周期來壓步距平均為 14.126.25m。2、初次來壓期間工作面兩端與中部支架來壓步距不同, 初次來壓步距呈現(xiàn) “中 間小、兩頭大”的特征,周期來壓步距整體呈現(xiàn) “中間大,兩頭小”的特征,且以 70# 支架為中心呈現(xiàn)一定的對稱性。3、初步判斷此次持續(xù)來壓為老頂垮落引起的,即老頂來壓。
27、22308 工作面煤 層直接頂厚為 1.57 4.09m,平均厚度為 3.37m,以砂質(zhì)泥巖為主,直接頂垮落壓 力粗算如下:P=F/S計算單位面積受到的力( S=1m2),即壓強。P=F=4.09*2.4*1000*9.8=96196.8pa 如果是直接頂造成的壓力,遠(yuǎn)達不到來壓時的強度。4、22308 工作面初次來壓的平均步距 =(18.5+25)/2=21.75m。較已回采工作 面,工作面初次來壓步距縮小。 5、工作面初采期間,來壓時工作阻力明顯增加, 來壓強度較大;隨工作面向前推進,來壓強度減小,大多反映在采空區(qū)懸頂、煤 壁片幫量的增加;有時在預(yù)計的來壓階段無壓力增大的顯著特征。6、隨著
28、工作面得推進,頂板出現(xiàn)周期性運動,運動的強烈程度與地質(zhì)條件、 開采技術(shù)及支護狀況密切相關(guān),加強對本工作面初撐力的管理,支架的檢修力度, 確保支架立柱初撐力始終保持在平均 256bar 以上,對降低周期來壓強度有較大作 用。7、本工作面受周期來壓影響較大,在周期來壓期間,推進度越慢,頂板狀況 容易惡化,表現(xiàn)為破碎易冒,局部片幫嚴(yán)重。所以在以后開采此類工作面時除了 提高支架初撐力的利用率、控制端面距等有效技術(shù)措施以外,加快工作面推進度 是避免頂板狀況惡化最有效的措施之一。5.1.3 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律22308 工作面初次來壓推進 18.5m-25m,周期來壓步距平均為 14.126.25m。 初次來壓
29、期間工作面兩端與中部支架來壓步距不同,如圖所示,初次來壓步距呈 現(xiàn)“中間小、兩頭大 ”的特征,周期來壓步距整體呈現(xiàn) “中間大,兩頭小 ”的特征。5.2 正常回采期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律5.2.1 礦壓現(xiàn)場寫實以 22308 面為例,當(dāng)工作面推進到距離切眼 60m 時工作面第二次周期來壓, 本次來壓持續(xù) 3 刀,最大支架工作阻力為 524bar,平均工作阻力為 487bar,達到 450bar以上的占 82%。此后通過統(tǒng)計 22308工作面推進 800m時的來壓情況, 發(fā)現(xiàn) 工作面存在大小來壓現(xiàn)象。大壓共計 20次,分別推進至 60m、90m、130m、169m、209m、248m、286 m、 320
30、m、356m、395m、432m、467m、508m、548m、586m、622m、661m、696m、 736m、773m,步距分別為 39m、30m、40m、39m、40m、39m、38m、 34m、36m、 39m、37m、35m、 41m、40m、38m、36m、39m、35m、40m、37m。平均 37m。 大壓來壓期間整個工作面安全閥全部開啟,頂板漏矸嚴(yán)重,煤壁片幫、炸幫嚴(yán)重, PM32 顯示壓力 450-500bar,機頭、機尾壓力相對較大。小壓每天一次,步距為 12.1-13.4m,13-15 刀,壓力持續(xù) 4-7 刀。小壓表現(xiàn)整 個工作面安全閥部分開啟,頂板局部漏矸,煤壁片幫
