矿压工作总结

2025-01-07

矿压工作总结（精选10篇）

1.矿压工作总结篇一

2015年1月份矿压观测总结

211302工作面1月23日开始生产，截止到1月底，211302工作面机头累计推进51.2m；机尾累计推进48.6m。工作面初次来压分布不均衡，压力分段显现，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。

（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板初次来压步距为30.6~34.3m，三支架平均初次来压步距为32.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.32。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。

（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板初次来压步距为20.6~25.8m，三支架平均初次来压步距24.2m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.36。来压持续长度为0.8~4.8m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。

（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板初次来压步距为28.2~32.3m，三支架来压步距平均值为30.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。

工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。

周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。2015年11月份矿压观测总结

截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。

（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。

（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。

工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。2015年11月份矿压观测总结

（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。

2.矿压工作总结篇二

本次东一采区1207工作面的观测仪器为YHY60C型矿用数字压力计。这款数字压力计可以实现综采支架压力数据的连续记录,该设备主要分为以下三个部分:第一部分,检测仪;第二部分,便携式矿用本安型手持的数据采集器;第三部分,计算机数据处理系统。系统组成示意图,见图1。该款检测仪采用一体化的设计,一个数据采集器能够收集1-20个检测仪的数据,由电脑控制自动采集记录矿山压力数据并且自动保存起来,将数据采集器转移至井上后,使用无线通讯适配器将数据自动地传输到电脑终端进行处理。其中数据采集器为其配套设备。

2测区布置

东一采区1207工作面采煤机截深0.8m,工作面长度80-200m,采高1.47-1.60m,当工作面长度不大时,每天进刀9.6m,每月进度是288m。开采初期在本工作面的上下端头和工作面中部分别布置一个测站,每个测站各装一部检测仪。工作面下巷至相邻工作面上巷布置检测仪依次标记为1-3号分机,其中1号机接17号架,每个分机间隔20个支架,即2号机接37号架,3号机则接57号架。由于该工作面呈不规则形状,所以,在工作面推进的过程中应及时增加分站的数量,工作面长度随采煤机推采又逐步增大,由最初的工作面长度80m,前进后不断加长。

该采面从2014年1月20日开始回采,至2014年4月5日左右全部回采完成,工作面长度变化较大,初期开采时工作面长度是80m,最大长度200m,走向长度是500m,初采速度10m/天,回采周期约65天。初采时该工作面的测站设置位置,见图2所示。各测站于2014年1月21日开始正式使用。但是随着采煤机的不断推进,工作面长度逐渐变大,2014年2月6日起,分别在第77号液压支架设置4号测站,第97号液压支架上设置5号测站,由于此时该面长度大约是198m,只有133个支架,所以在第114号液压支架上设置第6号测站。如图2所示。

1207工作面顶板初次来压时间为是1月26号,结合现场动压现象可以说明老顶初次来压的日期是1月26号-1月28号。1207工作面每天推进8.7m,从1月20号开始采煤,根据工作面压力数据综合支架压力观测结果可知:老顶初次来压步距约为44m;工作面第二次来压时间是1月29号,第二次来压步距为33m。其余来压参数见表1。

根据表1可知:1207工作面顶板初次来压步距是44m,周期来压步距是14m~33.3m。实际的初次来压步距(44m)与理论计算得到的初次来压步距(38.2m)以及数值模拟分析得到的初次来压步距(42m)存在一定的误差。分析1207工作面开采条件可知:该面开采初期工作面长度较小,而工作面推采速度较快,工作面长度仅为80m左右,但每天的进尺数可高达10m甚至更高。造成该工作面初次来压步距计算与现场实际偏差的主要原因就是推采速度快,工作面长度小。这种现象同时也佐证了工作面“见方易垮”的规律。由1号、2号、4号、5号、6号分机测得数据可知,3月10日至3月20日内工作面液压支架压力均值都比较高,来压持续时间较长。这是因为在采煤面中部赋存正断层(H=1.4m),3月10号下巷开始过此断层,3月20号时上巷处过断层,上巷压点最大时是8.5m,最小时是4m,下巷最大时是8.0m,最小时是6m,每天大约进尺7m,这段范围内采煤面日进度偏小。分析认为,导致这段时间工作面液压支架压力变大的因素之一是基本顶下沉量大。1207工作面初次放顶情况:采煤面大约推进30m时开始初次放顶工作,在放顶过程中有些支架工作阻力大,在放顶初期采煤面压力没有显著变大,可能是因为一些支架受力不完全导致的;采煤面机道煤壁范围有深约0.5m的片帮;而瓦斯涌出量显著增加,但是采取钻孔释放的措施后,未发生瓦斯突出事故;放顶初期顶板完成离层冒落,并没有造成支架压力的很大变化。

