9号、10号煤层工作面上下重叠布置矿山压力显现及控制分析

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矿山压力与岩层控制分析PPT课件

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不能对采场上覆岩层的结构状态作出更全面的描述。
18.01.2021
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资源与环境工程学院-资源工程1系
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Ground Pressure and Strata Control
(2)“预生裂隙梁”假说低应力区 高应力区 假塑性变形区
12
3



σ1
σ3
σ3
σ1
优点:煤层超前破坏以及临近采场的部分岩层出露前可能预先产生 裂隙这一点,已经为实践所证实。
②假说没有正确的揭示采场支架与围岩间的力学关系, 无法解释采场支架上显现的压力往往与支架本身力学特性有 关的现象。
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资源与环境工程学院-资源工程1系
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绪论
Ground Pressure and Strata Control
1.3.2掩护“梁”假说 ①采场是在一系列“梁”的掩护之下。这些梁在冒落前能将
人数所占比重超过30%以上,每年顶板事故影响的产量约占总产量的5%,
达到3000万t至4000万t的巨大数字。
40%
60%
35%
50%
30%
40%
瓦斯 25%
30% 20%
顶板 20%

15%
运输
10%
其它 10% 5%
瓦斯 顶板 水 运输 其它
0% 2004
2005
0% 2004
2005
图1.1 中国煤矿安全事故比例
关键层定义:在采场上覆岩层中存在多个岩层时,对 岩体活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层 。
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绪论

煤矿开采工作面及巷道顶板压力分析与处理

煤矿开采工作面及巷道顶板压力分析与处理

煤矿开采工作面及巷道顶板压力分析与处理【摘要】本文针对煤矿开采中工作面及巷道顶板压力显现规律主要以动压的形式分析其产生的类型、原因等,并且对个类型进行分析给出处理意见,最后结合淮南煤矿经验给出一些支护参数的选择。

【关键字】采煤;工作面;顶板;压力;分析与处理引言矿产业为人类的生产和生活提供重要的原材料来源,是新世纪中可持续发展的产业。

煤矿开采一直都在进行中,其中顶板压力问题一直是困扰大家的一个课题,每个煤矿的顶板管理都与顶板压力有直接的关系。

所谓的煤矿动压现象就是指煤矿井下进行开采过程中,积聚大量弹性能的煤、岩体在高应力状态下突然冒落或抛出,释放巨大的能量,产生声响、震动、气浪等显著的动力效应。

由于它具有突发的特点,因而容易造成煤矿开采过程中的严重灾难。

煤矿动压现象的两种具体表现形式就是回采工作面和采区巷道顶板压力现象。

下面对采煤工作面顶板压力现象进行分析并且给出处理建议。

1 回采工作面和采区巷道顶板动压力现象成因及主要类型煤矿回采工作面和采区巷道顶板压力主要分为静压现象和动压现象两种类型,本文主要探讨的是动压现象。

综合成因、表现形式及形成机理几个方面可以将煤矿的动压分为冲击矿压、煤及瓦斯突然喷出和顶板大面积来压三类。

(1)冲击矿压是指在高应力作用下煤或岩体聚集了大量的弹性变形能,采掘工程接近该处时,由于部分岩体接近极限平衡状态,再加之爆破等诱发因素,导致力学系统的平衡突然的破坏,瞬时发生煤岩体脆性破坏,突然释放积聚的弹性变形能,产生声响、冲击波,大量煤或岩块等被抛出的动压现象。

(2)煤和瓦斯突然喷出是由于高应力作用下积聚能量和富含瓦斯的承压作用的结果,当开采工作接近时,由于各种诱发因素的作用,致使弹性变形能和承压瓦斯的释放,形成煤和瓦斯的喷出。

(3)顶板的大面积来压是指当顶板下部的暴露面积由于煤体的采空达到一定限度时,在自重的作用下,弯曲应力超过极限应力导致顶板裂缝延伸到贯穿该岩层时,产生的顶板大面积突然塌落的现象。

