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3综放工作面初采矿压报告6

 

1301综放工作面

初采期间矿压观测报告

 

东滩煤矿生产技术科

二00五年五月

 

1301综放工作面初采期间矿压观测报告

一、工作面简况

<一)工作面位置

1301综放工作面位于一采区下部,倾斜长度192.0m,走向回采长度1608.12m,自东向西回采。

具体位置及井上下关系如表1所示。

工作面位置及井上下关系表表1

水平名称

-660水平

采区名称

一采区

地面标高

+50.02~+47.66

48.24

井下标高

-515.0~-595.5

-550.0

地面的相

对位置

本工作面地面对应位置在津浦铁路以东,后屯村以南,大中疃村以西。

回采对地面设施的影响

前屯村保安煤柱线一角进入本工作面,回采对此有一定影响。

井下位置及相邻关系

1301综放工作面东起开切眼<以EF44断层为界);西至设计停采线<垂直于两顺槽,运顺侧停采点沿顺槽方向距一采轨道上山336m。

);北邻1302综放工作面采空区。

走向长度(m>

1608.12

倾斜长度(m>

192.00

面积(m2>

308759.04

 

<二)煤层地质简况

 

煤层情况表表2

煤层总厚(m>

7.20~1.30

9.80~8.60

煤层结构

复杂

煤层倾角<度)

0°~38°

10°

开采煤层

3、3上煤

煤种

气煤

稳定程度

稳定

煤层情

况描述

本工作面回采3、3上煤层,3、3上煤黑色,油脂光泽,内生裂隙发育,参差状断口,条带状结构,以暗煤为主,夹镜煤薄层。

3煤分叉合并,结构复杂,距3上煤层位底板之上2.00~2.60m,有一层厚0.02~0.03m的粉砂质泥岩夹矸,为回采重要标志层;3下煤层位局部分叉为3下1、3下2煤层位,其中3下1煤层位较稳定,厚1.30~1.80m;3下2煤层不稳定,厚度变化大,局部沉缺,厚0.00~2.50m。

3上、3下煤层位夹矸厚0.40~1.80m,岩性为泥岩或粉砂岩,本工作面中,西厚东薄,C7背斜轴附近,受构造影响,夹矸异常增厚,对工作面回采有很大影响。

煤层硬度f=2~3,视密度1.35t/m3。

工作面煤层走向10°~170°,倾向100°~260°。

该煤层属低灰、低硫、低变质的气煤。

4、工作面煤层顶底板情况

煤层顶底板情况表表3

顶、底板名称

岩石名称

厚度

最大~最小

平均

特征

老顶

中细砂岩

34.00~0.00

26.00

浅灰~灰白色,钙质胶结为主,致密,坚硬,工作面局部“红层”直接覆盖在煤层之上,f=4.8~7.7。

直接顶

粉砂岩

4.00~0.00

3.00

浅灰色,性脆,局部变化为泥岩,工作面局部“红层”直接覆盖在煤层之上,f=2.9~4.0。

直接底

细砂岩

5.62~3.46

4.74

浅灰色,含粉砂岩条带,性脆,富含植物化石碎片,f=3.4~5.7。

<三)巷道布置

1、工作面巷道布置

1301综放工作面的两顺槽相互平行,北侧的顺槽<沿空)作为轨道顺槽,与1302综放工作面轨道顺槽巷中至巷中的距离为7.5m;南侧的顺槽为运输顺槽,两顺槽都沿3煤底板布置。

工作面切眼沿EF44断层煤柱布置,运顺端头超前轨顺端头51.5m。

设计停采线垂直于两顺槽,运顺侧停采点沿顺槽方向距一采轨道上山336m。

2、工作面轨道顺槽

采用锚网带支护,梯形断面,上净宽3800mm,下净宽4858mm,净高3200mm,净断面积13.85m2;巷道顶部铺联金属菱形网,按照80期0mm的间距锚固M型钢带,每排M型钢带打6根φ22mm×2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆,沿巷中每隔3.2m在M型钢带之间加打一根锚索;帮部铺联金属菱形网,按照800mm的排距锚固φ20mm×2200mm的左旋无纵筋树脂锚杆,每排每帮均匀布置四根锚杆。

