矿压观测技术

矿压观测技术（精选八篇）

矿压观测技术 篇1

一采深部27#右四工作面位于一采深部区的北部, 采用倾斜长臂后退式开采方法, 采煤工艺为高档普通机械化采煤。工作面长度为140m, 推进长度为600m, 平均开采深度为580m, 该工作面煤层赋存稳定, 倾角5~7°, 煤层厚度1.0~1.3m, 平均1.1m, 煤层硬度f=1.5, 无自然发火期, 直接顶厚度为2.23m砂岩、煤和页岩, 老顶厚度为12.4m的细砂岩及粉细沙岩构成, 无伪顶, 底板为2.31m的砂岩和煤、页岩。

2 工作面支护设计

工作面采用单体液压支柱配金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 柱距为0.75m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.8m, 最小空顶距为4.0m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁。工作面初始支护, 通过理论计算工作面采用DZ16-30/100型外注式单体液压支柱配HDJA-800型金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 上、下两口设20m对柱, 柱距为0.75m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.8m, 最小空顶距为4.0m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁, 分段回柱, 全部垮落法处理采空区, 符合支护强度要求。

3 矿压观测方法

3.1 测站布置:

测站的布置以单体柱柱号为标准, 工作面初期开采时长度为62m, 通过分析后在工作面布置4个测站, 即在工作面上、下端头距煤壁硬帮各5m处布置2个测站, 在2个测站之间均匀布置2个测站, 每个测站布置3条测线 (即监测3列支柱) , 观测第一测站:15#、16#、17#支柱, 第二测站:45#、46#、47#支柱, 第三测站:75#、76#、77#支柱, 第四测站:95#、96#、97#支柱。以每个测站观测的3条测线的平均值作为该测站顶板压力变化读数。

工作面上下巷测站布置:在上、下巷内自开切眼每10m布置一个基点, 用来测量工作面推进距离, 在上下巷内超前工作面30m处布置测站, 并随工作面推进每5m一前移, 进行巷道变形量观测, 主要测量巷道的顶底板移近量和两帮移近量, 每天分班测量相应数据。详见图1。

3.2 观测要求:

基本顶初次垮落前每天分三班对每条测线的四排支柱的载荷、顶板移近量及活柱下缩量进行观测一次, 直接顶初垮至基本顶周期垮落期间每天观测一次, 每次观测时要记录好每条测线一至四排支柱的支护载荷和顶、底板移近量及活柱下缩量, 并记录好工作面推进度, 采空区悬顶情况, 工作面控顶区域顶板破碎情况及煤壁片帮情况。

3.3 测量工具:

工作面单体柱支护载荷测量采用HC-45型测力计, 顶板下沉采用5m钢卷尺进行测量, 两巷顶板移近量采用DDJ-2.5型测杆观测, 在两帮建立观测点, 用5m钢卷尺进行移近量测量。

3.4 测量数据 (见表1)

4 矿压显现规律分析

该工作面是2013年5月10日正式开采, 初期推进速度较慢, 随工作面推进至28m处时, 工作面受上巷侧断层带的影响, 工作面中上部基本顶开始出现失稳现象, 基本顶开始缓慢下沉, 1-4排柱支柱载荷明显上升, 控顶区域内顶板下沉量明显增大, 工作面顶板在煤壁内出现折断裂隙。

当工作面推进至32m时, 工作面支柱载荷由12MP增至35MP, 工作面顶板超前在煤壁内出现断裂, 顶板下沉量达到6-12cm, 中上部顶板出现淋水, 煤壁出现180-240mm的片帮。工作面超前压显现, 上、下巷顶底板移近量增大, 主要为巷道底鼓, 其中上巷底鼓量较大, 底鼓高度达15-20cm, 下巷底鼓高度达5-10cm, 两帮移近量达到5-8cm, 并伴有局部片帮现象, 片帮深度达到15-20cm。听到顶板折断的闷雷声, 基本顶开始初次折断垮落。当工作面推进至35m处时, 基本顶垮落结束, 工作面压力开始恢复正常。基本顶垮落步距为32m。

当工作面自基本顶初次来压后推进20m后首次周期垮落, 基本顶周期垮落期间支柱载荷开始明显上升, 由12MP增至33MP, 受断层影响以中上部压力增加较为明显。工作面顶板下沉量增大, 达到3~7cm, 上下巷出现底鼓, 底鼓量达到8~15cm, 两帮移近量达5~8cm, 并伴有片帮现象。

当工作面正常推进至65m时, 工作面压力开始增大, 达到33~38Mpa, 超出单体柱工作载荷, 单体柱安全阀普遍开启、泄液, 顶板下沉量急剧增大, 达到10~15cm, 煤壁伴有明显片帮现象, 局部顶板出现淋水, 工作面顶板沿煤壁硬帮出现折断裂隙, 机道顶板出现漏顶, 煤壁片帮严重, 上下巷底鼓量明显增大, 达到20~30cm, 两帮移近量达到8~15cm, 片帮较严重, 深度达到20~30cm, 通过现场分析及数据比较, 该次基本顶失稳、垮落, 矿压显现明显大于前2次基本顶周期垮落, 并且该种矿压增大现象成周期性出现, 由此我们可以初步确定这种压力显现应为基本顶上部分层垮落造成的。

通过矿压观测的各种数据, 以工作面推进度为横坐标, 以工作面支柱载荷为纵坐标绘制矿压综合走势图 (详见图2) 。

5 主要经验

通过对该工作面矿压观测分析, 为优化指导相邻工作面回采时采取更合理简便的支护方式, 得出如下经验:

5.1

在相邻工作面支护设计中应在四排柱侧每6m增设QD14型液压切顶墩柱一个, 该墩柱额定工作阻力为1000k N, 初撑力为620 k N, 用以加强支护强度和切顶效果。

