采场顶板岩层移动观测及支护状态研究

2005/10/19 11:34:03

　　摘　要　在对汪家寨煤矿C₆₀₁煤层2079回采工作面矿山压力进行实测、统计的基础上，分析了采动条件下的顶板岩层活动及破坏规律，并就2079工作面支护的合理性进行了探讨。
　　关键词　采场　矿山压力　破坏规律　支护

Study on Roof Strata Displacement Measurement
and Support Status of Mining Panel

　　This paper has made a measurement and statistics on strata pressure at No.2079 longwall coal mining face in C₆₀₁ seam of Wangjiazhai Coal Mine, Guizhou Province. Base on the measurements and the statistics, the paper analyzed roof strata movement and failure law under a mining conditions. The C₆₀₁ seam has a inclination of 14 ～17°, an average thickness of 1.74 m, a mining depth of 273～421 m. The coal mining face was equipped with DZ 18 - 30/100 single hydraulic props and HDJA - 100 metal connecting beams for roof support. There were three horizontal and four vertical measuring points set at the central part of the mining face. The measurements recorded the prop loading, prop yielding and convergence of the roof and floor. With the real and great measuring data and application of the digital statistics, the measuring data were treated and calculated. An interval of periodic weighting of the face roof, a max. prop loading, an interval of the first weighting and a prop loading were calculated. The paper provided a rational support density and support strength of the prop in the face.

1　概　　述

　　汪家寨煤矿近年来多采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁管理采场顶板，虽然未发生过大的顶板事故，但是由于对各煤层顶板岩层的活动规律认识不够，在采场支护设计和顶板管理方法上常带有一定的主观性和盲目性，而缺乏科学性。因此，有必要对采场围岩进行“三量”观测，在掌握大量观测数据的基础上，并对观测资料进行统计和分析，掌握开采煤层围岩的矿压显现及破坏规律，对于克服采场支护设计和顶板管理中的主观性和盲目性、确保矿井生产安全、提高经济效益有着十分重要的现实意义。

2　采场生产技术条件

　　2079工作面位于斜井北部采区南翼五片口。开采C₆₀₁煤层，其平均厚度1.74m,倾角14～17°；该煤层结构复杂，直接顶为厚度1.60m的深灰色泥岩，底板为灰褐色粘土岩并含菱铁矿结核，往下为细砂岩。
　　采场南以开切眼为界、北至采区上山保护煤柱，走向长319m；东临2081未采面、西靠2077已采区，倾斜长度130m。2079工作面的顶部和底部煤层尚未开采，采面距地表垂直深度为273～421m，在准备采面时共揭露9条断层，其中落差最大的F₁正断层（8～12m），因其位于运输道下侧，对开采没有影响。该面采用走向长壁后退式开采方法，MLS_3P-170型双滚筒采煤机落煤，DZ18-30/100型外注式单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板。采面直接底板的容许比压及容许刚度分别为2.13MPa和0.10,属于极软的Ⅰ类底板,为防止支柱插底,柱底穿有300mm的铁鞋。采用“三、四”排控顶，最大控顶距4.40m,最小控顶距3.40m,日进三刀。

3　采场矿山压力观测

3.1　观测内容及目的
　　为了弄清楚采场支柱的实际支撑力、找出影响支柱支撑能力发挥的主要因素，掌握采场老顶来压规律，本采场矿山压力观测的内容包括：支柱荷载量、活柱下缩量与顶底板相对移近量。目的在于寻求提高支柱支撑力的措施，确定合理的支柱密度，为采场顶板管理和支护设计提供理论依据。

3.2　测区和测点布置
　　矿山压力观测区系布置在采面中部。在观测区域内，沿采面推进方向设3条观测线Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，沿倾向设4个观测排1、2、3、4，观测线与观测排交叉处即为观测点位置，测区和测点布置见图1所示。