采区巷道布置与矿压显现详解

采区巷道布置与矿压显现详解

(三)采区尺寸
• 1、采区尺寸范围
• 一般情况下,采区上山长度不超过1500m,采区下山 不宜超过1200m。用采区石门和溜煤眼开采时,采区 斜长可按具体条件确定。 • 采区(盘区)宜采用双翼布置,走向以不小于2000米 为宜,机械化高效开采应适当加长。因地质条件影响 只能单翼布置时,走向应不小于1000米。采区走向长 度还要考虑煤层赋存状况、厚度、构造、地压、开采 方式(是否跨上山)等各种因素具体确定。 • 煤层倾角小于12度,可用采用倾斜长壁布置,上山部 分斜长宜为1000~1500m,下上部分斜长宜为700~ 1200m。 • 随着装备水平和开采技术的提高,采区走向长度有逐 渐增大的趋势。如神华集团,3000~6000m。
• 分析目前所采用的各种矿压控制措施,从其对付矿压 的原理来看主要有这些措施:抗、避、移、卸。 • 抗--抵抗矿山压力;通过提高支护强度实施“抗 压”,投入高。 • 避--避开高应力区;巷道布置在低应力区,或错开 高压作用的时间,压力稳定后再掘巷。 • 移--移走高压。巷帮或底板开卸压槽、巷旁留卸载 空间、跨采不留煤柱。 • 卸--释放高压。可缩支架、预留收缩断面、允许底 鼓后起底。 • 矿压控制中还有最重要的一点,就是充分发挥围岩的 自身承载能力,把支架与围岩作为一个彼此密切相关 的力学相互作用系统,实现支架与围岩的共同承载作 用。锚杆支护就是明显的例子。
• 跨上山开采的影响: • 根据跨越方式的不同,前期有可能经受 一侧支撑压力、双测叠加支撑压力、采 动压力影响,跨越后巷道处于采空区下 应力降低区,若上方留设区段煤柱,则 部分上山将长期处于两侧采空引起的支 撑压力重叠区下。因此,应选择两翼一 面、沿空不留煤柱的跨上山开采最为适 宜。
(3)支撑压力在煤层底板的传播

矿山压力及岩层控制PPT学习教案

矿山压力及岩层控制PPT学习教案

第6页/共9页
四、矿山压力与矿山压力显现的关系
1、矿山压力的存在是绝对的,而显现是相对的。 2、压力显现强烈的部位不一定是压力高峰的位置, 但对某一点是相关的(例:煤壁前方值承压力与下沉 两关系)。
五、关于支护的作用问题
支架的作用在于帮助围岩稳定,把矿山压力显现 控制在要求的范围内。
锚固增加围岩内聚力,提高承载能力, 维护围岩稳定的支护类型可 锚缩喷性控支制架围允 侧岩许向变围力形岩,程有改度一变,定受保变力持形状围,态岩依 ,稳靠 提定支 高。架 承提 载供 能给 力围 。岩
第4页/共9页
(一)巷道围岩运动的相对性
由于围岩承受的压力大小、自身强度、受力状况等不同,运动 的发展程度也不相同。
1、开采深度越浅,与采深有关的支承压力越大。
150~200m以后,出现明显的塑性变形与破坏。 100~150m以上岩体处于弹性状态,变形比较小,运动相对不明显。
2、围岩的变形能力还与围岩强度有关。
通过假设支架,增加σ3,则需要的支护反力为:
3 1(1 sin ) 2 cos 1 sin
或:RT K H (1 sin) 2 cos 1 sin
三、矿压显现的相对性 由于围岩的运动受压力的大小、方向、边界以及
自身的强度极限等限制,加之支架对围岩运动的抵抗, 矿压显现不可能在任何压力存在的条件下显现出来, 即是相对的。
例: 两帮岩体力学参数为:ψ=25° , C=3MPa,k=2.5 ,γ=25kN/m3 ,
则:
H 2C cos
就是说:在采深小于150m时,不支护巷道两帮不会破坏。
(1 sin) K
H 23106 cos25 15(0 米) (1 sin 25) 2.5 25103