5.2

基本顶来压期间在工作面一排柱侧每间隔3m加打单体柱挑2.4m长π钢支护机道, 并视顶板情况适当加密π钢密度, π钢要随机移串, 缩短空顶时间和面积。

5.3

来压期间保证正规循环, 加快推进度, 将基本顶失稳后产生的动压甩在工作面之后, 防止由于超前压造成工作面顶板沿硬帮折断。

5.4

为防止该面在回采过程中两巷受采动影响出现底鼓, 应加强工作面上下巷顶板管理, 增加上下巷超前支护长度, 保证超前支护质量, 减少两巷顶底板移近量。

摘要：正阳煤矿一采深部29#层已回采结束, 开始进入下部27#层开采, 煤层间距为3-5m。通过对一采27#右四首采面进行矿压观测及对采煤上下两巷进行巷道变形量分析, 研究薄煤层复合顶板受近距离采空区影响的矿压显现规律, 来合理优化采场支护设计, 为近距离煤层群安全开采提供参考依据。

关键词：矿压观测,地应力,矿压显现

参考文献

[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1992.

矿压观测总结报告 篇2

报应用及矿压观测总结报告

吉新矿11A601作面支护质量与顶板动态监测预报应用及矿压观测总结报告：11A601工作面面长116.6m，走向1180m采高2.6m，倾角20~40º顶板支护设备选用放顶煤液压支架支护强0.54MPa＜0.64MPa-0.73MPa.顶板管理是采煤工作面回采工艺的最关键问题，近两年虽然采取了一些措施,取得了较好效果,但仍未管好顶板杜绝顶板冒顶事 故，支护质量与顶板动态监测预报则是用科学的办法及时掌握回采工作面支架初撑力质量和预报顶板即将发生的活动,适时采取可靠的治理措施,实现安全产.2011年1月1日我矿安装了KJ216煤矿顶板动态监测系统在11A601工作面，工作面共安装4台压力监测分机，分别安装在75架（1号机上部）43架（2号机中）31架（3号机中部）3架（4号机下部）主要监测顶板活动规律，按照规程支架对顶板初撑力设计值是不得大于24MPa，超过设计值支架安全阀会自动漏液，经过三个月的实践,初步掌握了顶板活动规律,及时预报了顶板即将出现的变化,采取相应措施,保证了安全生产.根据3月份11A601工作面综采工作阻力历史数据分析曲线图和监测日报表作出以下结论;

1，工作面上端与下端压力太小，其中上部压力比较突出，平均压力值最大11.33MPa，最小2.69MPa，中部压力较大已超出预定的设计值，平均压力值最大33.13MPa，最小4.876MPa，下部压力值平均最大值23.92MPa，最小值5.4MPa

2，中部压力从3月5日（923m）至3月12日（938m）明显增大，平均压力值49MPa，初步发现中部有来压现象，来压步距为15m，持续时间7天

3，3月22日中部压力值最大已达到46MPa，由此可证明支架安全阀没有自动漏液泄压，安全阀需检修或更换。

4，重点做好中部支架的初撑力观测，保证上部和下部支架初撑力达到要求。

矿压观测技术 篇3

关键词：三软不稳定煤层,矿压观测,支护技术

在三软不稳定煤层工作面两巷观测研究巷道围岩变形[1]。

1“三软”不稳定煤层巷道锚杆施工关于公共物品其上可设置什么样的权利问题也是众说纷纭。

若公共物品具有稀缺性, 为其定名份, 确归属, 为法学界所一致认可, 认为这是减少纠纷的较好途径之一, 但除此之外还可以设定何种权利及哪类的权利却没有一致看法和建议。

基于此理论和实践的分析, 以及各各法学学者的意义, 本文认为在对待水资源这样的公共物品的所有权性质问题上, 要有史有据, 来对公共物品定性定位, 确定其真正的归属问题, 才不会因为经济利益, 而凌驾于人民利益之上, 这种做法显然是行不通的, 因为人民利益是一切权利制定的根本利益。“三软”煤层因采用传统的爆破工艺, 掘进巷道成形较差, 片帮严重。在巷道成形时应采用“预留爆破, 手镐成形”的方法。所谓“预留爆破, 手镐成形”就是在爆破图表设计时把炮眼布置成倒梯形, 上边眼距帮250mm, 下边眼距帮800-1000mm, 其他边眼在这两个边眼的连线上, 边眼间距650mm。巷道中部向上的炮眼深度800mm, 向下的1500mm。装药时, 孔深800mm的装药300g, 孔深1500mm的掏槽眼装药600g, 其余炮眼装药450g[2]。

采用这样的爆破图表施工, 爆破后, 巷道断面成倒梯形, 上部巷宽接近巷道毛断面宽度, 下部宽度比巷道毛断面宽度小1400-2000mm, 一侧预留700-1000mm。在巷道掘进方向的上部预留700mm×700mm×4200rnm的煤体, 预留的松动煤体。对于中硬的煤层, 坚固性系数f=1.5-3, 采用修边爆破的方法来控制巷帮成形。修边爆破的实质就是增加帮眼数量, 缩小帮眼间距和抵抗线距离, 适当减少装药量。设计爆破图表时, 要求帮眼口距巷道轮廓线150mm, 眼底落在巷道轮廓线上。帮眼间距300-350mm, 与辅助眼的抵抗距离450—500mm。顶眼距顶板200—250mm, 眼距500—600mm。在钻孔深度掏槽眼和底眼2000mm, 其他眼1800mm时, 按以下装药量装药:顶眼300g, 帮眼150g, 辅助眼600g, 掏槽眼和底眼750g。采用这种方法能够减少炮震裂隙, 使煤帮整齐稳定, 为锚杆支护奠定基础。

