

摘要:本文對礦井四采區41105綜放工作面礦壓觀測,揭示了四采區41105綜放工作面頂板的活動規律。
關鍵詞:礦壓觀測 頂板 活動規律
四采區41105綜采工作面是我礦四采區的第三個放頂煤綜采工作面,隨著它的初采我們也進行了針對圍巖條件有別于41101和41103放頂煤綜采工作面的常規礦壓觀測,這次活動對于我們進一步深刻了解我礦放頂煤綜采工作面的頂板活動規律有很大的意義。
1 工作面概況
1.1 工作面四鄰及圍巖破壞情況 四采區41105綜放工作面位于我礦四采區南部,該工作面北部銜接礦井三條采區集中大巷,東部為下一步開采的41107設計工作面,西部為41103工作面采空區,工作面總體呈單斜構造,該面南北向布置,工作面9#煤已回采,現開采10+11#合并煤層,工作面切割巷附近分布有梁上莊、漁灣9#煤破壞區。
1.2 工作面參數及頂底板情況 該工作面走向長度1050米,傾斜長度135米,煤層為太原組10+11#煤層,均厚7.77米,煤層平均4°左右,屬近水平煤層。煤容重1.4t/m3。9#煤厚度1.59m,容重為1.35T/m3;9#煤頂板K2石灰巖厚度6.4m,容重為2.42T/m3;10#煤頂板頁巖厚度1.5m,容重為2.41T/m3。老頂為K2石灰巖,厚度6.4米。深灰色,致密堅硬,抗壓強度960kg/cm2。直接底為鋁土質泥巖,厚度7.69米,遇水變軟膨脹,抗壓強度126kg/cm2。
1.3 采煤方法 該工作面采用走向長壁后退式采煤法,綜合機械化采煤、放頂煤工藝,采用自然跨落法管理采空區頂板。采高2.4m。作業循環進度定為0.6m。循環放煤步距確定為0.6m。放頂煤厚度5.37m,一刀一放放煤法平均采放比:1:2.24。最大控頂距為4670mm,最小控頂距為4070mm,放煤高度5.37m,放煤步距0.6m。
1.4 頂板管理方法 該工作面采用ZF4200/16/26型支撐掩護式液壓支架作為基本支架護頂。隨著工作面推進,每循環一次,采空區頂板垮落一次。選用87架ZF4200/16/26型中間架,5架ZFG5000/16.5/26.5型過渡架作為端頭架進行支護,共計92架。
具體液壓支架參數詳見下表:
1.5 礦壓觀測方法 工作面共布置四條測線,分別位于工作面機頭20#支架和72#支架以及工作面中部的45#、46#支架上。每條測線上各安裝兩臺電子圓圖儀,將每臺儀器的兩個接口分別接在支架的四根立柱的下腔,這樣就可以將整個位于測線上的支架的受力和它對頂板的支護狀況全過程全方位地記錄下來。
2 工作面礦壓顯現規律
2.1 直接頂初次跨落 6月10日,在工作面到煤壁到落山跨度(以后簡稱跨度)為平均7米時支架阻力有明顯升高的趨勢,11日在工作面中部支架阻力達到30Mpa,機頭支架阻力升高的趨勢進一步加劇。15日18點,當跨度達到9.6米時,工作面機頭和中部支架工作阻力達到30Mpa,機尾支架阻力也急劇升高。
2.2 老頂初次來壓 到22日,當工作面跨度達到14米時,工作面機頭支架阻力達到30Mpa,機尾支架阻力也急劇升高。
2.3 老頂的周期來壓 老頂初次來壓過后,工作面中部測點的壓力值一直維持在卸載值。工作面機尾的測點的測值有不同程度的低落,到7月13日再次全部達到支架的額定工作阻力值。
2.4 支架工作性能分析 在支架工作阻力曲線可以看出,直接頂來壓和老頂初次來壓后,支架的工作阻力特性曲線為一次增阻-恒阻型曲線的占90%以上,時間加權阻力十分接近于支架的額定工作阻力。工作面頂板來壓時安全閥最大的卸載頻率高達4次每小時。支架的安全閥卸載值為31.766MPa,需要在一定程度上調高。
3 觀測結果
①根據觀測得知支架安全閥卸載值不均勻,其中最大值36MPa,最小值為24MPa。②該工作面老頂初次來壓期間沒有發現支架鉆底和被支架被壓死的現象。證明該種型號的支架可以滿足該工作面的要求。③該工作面直接頂跨落步距為9.6m,老頂初次來壓步距為21.8m。頂板來壓時前后立柱的支架工作特性曲線都為頻繁卸載的恒阻性,證明來壓強度接近于支架的額定工作阻力。④周期來壓步距不明顯,周期來壓強度接近老頂初次來壓強度。前立柱的工作特性曲線幾乎90%為增阻-恒阻型特性曲線,時間加勸阻力十分接近于支架的額定工作阻力。說明該工作面支架安全閥卸載值偏低。⑤在頂板來壓以后,前立柱的工作特性曲線幾乎90%為增阻-恒阻性特性曲線。時間加勸阻力十分接近于支架的額定工作阻力。后立柱的工作特性曲線則呈增阻-恒阻性,一次增阻,多次增阻性的都有。說明該工作面支架安全閥卸載值偏低。
參考文獻:
[1]張頂立.綜合機械化放頂煤開采采煤工作面礦山壓力控制[M].北京:煤炭工業出版,1999.
[2]周楚良.礦山壓力實測技術[M].徐州:中國礦業大學出版社,1988.
[3]張榮立,何國緯,李鐸.采礦工程設計手冊[M].煤炭工業出版社,1996.