第四章采场矿山压力显现基本规律

第四章采场矿山压力显现基本规律

只有当老顶岩块在采空区
触矸形成反力后,其回转下
沉才会缓和和停止。
为了不使老顶沿工作面切
落,支架工作阻力应等于Q1 与Q2之和
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矿山压力与岩层控制
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第二节 老顶的初次来压
初次来压前,由于上覆岩层结构中有“梁”或“拱” 式结构存在,因此整个采空区周围的岩体可以视为一个结 构系统。这个系统的顶部是老顶岩层,四周则是直接顶和 煤柱。
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矿山压力与岩层控制
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第二节 老顶的初次来压
老顶岩层初次破断后,老顶破断岩块回转下沉引起工 作面顶板急剧下沉、支架受力普遍加大、煤壁片帮的现象。
由开切眼到初次来压时工作面推进的距离称为老顶的 初次来压步距。一般情况下,老顶的初次来压步距与老顶 初次断裂的极限跨距相当。
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矿山压力与岩层控制
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第三节 老顶的周期来压
梯形悬露 顶板的破 断形状
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矿山压力与岩层控制
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第四节 顶板压力的估算
目前,有两种确定顶板压力的办法。
估算法:根据现有的矿山压力研究成果,对工作面可
能出现的顶板压力大小进行估算;
实测法:根据对大量工作面的实测与统计数据,确定
载荷不超过平时载荷的两倍。因此可得出下述关系
pq 1q 2n h
式中 :
P —考虑直接顶载荷及老顶来压时 的支护强度,kPa;
n —老顶来压与平时压力强度的比
值,称为增载系数,取2。
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矿山压力与岩层控制
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第四节 顶板压力的估算

h M K 1

厚煤层坚硬顶板结构失稳诱发强矿压机制与防控技术

厚煤层坚硬顶板结构失稳诱发强矿压机制与防控技术

厚煤层坚硬顶板结构失稳诱发强矿压机制与防控技术厚煤层开采过程中,坚硬顶板的稳定性对于矿井安全具有重要作用。

然而,厚煤层坚硬顶板结构失稳会诱发强矿压现象,严重威胁矿工人员的生命财产安全,因此如何预防和控制坚硬顶板失稳成为了煤矿开采过程中亟待解决的问题。

本文从厚煤层坚硬顶板结构特征、顶板结构稳定性和失稳机理入手,对坚硬顶板失稳所引起的强矿压机制进行了详细探讨。

研究表明,顶板岩层间接触角度、岩层厚度、岩层强度等是影响顶板结构稳定性的重要因素。

当顶板结构失稳后,压力集中现象会导致矿压作用极其强烈,随着时间的推移,矿岩受到拉伸、剪切、压缩等复杂条件下的力学作用,形成了各种开裂和变形现象,从而进一步加剧了矿压激烈程度。