2 工作面两巷围岩变形特征

工作面两巷断面收缩率经过观测, 在巷道初次翻修前, 围岩移近量上帮达到1019.5 mm, 下帮达到932 mm, 两帮达到902.8 mm;巷道断面收缩量约4.44 m2, 计算出工作面下顺槽断面收缩率约40﹪。遵循上述原则而设置的权利, 不得妨碍公共物品正常实现公共利益, 意定权利不得优于法定权利, 如一般许可取水权不得优于沿岸取水权。如此, 该所有权的行使规则应当是:首先满足公共利益的需要, 符合国家和社会总体长远发展的需要;其次作为所有权人不仅有权利而且有义务维护所有权的圆满运行状态;第三可以设置限制所有权行使的权利, 但该权利之行使给利害关系人带来损失或不利时, 权利的受让人应给予合理的补偿。其上其它权利行使的顺序为:首先满足生活需要为第一需要, 第二需要是作为可持续发展的生态环境需要, 第三需要是除了人民基于生活需要外其它各项产业的发展需要。且后位权利的设置和行使不和妨碍前位权利的行使和实现。

3“三软”不稳定煤层的支护技术

3.1 支护工序

主要有铺设金属网和钢带 (或钢筋梯梁) 、架设临时支护、钻锚杆孔、安装锚杆。承上, 水资源作为一种公共物品, 其上水资源作为一种公共物品, 其要遵守公共物品在行使所有权方面的原则和规律: (1) 何为公共物品, 就是人民共同的物品, 是国家和人民所有权, 因此在行使的过程中要时刻保证人民利益和公共利益是第一位的, 离开了这个利益, 显然所做的一切行使权利是没有根本之基的, 因为这种权利不是外界的, 而是内部本身存在的一种所有权, 要确保人民的基本生活需要。 (2) 在行使所有权时不能侵犯和危及到人民利益和公共利益, 当受到侵犯后水行政主管部门要及时地进行调整, 对人民造成的损失要及时地按照规章制度来赔偿。 (3) 同为意定的权利, 同时行使, 无优先顺序。有人认为同为意定之权利, 成立时间在先权利优先, 本文并不赞同此观点。以汲水权为例, 先成立的汲水权优于后成立的汲水权, 但是我们都知道取水权之本质在于权利人有从某地取水的行为自由, 而不是满足取水权人取得多少水的权利。

3.2 支护操作要领铺设的金属网的网片崩紧, 压茬宽度、联网间距符合设计要求。

钢带或钢筋托梁要求要压在压茬网位置, 居于压茬宽度中间。《中华人民共和国水法》第69条明确规定:县级以上政府的水行政主管部门在针对一些违法行为时要进行及时的处理和赔偿措施, 一般处理二万元以上十万元以下的罚款, 对于情节非常严重的, 要吊销水行政许可证。这些规定都很明显地显示, 政府部门对人民利益和公共利益的重视, 水资源作为公共物品, 是属于公共的利益, 如果当水资源所有权的行使过程中产生利益冲突, 政府部门要采取相关的手段进行干涉和沟通, 要始终保持人民利益和公共利益是第一位的原则, 在民法的规定中, 要对一些违法行为进行制止和制裁, 对于一些不利人民利益的水资源开发和利用进行权力手段进行解决, 因为水资源所有权的行使是国家和公共属性, 要依靠行政权力进行实现。时刻保证相关制度和相关民事责任是以人民利益和公共利益为根本出发点。

锚网 (索) 支护煤巷顶板事故的发生, 经常出现在某些特定的时间 (如受采动影响时) 和某些特定的地段。巷道经过断层时, 断层附近就是这种特定的地段之一。巷道过断层时的安全保障问题, 通常采用联合加强支护的方式解决。现有的联合支护方式有多种, 有在现有锚网 (索) 支护的基础上, 再补打桁架锚索加固的, 也有锚网 (索) 支护再套架栅栏加强支护的。现场实践表明:采用锚网 (索) 配套架栅栏的联合支护方式, 是掘进头安全通过断层的有效手段之一。这时, 断层两侧联合加强支护段的长度成为人们所关心的重要问题。

参考文献

[1]李冬至.综采工作面快速移架方式[J].中国新技术新产品, 2010 (10) .[1]李冬至.综采工作面快速移架方式[J].中国新技术新产品, 2010 (10) .

[2]刘亚军.综采工作面液压支架的维护与管理[J].机械管理开发, 2008 (05) .[2]刘亚军.综采工作面液压支架的维护与管理[J].机械管理开发, 2008 (05) .

[3]史金彪, 毛强, 周波.综采工作面多功能安装设备[J].硅谷, 2011 (04) .[3]史金彪, 毛强, 周波.综采工作面多功能安装设备[J].硅谷, 2011 (04) .

综采工作面矿压观测研究 篇4

本次工作面的支架载荷观测是汪家寨回采工作面矿压观测实验的重要组成部分。通过对该工作面综采液压支架载荷的连续观测记录并结合现场生产实际最终得出工作面老顶的初次来压步距和周期来压步距。为同类工作面的回采支护提供了可靠的参考资料, 具有很现实的意义。

2 观测工具及测区布置

2.1 观测工具

此次工作面的观测工作采用的仪器为山东省尤洛卡自动化仪表有限公司生产的YHY60?型矿用数字压力计。这套用于综采支架压力数据连续记录智能化仪表, 由三部分组成:1检测仪;2矿用本安型手持采集器 (便携式) ;3计算机数据处理系统。组成如图1所示, 检测仪采用了一体化设计, 由计算机控制自动采集压力数据并记录在存储器中, 每个数据采集器可采集1-20个检测仪的数据, 数据采集器携带至井上后通过无线通讯适配器将数据自动地传送到PC计算机处理。其中数据采集器为其配套设备。

2.2 测区布置 (见图2)