按照《兖矿集团公司煤巷锚网支护技术规范》的要求,在特殊区域采取复架工字钢棚的联合支护形式。

3、工作面运输顺槽

本工作面运输顺槽位于南侧,沿3煤层底板布置,为实体煤巷道。

运输顺槽的巷道断面及支护形式与轨道顺槽相同。

4、采煤面切眼

导峒在整个切眼的东部施工,支护形式与顺槽相同,并在距导峒西帮2.3m的位置按照间距800mm的要求支设单体液压支柱。

切眼导峒拓宽后上净宽达到7000mm,下净宽达到7500mm,净断面积达到20.3m2。

切眼拓宽部分采用锚网带支护,拓宽部分的锚杆及梯型钢带的间距为800mm,每排施工6根锚杆,并在导硐衔接部位距切眼东帮2.4m的位置按照间距800mm的要求支设一排单体液压支柱。

切眼最终刷宽后,西帮打2根锚杆。

<四)生产技术条件

1、采煤方法

走向长壁顶板垮落综采放顶煤一次采全高采煤法。

2、采煤工艺过程

割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。

3、支架形式

中部支架

型号:

ZFS6200-18/35

支撑高度:

1800~3500mm

中心距:

1500mm

宽度:

1410~1580mm

初撑力:

5036~55274kN

工作阻力:

6000~6250kN

支护强度:

0.8~0.86MPa

底板比压:

1.4~1.9MPa<平均)

适应煤层倾角:

≤15º

缸径230mm

端头支架

型号:

ZTF6500-19/32

支撑高度:

1900~3200mm

中心距:

1570mm

宽度:

1490~1660mm

初撑力:

6157kN

工作阻力:

6577kN

支护强度:

0.75MPa

底板比压:

2.05MPa<平均)

支护面积:

9.28m2

适应煤层倾角:

≤12º

缸径250mm

工作面开采初期安装134组液压支架,自轨顺向运顺依次为3组ZFS6200-18/35型液压支架、5组ZTF6500-19/32型可放煤排头支架、123组ZFS6200-18/35型液压支架、3组ZTF6500-19/32型可放煤排头支架。

正常开采期间为130组液压支架,其中ZFS6200-18/35型液压支架123组,轨顺端头安装4组和运顺端头安装3组ZTF6500-19/32型可放煤排头支架。

初采时,轨顺先推进,待与运顺平齐后,撤除轨顺端头的3组ZFS6200-18/35型液压支架,之后正常推进。

二、矿压观测目的及方法

1、矿压观测目的

通过矿压观测掌握1301综放工作面顶板的显现规律和超前支撑压力影响范围,摸清工作面直接顶初次垮落距离与老顶初次来压、周期来压步距以及来压强度和持续时间,检验ZFS6200-18/35型液压支架对顶板的适应性及控顶效果,同时对工作面两顺槽进行围岩变形观测,以确定煤壁前方支撑压力变化情况,检验巷道支护效果。

2、观测内容和方法

采用专项观测与常规观测相结合的矿压观测方法。

<1)专项观测

工作面顶煤及直接顶垮落专项观测。

在工作面开采初期,每天进行观测,及时掌握工作面顶煤、直接顶垮落顺序、步距。

<2)常规观测

⑴ 支架载荷:

采用ZYDC-3型液压支架压力记录仪。

在工作面设立上、中、下三个测区,6条观测线,上测区<轨顺侧)设在121架、111架,中测区设在71架、61架,下测区<运顺侧)设在21架、11架。

每个支架安设一台ZYDC-3型液压支架压力记录仪,实时监测支架前、后立柱的工作载荷。

⑵ 顶板稳定性:

用钢尺每隔10架量取采高、片帮c等值。

轨顺从距开切眼50、60、80m设立三组围岩变形观测点。

运顺从距开切眼58.6、86、90m设立三组围岩变形观测点。

在开采初期测量工作面顶板稳定性和两顺槽围岩变形及工作面进尺、采集支架载荷监测数据。

三、观测结果及分析

(一>工作面顶煤及直接顶垮落专项观测

1、工作面顶煤垮落情况

由于该面为调斜开采,轨顺比运顺拖后51.5m。

所以,开采初期多推轨顺,少推运顺,直至两侧平齐后开始正常推进。

由于调斜开采,先推轨顺,在轨顺推离切眼2.8m时,架后顶煤开始垮落,在轨顺推离切眼7.2m时工作面134~51架架后顶煤全部垮落。

运顺由于推进距离小,50~1号架架后顶煤未垮,在运顺推离切眼2.8m时,50~45架架后顶煤开始垮落,运顺推离切眼13.5m时,45~1号架架后顶煤全部垮落。

顶煤初垮步距为:

轨顺:

5m,运顺:

8.15m,平均6.575m<不包括切眼宽度7.5m)。

2、工作面直接顶垮落步距

工作面在顶煤初垮不久工作面支架后部见矸,根据现场观察和支架压力数据分析,可确定工作面直接顶初次垮落步距为:

轨顺:

7.2m,运顺:

13.5m,平均:

10.35m<不包括切眼宽度7.5m)。

本面由于两端头不同步,轨顺侧跨落后,运顺侧还未采动。

观测时两端头切顶线后的顶煤有一半没有垮落。

<二)工作面常规矿压观测

1、工作面老顶初次来压步距

老顶初次垮落步距:

轨顺:

70.4m<包括倾斜多出的51.5m),运顺:

21.6m,平均:

46m。

工作面老顶在推离切眼46m时开始垮落,老顶由工作面中部向轨顺侧和运顺侧来压。

2、来压步距及强度

表二老顶来压步距表

来压性质

来压步距

持续时间

<天)

影响范围

累计推进距离

来压步距

初次来压

3

17.5

46

46

第一次周期

来压

1.5

9.25

59.7

13.7

第二次周期

来压

1.65

11.5

81.2

21.5

第三次周期

来压

1.45

8.67

109.5

28.3

平均

17.12

3、顶板来压显现特征

表三顶板来压显现特征表

来压次序

来压性质

支护阻力

(KN/架>

片帮深度

(mm>

老顶

初次来压

来压前

3829

200

来压时

4696

320

压时/压前

1.22

老顶

一次来压

来压前

3837

298

来压时

4953

360

压时/压前

1.29

老顶

二次来压

来压前

3981

325

来压时

4827

415

压时/压前

1.21

老顶

三次来压

来压前

3658

360

来压时

4826

485

压时/压前

1.31

4、工作面顶板稳定性评定

1301综放工作面老顶初次来压步距为46m<不包括切眼宽度7.5m),老顶来压时显现明显。

1301综放工作面直接顶顶板属中等稳定、老顶来压明显的顶板。

周期来压步距最大27m,最小13.7m,平均17.12m。

本面属2类Ⅳb级顶板,由于采用调斜开采,使得顶板煤岩层强度显现不明显,与邻面1302工作面相比,步距略小。

四、液压支架工作状态及阻力分布特征

1、支架载荷分布特点

⑴、支架初撑力

支架工作状态主要指支架在井下的实际工作状态,本面的支架工作状态见下图一。

图一1301综放工作面支架初撑力直方图

由上图一可以看出,该面支架的初撑力分布呈近似正态分布,说明支架的工作特性比较稳定,能够适应本面的生产条件;但也可看出支架支架初撑力集中在2400~3600KN/架的范围内,意味着支架的初撑力较低,没有及时对顶板岩煤起到支护作用,主要原因是升架时没有按要求操作,使得支架初撑力较低,没有达到规定值初撑力值,这种工作状态对生产管理不利,容易给顶板管理带来困难,严重时影响生产。

⑵、支架工作阻力

图二1301工作面支架工作阻力直方图

由上图二可以看出,该面支架的工作阻力分布呈近似正态分布,说明支护阻力基本稳定在一定范围内,说明支架的工作特性比较稳定,能够适应本面的生产条件;但也可看出支架工作阻力集中在较低值范围内,说明没有充分发挥支架效应,没有充分发挥支架的工作效能。

2、支架载荷实测值分析

表四工作面支架载荷

测区

工作状态

平均值

与额定阻力比

%

最大值

与额定阻力比

%

备注

初撑力

3217

63

3837

76

额定初撑力按5036KN计算

工作阻力

4556

76

4796

80

初撑力

3350

67

3954

79

额定工作阻力按6000KN计算

工作阻力

4498

75

5592

93

初撑力

3321

66

4964

79

工作阻力

4926

82

5352

89

平均

初撑力

3296

65

4252

84

工作阻力

4660

77

5246

87

 

由上表四可以看出,全面初撑力平均值为3296KN,为额定初撑力的65%;上测区<轨顺侧)初撑力平均值为3217KN,为额定初撑力的63%,中部测区初撑力平均值为3350KN,占额定初撑力的67%,下部测区初撑力平均值为3321KN,为额定初撑力的66%,工作面初撑力偏低。

全面工作阻力平均值为4660KN,为额定工作阻力的77%;上测区<轨顺侧)工作阻力平均值为4556KN,为额定初撑力的76%,中部测区初撑力平均值为4498KN,为额定初撑力的75%,下部测区初撑力平均值为4926KN,为额定初撑力的82%。