为了有效防止厚煤层坚硬顶板失稳,本文提出了以下几种防控技术。

首先,通过地质勘探学和力学分析法尽可能完整地掌握厚煤层岩体物理力学性质和矿井构造情况,从而对矿区内不同岩层进行分类评估。

其次,通过加固支护措施将压力逐渐转移到崩落支柱、角架等支护体系上,减少压力向上传递,增加顶板的稳定性。

在加固措施方面,应建立强度匹配的支护体系,如崩落支柱、角架等,这样支撑和传递的压力就能合理分配,防止顶板结构整体失稳。

此外,增加人工支护强度和面积,使用地震勘探监测技术观测矿体的动态变化,及时预判并应对各类突发情况,都是有效防范坚硬顶板失稳的方法。

本文的研究对于厚煤层矿井的安全生产具有重要意义,可以为煤矿行业的安全防范提供参考依据。

同时,本文也为进一步深入探讨厚煤层挖掘过程中的安全问题提供了理论基础,具有一定的学术参考价值。

关键词:厚煤层;坚硬顶板;矿压机制;防控技另外,除了加强支护措施外,及时排放瓦斯也是防止厚煤层坚硬顶板失稳的重要手段之一。

因为在厚煤层开采过程中,瓦斯积聚往往是不可避免的,过高的瓦斯浓度会对矿井的安全稳定性产生很大影响。

一旦发生瓦斯爆炸,不仅会造成人员伤亡和设备损坏,还会破坏煤层和岩层结构,使矿井综采难度增大,甚至导致失稳事故。

9.9事故剖析

9.9事故剖析

9.9顶板事故自我剖析(贾新林)各位领导、老师、同学大家好:我叫贾新林,现任新疆华安煤矿安全副矿长兼调度室主任,针对我矿9.9发生一起巷道片帮,导致一名职工兄弟死亡事故,认识分析如下:2015年9月9日14时左右(北京时间,下同),新疆华安矿业股份有限公司煤矿(以下简称华安煤矿)+770m水平8#煤层综放工作面回风巷乳化液泵站处发生一起顶板事故,造成1人死亡,直接经济损失95万元。

我是华安煤矿安全副矿长,负责华安煤矿通防及安全管理工作,在本次事故中负有不可推卸的责任。

本次事故的发生,充分暴露出我工作中还存在较多不足,没有尽到一个安全管理者应尽的责任,因为由于我工作上的缺陷,为这次事故的发生埋下了隐患,导致一个鲜活生命的消失,失去一个个和美的家庭,给企业带来了巨大的损失,在社会上造成了负面的影响。

一、事故发生后,对我教育很深,认真剖析找原因,以及我在煤矿安全管理中存在的不足,避免同类事故再次发生,以利于今后更好的工作二、事故发生经过2015年9月9日8时30分,综采区区长陈朝福在井口会议室组织召开班前会,冯永贤班组12人,姚兴全班方继光、贺德永等10人及安全员柯玉海参加会议。

会议安排冯永贤班在+765~+795m 轨道下山铺设轨道,姚兴全班方继光(死者)在工作面回风巷操作乳化液泵,其余人员在工作面打扫卫生、检查工作面两巷超前支护、维修采煤机等工作。

9时50分,人员按照分工陆续下井到达各自工作岗位开始工作。

姚兴全在工作面运输巷给单体支柱补液,贺德永、向安全等3人在工作面帮助修理采煤机,方继光在工作面回风巷乳化液泵站,其余人在运输巷清理刮板机,打扫卫生等。

乳化液泵因支架补液和维修采煤机吊装采煤机摇臂,当班多次使用,随用随开,工作面的作业人员用打电话或打铃的方式通知泵站司机。

14时10分左右,在维修采煤机过程中,因安装摇臂空间不够,向安全到工作面回风巷寻找十字镐,在乳化液泵站处看见发光的矿灯灯头向下,在电缆车上有一顶矿帽,看见方继光头顶部位,身体被巷道下帮垮落的钢丝网和煤体掩埋。

正丰双欣矿初设(一次修改)

正丰双欣矿初设(一次修改)

总论一、概述鄂尔多斯市正丰矿业有限责任公司鄂托克旗双欣煤矿(以下简称“双欣煤矿”),该矿井隶属于内蒙古鄂尔多斯市正丰矿业有限责任公司,行政区划隶属鄂托克旗棋盘井镇管辖。

根据内蒙古自治区国土资源厅2006年11月3日颁发的采矿许可证,证号:C1500002009081120032910,划定的井田范围由9个拐点圈定,井田面积4.0633km2,批准开采标高为1400m~870m。

批复生产能力为0.90Mt/a。

双欣煤矿为一生产矿井,原有初步设计为2006年6月由内蒙古自治区煤炭科学研究所编制的《内蒙古鄂尔多斯市鄂托克旗双欣煤矿初步设计》,并取得内蒙古自治区煤炭工业局批复文件《关于印发〈鄂尔多斯市正丰矿业有限责任公司鄂托克旗尔格图双欣煤矿初步设计的批复》(内煤局字[2006]121号),配套的安全专篇由内蒙古煤矿安全监察局批复文件《关于鄂托克旗尔格图双欣煤矿初步设计安全专篇的批复》(内煤安二处字[2006]15号)。