工作面长度为45-115m, 采高1.47-1.60m, 采煤机截深0.8m, 每日循环数为12个, 日进刀为9.6m, 月进度为288m。经过研究决定在本工作面设三个测站分别为上下端头各一个、中间一个。其中上下端头测站装一块表, 中部测站装两块表。由右一巷至右0巷分别为1-4号分机 (1号机接5号架, 2号机接15号架, 3号机接23号架, 4号机接30号架) 。由于该工作面前进50m后不断加长, 所以在工作面不断加长的过程中有步骤的加表。

3 数据处理

根据现场实际记录数据, 以观测日期、推进距离为横坐标, 以支柱压力为纵坐标运用excel绘图法将所得数据绘出图形, 根据所绘图形了解支柱压力变化情况。结合现场实际推断出老顶来压步距。所绘图形如图3-图9。

由以上图形分析可得该工作面初次来压是在7月30号, 结合现场动压现象即可确定7月30号-7

月31号为老顶初次来压日期。工作面每日前进9.6m, 自7月25号开始采煤, 所以老顶初次来压步距为48m。由图形可得工作面第二次来压为8月4号-8月5号, 据现场技术人员介绍在8月

4 号的当天老顶有“放炮”的现象且围岩出现明显变形, 故老顶的第二次来压步距为38.4m。同理可得以后来压步距 (见表1) 。

由此可以确定该工作面初次来压步距为48m, 周期来压步距为19.2m-38.4m。由上表可以看出工作面的周期来压步距有减小的趋势, 这是因为该工作面在前进的过程中不断加长的原因造成的。工作面第六次来压持续时间最长为4天且与第五次来压相隔时间较短这是因为在这期间工作面过断层所造成的。由图9可以看出工作面中部支架压力普遍高于端头支架的压力。

Á4结论

通过综采工作面的矿压观测得出了该工作面的初、周期来压步距, 及顶板压力沿工作面的分布规律。对同类煤矿安全高效生产有很好的指导意义。

Á

摘要：采用压力计对综采工作面液压支架工作阻力进行观测。通过对观测数据的处理分析得出工作面初次来压、周期来压步距。结合现场实际得出矿压观测方法是可行的。

薄煤层综采面矿压观测实践研究 篇5

1研究思路

采用现场调研、理论分析、专家系统分析计算、模拟分析及现场工业性试验相结合的方法进行研究。

2工程概况

工作面沿走向布置, 面长300m, 推进1327.7m, 松散层厚度为0～20m, 上覆基岩厚度45～75m。工作面回采1～2煤, 煤厚1.5～3.1m, 平均厚度为2.37m, 倾角1～30度, 沿工作面回采方向为负坡回采, 局部有小的波状起伏。煤层受冲刷构造影响, 煤厚变化较大, 靠近主运一侧煤层断断续续见冲刷构造。煤层变异系数为0.1 0, 普氏硬度为3～4, 容重1.3 1 t/m 3。直接顶板为粉砂岩, 厚度1.14～5.5m, 灰色, 可见斜层理, 成分以石英长石为主, 水平层理发育, 泥质胶结;老顶为细粒砂岩、粉砂岩, 厚度约为4.95～10.93m, 深灰色, 局部可见水平层理。主要成分石英、长石;工作面范围内无伪顶。直接底粉砂质泥岩, 厚度1.5～3.6m, 灰色, 粉砂岩结构水平层理发育, 遇水易软化。老底为粗粒砂岩, 厚度8.5～18.2m, 灰白色, 块状结构, 泥质胶结。

本工作面瓦斯含量低, 绝对涌出量为0.38 m3/min, 但根据矿区其他矿开采情况, 仍存在局部瓦斯积聚现象, 应根据实际情况加强工作面供风量, 防止瓦斯集聚。1～2煤有煤尘爆炸危险, 煤尘爆炸指数为34.86%。该煤层有自然发火倾向, 属易自燃煤层。无异常地温, 地温梯度2.9℃/100。无异常地压

3矿压观测研究的主要内容

根据榆家梁煤矿71301首采薄煤层综采工作面地质采矿条件及技术装备现状, 确定本次观测内容有以下几个方面:

3.1采场

(1) 液压支架各支柱荷载随工作面推进变化情况; (2) 液压支架各支柱活柱缩量; (3) 采煤机割煤与支架前移等各工序时空关系、悬顶距大小与顶板稳定性间的宏观描述; (4) 顶板或顶煤局冒位置、深度及范围; (5) 采空区直接顶悬顶状况统计; (6) 煤层结构及煤壁片帮统计; (7) 初压、周压及正常回采时的其它宏观来压显现。

3.2顺槽

(1) 顺槽超前支护范围内单体支柱荷载及变化过程; (2) 顺槽顶底板下沉及两帮移近量变化 (表面位移) ; (3) 顺槽巷道顶板离层观测; (4) 侧向煤柱稳定性观测。

4测区布置

根据上述观测研究内容, 结合71301工作面具体布置, 同时考虑到现场施工条件的便利, 在满足研究内容要求的前提下, 共布置三类测区, 即:Ⅰ-采场测区、Ⅱ-超前顺槽测区、Ⅲ-联巷测区, 具体又分为7个测区。

4.1采场综采支架工况测区

工作阻力:利用各液压支架上安装的PM32电液控制系统进行全工作面的支架压力连续监测, 数据上传至地面调度室, 利用XMDA系统进行统计分析及数据备份。

活柱缩量:自工作面运输顺槽端开始, 每20架设一个测区, 在工作面全长共设10个测区。第一测区设在3#、4#、5#架 (端部) ;第二测区设在2 3#、2 4#、2 5#架;第三测区设在4 3#、4 4#、4 5#架;依此类推。利用标注法观测测力柱的活柱缩量, 每天中班或夜班进行观测, 在每一循环初和循环末分别测取一次液压支架活柱高度, 计算液压支架的循环活柱缩量值;同时人工记录测区内各支架的工作阻力。