3.3　观测仪表和方法
　　本观测使用SY-50型数显测压仪测量支柱荷载量(R),在支柱活柱上做“十”标记并用卷尺直接量测支柱下缩量(Δ),采用DD-25型测杆观测顶底板相对移近量(Δ_m)。

39-01.gif (3552 bytes)

图1　矿压观测区及测点布置

4　采场“三量”观测结果及其统计

　　2079采面“三量”每隔2h测读一次数据，观测过程历时42d，共观测了44排支柱从支设到回撤全过程的支柱荷载量、支柱下缩量和顶底板相对移近量。经过对实测数据进行详细检查，剔除部分明显有错误的读数，整理并按下列计算式进行统计分析:

g1-39.gif (1067 bytes) 　　(1)

g2-39.gif (2081 bytes) 　　(2)

　　(3)

K_Z＝R_PR_M(4)

式中　R_P——支柱实际工作阻力；
　　R_i——支柱实测工作阻力；
　　Δ_i——支柱活柱下缩量实测值；
　　Δ_n——观测排支柱活柱最大下缩量实测值；
　　K_G——支柱工作系数；
　　R_M——支柱最大工作阻力；
　　_B——支柱额定工作阻力；
　　K_Z——支柱的增阻系数。
采场矿山压力观测统计结果如表1所示。