根据原初步设计及批复内容,矿井采用斜~立井多水平混合开拓方式。

井田划分2个开采水平,上煤组(8、9、10号煤层)为一水平,水平标高+1130m;下煤组(15、16-1、16-2、17号煤层)为二水平,水平标高+1075m。

各水平大巷采用上、下山(轨道、运输、回风)布置。

矿井前期移交上煤组8号煤层1个高档普采工作面,半年后再增加上煤组8号煤层1个综采工作面,全矿配备3个钻爆掘进工作面,采掘比2:3。

该矿井于2007年2月完成建井施工并顺利通过煤矿各项验收工作,同时取得内蒙古自治区煤炭工业局验收批复文件《内蒙古自治区煤炭工业局关于印发〈鄂尔多斯市正丰矿业有限责任公司鄂托克旗双欣煤矿建设项目(90万吨/年)竣工验收意见书〉的通知》(内煤局字[2007]32号)。

由于原设计依据的地质资料《内蒙古自治区桌子山煤田白云乌素矿区尔格图双欣煤矿煤炭资源储量核实报告》的勘探程度为详查,对井田内次生构造断层控制不足,通过矿方井下巷道掘进实际揭露情况,井下实际断层较多。

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和单体 柱测 压等 。
2 ) 观测 方法 : 对 工作 面 每架 支架 支 护载 荷每 班 进 行观 测 ,定期 对 两巷 测点 处巷 道顶 底 板移 近 量 、

两帮变化量进行测量并记录真实数据 , 以便准确分
析、 确定 超 前支 承压力 影 响范 围和峰 值点 。
2 . 2 矿压 仪 器仪表 观 测布置 方 法 1 )巷道 表 面变 形测 点 布 置 :巷 道表 面 收敛 量 测 采用 十字 布点 法 安设 表面 收敛 监测 断 面 , 每个 断
全 生 产奠 定 了基 础『 1 ] 。
9 2 0 1 工作 面煤 厚 0 . 9 2 ~ 1 . 4 0 1 T I ,平 均 1 . 2 m, 为 薄 煤层 ; 9号煤 顶板 为 较稳 定 的 K 灰岩 , 厚5 - 8 i n , 具 有坚 硬稳 定 、 开 采后 不 易垮 落 的特 点 , 且K 灰 岩 为 岩 溶 裂 隙含 水 层 ; 9号 煤 底 板 为 松 软 破 碎 的泥
台阶下沉 , 支柱受 的载荷增加 , 采空 区发出闷雷声
等 。根 据观 测分 析 : 9 2 0 1 工作 面推 进 2 0 0 m 的矿压
测试记 录, 工作面从第一次初次来压后 , 每推进 2 0
多 m左 右 , 工 作 面就 出现上 述来 压 现 象 , 初 步确 定 9 2 0 1工 作 面 周 期 来 压 步距 为 2 2 n q ; 1 0 2 0 1工 作 面 已进 推 进 了 1 5 0 m, 其周 期来 压 步 距 为 8 m。图 3 、 图 4为 9号 、 l 0号煤 周期来 压压 力显 现 图 。
9 2 0 1薄 煤 层 综 采 工 作 面 胶 带顺 槽 长 为 2 2 0 3
m ,
可采 长 度 为 2 1 2 0 . 5 m, 轨 道 顺槽 长为 2 1 3 0 m,
可采 长度 为 2 1 2 0 . 5 m, 工作 面 长度 为 1 5 0 r n 。9 2 0 1
期来压等矿 山压力显现观测 , 总结、 分析 出上下两个工作面最佳技 术参数 , 确定上下工作面最佳前后错距 、 工作 面巷
道 支护稳定 , 有效 掌握 两工作 面压 力显现 , 确保安全生产。 关键词 : 重叠布 置 ; 矿压观测 ; 周期 来压 ; 合理错距
中图分类号 : T D3 2 文 献标 识 码 : A
为基点 , 用钢卷尺和测杆进行测读。 胶带、 轨道顺槽 侧自 工作面煤壁前方 1 0 m起开始布置巷道变形量
观测 断面 ,按每 1 0 m 间距 布置 观测 断 面 ,共布 置 1 0个观测 断 面 , 观 测范 围 1 0 0 m。
2 ) 超 前 支 承压 力观 测 :两 顺槽 内 自切 眼煤 壁
工作面压力影响, 其超前 1 0 0 m范围内压力变化明 显, 其中, 工作 面 往 外 0 ~ 4 0 m 范 围 内受 到 9 2 0 1 工
第 2期
刘春 盛 : 9 号、 1 0号煤层工作面上下重叠布置矿 山压力显现及 控制分析
0 5 5
作面及 1 0 2 0 1 工 作 面采 动 双重 压力 的影 响最 大 , 发 生 顶 板下 沉 , 底板 鼓 起 , 巷 帮移 近等 压 力特 征 , 总结 分 析确定 : 1 0 2 0 1工 作 面 两 顺 槽 1 0 0 m范围 内 , 顶 底板 移近量 1 0 0 ~ 5 0 0 m m, 平均为 3 0 0 mm; 两 帮 移