3.矿压工作总结篇三

关键词：2286工作面回采顶板矿压分析

中图分类号：TD323；TD355 文献标识码：A文章编号：1674-098X（2013）02（c）-0-01

2286工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，顶板管理采用自然垮落法，沿底回采，一次采全高。工作面采用MG650/1515-WD型电牵引采煤机，ZY9200-22/46、ZY9200-20/42、ZYG9200-22/46型液压支架及SGZ960/1050型中双链刮板输送机完成煤的“破、装、运、支、处”。

1 工作面概况

2286工作面设计可采长度：风道900 m，运道910 m。2011年5月15日6点班开始单班试生产，试生产期间完善运道皮带防跑偏装置，并对假机头的处进行了改造，完善风道辅助运输系统等工程。2011年6月1日开始单班正常生产，2011年8月19日双班进入，2012年11月完成收尾工作。2286工作面在回采期间共过四个地质异常区、三个水文异常区、五个泄水川、两个泄水联络巷、一个采面泄水眼、五个泄水钻窝。回采中由于工作面面长的变化，采面风道机尾先后在T875 m、T850 m、T800 m、T625 m加了四组ZY9200-20/42型液压支架。

2 顶板情况及处理措施

2286工作面初期为俯斜开采，运道角度下山较大，老塘由机头向机尾方向落板，至7月3日六点班老塘全部落板，风道进尺24.5 m，运道进尺24 m。根据工作面矿压监测实际，工作面周期来压步距为：15-25 m。

工作面回采至风道T863 m处，工作面机尾首先揭露DF35-1正断层，断层落差7.0 m，倾角70 °。2011年8月13日工作面风道回采至T850 m时，70组以上支架出现倾倒趋势，支架上顶及前梁处不断有煤矸冒落，至8月16日70组以上支架倾倒严重，支架倒架、挤架、顶梁错差的现象更为严重，工作面个别支架倾角最大达到42 °。同时支架由正常时面接触顶板变成线接触甚至是点接触顶板，造成架间、梁端出现较大的错差，并大量流煤矸，使支架上顶顶空，支架受自身的重量影响，倾倒现象更为严重，给安全生产带来严重威胁。直至2012年2月10日，综采队经过长达半年的不懈努力，采取各种行之有效的办法，将工作面倾倒支架全部扶正。工作面通过采用铺网技术回采，有效地控制了顶板冒落、煤壁片帮，保证了工作面正规循环作业，大大提高了采面的回采率和原煤产量。

2286工作面随着回采向前推进，在风、运道顶板压力较大和过泄水川及钻窝时，采取在风、运道丢棚子保证安全回采。2286风道在回采初期采用滞后回棚子支护工艺，于2012年2月1日开始采取架前替板工艺。由于采用架前替板工艺，风道上帮压力较大，综采队于2012年3月14日（风道T734 m，运道T743 m，）开始采取在风道上帮棚档间均匀布置3根锚杆加强支护，有效地控制了风道上帮来压，保证了回采安全。2286运道在回采时采用滞后回棚子支护工艺，由于工作面面长变短，工作面于2012年9月16日（风道T157 m，运道T163 m）夜班将机头处一节溜槽拆除，并将头组支架下放至运道，实现了运道的全断面支护工艺。

