1、1石炭第太原组 5#煤特厚煤层综采放顶煤工作面矿压研究一、观察的目得、项目及方法1、观测目得：A、掌握综采工作面上覆岩层运动规律，回采空间围岩与液压支架的相互作用关系。B、确定支架在本煤层的运行及适应情况。C、提供支架受力的理论依据。D、确定老顶来压步距，判断老顶来压强度分级。2、观测项目及方法：采用 ZDYJZA 型综采矿压自动记录仪，沿工作面方向按“三区五线”布置测线。测站分别设在 10#、30#、40#、50#、70#支架上。二、测区地质及生产技术条件1、观测工作面的地质条件（附柱状图）12.510.010.5012.0-16.50 1.201.508.01.501.7-3.03 258
2、.0-23.60 13.50209.60219.60230.10241.3024.80245.15253.1526.65268.155#6#K1细 砂 岩泥 岩细 砂 岩煤炭 质 泥 岩煤泥 岩细 砂 岩粘 土 岩深 灰 色 、 细 粒 结 构 ， 含 碎 石黑 色 、 水 平 层 理黑 色 、 夹 薄 层 煤 ， 相 变 为 泥 岩暗 煤 为 主 ， 软 疏 松一 般 夹 2-5层 泥 岩 或 炭 质 泥 岩灰 黑 色 ， 含 植 物 化 石 局 部 相 变 为 泥 岩暗 煤 为 主 ， 底 部 含 黄 铁 矿黑 色 ， 夹 薄 层 细 砂 岩 ， 铝 土 岩 ， 局 部 含 煤 线深 白
3、、 灰 褐 色 ， 石 英 为 主 ， 正 粒 序 结 构兰 灰 色 ， 致 密 ， 不 稳 定工 作 面 地 层 综 合 柱 状 图2石湖矿 51001 综采放顶煤工作面开采 5 煤层，煤层平均厚度 11.2 米，直接顶为灰褐色碳质泥岩，厚 1.85 米。老顶为灰白色的粗砂岩，厚 12.89米。局部地段有一层厚 0.3 米灰白色碳质泥岩伪顶。直接底为厚 1.98 米的黑色砂质泥岩。基本底为灰色或灰黑色泥岩和砂岩，厚 5.61 米。煤层倾角 7 度左右。51001 工作面于 2008 年 2 月份开采，于 2009 年 2 月份结束。51001 工作面在掘切眼过程中，遇到四个断层，落差最大 8
4、 米，最小0.5 米，对回采有一定影响，此处回采时不能放煤。具体断层情况如下：断层序号 位置 性质 走向() 倾角() 落差(m)1 M17处 正断层 349 45 82M18前 25米正断层 135 47 0.53 M19处 逆断层 93 80 0.64M19前 28米正断层 95 38 2.2该工作面范围内，没有褶皱构造、岩溶陷落柱、火成岩存在。2、观测工作面的开采系统、开采要素、工作面周围的回采状况与采空区的相对空间关系等（附采区平面图） 。3N510轨道下山 运输下山 回风下山运输大巷 煤 仓510总 回 风 巷 510回 风 顺 槽运 输 顺 槽 切眼工 作 面 平 面 图51001
5、 工作面位于 510 采区的 1372 水平；地面标高 1558-1579 米，井下标高为 1315-1373 米，地面面相对位置为山坡山梁。无任何建筑物。51001 工作面东与井田边界线留设 20 米保安煤柱，西为采区三条下山巷，南为大运二级路，北为未设计的空工作面。51001 工作面上巷为运料回风顺槽，长度为 610 米，巷内钉 22Kg/m 轨型、600mm 轨距轨道，断面规格为 3.52.8 米的矩形巷道，下巷为运输进风顺槽，长度为 710 米，为机轨合一巷，与 510 运输下山联通，巷内靠工作面一侧钉 22Kg/m 轨型、600mm 轨距轨道，下巷为 4.22.8 米的矩形巷道，都采
6、用锚杆、锚索加菱形网支护，上巷用于运料、回风、行人；下巷主要用途为工作面出煤、进风、行人等。两条顺槽巷道均沿煤层底板布置。3、观测工作面支架型号及参数、支架规格、采煤机型号及工作方式、控顶宽度、端头支护方式及劳动组织等（附支架总图及主要技术特征表）451001 工作面用 ZF4600 液压支架 76 架，采高 2.8 米，采放比为1：3。工作面最大控顶距 4.927 米，最小控顶距 4.327 米，最大端面距0.907 米，最小端面距 0.307 米，移架后端面距最大不得超过 0.35 米。主斜井 煤 仓B12B337.84196.M5728C-C1-36.52174C-312.90137.9