围超过工作面长度的一半 ,垮距离称为初次垮距 。 9 2 0 1工作 面初 次垮 步 距 为 1 8 ~ 2 6 m, 平均 2 2 m, 以 此数据判断直接顶稳定性 ,属于 Ⅱ类稳定顶 板 。 1 0 2 0 1 工作 面初 次垮 步距 为 6 ~ 1 0 m, 工作 面顶 板全
1 0 m起 , 每隔 3 ~ 5 m左 右 安装 一块 压 力表 , 共 安 装 5块 压 力表 , 随工 作 面推 进 前移 压力 表 。观测 和 记
录工作面前方 3 0 m范围内的超前支护单体压力 。
3 矿压显现观测数据分析
3 . 1 直接 顶初 次垮 落及 初次 来压 9 2 0 1 工 作 面开 采后 ,直接 顶 第 一 次大 面 积 垮 为 直接 顶初 次 垮 , 判 断标 准 为 : 垮 高度 超 过 1 m, 范
3 . 2 基本 顶 的周 期 来压
日期
图2 1 0号煤 顶 板初 次 垮 落 、 老 顶 初 次 来 压 压 力 显 现 图
面内设定两帮方 向和顶底板方向的位移基点 , 两帮
方 向选 定锚 杆端 头 作为 基点 , 顶 底方 向埋 置 钢钎 作
基本 顶 的周期 来 压 , 沿工作 面 方 向不是 同时来 压, 而是 呈现 分段 局部来 压 、 迁移 特征 。 工 作 面 由两 端 向中 间来 压 , 支 架 载荷 增 加 ; 两 巷 顶 板 下 沉速 度 急剧 增加 , 两 帮移 近量 也增 加 , 煤壁 片 帮 、 顶 板 发生
1 ) 本次 矿压 观测 所 采取 的观测 手段 : 巷道 表 面
作者简 介 : 刘春盛 ( 1 9 6 9 一 ) , 男, 山西广灵人 , 在职研 究生 , 高级工程师 , 研究方向 : 矿山压力与岩层控制。

西


第 3 5卷
收敛 量测 、 综 采 液压 支 架 监测 、 顶 板离 层 动 态 监 测
第3 5卷 第 2 期 2 0 1 5年 4月
文 章 编号: 1 6 7 2 — 5 0 5 0 ( 2 0 1 5 ) 0 2 — 0 0 5 3 — 0 4
山 西煤 炭
SHANXI C0AL
Vo l _ 3 5 No. 2
Ap r . 201 5
D OI : 1 0 . 3 9 6 9 / j . e n k i . i s s n 1 6 7 2 — 5 0 5 0 s x m t . 2 0 1 5 . 0 2 . 0 1 7
部垮 , 初 次垮 步距 为 8 m。 图1 、 图 2分别 为 9号 、 1 0
舄 昌 高 高 昌 高 昌 日期
图3 9号 煤 层 周 期 来 压压 力 显现 图
5 0
4 O