3 矿压分析情况

东欢坨矿2286工作面2012年4月-11月来压周期（步距）是7～11 d左右。记录日观测数据，根据2012年4月-11月观测，周期来压为7～11 d，由于回采期间，监测线有间断时候，对回采局部监测有些偏差。在回采过程中（回采时），支架末阻力最大达到60 MPa/架。在实际观测中，局部个别支架出现了漏液卸压现象，导致初撑力末能达到预定值，使支架的特性不能充分发挥出来，从而影响到整体架组对采场的支撑效果。由此可知，在确保泵站压力（30 MPa）、及时避免漏液卸压现象发生的前题下，该支架初撑力的设计比较合理，能够适应采场活动的需要。按支架最大工作阻力来说，到额定工作阻力（9600 kN/架）已没有富余量，说明支架承载强度比较大，采场来压不稳，应力集中现象较严重，回采后期应对采场中、下部加强防护工作。由图中可以看出，支架的工作阻力最小为3 MPa/架，最大为60 MPa/架（安全阀未卸载造成的）。其载荷频率分布规律是：在观测期间。支柱在整个承载过程中因处支架上位置的不同，其承载载荷也是不一样的，其特点表现为：在现场实际观测过程中，部分支柱在来压时出现压力超限现象，造成安全阀

开启。

采场局部有煤壁片冒的主要原因是：（1）顶煤厚度不均、煤体强度低、加之工作面倾角也比较大，当基本顶来压时，由于支架上顶煤已空顶或采面初撑力小等原因，从而导致基本顶压力直接作用于采面上，在回采的采动影响下产生片冒现象。（2）工作面推采速度比较慢，老顶来压，支架倾斜顶板上顶接触受力面积不均，造成煤壁受力较大，造成片帮次要原因。（3）现场处于地质异常区顶板破碎，初撑力达不到技术要求，造成片帮的次要原因。采面支架产生周期压力不规律性的主要原因为：由于采场煤层不平整，变化多，从而造成支架上方在基本顶压力作用下产生的破碎煤体不一样，有局部托煤顶或破板现象，这样便使支架对上顶承载量整体受力不均，使其承载载荷也相应变化。2286工作面局部倾角变化较大，矸石容易顺采煤机或溜槽下滑，加强对采面的顶板管理。

4 2286工作面收尾技术要点及新技术

2012年10月30日，2286工作面开始进入收尾阶段。当天十点班开始联纤维网，10月31日六点班开始联第一条绳，11月3日开始打第一排锚杆，11月10支架全部定位，11日π钢上完，上风开始做绞车窝，15日上风开始做抹角及煤壁侧打帮柱，16日开始打锚索，17日开始打帮锚杆。收尾过程中保证工作面割平、割直，顶梁调平，采高控制在3.2～3.5 m，沿板回采，煤层厚度不足时，适当破底。上、下出口加强支护，上出口高度不低于3.5 m。保证工作面支架初撑力要求，确保液压系统完好。

4.矿压监测汇报材料篇四

1、掘进工作面矿压监测系统

（1）正常掘进巷道

矿压监测系统采用尤洛卡矿业安全工程股份有限公司生产的YHW300本安型顶板离层仪，每50m安装一台，定期人工采集数据并进行分析。

（2）受采动影响及压力显现较明显的特殊巷道

在压力显现较明显巷道设立矿压观测站，配合以下几种观测手段：a.使用十字交叉法测量巷道表面位移量；b.使用MCS-400型锚杆（索）测力计观测巷道顶板受力情况；c.使用GYW25型围岩应力传感器观测围岩内部受力情况；d.使用ZXZ20(A)-Z型钻孔窥视仪观测围岩内部破损情况，根据观测结果制定相应的维护方案。

2、采煤工作面矿压监测（1）放顶煤工作面矿压监测系统

液压支架工作阻力监测系统采用尤洛卡矿业安全工程股份有限公司生产的KJ653煤矿顶板动态监测系统---支架工作阻力监测子系统。工作面每台支架安装一台压力传感器，分别固定在支架的立柱上，传感器可以监控支架前、后立柱的初撑力和工作阻力。材料巷超前支架安装一台监测分机，设备列车上安装一台监测主站。传感器采用无线通讯的方式将数据传输至机尾监测分机，监测分机再通过RS484总线的方式传输到监测主站，监测主站通过调度环网交换机传输到地面监测服务器，有效分析顶板周期来压情况。