7、R3674152R8910石 门 大 巷回 风 巷 主D21436.主DKKMM317.405.74K3147.0K413.K5137.9K6135.25F1F23368.159.8 K1328.4K913.K8135.K7136. 056T2TG3G M6M7M8M910M12M13M145M M18135.9134.136.43.42534.36.8.437.90634567 8号符 称名 号型格规 量数车绞度调 J 车绞速双 车绞柱回 S车绞度调 套带皮 DJ10/6325泵水 4站泵 BRW.部 台 号符 称名 号型格规 量数架支头端 机煤割 MG150/37-WSZ64子溜 2部架支
8、度过 架支间中 ZTF9架架架部子溜 部工 作 面 设 备 布 置 图机碎破 PC部泵水 台设备配备：存放地点 设备名称 型号 数量 备注采煤机 MG150/375-W 1 台放顶煤液压支架 ZF4600/19/30 76 架过渡支架 ZFG5000/21/32 4 架端头支架 ZTZ10000/21/32 1 架后部刮板输送机 SGZ764/400 1 部前部刮板输送机 SGZ630/264 1 部转载机 B-764/132 1 部工作面破碎机 PCM110 1 台5主要机电设备技术特征：1、采煤机型号：MG150/375-W 装机总功率功率： 375KW截割高度：1.32.85 米 电压等
9、级：1140 伏煤层倾角：小于 35 度 牵引力： 325KN牵引速度： 06m/min 滚筒型号：TZ16/6.0/3FC2、放顶煤液压支架型号：ZF4600-19/30 工作阻力： 36.62MPa支架高度：1.93.0 米 支架重：15.136T支护强度：0.74MPa 初撑力：3220kn前柱缸径：220mm 后柱缸径：210mm3、后部刮板运输机型号：SGZ-764/400 设计长度：200 米装机功率：2200KW 刮板链速：1.1 米/秒输送量 ：900t/h4、前部刮板运输机型号：SGZ-630/264 设计长度：200 米装机功率：2132KW 刮板链速：0.93 米/秒输送
10、量 ：450t/h5、转载机型号： B764/132 功率：132KW出厂长度：29.7 米 刮板链速：1.33 米/秒输送量 ：900t/h66、皮带输送机型号：DSJ-100/63/125 型 功率：125KW运输能力：630T/h 输送长度：600 m带宽：1000mm 带速：1.88m/S贮带长度：50m7、破碎机型号：PCM110 破碎能力：1000t/h转动惯量：890KgM 2 电动机转速：1470r/min破碎锤头冲击速度：22.7m/s 破碎主轴转速：470r/min最大输入块度：700700mm 功率： 110KW外形尺寸：580019501750 重量： 13.7 吨8、
11、乳化液泵型号：BRW-315/31.5/200 功率：200KW压力：31.5Mpa 外形尺寸：338012351360流量：315 升/分 重量：4.5 吨三、观测结果分析1）顶板来压特征本次观测只对支架的工作阻力进行了观测。根据初撑力末阻力综合曲线显示并结合现场实际观察，支架末阻力在大于平均阻力加一倍均方差，可认为出现周期来压。但由于顶板岩性的不均一性造成的力学性质差异和工作面推进度、地质构造以及支架支撑效果等的影响，周期来压时间、距离与强度并不相同。7A、老顶周期来压显现支护阻力（MPa） 初撑力（MPa）周期来压次序周期来 压测站位 置 上部 中部 上部 中部来压前 15.2 5.5
12、9 0.5来压时 22 7.54 13.8 3.5一来压时/来压前 1.45 1.37 1.53 7来压前 9.5 6.17 8.5 1.92来压时 23.7 10.6 16.8 7二来压时/来压前 2.49 1.72 1.98 3.65来压前 13.2 2.67 4.25 0.33来压时 26.5 9.04 22.7 5.58三来压时/来压前 2 3.39 5.34 16.9来压前 21.8 7.61 16.3 5.57来压时 34.2 14 31 9.57四来压时/来压前 1.57 1.84 1.9 1.72来压前 5 8 2 4.67来压时 27 18.2 13.8 10.7五来压时/来
