煤矿矿压观测与分析

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1、柳林煤矿矿压观测与分析1、观测目的采煤工作面矿山压力观测就是定量研究开采工程中矿压显现规律。为现场管理提供完善准确的资料，指导工程实践，解决工程问题，本次观测有以下三个方面的目的：(1)掌握采煤工作面上覆岩层运动规律；回采空间围岩与支架相互作用关系；采动引起的支承压力分布；寻求搞好工作面顶板管理的有效措施。(2)对正在使用的支架适应性进行考察。即从顶板控制出发,对在既定条件下使用支架的架型、参数、特性和支护效果提出评定性意见。(3)根据围岩条件及支撑压力分布来确定工作面巷道断面形状、规格及支架参数，煤壁前

2、方巷道超前维护距离。2、工作面概况该工作面位于+745水平二采区西部，即5201综采工作面,上限+650m,下限+625m,是二采区的第一个工作面，西临5202准备工作面，南临贾家沟煤矿，北临5#运输大巷，东临实体煤层。该工作面为综采工作面，选用选用ZZ6000/21/44型四柱支撑式掩护液压支架支护顶板，该支架额定工作阻力为6000KN/架，初撑力为5232KN/架；宽度为1430〜1600mm。工作面最大控顶距为5400mm,最小控顶距为4800mm。工作面采用自然垮落法管理顶板。运、回风超前支护采用

3、DW35-300/110单体液压支柱配合"型梁支护（一梁三柱），支护距离为30m,在工作面端头采用“四对八梁”支设，保护机头、机尾。在10m范围加设一排支护。3、主要观测内容根据柳林煤矿5201综采工作面的具体情况，并考虑到观测可行性和针对性，决定本次矿压观测的主要内容如下：（1）工作面支架支护载荷的观测。通过支架支护载荷的观测可以确定顶板压力的大小及其动压系数、周期来压步距。（2）工作面超前支承压力影响范围的观测。基于观测结果，通过分析，对工作面有关矿压显现规律进行研究。4、矿压观测手段及其测点布置（1

4、）工作面支架载荷的观测支架载荷的测定使用YHY-60A3（A）型综采支架压力监测分机监测系统和顶板检测系统进行观测。在整个工作面上设置3条观测线，分别位于工作面的两端和中部。两端侧线布置在距离上下两巷15m处。（2）工作面超前支承压力的观测工作面前方煤壁中应力的大小及其变化反映超前支承压力的影响范围和影响强度，工作面前方煤体内未受采动影响的某一点，随着工作面的推进，其应力的大小将发生变化，所以通过该点的应力变化就能捕捉超前支承压力的影响范围和应力集中峰值点，即以定点的应力变化间接的观测超前支承压力的影响范

5、围和影响程度。本次观测，利用单体支柱工作阻力检测仪对进、回顺槽中的单体支柱进行了压力观测，从而确定超前支承压力的影响范围和峰值点。观测时，应循环观测支柱受力变化，并动态记录测点到工作面的距离，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。5、矿压观测结果及分析支架载荷观测结果与分析经过为期25天三个循环的现场观测，获取了5201工作面观测（15、45、68、93、113*支架）的实际支护阻力值。（1）工作面支架阻力测定结果支护阻力均值为

6、：PcP'=3658.1KN7架；均值最大值：P"J=3702.2KN/架；支护阻力最大均值为：PepJ=3354.4KN7架；支护阻力最大值为：卩唤丄3723.1KN/架；（2）平均支护强度：以最大控顶距按平均阻力计算的支护强度为499.2KN/m2。（3）周期来压步距和来压强度的在支护阻力平均值PcP'加其一倍均方差oP为老顶来压的判据，項卩：PcpVpz*-”<3658.1102.3I<3690.7KN/架Pep的峰值可认为是老顶来压显现，两个峰值之间工作面推进的距离即为老顶来压步距。因此老顶周期来

7、压步距确定如下：第一次老顶周期来压步距为8.6m,第二次老顶周期来压步距为7.2m,第三次老顶周期来压步距为10.7.由于顶板大面积冒落造成观测有误差，实际老顶来压步距应比实测值稍大一些。周期来压强度，即动压系数n的确定：习惯上常以动压系数n作为衡量老顶周期来压强度指标，动压系数可表示为：n=Pc/Pn式中：P厂一老顶来压时支护阻力平均值；Pn-一老顶非来压时的支护阻力平均值；由该观测结果知：Pc=(3702.2+3690.7)/2=3696.4KN/架，Pn=3653.0KN/架，故动压系数为n=l.0

8、5.超前支承力观测结果与分析本次超前影响距离的观测，使用工作面前方回风顺槽中单体支柱受力变化来间接地测定超前影响范围和峰值点。可以得出超前支承压力的影响范围在工作面前方14〜15m左右，峰值点位置为距工作面前方煤壁3〜7m左右处。6、工作面矿压观测结论通过矿压观测，经数据分析和整理，获得结论如下：(1)工作面支架支护阻力均值为3658.lkN/架；最大值均值为3702.2KN/架；支护阻力最大值为3723.1KN/架；动压系数