31、嚴(yán)重, PM32 顯示壓力 400-460bar,機頭、機尾壓力相對較大。表 3 22308 工作面正?;夭善陂g支架來壓特征表支架號周期來來壓期間支架非來壓期間支架動載來壓持續(xù)壓步距循環(huán)末阻力 /kN循環(huán)末阻力 /kN系數(shù)長度 /m/m#3013.717371143741.332.950#12.617387139971.364.170#12.117309139571.374.5#90#12.317301138371.373.2#11014.317467141761.364.6130#13.517433138271.363.5#15014.517523138931.362.95.2.2 來壓特征
32、(1)22308 綜采工作面 22 煤層符合埋藏淺、基巖厚度比較大、存在大小周期 來壓現(xiàn)象、頂板存在輕微的臺階下沉現(xiàn)象等近淺埋煤層的特征,且大小周期來壓 呈交替性出現(xiàn)。(2)7m 采高工作面的周期來壓步距大小與上覆基巖厚度成反比,基巖厚度越 大,周期來壓步距越小,相反,上覆基巖厚度越小,周期來壓步距越大。周期來 壓持續(xù)推進距離與上覆基巖厚度的大小關(guān)系不大,頂板壓力正常段推進距離與上 覆基巖厚度的大小成正比。(3)周期來壓步距的大小和礦壓顯現(xiàn)程度與工作面的支架初撐力、工作面的 推進速度、上覆基巖厚度有很大的關(guān)系,周期來壓具有分布的不均衡性和來壓的 不同步性,工作面中部周期來壓現(xiàn)象明顯,兩端頭支架
33、周期來壓不明顯,工作面 周期來壓不同步,有的地方先來壓,有的地方后來壓。(4)正?;夭善陂g,工作面兩端與中部支架來壓步距不同,工作面周期來壓 步距整體呈現(xiàn) “中間小,兩頭大 ”的特征。5.2.3 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律圖 2 22308 工作面周期來壓支架工作阻力曲面圖22308 綜采工作面大小周期來壓呈交替性出現(xiàn), 小周期來壓期間, 支架活柱下沉量平均 400-500mm,來壓持續(xù)時間平均 3.1-4.3m,來壓步距 12.4-13.9m,工作阻力 400-460bar,尤其是大周期來壓期間, 來壓強度和范圍大, 支架工作阻力為 470 510bar,支架活柱下沉量平均 500-800mm,來壓持續(xù)時
34、間平均 4.3-5.6m,來壓步距 50-65m。工作面兩端與中部支架來壓步距不同,工作面周期來壓步距整體呈現(xiàn)“中間小,兩頭大 ”的特征,工作阻力整體呈現(xiàn) “中間大,兩頭小 ”的特征。5.3 過集中煤柱期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律 近年來,神東礦區(qū)各礦井已相繼進入第二層主采煤層的開采。由于地質(zhì)構(gòu)造、 工作面布置方式等因素的影響,多個礦井在第一層煤層開采時遺留了許多煤柱, 造成下煤層工作面在推進此類煤柱前后 5m 左右的范圍內(nèi)發(fā)生了多起壓架事故, 嚴(yán) 重威脅著礦井的安全高效生產(chǎn)。據(jù)不完全統(tǒng)計,神東礦區(qū)自 2007 年以來累計發(fā)生 類似案例 7 起,直接經(jīng)濟損失達 9824.6萬元,該類災(zāi)害已成為影響礦區(qū)安全