13、压前 5.4 2.28 6.9 2.29B、来压步距依据支架支柱工作阻力的平均值与均方差，确定老顶来压峰值（数据曲线已显示）及步距。PmP+(1-2) PPm-判定老顶来压的支护阻力； P -支护阻力的均方差。P-观测期间全部支护阻力的平均值；由于工作面切眼内有 4 条断层，切眼附近的数据不能反映工作面整体情况，故数据选取远离切眼的数据进行分析。根据 ZDYJZA 型综采矿压记录仪的数据曲线分析，周期来压间隔为 2-3 天，每天按 2.4 米的推移速度算：老顶周期来压步距为：5-8 米。由于切眼处有断层存在，不能准确8反映老顶初次来压步距，故按公式： 可知，老顶初次来3120EL压步距为：16
14、-24 米。 C、来压强度动载系数来压性质 来压次序 情况说明来压步距（米）间隔时间（天） 按初撑力计按最大阻力计 平均上部 1.53 1.45 1.491中部 7 1.37 4.19上部 4.8 2 1.98 2.49 2.242中部 7.2 3 3.65 1.72 2.69上部 7.2 3 5.34 2 3.673中部 7.2 3 16.9 3.39 10.15上部 7.2 3 1.9 1.57 1.744中部 4.8 2 1.72 1.84 1.78上部 7.2 3 6.9 5.4 6.15周期来压5 中部 4.8 2 2.29 2.28 2.285D、确定老顶来压强度级别：N=h/h
15、采 =【（1-75%）*11.2+1.85】/11.2*75%=0.55L 老 =16-24 米由此可判断老顶来压强度分级为级。3)、对支架参数合理性的分析（1） 、初撑力的平均值及分布频率；（后附初撑力与末阻力统计直方图）按照初撑力与末阻力统计直方图（6 月份 40 号架） ，初撑力在 900KN-1200KN 为 10%；1200KN-1500KN 为 10%；1500KN-1800KN 为30%； 1800KN-2100KN 为 10%；2100KN-2400KN 为 20%；2700KN-3000KN 为 10%；3300KN-3600KN 为 10%；3600KN-3900KN 为5
16、%； 3900KN-4200KN 为 5%。初撑力最大为 4156KN，最小为 1148KN，9平均值为 2309KN。达到额定初撑力只占 5%。由于初撑力过低，这样就使顶煤直接顶得不到及时支撑，造成顶煤和直接顶过大的离层或过早断裂，上覆老顶活动取得不了平衡容易失去稳定，这样支架不仅要承受直接顶的压力，还要承受来自老顶的压力，这容易造成相邻支架超负荷运行而损坏支架或造成架前冒顶，给回采工作造成困难。（2） 、初撑力对时间的加权平均阻力的影响时间加权平均阻力：工作阻力 3150 3200 3400 3500 3600 3427时间 0.5 1 3 1.5工作阻力 3700 4150 4250 4
17、200 4150 4167时间 0.5 1 1 3.5工作阻力 2000 2500 2800 3000 3200 2735时间 1 1.5 1.5 1工作阻力 3900 4000 4100 4150 4250 4100时间 0.5 1 1 1工作阻力 3600 3800 4100 3900 4350 3936时间 1.5 0.5 1 1.5工作阻力 1250 1300 1700 1800 2400 1526时间 0.8 1 0.5 0.2工作阻力 1700 2000 2100 2300 2500 2105时间 1.5 1 1.5 1工作阻力 2600 2800 3000 3200 3400 2
18、957时间 2 2.5 1 1.5工作阻力 3000 3200 3500 3600 3700 3489时间 0.5 1 1.5 1.5工作阻力 3600 3800 3900 4000 4100 3877时间 1 2.5 1 1序号 初撑力（KN）平均阻力（KN）序号 初撑力（KN）平均阻力（KN）序号 初撑力（KN）平均阻力（KN）1 3150 3427 5 3600 3936 9 3000 34892 3700 4167 6 1250 1526 10 3600 3877103 2000 2735 7 1700 21054 3900 4100 8 2600 2957对以上数据作散点图如下：由散