3、支架前后柱阻力对比

表五1301工作面前、后柱阻力对比表

测区

架号

初撑力

末阻力

备注

前柱

后柱

前-后

前柱

后柱

前-后

121#

770

671

99

849

704

145

靠轨顺侧

111#

745

620

125

875

688

187

71#

798

629

169

909

702

207

61#

763

626

137

933

728

205

21#

756

561

195

893

650

243

11#

725

616

109

857

680

177

靠运顺侧

全面平均

759.5

620.5

139

886

692

194

由表五可以看出,该面支架前柱阻力普遍大于后柱,其中前柱与后柱初撑力最大差值为195KN/柱,最小差值为99KN/柱;末阻力最大差值为243KN/柱,最小差值为145KN/柱。

这是由于支架上方顶煤破坏处于变化之中,后部顶煤刚度较小,支撑强度较低,而顶煤被不断放出,使顶煤作用在支架上的作用点前移,从而表现为前柱大于后柱。

最小差值出现在上部测区,靠近轨顺端头处,与该面两侧均为实体煤,顶板比较稳定,受顶板运动回转角的影响所致;最大差值在下部测区,靠近运顺端头处,这与运顺内初采期间顶板节理发育,断层较多,造成运顺侧的煤岩强度降低有很大关系。

五、工作面巷道顺槽矿压显现特点

1、运顺围岩变形表六

表六1301综放工作面运顺巷道变形整理表

 

至煤壁距离

两帮移近量

顶底板移近量

影响范围

累计

mm/d

累计

mm/d

1#

58.6

--

--

389

12.6

16

2#

80

937

58.56

430

26.88

30

3#

90

462

27.17

402

23.65

36.6

由上表可以看出,随距工作面煤壁58m围岩变形开始增加,顶底和两帮最大变形全部都出现在3#测点,即距工作面煤壁60m处,这与所受工作面采动压力影响的时间长短有直接关系。

影响范围为36.6m。

2、轨顺围岩变形

至煤壁距离

两帮移近量

顶底板移近量

剧烈影响范围

累计

mm/d

累计

mm/d

1#

50

924

77

554

35.59

24.2

2#

60

695

53.46

590

45.38

32.7

3#

80

1223

76.43

550

34.37

41.2

表七1301综放工作面轨顺巷道变形整理表

由上表七可以看出,两帮累计最大移近量为1223mm,出现在3号测点,剧烈影响范围为32.7m。

六、结论及建议

1、1301综放工作面矿压显现规律

⑴该面架后顶煤初垮步距为:

轨顺:

5m,运顺:

8.15m,平均6.575m<不包括切眼宽度7.5m)。

⑵直接顶初次垮落步距为:

轨顺:

7.2m,运顺:

13.5m,平均:

10.35m<不包括切眼宽度7.5m)。

⑶垮落步距:

轨顺:

70.4m<包括倾斜多出的50.5m),运顺:

21.6m,平均:

46m。

老顶由工作面中部开始断裂,即工作面中部老顶首先来压,然后向轨顺侧和运顺侧延伸。

2、支架阻力分布特征

⑴支架的初撑力分布呈近似正态分布,说明支架的工作特性比较稳定,能够适应本面的生产条件;但也可看出支架支架初撑力集中在较低值范围内,工作面支架的初撑力偏低。

全面初撑力平均值为2561KN,占额定初撑力的50.9%;上测区<轨顺侧)初撑力平均值为2615KN,占额定初撑力的51.9%,中部测区初撑力平均值为2798KN,占额定初撑力的55.6%,下部测区初撑力平均值为2270KN,占额定初撑力的45.1%。

⑵全面工作阻力平均值为3191KN,占额定工作阻力的53.2%;上测区<轨顺侧)工作阻力平均值为3173KN,占额定初撑力的52.9%,中部测区初撑力平均值为3476KN,占额定初撑力的58%,下部测区初撑力平均值为2924KN,占额定初撑力的48.7%。

显然支架初撑力和工作阻力的利用率较低,支架阻力有较大富裕。

⑶从支架前、后柱分布特征看,支架前柱阻力均大于后柱,其中前柱与后柱初撑力最大差值为195KN/柱,最小差值为99KN/柱;末阻力最大差值为243KN/柱,最小差值为145KN/柱。

说明控顶距内前部顶煤破碎程度小于后部顶煤。

由于调斜开采,对支架的工作状态有一定影响。

3、顺槽矿压显现规律

⑴运顺影响范围为36.6m;⑵轨顺剧烈影响范围为32.7m。

4、支架适应性

ZFS6200-18/35型支架对该面顶板运动的适应性较好。

1302综放工作面实测最大末阻力为5592KN,平均5355KN,分别占额定工作阻力的93.2%和89.3%,能较好适应顶板的初次来压与周期来压。

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