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1、文章编号:1003-5923(2000)02-0071-03综放采场坚硬顶板控制实践12魏锦平阎志义(1.山西理工大学,山西太原030024;2.大同矿务局忻州窑矿,山西大同037000)摘要:用现场观测、数值计算和理论分析的方法分析了硬煤条件下综放采场坚硬顶板活动规律,研究了坚硬顶板的控制方法:采用步距式双层扇形深孔预爆破弱化处理顶板不仅可以安全维护采场空间,而且有利于形成顶煤、顶板冒放结构,以提高顶煤回收率。关键词综放采场;坚硬顶板;控制;实践+中图分类号:TD327.23文献标识码:A致,
2、表明深孔预爆破可有效地切断顶板;下位基点1工程背景较上位基点有明显的垂直位移差,说明约4~5m大同矿务局忻州矿8911工作面煤层平均厚度厚的下位顶板整体性较强,与上位顶板间有大范围7.06m,采深310~350m,机采高度3m,图1为工的离层,可为顶板破裂提供自由面。[1]作面布置示意图,采用四巷式布置,底层有两条顺对两硬条件综放矿压的实验研究表明,约槽,沿顶板在煤层中布置两条中间巷为预爆破处理7m的下位老顶符合悬臂梁下沉规律,其运移、破顶板、顶煤的工艺巷,表1为工作面岩层力学参数。断对采场矿压
3、有直接和明显的影响,而高7~16.5m间的老顶悬臂破断多在采面后25m以外。2坚硬顶板控制的理论基础2.2坚硬顶板控制的理论分析及数值模拟2.1坚硬顶板活动规律与普通综采相比,综放面由于采出厚度(M)成图2为深基点实测不同层位顶板位移曲线,顶倍增加,在坚硬顶板条件下,直接顶(h)往往硬板有水平位移的点离工作面33、14、-7m时,其而薄(8911面直接顶最小厚度仅1m)。如hM,由于破断岩块间形[2]左右有一条
4、较明显的裂缝,为顶板的深孔爆破所成挤压,岩块下沉仍不失去顶板的支承能力;此图18911工作面布置图表18911面岩层力学参数抗压强度抗拉强度容重弹性模量名称岩性泊松比内摩擦角/MPa/MPakN/m3104Mpa老顶中粗砂岩122.511253.020.12931°直接顶粉砂岩108.711252.330.317.3°煤体11#、12#合并层38.5132.260.3735°基金项目:煤炭部九五科技攻关项目资助(97-01-02-03)矿山压力与顶板管理2000.№2·71·Rc单轴抗压强度;
5、内摩擦角。为了作综合比较,取工作面前方12m和后方8m范围内所有单元的破碎系数作加权平均,得顶煤破碎综合指标Y,即Y=ZiAi/Aii=1i=1式中Zi第i单元的破碎系数;Ai第i单元的面积。五个方案的支承压力峰值点均位于顶煤3m高处,表2为数值计算结果。图2不同层位顶板位移曲线表2各方案破碎系数评价表外,影响岩块间平衡的主要因素是破断角,岩层移处理步距Z>0.8区破碎程度Y动所形成的裂隙带以上岩层在其运动过程中有可/m的宽度/m综合评价150.64276742.2高能形成结构,其关键条件是
6、岩层破断角不能小于岩200.65988833.2最高[2]250.64067442.2次低块间摩擦角的余角。大同矿区坚硬岩石的内摩擦300.63670882.6最低[3]角一般在17.3°~35°,而据实测,坚硬顶板的破350.64078471.2低断角一般为45°,坚硬老顶强度高,节理、裂隙不综合评价,来压步距20m时,顶煤破碎状况最发育,整体性和自稳能力强,再加上综放采场采厚[2]好。由悬臂梁公式得下位老顶一次垮落厚h:增加,采空区所需充填空间成倍增大,导致残留空2h=3L/Rt间大,破断
7、岩梁回转角大,不能形成横向力的联系,式中L悬臂梁长度,取最优值20m;因此,未垮落老顶只能形成嵌固悬臂梁结构。老顶3岩石容重,25kN/m;周期来压符合悬臂岩梁模型,悬臂长短对来压强度Rt岩石单轴抗拉强度,11MPa,弱化处有决定性作用;长悬臂破断垮落,会给采场带来冲理后乘以弱化系数0.7。得h=3.9m。击性危害,造成机道漏顶甚至损坏支架,危害采场在8911工作面,老顶垮落以前采空区残留空安全和正常生产。间高度h为:在综放采场,采动压力的压裂作用使顶煤破碎h=(M+h)-[Md(1-K
8、)+h]Kp对放顶煤起重要作用,尽管这对坚硬煤层的压裂作式中M煤厚,7.6m;用有限,但由于支承压力作用过程中煤体内部应力h直接顶厚,最薄1m;分布不平衡,使煤体中原生的或人工松动产生的裂Md顶煤厚,4.06m;纹、裂隙扩展并发生位移。所以,顶板悬臂的长度K顶煤回收率,实测71%;应从利用支承压力压裂顶煤、维护采场安全两方面Kp煤岩碎胀系数,实测1.3。考虑,同时,也关系到坚硬顶板控制的方法及其参计算得h=5.2m,由h<h表明3.9m厚下数设计、工程量,因此,有必要对老顶悬臂长度进位老