4.2顺槽超前支柱工况测区

在回风顺槽超前支护段设观测支柱, 第一棵从煤壁前方20m处开始, 每隔6m设1棵, 同时设置6棵, 分别为1、2、3、4、5、6号观测柱, 随工作面推进, 第1棵移到第6颗之后, 标为第7号, 以此类推。在每棵支柱上安装1台YHY60 (B) 单体液压支柱压力连续记录仪, 以观测支柱压力随工作面推进的连续变化规律;同时观测记录相应支柱的活柱下缩量, 以分析顶板的下沉规律。

4.3巷道顶板离层观测区

在工作面回风顺槽超前工作面煤壁3 0 m、4 0 m、5 0 m、6 0 m、7 0、8 0 m处设6个观测站, 分别在顶板安装顶板离层仪, 用于检测顺槽顶板离层量。安装深度应保证一个基点位于锚索锚固区外, 另一基点位于锚杆锚固区外。打眼时视揭露顶板岩性厚度变化可灵活掌握。

4.4巷道表面位移观测区

在回风顺槽中超前工作面煤壁60m、80m、100m分别设三个固定测站, 每个测站布置2条测线, 用于观测顺槽顶底板与两帮移近量变化情况。

在煤壁前方运输顺槽侧的一个联络巷内布置3条巷道表面位移测线, 用于观测联络巷内顶底板与两帮移近量变化情况。

4.5侧向煤体应力变化与顶板离层测区

根据71301工作面巷道布置及现场施工条件, 在顺槽联络巷内布置侧向煤体应力变化与顶板离层测区, 如图1所示。

垂直联巷往煤体内分别施工5个不小于4m深的平行于主运巷的钻孔, 间距2.5m, 每个钻孔内安装1台油压式钻孔应力计, 用于观测随工作面推进时, 煤柱上的侧向支承压力变化及分布规律。

平行于联巷方向垂直往上 (顶板) 施工4个离层仪钻孔, 钻孔深度应保证一个基点位于锚索锚固区外, 另一基点位于锚杆锚固区外;钻孔间距6 m。

5矿压实测的结论

对榆家梁煤矿71301薄煤层综采工作面矿压观测资料分析后, 得出以下结论:

⑴初步推断老顶下位岩梁的初次断裂来压步距在33～35m左右, 顶板来压出现较明显的分段 (区) 性, 工作面上部 (回风侧) 步距大于下部 (运顺侧) ;老顶上位岩梁的初次来压步距在73～75m左右, 来压强度大且集中。

⑵工作面周期来压沿面长方向出现分带性, 且具有较大的离散性。

(1) 工作面中下部 (运顺侧) 第一次周期来压步距在11～12m左右;第二次、第三次周期来压不明显, 两次步距之和基本在30m左右;第四次仅为8m左右 (工作面开采矸石量大, 推进速度慢) 。

(2) 中上部 (回风侧) 第一次周期来压步距在13m左右;第二次周期来压步距在1 1～1 2 m左右;第三次周期来压步距在1 4 m左右;第四次1 0 m左右。

(3) 第五次周期来压步距主要集中在工作面中至中上部 (70#～160#架计160m范围) , 来压强度大且相对集中, 步距为14m左右。其余区域支架阻力无明显显现。

⑶大部分支架的循环初工作阻力都在250bar以上;循环末工作阻力出现分区性:一般工作面上下端部架在250～280bar之间;中部架大部分在280～360bar之间, 平均320bar左右;仅在顶板来压期间, 部分中间架达到400bar以上, 约占10%左右。

⑷支架的平均工作阻力增量:正常推进期间在50～60bar左右, 来压期间在100～150bar左右。仅从支架工作阻力的发挥程度来看, 目前71301薄煤层综采工作面装备的ZY10200-14/28D型支架富裕量较大。

⑸除个别 (统计2架次, 占统计数据的不足1%) 情况外, 支架活柱循环初至循环末缩量基本维持在±0～1cm范围内, 考虑到测量误差, 可以认为基本保持不变。

⑹从超前单体支柱的活柱缩量观测结果来看, 在超前支护范围内活柱下沉量很小, 一般在0.5mm/d左右, 可以认为超前支护强度足够, 进一步推测在该范围内顶板没有产生离层。

⑺从超前顺槽的两帮及顶低移近量、移近速度来看, 该顺槽围岩变形量及变形速度非常小 (≤1.0mm/d) , 表明巷道是稳定的。

6结论

巷道离层和表面位移观测和顺槽联络巷内布置侧向煤体应力变化与顶板离层测区则工作空间比较大, 观测方法和普通工作面基本相同。而支架工作阻力利用各液压支架上安装的PM32电液控制系统进行全工作面的支架压力连续监测, 数据上传至地面调度室, 利用XMDA系统进行统计分析及数据备份。顺槽超前支柱在每棵支柱上安装1台YHY60 (B) 单体液压支柱压力连续记录仪。支架工作阻力和单体液压支柱则都采用连续观测, 减少了矿压观测人员的劳动强度, 保障了煤矿顶板安全。本文对薄煤层综采面矿压观测具有指导意义。

参考文献

[1]李建平, 杜长龙, 张永忠.我国薄与极薄煤层开采设备的现状和发展趋势[J].煤炭科学技术.2005, 33 (6) :65～67.

[2]张欣, 张枢.薄煤层采煤机的发展状况及趋势[J].煤矿机械.2002 (6) :12～16.