19、点图可看出，数据接近于一条直线，故可用一元回归方程来表示他们之间的关系：P 初 =a+bP 阻大P 初 -支架初撑力，KNa、b-回归系数P 阻大 -支架最大工作阻力,KN11列表如下求 a、b 回归方程系数：序号 P 初 P 阻 P 初 2 P 阻 2 P 初 P 阻1 3150 3427 9922500 11744329 107950502 3700 4167 13690000 17363889 154179003 2000 2735 4000000 7480225 54700004 3900 4100 15210000 16810000 159900005 3600 3936 12960
20、000 15492096 141696006 1250 1526 1562500 2328676 19075007 1700 2105 2890000 4431025 35785008 2600 2957 6760000 8743849 76882009 3000 3489 9000000 12173121 1046700010 3600 3877 12960000 15031129 13957200 28500 32319 88955000 111598339 99440950回归直线方程计算表初 =28500niP1 阻 =32319niP1 n=10初 /n=2850i 阻 /n=323
21、1.9i初 2=88955000ni1 阻 2=ni1 111598339阻 P 初 =ni1 99440950（ 初 ） 2/n=niP181225000（ 阻 )2/n=niP1104451776.1初 阻 /n=ni1i9210915012初 2 -（ 初 ） 2/nniP1ni1=7730000阻 2 -（ 阻 ） 2/nniP1ni1=7146562.9阻 P 初 - 初ni1 ni1阻 /n=7331800ni1b=（ 阻 P 初 - 初 阻 /n）/ 初 2 -（ 初 ） 2/n=0.9485ni1ni1i niP1ni1a= 初 /n-b（ 阻 /n）=-215.5ni1 ni
22、1于是得到回归方程为：P 初 =-215.5+0.9485P 阻相关系数：r=L xy/（L xx*Lyy） 1/2=7331800/（7730000*7146562.9） 1/2 =0.9861 并且靠近 1查才相关系数检验表：n-2=8 d=5%则 r=0.6320.986说明初撑力与时间的加权平均阻力有密切的线性关系。（3） 、初撑力对最大阻力的影响序号 初撑力（KN）最大阻力（KN）序号 初撑力（KN）最大阻力（KN）序号 初撑力（KN）最大阻力（KN）1 3150 3600 5 3600 4350 9 3000 37002 3700 4250 6 1250 2400 10 3600
23、41003 2000 3200 7 1700 25004 3900 4250 8 2600 3400对以上数据作散点图如下：13由散点图可看出，数据接近于一条直线，故可用一元回归方程来表示他们之间的关系：P 初 =a+bP 阻大P 初 -支架初撑力，KNa、b-回归系数P 阻大 -支架最大工作阻力，KN列表如下求 a、b 回归方程系数：序号 P 初 P 阻大 P 初 2 P 阻大 2 P 初 P 阻大1 3150 3600 9922500 12960000 113400002 3700 4250 13690000 18062500 157250003 2000 3200 4000000 102
24、40000 64000004 3900 4250 15210000 18062500 165750005 3600 4350 12960000 18922500 156600006 1250 2400 1562500 5760000 30000007 1700 2500 2890000 6250000 42500008 2600 3400 6760000 11560000 88400009 3000 3700 9000000 13690000 1110000010 3600 4100 12960000 16810000 1476000014 28500 35750 88955000 13231