35、生產(chǎn) 的主要難題之一。以 22308 綜采面為例詳細(xì)介紹過集中煤柱期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。5.3.1 上覆集中煤柱情況22308綜采工作面上覆存在 5 段集中煤柱,第一階段為長 301m寬 36m的平行 于工作面的平行煤柱,第二階段為長 212m 寬 301m 的交叉煤柱,第三階段為長 142m寬 301m梯形房采區(qū),第四階段為長 53m 寬 301m 的斜交煤柱,第五階段為 長 96m 寬 301m 的房采區(qū)。5.3.2 上覆集中煤柱礦壓規(guī)律(一)過第一段煤柱礦壓規(guī)律:1、過上覆集中煤柱期間礦壓與正?;夭善陂g有較大差異正?;夭善陂g, 22308 綜采工作面呈現(xiàn)大小周期來壓交替性出現(xiàn)的規(guī)律, 小周
36、 期來壓期間,支架活柱下沉量平均 400-500mm,來壓持續(xù)時間平均 3.1-4.3m,來壓 步距 12.4-13.9m,工作阻力 400-460bar,尤其是大周期來壓期間,來壓強度和范圍 大,支架工作阻力為 470510bar,支架活柱下沉量平均 500-800mm,來壓持續(xù)時間 平均 4.3-5.6m,來壓步距 50-65m。工作面兩端與中部支架來壓步距不同,工作面 周期來壓步距整體呈現(xiàn) “中間小,兩頭大 ”的特征,工作阻力整體呈現(xiàn) “中間大,兩 頭小”的特征。過上覆集中煤柱期間(從第一段煤柱分析) ,進入煤柱前 25m-6m 范圍內(nèi) ,進入 煤柱內(nèi) 25m 范圍內(nèi),出煤柱 4m-16
37、m 范圍內(nèi),出現(xiàn)極其罕見無壓狀態(tài),而進入煤 柱前 6m,出煤柱 4m 范圍內(nèi),出現(xiàn)壓力急劇增大現(xiàn)象,但兩端頭無壓或者壓力較 ?。?0#-1#、140#-150#)。2、進、出煤柱礦壓大進入煤柱前 6m-0m(煤柱前的 6m 空巷內(nèi)),出煤柱后 0m-4m(煤柱后的 5m 空 巷內(nèi)),出現(xiàn)大面積來壓現(xiàn)象,活柱下沉明顯,最大下沉量為 1700mm,工作面局 部地段出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象,安全閥噴射,極容易壓死支架。3、進入煤柱內(nèi)無壓第一段煤柱長 301m、寬 25m,煤柱前有 6m 空巷,煤柱后有 5m 空巷,進入實 體煤柱后工作面出現(xiàn)極其罕見的無壓狀態(tài), 8月 15日早班-8月16日中班,共計割 煤 26
38、.5 刀,一直無壓。(二)過第二階段煤柱礦壓規(guī)律:1、采空區(qū)懸頂面積大由于第二階段煤柱的特殊性,整體煤柱中間布置 8 條較短的橫向空巷和一條較 長的縱向空巷,導(dǎo)致在推采過程中,采空區(qū)容易懸頂,煤柱不容易折斷垮落,在 過第二階段煤柱期間,共出現(xiàn)兩次采空區(qū)大面積懸頂,三次支架突然竄出,同時 伴隨有折斷垮落巨大的聲音,工作面出現(xiàn)大風(fēng),立柱瞬間下沉的現(xiàn)象。這兩次采空區(qū)大面積懸頂出現(xiàn)在推進至第二階段煤柱26m、117m 處,共同的特點是垮落前有較寬的煤柱;垮落時為出煤柱階段。2、大壓集中在 70#-110#支架第二階段煤柱中走向煤柱與傾向煤柱垂直相交位置對應(yīng)工作面80#-100#支架,根據(jù)以往過集中煤柱
39、經(jīng)驗,垂直相交煤柱壓力最大,所以每次來壓時, 70#-110# 壓力較大,立柱下沉明顯,是過第二階段煤柱生產(chǎn)和檢修的重點位置。3、進、出煤柱時(空巷內(nèi))工作面來壓8 月 18 日至 9 月 1,過第二階段煤柱期間,每次來壓均集中在進、出煤柱(空 巷內(nèi))期間,來壓時,壓力較大,平均壓力顯示 450bar,活柱平均下沉 700mm,最 大下沉 1500mm,瞬間最大下沉量為 500mm,安全閥大全部開啟。 壓力最大值和立柱 最大下沉量集中在 70#-110#支架。同時出寬煤柱階段礦壓大于出窄煤柱階段。4、進入煤柱內(nèi)無壓或者小壓進入煤柱內(nèi)工作面呈現(xiàn)無壓或者小壓狀態(tài),其中進入窄煤柱無壓或者小壓狀態(tài) 較