表1　采场支柱荷载及活柱下缩量观测统计

观测排	初撑力 R₀／t	控顶排1		控顶排2		控顶排3		控顶排4		R_M ／t	R_P ／t	K_G	K_Z
观测排	初撑力 R₀／t	R₁ ／t	Δ₁ ／mm	R₂ ／t	Δ₂ ／mm	R₃ ／t	Δ₃ ／mm	R₄ ／t	Δ₄ ／mm	R_M ／t	R_P ／t	K_G	K_Z
1	2.40	2.56	2.0	2.72	3.0	3.92	8.0	4.00	10.0	15.76	3.21	0.53	0.20
2	2.16	2.48	2.0	2.80	4.0	3.20	6.0	5.44	14.0	18.92	3.61	0.64	0.19
3	5.20	6.96	7.0	9.56	18.0	16.40	31.0	19.04	55.0	27.01	13.23	0.91	0.49
4	4.16	5.84	2.0	6.56	5.0	12.40	8.0	13.04	14.0	18.92	9.53	0.64	0.50
6	2.24	2.40	3.0	2.48	4.5	5.76	8.5	5.12	10.5	16.16	3.62	0.54	0.22
7	2.48	4.24	3.0	7.04	6.0	9.20	9.0	9.60	12.0	17.34	6.63	0.58	0.38
8	2.24	3.20	2.0	3.28	5.0	6.32	15.0	14.64	33.0	25.13	7.63	0.84	0.30
9	5.20	5.76	2.0	6.80	6.0	6.80	11.0	18.72	18.0	21.22	8.86	0.71	0.42
10	3.84	4.48	2.0	6.00	4.0	13.60	8.0	19.20	21.0	22.45	12.93	0.75	0.58
11	6.08	7.12	3.0	8.16	6.0	15.52	15.0	21.20	22.0	22.78	12.63	0.76	0.55
12	4.64	8.24	4.0	10.72	9.0	16.80	22.0	21.20	60.0	27.25	16.23	0.91	0.60
13	6.56	14.80	9.0	17.04	25.0	20.08	35.0	20.72	42.0	26.14	16.17	0.88	0.62
14	5.68	9.28	6.0	11.36	13.0	19.12	21.0	23.76	58.0	27.16	17.80	0.91	0.66
15	6.32	10.96	3.0	14.48	10.0	19.20	14.0	22.56	38.0	25.75	17.99	0.86	0.70
16	6.24	7.20	2.0	7.60	4.0	7.76	9.0	14.56	13.0	18.13	8.56	0.61	0.47
17	5.12	8.96	2.0	13.20	5.0	13.76	11.0	18.56	18.0	21.22	13.41	0.71	0.63
18	7.68	9.44	1.0	10.00	6.0	12.56	13.0	13.36	17.0	20.71	11.06	0.69	0.53
21	10.96	14.32	4.0	18.80	9.0	20.24	29.0	23.44	45.0	26.38	19.40	0.89	0.72
22	2.48	3.20	2.0	3.20	4.0	15.60	17.0	19.76	20.0	22.08	9.37	0.74	0.42
23	2.72	4.48	4.0	5.76	10.0	12.16	18.0	21.36	31.0	24.83	10.80	0.83	0.43
24	2.56	5.60	2.0	5.68	5.0	10.48	15.0	11.48	17.0	20.71	7.52	0.69	0.36
25	3.48	15.60	6.0	21.20	12.0	20.88	17.0	19.68	22.0	22.78	17.01	0.76	0.75
26	3.12	4.80	4.0	5.36	10.0	9.44	19.0	17.92	24.0	23.37	7.36	0.78	0.31
27	6.08	9.76	6.0	11.84	8.0	10.16	12.0	14.00	19.0	21.67	10.40	0.73	0.48
28	3.36	8.40	5.0	11.04	9.0	12.16	13.0	13.60	17.0	20.71	9.78	0.69	0.47
29	4.40	6.24	4.0	8.16	7.0	10.16	12.0	10.88	15.0	19.49	8.02	0.65	0.41
30	3.36	5.36	3.0	9.12	9.0	11.60	15.0	13.12	18.0	21.22	8.65	0.71	0.41
31	2.88	7.76	5.0	11.12	8.0	17.44	18.0	19.36	25.0	23.63	13.06	0.79	0.55
32	5.84	8.48	4.0	10.00	7.0	19.92	20.0	23.84	56.0	27.06	18.55	0.91	0.69
33	3.60	6.96	4.0	11.52	11.0	18.48	19.0	21.04	31.0	24.83	14.29	0.83	0.58
34	4.48	7.36	5.0	11.04	10.0	15.68	16.0	20.32	28.0	24.29	13.28	0.82	0.59
35	3.04	5.92	4.0	12.08	13.0	14.80	17.0	18.16	24.0	23.37	11.17	0.78	0.48
36	8.32	10.88	3.0	14.00	12.0	16.64	16.0	20.24	26.0	23.87	14.86	0.80	0.62
37	6.88	7.44	2.0	9.76	5.0	11.68	9.0	14.00	14.0	18.92	10.51	0.64	0.56
38	3.60	6.08	3.0	7.92	7.0	9.68	11.0	12.24	15.0	19.49	8.10	0.65	0.42
39	2.56	4.32	2.0	7.12	6.0	8.24	8.0	11.28	11.0	16.55	6.76	0.56	0.41
40	4.08	5.52	2.0	7.76	5.0	8.96	9.0	13.52	14.0	18.92	8.51	0.64	0.45
41	3.92	4.24	2.0	5.68	4.0	7.84	7.0	14.24	16.0	20.14	8.61	0.68	0.43
42	6.08	7.28	4.0	9.84	8.0	12.56	13.0	15.76	17.0	20.71	10.21	0.69	0.49
43	5.04	6.72	2.0	8.64	7.0	11.36	11.0	13.40	13.0	18.13	8.84	0.61	0.49
44	3.76	5.52	4.0	8.16	9.0	10.96	11.0	12.40	13.0	18.13	7.33	0.61	0.40

5　采场支柱工作参数分析

　　由表1所列参数，计算得采场支柱工作参数如下:

工作系数 g1-40.gif (738 bytes) 　　(5)
实际支撑力 g2-40.gif (737 bytes) t/根　　(6)

增阻系数 g2-40.gif (737 bytes) 　　(7)
不均衡系数　K_B＝1－K_C＝0.62　　(8)
　　其中:离散系数　　(9)

支撑力均方差

　　(10)

　　部分支柱的支撑力　R_T＝_PK_B＝6.73t/根　　(11)