多断面快速巷道矿压观测实例分析 篇6

以某矿-870煤层回风大巷 (13-1煤) 共设置表面位移测点5处, 多点位移测点一处 (施工6孔) , 钻孔窥视测点一处 (施工9孔) , 各项测点平面分布如图1所示。

2巷道两帮位移实测数据及分析

通过多断面定点快速巷道矿压观测一周后, -870煤层回风大巷两帮变化实测明细见表1。两帮位移量及位移速度变化如图2、3所示。

从图2中可以得出以下规律:

(1) 经多断面定点快速围岩收敛矿压观测29d后, 巷道顶底板移近速度基本保持稳定, 变形速度分别为:顶板下沉速度3mm/d, 底臌速度10mm/d, 顶底板移近速度13mm/d。 (2) 巷道开挖的前4d为巷道顶底板变形的剧烈期, 而且顶板下沉速度大于底臌速度。顶板最大下沉速度在巷道开挖后的第2d, 达到173mm/d, 底臌最大变形速度发生在巷道开挖后的第4d, 达到111mm/d。 (3) 巷道开挖4d后, 顶板下沉速度即趋于稳定, 达到变形稳定期, 但平均变形速度仍在2~3mm/d左右。 (4) 巷道开挖后的5~11d, 为底板鼓起的活跃期, 变形速度在25~33mm/d左右。巷道开挖12d后, 底板变形速度达到稳定期, 变形速度在4~6mm/d左右。 (5) 卧底工作明显影响底板臌起速度。例如, 在巷道开挖后第20d, 巷道卧底250mm, 次日, 底臌速度即达到58mm/d, 而且卧底持续影响以后几天内的底臌速度, 变形速度虽逐渐缓和, 但大于卧底前。

结语

经多断面定点快速围岩收敛矿压观测29d后, 巷道宽度平均保持在4950mm左右, 巷道高度保持在3940mm左右, 巷道断面面积平均为22.86m2。

摘要：本文通过某矿巷道掘进期间布置表面位移测站, 运用巷道多断面的围岩表面位移及收敛速度的矿压观测, 换算时间得到巷道围岩表面位移规律, 为支护效果评判提供了可靠依据。

关键词：巷道,多断面矿压观测

参考文献

[1]郑西贵, 张农, 韩昌良.多断面巷道表面收敛快速观测方法研究[J].中国矿业大学学报, 2011 (05) :697-701.

深部层采区首面开采的矿压观测 篇7

该工作面位于一采深部区的北部, 采用倾斜长臂后退式开采方法, 工作面长度538m, 上部距37#层采空区110m, 工作面范围沿走向左起左0改造巷, 右至左一巷, 沿倾向上部为左一联络巷, 下部为切眼,

2 工作面支护设计

根据对浅部29#层煤的开采的经验及深部29#煤层柱状图, 29#左一工作面采用高档普采全部垮落法管理顶板的采煤工艺, 一次采全高。采用单体液压支柱配金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 柱距为0.6m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.9m, 最小空顶距为4.1m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁。工作面初始支护设计如下:

支柱设计:

2.1 工作面支柱:

式中:

Hmax (min) —支柱最大 (最小) 高度。Mmax (min) —工作面最大 (最小) 采高。b—铰接梁高度;SL—顶板下沉量;a—支柱卸载高度取0.05

2.2 矿压计算:

a.顶板压力:

式中:K—顶板岩石碎胀系数1.5;K1——动载系数1.3~1.6;r——岩石比重25k Nm2;M——最大采高1.4m;K2——悬顶片帮系数;

L1——工作面最大控顶距;L2——平均全工作面悬顶距离;L3——平均全工作面片帮深度。

b.工作面支护密度:

工作面所需理论支护密度:

n1=P/fc=97.4/ (300×0.9) =0.36

式中:P——顶板压力;f——单体柱额定阻力30k N/根;c——单体柱性能参数0.9。

工作面实际支护密度:

n2=N/L1×E=4/ (4.9×0.6) =1.36

式中:N——最大控顶距内最少支柱根数;L1——工作面最大控顶距;E——工作面柱距

c.安全系数:

n=n2/n1=1.36/0.36=3.7>2

经过计算符合安全要求。

2.3 上、下巷超前支护顶板压力计算

a.根据普氏理论计算, 每米巷道顶压为:

Q=4b2r/3f=4×1.72×25/3×3=32.1kN/m

b.安全系数校核:

经过计算满足要求。

式中:D——巷道宽度之半;R——岩石容重;F——岩石坚固性系数;A——支柱工作阻力;B——支柱排数;C——支柱柱距;η——支柱支护有效系数。

通过理论计算工作面采用DZ16-30/100型外注式单体液压支柱配HDJA-800型金属铰接梁支护顶板, 工作面采用四排柱管理, 上、下两口设20m对柱, 柱距为0.6m, 排距为0.8m, 最大空顶距为4.9m, 最小空顶距为4.1m。支柱呈齐梁、齐柱正悬臂布置, 超前挂梁, 分段回柱, 全部垮落法处理采空区, 符合支护强度要求。工作面设计使用MG132/320采煤机落煤, SGB-630/220刮板运输机运煤, 循环进度0.8m, 下巷选用SGW-40T刮板运输机转载, SJ-80皮带运输。

3 矿压观测及顶板活动规律分析

3.1 测站布置:

测站的布置以单体柱柱号为标准, 工作面初期开采时长度为62m, 通过分析后在工作面布置4个测站, 即在工作面上、下端头距煤壁硬帮各5m处布置2个测站, 在2个测站之间均匀布置2个测站, 每个测站布置3条测线 (即监测3列支柱) , 观测第一测站:15#、16#、17#支柱, 第二测站:46#、47#、48#支柱, 第三测站:76#、77#、78#支柱, 第四测站:97#、98#、99#支柱。分别利用每个测站所观测到的3条测线的平均值作为该测站顶板压力变化读数。