40、短,采空區(qū)懸頂面積小,進入寬煤柱無壓或者小壓狀態(tài)較長,采空區(qū)懸頂面積 大。(三)過第三 /五煤柱礦壓規(guī)律:1、采空區(qū)懸頂面積大進入梯形房采區(qū)內(nèi),無壓持續(xù)時間較長,導(dǎo)致采空區(qū)懸頂面積大,當(dāng)達到懸頂 的極限強度后,突然垮落,容易將支架推出,過第三階段煤柱共出現(xiàn)四次采空區(qū) 大面積懸頂,五次支架突然成組竄出現(xiàn)象,同時伴隨有折斷垮落巨大的聲音,工 作面出現(xiàn)大風(fēng),立柱瞬間下沉的現(xiàn)象。2、進入煤柱內(nèi)無壓或者小壓 進入梯形房采區(qū)內(nèi),來壓時,壓力比正?;夭蓵r小周期來壓時的壓力還要小, 壓力顯示 380-420bar,壓力持續(xù)時間短, 約 3-5 刀,壓力分布不規(guī)律,先是機頭來壓, 在逐漸竄至機尾;無壓持續(xù)時間長
41、,約 19-26 刀,無壓期間采空區(qū)不能及時跟緊, 懸臂越來越大。(四)過第四煤柱礦壓規(guī)律:壓力不明顯或者無壓 5.3.3過上覆集中煤柱動載礦壓原因分析1、工作面推進時周期來壓步距變大,導(dǎo)致頂板載荷較大,根據(jù)礦壓記錄和分 析,22308 綜采工作面集中煤柱范圍內(nèi),工作面周期來壓步距增大,一度達到 24-31m,且在此期間懸頂距離較長,因此,頂板載荷較大,煤壁片幫嚴(yán)重,支架 前梁頂板處出現(xiàn)平行于工作面的裂隙,頂板內(nèi)部形成了軟弱滑動面。2、在集中煤柱邊界附近有一定的塑性破壞區(qū), 基本頂斷裂時易導(dǎo)致上覆巖層 鉸接結(jié)構(gòu)失穩(wěn)而出現(xiàn)動載礦壓現(xiàn)象。在出集中煤柱邊界時,其附近有一定的塑性 破壞區(qū),在基本頂破斷
42、時,集中煤柱邊界上覆巖層鉸接結(jié)構(gòu)由于受下部巖層大范 圍垮落的影響而失穩(wěn)。3、基本頂大面積垮落與集中煤柱邊界覆巖鉸接結(jié)構(gòu)快速失穩(wěn)產(chǎn)生的載荷,同時作用于工作面支架,造成工作面上部頂板短時間大范圍急劇下沉,對工作面支 架形成沖擊載荷, 22308 過上覆集中煤柱期間支架立柱最大瞬間下沉量達到 800mm,最大下沉量達到 1500mm。形成劇烈的動載礦壓。4、動載礦壓顯現(xiàn)的發(fā)生也有一定的必然性, 主要原因是集中煤柱邊界附近的 煤體處于塑性破壞狀態(tài),容易造成邊界煤柱支撐能力的喪失。同時在煤柱邊界, 12 煤層的鉸接結(jié)構(gòu)容易在 12 煤層采用條件下垮落失穩(wěn), 將動載荷作用于此段煤柱 上方未破壞的基本頂上,
43、增加了基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)量和回轉(zhuǎn)速度,導(dǎo)致基本頂急劇破 壞、垮落,然后切落沖擊力作用于 12 煤層上方巖層,同時作用于 22308工作面, 形成壓力疊加,導(dǎo)致異常壓力顯現(xiàn)。而且在出煤柱階段比進煤柱階段更為嚴(yán)重,因此根據(jù)上覆巖層結(jié)構(gòu)垮落的不 同方向,在進入煤柱時,煤柱向采空區(qū)方向傾斜,將壓力作用在支架后的采空區(qū) 內(nèi),在出煤柱時,由于在煤柱前后一側(cè)也為采空區(qū),側(cè)向限制作用下,煤柱失穩(wěn) 垮落后有向前方采空區(qū)一側(cè)回轉(zhuǎn)趨勢,直接將載荷作用在支架和煤壁上,表現(xiàn)在 工作面的煤壁片幫嚴(yán)重,支架下沉量大,支架受載強烈。5.4 底鼓期間礦壓顯現(xiàn)規(guī)律22 煤三盤區(qū)隨著工作面采高加大和工作面快速推進,采場及工作面兩巷礦山