　　2079采面单体液压支柱的理论支撑力应大于25t/根，增阻系数应达到0.9～0.95。而实际观测结果分别仅为6.73t/根和0.49，远达不到设计要求，支柱处于不正常工作状态，说明支柱存在着使用和管理不当的问题。由实测结果结合支柱的使用情况分析，影响支柱支撑能力发挥的主要因素有：初撑力较低、支护质量较差和支柱受载不均。

5.1　初撑力较低
　　支柱的初撑力对其工作阻力的影响极大。由观测统计资料可知，2079工作面61%的支柱初撑力低于5t/根，即大部分支柱的初撑力均未达到设计要求。这有因工人操作不当，注液枪开关开启不到位、过早关闭的原因；也有因柱子在搬运过程中安全阀受到不同程度的碰撞，出现漏液现象，还有泵压不足的问题。
5.2　支护质量较差
　　采面支柱支设质量普遍较差，主要表现为支护时迎山角度控制得不好，顶板来压时支柱往往处于倾斜状态，工作阻力无法上去。

5.3　支柱受载不均
　　一般情况下，支柱荷载不均衡系数K_B=0.85～0.95，然而本采面的实测结果仅为0.62。导致支柱荷载不均衡系数偏低有三方面的原因：①支柱初撑力差别较大，增阻起点不同；②采场顶板不平整，部分支柱支设时与顶板接触不良，顶板来压时，这部分支柱增阻不明显；③采面循环作业不正常。

6　采场顶板破断规律

　　为了弄清楚采场顶板的活动规律，在对支柱荷载及活柱下缩量测定的同时，还观测了顶底板相对移近量（表2）。

表2　顶底板下沉量及下沉速度

观测排	顶底板下沉量Δ_m／mm		顶板下沉速度／mm^.d^－1
观测排	控顶排2	控顶排3	控顶排2	控顶排3
1	16	56	4.0	5.6
2	66	40	6.6	5.0
3	40	20	5.0	1.7
4	55	15	4.6	3.8
6	32	38	1.6	3.2
7	41	49	4.1	3.1
8	68	87	4.3	4.4
9	36	61	1.6	3.8
10	21	154	1.3	4.3
11	55	171	1.5	7.8
12	34	57	1.5	2.4
13	34	35	1.4	1.0
14	36	39	1.1	2.8
15	55	24	3.9	6.0
16	26	70	6.5	5.8
17	39	51	3.3	6.4
18	50	17	6.3	2.1
21	62	10	2.6	2.5
22	13	55	3.3	5.5
23	25	14	3.1	2.3
24	11	139	1.8	7.7
25	104	52	5.8	6.5
26	8	7	0.8	0.5
27	37	89	2.3	6.4
28	83	65	5.9	6.5
29	65	86	4.2	4.5
30	28	65	7.0	5.4
31	39	52	3.9	2.9
32	24	44	1.8	2.8
33	36	27	1.5	2.3
34	48	39	4.0	6.5
35	25	31	3.1	2.8
36	32	25	2.7	2.5
37	60	36	2.6	2.6
38	51	42	2.6	1.8
39	25	37	2.1	2.3
40	55	68	3.9	4.3
41	74	165	2.8	7.5
42	69	76	3.5	4.8
43	58	138	4.1	5.6
44	43	70	2.0	2.5

　　由表2并结合支柱荷载及缩量参数,分别描绘出顶底板下沉量(Δ_m)、顶板下沉速度（V）和支柱荷载(R)与采面推进度(L)关系曲线（图2、3和图4）。

41-02.gif (3024 bytes)

图2　顶底板下沉量Δ_m与采面推进度L关系

41-03.gif (3356 bytes)

图3　顶板下沉速度V与采面推进度L关系

41-04.gif (2153 bytes)