3.2 顶部运动规律。

该工作面是2010年3月正式开采, 由于新面试采, 投产初期工作面推进速度较缓慢, 根据观测140m矿压走势图 (详见图1) 可知, 直接顶垮落高度为2.2~2.5m, 直接顶垮落步距为12m, 之后直接顶随采随冒。根据矿压观测显示, 直接顶垮落有以下特点:

a.冒落充分。当工作面推进至12m时直接顶即开始垮落, 其后每推进3~4个循环后直接顶即在工作面全程上完全垮落, 无较大面积悬顶。b.矿压显现缓和。在直接顶垮落过程中基本无动压冲击现象。通过矿压观测的各种数据, 以工作面推进度为横坐标, 以工作面支柱载荷为纵坐标绘制矿压综合走势图 (详见图1) 。然后以矿压观测量的平均值加其一倍均方差为基本顶的来压峰值, 即:

式中PM——判断基本顶来压的工作阻力; ——观测期间全部支护阻力平均值;σp——支护阻力均方差。辅以观测期间矿压显现情况, 判断基本顶的来压步距。得出基本顶的来压期间矿压显现变化情况。

4 主要经验

4.1 工作面回采的顶板压力观测是必要的, 为29#层煤成功开采提供了依据。

4.2 通过矿压观测, 可以掌握深部29#层顶板运动规律, 以便采取补强措施。

4.3 通过矿压观测, 可以指导相邻工作面回采时采取强度大, 更加合理、简便的支护方式, 降低劳动强度, 提高经济效益。

4.4 在相邻工作面支护设计中应在四排柱侧每6m增设QD14型液压切顶墩柱一个, 该墩柱额定工作阻力为1000k N, 初撑力为617 k N, 用以加强支护强度和切顶效果。

4.5 基本顶来压期间在工作面一排柱侧每间隔3m加打单体柱挑2.4m长π钢支护机道, 并视顶板情况适当加密π钢密度, π钢要随机移串, 缩短空顶时间和面积。

4.6 来压期间保证正规循环, 加快推进度, 将基本顶失稳后产生的动压甩在工作面之后, 防止由于超前压造成工作面顶板沿硬帮折断。

通过对一采深部29#首采工作面的矿压观测及顶板运动规律分析, 对深部29#顶板管理得出了综合的评价, 为29#今后开采工作面支护选型及采场设计提供了依据, 为合理确定工作面支护强度及密度提供了理论依据。

摘要：通过对深部29#首采面试采, 并对该面及两巷布置测点, 进行工作面“三量”观测、两巷进行巷道变形量观测, 分析29#顶板运动规律, 掌握深部29#顶板矿压显现规律, 为29#开采工作面支护选型及采场设计提供了依据。

大倾角工作面矿压观测与数据分析 篇8

红柳林煤矿位于陕西省榆林市神木县中部, 属于15. 0Mt / a的特大型矿井。6303 工作面煤层厚度平均7. 22m, 工作面两顺槽煤层总体呈西高东低, 煤层倾角为平均26°。工作面煤层在BF7 逆断层附近煤层倾角受断层影响变化较大, 煤层倾角最大可达32°。工作面煤层底板标高- 470m ~ - 680m, 平均标高- 575m。

2 矿压观测方案

2. 1 观测内容与仪器

工作面矿压观测内容主要包括两个方面: 一是宏观矿压的观测, 观测记录相应的工作面宏观矿压显现:工作面顶板冒落高度和范围、煤壁片帮深度和范围等情况; 二是支架的工况。

( 1) 宏观矿压观测。工作面端面冒落 ( 含冒落高度、顶梁第一接顶点位置和片帮深度等) 情况; 工作面端头顶板冒落和悬顶。

( 2) 支架工况观测。支架前后立柱工作阻力、活柱缩量及安全阀开启。推进方向观测内容包括梁端距、顶梁俯仰角; 面长方向观测内容包括立柱倾向角和推拉杆及运输机夹角。

(3) 观测仪器。利用KJ216型综放支架压力计算机监测系统记录数据, 将所记录的数据传输到计算机中, 并每两天对数据进行提取与分析。在矿压观测过程中, 所用仪器有激光测距仪1个, 坡度规1个, 罗盘1个, 钢板尺2个。

2. 2 测区布置与观测方法

2. 2. 1 工作面宏观矿压观测测点布置与观测方法

矿压观测地点选取为6303 工作面, 工作面长度150m, 支架共90 部。沿工作面走向每10 部支架划分为一组, 每组选择编号末尾数字为5 的支架作为测点进行观测, 共9 个测点。

2. 2. 2 工作面支架工作阻力测线布置与观测方法

将工作面长方向分成上部、中部和下部3 个开采区域, 上部区域支架编号为61# ~ 90#, 中部区域支架编号为31# ~ 60#, 下部区域支架编号为1# ~ 30#, 每个开采区域布置2 条测线 ( 选择2 部支架) 监测支架工作阻力, 测线处支架编号分别为7#、8#、35#、36#、69#、70#, 测区布置图如图1 所示。6 个支架各安装一个压力传感器, 每两天整理一次数据并进行压力分析。生产班跟班对支架工作阻力进行记录, 支柱下缩量在来压时采取跟班测量。

3 工作面支架受力与顶板运动规律分析

3. 1 工作阻力分析

根据每隔30 秒监测得到的数据, 对支架前后柱工作阻力进行了统计分析可知, 支架立柱受力起伏波动, 大部分处于30MPa ~ 45MPa之间。后柱工作阻力普遍比前柱大。由观测结果可知观测期间7#、8#、35#、36#、69#、70#均出现超过额定工作阻力的现象, 其中69#、70#支架超过额定工作阻力的次数最多, 说明工作面上部顶板压力较大。