44、壓力顯現(xiàn)加劇,出現(xiàn)頂板大幅下沉、兩幫劇烈收斂、底鼓變形嚴(yán)重等非線性大變 形動力破壞現(xiàn)象,尤其是回順巷道底鼓問題更為突出。已 22308 綜采工作面為例, 詳細(xì)介紹底鼓期間礦壓顯現(xiàn)情況。22308綜采工作面在推進到 128m時機尾出現(xiàn)底鼓, 底鼓量約占頂?shù)装逡七M量的 1/3, .底鼓量甚至最高達 1000mm.在總結(jié)以往回采綜采工作面治理底鼓經(jīng)驗的基礎(chǔ) 上,通過采取一系列的技術(shù)措施,起底、混凝土預(yù)制塊、密集單體支護、礦壓觀 測、放炮挑頂、順利通過底鼓段。5.4.1 礦壓觀測情況 已現(xiàn)有推進速度,治理底鼓期間與正?;夭善陂g礦壓規(guī)律相似,工作面存在 大小周期來壓現(xiàn)象,兩順槽底鼓量與周期來壓關(guān)系極為密
45、切。22308綜采工作面運輸順槽正常推進期間距離 1#端頭架 9m 范圍內(nèi)為最大底鼓 量區(qū) (底鼓量為 150mm-240mm), 9m-20m 范圍為中等底鼓區(qū)(底 鼓量 為 100mm-150mm), 20m-31m 范圍內(nèi)為少量底鼓區(qū)(底鼓量為 40mm-100mm),直接 頂周期來壓(平均 11.8m)期間距離 1#端頭架 13m 范圍內(nèi)為最大底鼓量區(qū)(底鼓 量為 200mm-330mm),13m-29m 范圍為中等底鼓區(qū)(底鼓量為 130mm-200mm), 29m-43m 范圍內(nèi)為少量底鼓區(qū)(底鼓量為 40mm-130mm),老頂周期來壓(平均 35m)期間距離 1#端頭架 16m
46、 范圍內(nèi)為最大底鼓量區(qū) (底鼓量為 250mm-400mm), 16m-34m 范圍為中等底鼓區(qū)(底鼓量為 160mm-250mm),34m-53m 范圍內(nèi)為少量 底鼓區(qū) (底鼓量為 50mm-160mm),底鼓區(qū)距離副幫約 1.25m-1.5m,同樣頂板下沉 分為三區(qū),距離 1#端頭架 10m 范圍內(nèi)為最大下沉區(qū)(下沉量為 40mm-60mm), 10m-24m 范圍為中等下沉區(qū)(下沉量為 20mm-30mm),24m-44m 范圍內(nèi)為少量下沉區(qū)(下沉量為 10mm-20mm)。22308 綜采工作面回順底鼓最大區(qū)域位于 140#支架大腳前至擋矸板( 6-7.5m), 距離副幫 2.0-3.
47、0m 范圍內(nèi),正常推進時底鼓最大區(qū)域底鼓量為 250-400mm,直接 頂周期來壓(平均 11.8m)時底鼓最大區(qū)域底鼓量為 350-500mm,老頂周期來壓(平 均 35m)時底鼓最大區(qū)域底鼓量為 450-600mm;底鼓中等區(qū)域位于第一排單體至 約第四十排單體( 20-25m),距離副幫 0.8-1.5m 范圍內(nèi)的過道,正常推進時底鼓中 等區(qū)域底鼓量為 150-300mm,直接頂周期來壓 (平均 11.8m)時底鼓中等區(qū)域底鼓 量為 300-400mm,老頂周期來壓(平均 35m)時底鼓中等區(qū)域底鼓量為 350-500mm; 距離正幫約 1.5m-2.5m 為單體支護范圍內(nèi)的底鼓中等影響區(qū)域, 位于第一排單體至 約第十七排單體( 10
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