图4　支柱荷载R与采面推进度L关系

　　分析图2、3和图4，得2079工作面顶板岩层破坏及来压规律为：
　　周期来压步距　L_Z=14～17m；
　　相对稳定步距　L_X＝L_X=9～10m；
　　显著运动步距　L_C=3～5m；
　　周期来压呈分段来压；
　　周期来压程度不明显；
　　周期来压荷载最大值　R_max＝18.55　t/根；
　　周期来压活柱缩量最大值　ΔM_max=274mm；
　　周期来压前顶板下沉量为49mm(第3控顶排)；
　　周期来压后顶板下沉量171mm(第3控顶排)。

7　采场支柱工作状态分析

7.1　工作参数
　　取第7观测排支柱荷载量，计算支柱工作状态参数列于表3。

表3　支柱工作状态参数表

项目	支护合力 R_H／t^.排^－1	支护力矩 MR ／t^.m	支护合力位置S₀／m	支护强度／t^.m^－2
来压前	30.08	96.35	3.20	13.67
来压后	52.00	175.60	3.37	23.64

　　由于采场顶板来压后的支护强度（23.64t/m²）大于来压前的支护强度(13.67t/m²)。即采场支柱荷载不仅与直接顶厚度有关，而且受到老顶岩梁的影响。此外还发现周期来压时，采场无冲击动压、煤壁无片帮现象，采场下部顶板比较完整。

7.2　采场支护密度合理性分析
　　按第7和第11观测排中第3控顶排的顶板下沉量，确定直接顶的最大冒落高度

　　(12)

式中　M——煤层开采厚度，1.70m；
　　　K_A——冒落顶板岩层的碎胀系数，1.35；
　　　S_A——顶板岩梁触矸处的下沉量。
　　根据采面来压前后实测参数计算

　　(13)

式中　b——周期来压相对稳定步距，10.00m；
　　L_K——控顶距，3.40m。
　　由直接顶最大冒落高度，求得最小支护强度

P_zmin＝M_zmaxγ_z＝11.47t/m²（14）

式中　γ_z——直接顶岩层容重，2.68t/m³。

　　最大支护强度

（15）

式中　M_L——老顶岩梁厚度，4.70m；
　　　γ_L——老顶岩梁容重，2.73t/m³；
　　　C——周期来压步距，16.00m；
　　　K_X——岩梁荷载分配系数，取2.0；
　　　L_Kmax——最大控顶距，4.40m。
　　因此，2079工作面支护强度P_T的选择范围为：11.47t/m²≤P_T≤34.80t/m²。相应的支护密度n范围:

g4-42.gif (1501 bytes)

8　结语与建议

　　根据汪家寨煤矿C₆₀₁煤层采场矿山压力实测资料及分析结果，得出如下结论和建议：
　　(1)采场顶板的周期来压步距为14～17m，属于分段来压；来压程度并不明显，来压时采场无冲击动压和煤壁片帮现象。
　　(2)采场周期来压时支柱最大工作荷载为18.55t/根，活柱最大下缩量为274mm。因此，目前采面所使用的支柱选型是合理的。
　　(3)周期来压期间支柱除了承受直接顶重量外，还作用有部分老顶岩层荷载。
　　(4)采场支柱的实际工作阻力较低，支护密度较大（1.06～3.20根/m²）。造成支柱工作阻力低的原因主要是使用和管理的问题，如初撑力低、液压泵站压力不够、液压阀泄漏、支柱支设质量差等。
　　(5)为了提高采场支柱的工作阻力、降低支护密度、提高生产效益，建议切实加强采场顶板管理措施、提高工人业务素质、坚持正规作业循环，确保支柱支设质量和足够的初支撑力，杜绝使用不合格的支柱，并坚持采场矿山压力的日常观测。

作者简介：叶明亮　1955年生，副教授。1978年毕业于贵州工业大学采矿工程专业，现在贵州工业大学采矿工程系从事岩石力学及地下工程结构稳定性分析方面的教学和科研工作。曾发表“原岩应力超声波检测及应力场分析”、“地下结构围岩锚固参数的弹塑性分析”等论文20余篇。地址：贵州省贵阳市南明区，邮码：550003。
作者单位：贵州工业大学

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