通过对2014. 11. 19 到2014. 12. 27 时间段内的数据进行分析, 在观测期间, 周期来压步距较为明显, 间隔时间为10 天左右, 按每天推进1m, 来压步距在10m左右。来压期间, 工作面上部来压显现较为强烈, 支架安全阀开启的数量最多, 中部次之, 下部最少。这说明工作面上部来压时压力最大, 中部次之, 下部最小, 所以应该加强工作面中上部在来压时的顶板管理工作。

3. 2 支架工作阻力分析

3. 2. 1 支架工作阻力分析

6303 工作面基本支架采用ZF6400 /18 /28 型四柱支撑掩护式低位放顶煤支架, 支架额定工作阻力6400k N, 支护强度0. 7MPa, 支架最小控顶距4650mm, 最大控顶距5250mm, 立柱缸径230mm, 支架中心距1750mm, 额定初撑31. 5MPa ( 5232k N) 。采用区间分布的百分比来确定支架的性能, 将支架工作阻力按5MPa为单位宽度, 划分为若干个区间, 然后统计支架阻力在各个区间的百分比。

经过统计可以看出, 支架前柱工作阻力频度主要集中在20MPa ~ 35MPa之间, 由于工作面进行开采时, 支架受到的俯采角度较大, 使得大倾角工作面顶板作用于支架的垂直分量偏低。由图中可以看出, 支架前柱工作阻力频度在20MPa ~ 35MPa区间内的百分比上部> 中部> 下部, 对应的工作面顶板压力总体呈现上部大, 中部次之, 下部小的特点。

3. 2. 2 工作面来压分析

根据现场实测数据, 由表1 可以看出, 当工作面推进25. 78m时, 工作面直接顶发生大面积垮落, 来压时支架立柱下缩量较大, 每个割煤循环达110mm ~160mm。此时工作面中上部多数支架立柱安全阀开启, 来压持续时间为1 天~ 2 天; 老顶的初次垮落步距为35. 60m ~ 36. 75m, 平均36. 15m。从工作面下部到上部, 来压步距的平均值逐渐变小, 工作面平均周期来压步距为10. 81m。

由表2 可见, 6303 大倾角综放工作面老顶周期来压的动载系数为1. 32 ~ 1. 76, 平均为1. 55, 可见来压明显。从工作面上部到下部, 来压时的动载系数的平均值逐渐减小。现场观测结果表明: 工作面矿压显现为下部压力偏小, 中、上部偏大。

3. 3 支架几何位态信息的整理和分析

通过统计所测得的现场数据并进行整理分析, 支架梁端距小于0. 15m的占总数的75% , 在0. 15m ~0. 3m的占总数的20% , 大于0. 3m的占总数的5% , 这表明支架在使用过程中, 总体上移架较及时, 操作比较合理。由观测数据可知, 6303 综放工作面支架梁端距控制在0. 3m以下是比较合理的。

对于液压支架来说, 规定顶梁上仰为正, 下俯为负。通过观测可知顶梁俯仰角在- 5° ~ 0° 之间的为5% , 0° ~ + 5° 之间的为75% , + 5° ~ + 10° 之间的为13% , 大于+ 10°的为4% , 顶梁俯仰角小于- 5° 的只占到3% , 由于顶梁俯仰角在0° ~ + 5°之间的为75% , 这说明支架顶梁大部分都处于良好工作状态, 所以最终确定6303 综放工作面支架顶梁俯仰角的控制范围为0°≤γ≤5°。

假设工作面支架推运夹角的标准夹角为90°, 以推拉杆方向与运输机向下端头的延伸线夹角为观测角, 在此基础上的偏离值体现了支架与运输机的位态状况。观测可知偏离值大于10°的占总数的4% , 在5° ~10°之间的为25% , 而小于5° 的则为71% 。由于6303工作面采用俯斜开采, 运输机在支架的作用下有一个向上的分力, 这样就极大地减少了推运夹角严重偏离的现象。由观测数据分析得出, 6303 工作面支架推运夹角的偏离值应小于5°, 最大不能超过10°。

根据支架所处位置的煤层倾角与支架工作状态的关系, 假设支架立柱向上偏离为负, 向下偏离为正。通过观测可以得知, 工作面支架立柱倾角偏离值小于- 10°的占所测支架的10% , 在- 10° ~ 0° 之间的占78% , 在0° ~ 5°之间的占8% , 而大于5°的占4% , 由于支架在工作过程中立柱倾角的偏离值在- 10° ~ 0°之间的占78% , 这可以表明工作面支架基本保持了一定的迎山角, 支架处于良好的位态。

通过对6303 大倾角工作面支架工况进行观测分析, 结果表明在6303 工作面开采的过程中, 支架具有良好的工作状态; 在以后的使用过程中, 要注意控制好支架梁端距和俯仰角, 减小推运夹角偏离值和立柱倾角, 控制好综放面端面空顶范围和支架抬头低头现象, 从而保证工作面支护系统的稳定性。

4 结论

通过对6303 大倾角综放工作面进行宏观矿压和支架工况进行观测, 得出综放工作面的矿压显现特征和规律:

( 1) 支架立柱受力起伏波动, 大部分处于30MPa ~45MPa之间, 后柱工作阻力普遍比前柱大。工作面周期来压比较明显, 来压步距为10m左右。工作面来压时上部压力最大, 中部次之, 下部最小, 应加强工作面中上部在来压时的顶板管理工作。

( 2) 由观测数据可知, 支架前柱工作阻力频度集中在20MPa ~ 35MPa, 区间内的百分比上部> 中部> 下部, 对应的工作面顶板压力总体呈现上部大, 中部次之, 下部小的特点。当工作面推进25. 78m, 工作面直接顶发生大面积垮落; 老顶的初次垮落步距为35. 60m~ 36. 75m, 平均36. 15m, 工作面下部来压步距比上部要长。工作面平均周期来压步距为10. 81m。从工作面上部到下部, 来压时的动载系数的平均值逐渐减小。