号煤 顶板 初次 垮落 、 老顶 初 次来压 压力 显现 图 。 ( 图 1 一 图 4中 1 为工 作 面机 头 处支 架 测点 ; 2 、 4为 工作 面距 机 头 、机 尾 2 0 m处测点 ; 3为工 作 面 中部 测 点; 5为 机尾 支架 测点 。 )
用上下重叠联合布置开采 , 9 2 0 1 工作 面顺槽 内错
1 0 2 0 1 工 作 面顺 槽 中对 中 1 0 m。9 2 0 1工作 面超 前 1 0 2 0 1 工作 面 7 8 m, 1 0 2 0 1 工作 面 胶 带顺 槽 的长 为 2 2 8 2 m, 可采 长度 为 2 2 0 0 m, 轨道顺 槽 长 为 2 2 1 0
杂3 0
盟2 0
1 0 0
0 l 0 l 寸 1 0 I 寸 I 0 I 寸 0 l 0 l 寸 0 1 0 I 寸 0
日期
图4 1 0号 煤 层 周期 来压 压 力显 现 图 四

I n
3 . 3 工 作面 两顺槽 1 0 0 n l 范 围巷道 收敛 分 析
1 . 3 工作 面煤 层及 顶底 板岩 性
析、 研究 , 确定 了适合该矿井地质条件下 的上下两 工 作 面重 叠 布置 同采 的最佳 技 术参 数 , 合 理 确定 了
两 工作 面前 后 错 距 和巷 道 支 护 稳 定 性 ,使 滞 后 的 l 0号 层 工作 面 两顺 槽 压 力 显 现 降为 最低 ,最 大 限 度缩短了 1 0号 层工 作 面超 前 支护 距 离 ,为 矿井 安

根 据在 1 0 2 0 1 工 作 面长期 矿 压 的观测 , 分析 工
作 面 回采过 程 中两 端 头 和切 眼 向外 1 0 0范 围 内两
日期



顺 槽 矿 压 显 现 状 态 ,1 0 2 0 1 工 作 面两 顺 槽 受 9 2 0 1
图 1 9号煤顶板初次垮落、 老顶初次来压压 力显现 图
Байду номын сангаас
m, 可采长度为 2 2 0 0 m, 工作面长度为 1 7 0 m。
1 . 2 工作 面巷 道布 置及 断面
9 2 0 1轨 道顺 槽 为 回风巷 , 9 2 0 1胶 带 顺 槽 为 进 风巷 , 两顺 槽 均采 用 矩形 断 面 , 沿顶 板掘 进 。1 0 2 0 1 轨 道 顺 槽 为 回风 巷 , 1 0 2 0 1胶 带顺 槽 为 进 风 巷 , 顺 槽 均采 用 矩形 断面 , 1 0 2 0 1 胶 带顺 槽 、轨 道顺 槽 均 沿底 板 掘进 。
2 矿 压 观 测 方 法
2 . 1 矿压 观 测手 段
工 作 面正下方为 1 0 2 0 1工 作 面 ,煤 层 间 距 4 . 3 5 ~ 6 . 2 1 m,平均 间距 5 . 2 8 m, 9 2 0 1与 1 0 2 0 1 工 作 面采
收 稿 日期 : 2 0 1 5 — 0 l 一 0 6
山西 灵 石华 苑 煤业 有 限公 司 为 2 0 0 9年兼 并 重 组 整 合单 独保 留煤 矿 , 矿井 生产 能力 为 0 . 9 M妇 , 批 复 开 采 7号 、 9号 、 l 0号 煤 层 , 现 开采 9号 、 l 0号煤 层。 9号 、 l 0号煤 层 间距 4 . 3 5 ~ 6 . 2 1 m, 平均 5 . 2 8 m。 批 准 的初 步设 计 采 用 9号 煤 层 回采 工 作 面超 前 1 0 号 煤层 回采工 作 面 7 8 m距 离上 下 重叠 布 置 同采 的 开 采方 法 。 为保 证上 下两 工作 面 在初 采及 正 常 回采 过 程 中的安全 生 产 , 华苑 煤 业在 工 作 面初采 初 放 以 及 正 常 回采 时进 行 矿 山压 力 显 现 观 测 和 分 析 , 收 集、 掌 握矿 山压力 显 现数 据 , 通 过 一年来 的观 测 、 分
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