25、7500 107650000回归直线方程计算表初 =28500niP1 阻 =35750niP1 n=10初 /n =2850i 阻 /n =3575i初 2=88955000ni1阻 2 =132317500ni1阻 P 初 =ni1 107650000（ 初 ） 2/n =81225000niP1 （ 阻 )2/n =niP1127806250初 阻 /n=ni1i101887500初 2 -（ 初 ） 2/nni1ni1=7730000阻 2 -（ 阻 ）ni1ni12/n=4511250阻 P 初 - 初ni1 ni1阻 /n=5762500ni1b=（ 阻 P 初 - 初 阻 /n）
26、/ 初 2 -（ 初 ） 2/n=0.7455ni1ni1i niP1ni1a= 初 /n-b（ 阻 /n）=184.8ni1 ni1于是得到回归方程为：P 初 =184.8+0.7455P 阻大相关系数：r=L xy/（L xx*Lyy） 1/2=5762500/（7730000*4511250） 1/2=0.981 并且靠近 1查才相关系数检验表：n-2=8 d=5%则 r=0.6320.98说明初撑力与最大阻力有密切的线性关系。（4） 、临界初撑力的确定；根据初撑力与时间加权平均阻力以及初撑力与最大工作阻力的回归线性方程以及安全阀开启频率可知：临界初撑力 P 临 =3634KN（5） 、
27、额定初撑力的利用率15从初撑力统计直方图中可看出，额定初撑力的利用率仅为 5%。（6） 、额定阻力合理性的评价，建议的额定阻力。A、确定临界初撑支护强度 q：q=p 临 /B0Lm=3634/(1.5*4.927)=491.7KN/m2p 临 -临界初撑力，KNB0-支架中心距，1.5mLm-控顶距，4.927mB、确定临界时间加权支护强度 q 临 ：q 临 =1.4q=1.4*491.7=688.4 KN/m2C、确定必须的支护强度：Qh=2.1 q 临 =1445.6KN/m2由此可看出，51001 工作面支架选型偏低。4） 、顶梁载荷分布及改善途径（1） 、根据实测阻力及支架参数，计算顶
28、梁的平均合力作用点及垂直合力；由于前后柱受力的不同，其合力作用点的位置不同。按照采集数据，取它们的平均数值以及最大数值进行分析：51001 工作面在 2008 年 6 月 20 日到 30 日的观测数值中，前柱最大工作阻力为：2660KN，平均工作阻力为 905.7 KN。后柱最大工作阻力为1281 KN，平均工作阻力为 618.1 KN。A、支架所承受的载荷为：Q=n 1p1+n2p2n1-前柱数目。n2-后柱数目。16p1-前柱工作阻力，KNp2-后柱工作阻力，KN故在 6 月 20 日到 30 日，支架所承受的最大工作阻力为：7882 KN，所承受的平均工作阻力为：3047.6 KN 。
29、基本与所测数据相符。B、合力作用点位置：P1L1=P2L2 故 P1:P2=L2:L1L2-后柱在顶梁上的支撑点到合力作用点的距离。L1-前柱在顶梁上的支撑点到合力作用点的距离。由上式可看出：在 P1 大于 P2 时，合力作用点的位置靠近前柱；在 P2大于 P1 时，合力作用点的位置靠近后柱。在 P1 等于 P2 时，合力作用点的位置在两柱中间。在 P1=0 时，合力作用点的位置在后柱上。在 P2=0 时，合力作用点的位置在前柱上。采空块煤和矸石冒落后，由于它们之间的咬合作用，极易满足三绞拱的形成条件，形成压力拱。在非周期来压期间，随工作面支架的推移，直接顶以及顶煤的断裂位置在支架中后部，支架
30、前端处于完整直接顶以及顶煤的保护区域内，此时支架后部的压力要明显的高于前部。如果架后放煤过多，使架后形成空洞，压力拱要重新形成，向煤壁方向移动。造成支架前部顶煤破碎。那么压力拱的一端将由采空矸石支撑，另一端将由支架前端支撑，这就极易造成支架前柱超负荷运行。在顶板周期来压期间，由于老顶的弯曲下沉，造成直接顶在煤壁处的过早断裂， ，此时，支架不仅要承受顶煤的压力，而且还要承受直接顶和老顶给与的压力。放煤过多，更易造成支架前柱的损坏。按最大工作阻力计算时：L 2:L1=2660：1281=2.08，17按平均工作阻力计算时：L 2:L1=905.7：618.1=1.47。合力作用点位置靠近前柱。四、结论：1、大部分支架初撑力达不到支架额定初撑力。在移架时，要注意操作方面的原因。2、本工作面支架选型有点偏低。在开采时，要使支架达到额定初撑力，使支架受力接近于均匀性，使所有支架都受力。3、工作面老顶周期来压步距为 16-24 米；来压强度分级为二级。4、在老顶来压期间，要加强矿压观测，及时测算合力作用点的位置，并采取有效措施，防止前柱或后柱造成压力集中，以免损坏支架。
