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时间:2018-10-13
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1、芦岭矿Ⅱ924综采工作面矿压监测分析:本文在对芦岭煤矿Ⅱ924综采工作面风巷、机巷、切眼的断面进行支护设计的基础上,并在Ⅱ924综采工作面回采期间进行矿压监测:采用十字布点法对巷道表面位移进行监测,采用液压支柱分机记录仪与测压表抽查检测的办法对液压支柱单体进行矿压监测;为类似情况下的支护设计及其工作面围岩变形规律的探索提供依据。 关键词:支护设计矿压监测围岩变形规律液压支柱分机记录仪 1工程概况 芦岭煤矿位于安徽省宿州市东南20余公里处,矿井核定生产能力为230万吨,主采煤层为8#、9#煤层。Ⅱ924综采工作面位于Ⅱ82采区西延二区段,东
2、以F8断层为界;西以F27断层为界;南为Ⅱ922工作面采空区;北为Ⅱ926西延工作面。该面上部的8煤层于2005年10月回采结束,三区段8煤层II826-2西延综放工作面已于2010年2月底回采结束。 Ⅱ924切眼跟9煤层底板施工。地质构造较简单,煤层厚度2.5~3m,平均2.8m,煤厚变化不大,煤层倾角8~12°;九煤黑色,粉末状至鳞片状,普氏系数为0.1~0.15,为松软煤层;该面8、9煤之间的夹矸厚度为2~4.6m,平均厚为3.0m,切眼上部8煤已全部回采结束。 2支护方案 Ⅱ924综采工作面风巷均跟9煤层底板施工,沿空掘进,风巷选
3、用全封闭U29可缩性支架进行支护,风巷断面为:净宽3520mm,净高2800mm;机巷全部为U29可缩性支架,机巷断面为:底宽3855mm,净高3200mm;切眼采用对焊工字钢架棚支护,上净宽3200mm,下净宽4200mm,净高2500mm,紧跟三排圆木挑棚支护(后改用∏型钢),DZ28型单体液压支柱进行加固,跟底施工,迎头采用煤层注水及BQD25自钻式中空注浆锚杆,两帮采用普通管式注浆锚杆进行注浆施工[1]-[7]。跟进挑棚顶梁开始使用的是圆木,出现多处圆木被压坏,未能有效的控制顶板下沉,后改用∏型梁效果比较明显。Ⅱ924风巷、机巷、切眼支
4、护断面图见图1、图2、图3。 ■ 图3Ⅱ924切眼支护断面图 3观测方案 Ⅱ924切眼顶、底板及两帮移近量观测测点布置,如图4(a)所示。基点位于迎头后方5m处,每隔5m布置一对十字测站,共设20个测站。 测站编号用1、2、3、4、5、6等来表示,设置测站处两帮,顶、底部测点用铁钎(铁钎规格:Φ20mm,长度:300mm)作为基点。巷道采用“十”字线法测出巷道顶底板高度、两帮宽度。具体布置见图4(b)。 观测方法为:用钢卷尺测量巷道顶板与底板铁钎之间的距离,采用钢卷尺测量巷道两帮端部的距离,并作为记录。 ■ (a) ■ (b
5、) 图4表面位移布置图 4监测曲线图 从11月12日开始布点进行矿压观测,至12月30日观测结束,一共布置了20个点。布点时保证距迎头最近的点,在迎头5m范围内,以便及时掌握矿压规律。共计观测48天(11.12-12.30),巷道变形情况分析总结如下: 测点1-2、14-16围岩条件较为类似,现以测点1为例进行分析,观测时间2010年11月12日至12月22日(被改棚破坏),该处没有跟底,底板较软。下图为该点变形曲线: ■ 该点变形速率(mm/d)为:顶板1.58,左帮1.65,右帮3.45,底鼓3.74。由可以看出,底鼓和右帮变化
6、量较大。 测点3-12、17,条件较为类似,现在测点3为例进行分析,观测时间2010年11月12日至12月30日,该处跟底施工,但底板较软。下图为该点变形曲线。 ■ 该点变形速率(mm/d)为:顶板1.81,左帮2.43,右帮1.57,底鼓3.31。由可以看出,底鼓和左帮变化量较大。 测点13、14-20条件较为类似,现在测点14为例进行分析,观测时间12月4日至12月25日,该处破底施工,由于底板较硬,底鼓不明显。下图为该点变形曲线: ■ 该点变形速率(mm/d)为:顶板0.96,左帮1.64,右帮2.12,底鼓1.29。由可以看
7、出,两帮变化量较大。 巷道各个测点的变形速率曲线: ■ 综合各个测点数据分析,该巷道整体变形速率为:顶板1.25,左帮2.31,右帮1.80,底鼓2.37。由可以看出,巷道底鼓和左帮变化量最大,右帮变化也较大。 巷道宏观矿压显现为:棚梁变形,不少棚梁靠中线位置向下变形严重,及时进行单体液压支柱进行加固取得了很好的效果;两帮双抗X形成大肚子,及时对其进行划开释放压力;棚子上被压坏不少牙壳,部分被压崩掉。 为有效掌握巷道压力变化情况,采用液压支柱分机记录仪与测压表抽查检测的办法对液压支柱单体进行矿压监测。分机记录仪为5分钟记录1次单体压力
8、数据,技术科定期收集数据并把数据存储在计算机中,根据检测数据进行分析打表,形成矿压检测数据曲线图 下图为液压支柱分机记录仪检测平均数值曲线: ■
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