(2)大采高采煤工作面矿压监测系统

5.常村矿压风自救装置汇报材料篇五

为满足矿井安全生产和人员自救的需要，常村煤矿高度重视压风自救系统的建设，严格按照有关文件和技术规范之规定，建设了一套完善的矿井压风自救系统。

一、压风自救系统组成矿井压风自救系统由空气压缩机、压风主管路、压风子管路、压风自救装置组成。

1、空气压缩机

空压机编号：1#、2#、3#空压机型号：OGD—61/8 排气量：61m3/min安装地点：排矸井

投运时间：1#、2#2008年3月

3#2010年5月

空压机类型：固定式单螺杆空压机

2、压风主管路：由直径200mm铁管子从压风机房铺设至矿井开拓区域，并安装有控制阀，共计5590m。

3、压风子管路：由直径75mm铁管子从开拓区域铺设至采掘工作面，并安装有控制阀,共计4081m。

4、压风自救装置

压风自救装置型号：ZY-J型呼吸器供气范围：30-55L/min 呼吸器调节压力范围：0.05-0.1MPa安装数量：106组

二、规范管理

1、常村煤矿设置专门的压风自救系统管理机构，技术和管理人员三人。

2、常村煤矿压风自救系统相关规章制度和岗位职责健全，有《常村煤矿压风自救系统安装使用规定》、《地面空压机司机岗位责任制》、《空压机司机交接班制度》、《空压机操作规程》、《地面空压机维护维修检查制度》、《压风机巡回检查图表》、《巡回检查制》、《煤矿压风管路管理制度》、《设备维修保养制度》。

三、技术资料

常村煤矿压风自救系统各项记录、图标资料齐全。

1、有主要设备安全标志认证和检测检验报告。

2、有值班记录、设备运行记录、设备维修记录、设备布置图、设备台账、人员配备及组织机构图在地面空压机房记录存放。

3、有压风自救装置班检查记录。

4、绘制有压风自救系统管路图、采掘工作面压风自救装置布置示意图（见附图）。

四、安装情况

1、压风自救装置安装要求

（1）、我矿安装的箱式压风自救装置每组有5个呼吸面罩，安装高度以开关阀门距底板1.6-1.8m。

（2）、我矿采煤工作面的进、回风巷在距采煤工作面安全出口50m的范围内集中串联安设3组压风自救装置，自工作面向外100米，每50米安设1组压风自救系统，直至上下巷外口；掘进工作面自巷道口往里每50米安设1组压风自救装置，掘进迎头集中串联安设3组。

（3）、压风自救装置统一要求挂牌管理。

五、使用情况

目前，矿井压风自救系统完善，设备设施运转正常，各项管理制度健全，图纸技术资料齐全，能够正常使用。

防冲办

6.综放工作面矿压显现规律探究篇六

随着人们对矿山资源需求量的逐渐增大, 为了提高煤炭资源开采效率, 目前人们在煤炭资源的开采过程中, 越来越趋向于采用综放工作面矿山压力监测的方法。矿山压力监测可以使人们在煤矿开采过程中, 更加清楚地了解围岩的破坏和工作面变化的情况。这样不仅能够提高工作面的开采效率, 而且还能保证开采安全性。下面我们可以通过实例分析, 来介绍综放工作面矿压显现规律。

1工作面概况及矿压监测方案布置

近年来, 随着煤矿行业不断快速发展, 人们在对煤矿资源进行首次开采时, 通常采用综放开采技术。该技术的推广在煤矿企业得到很好地应用, 但是该技术在实际的开采过程中, 由于工作人员对工作面中矿压及围岩的变化规律缺乏一定的认识, 所以在开采过程中显现出了很多问题, 使得工作面开采效率和开采安全性受到严重影响。故此, 针对工作面开采效率低、安全性差问题, 我们采用了“一采一准”的方法进行处理, 并且做出了相应的预防措施。此外, 在对煤矿综采工作面进行组织和调试的工程中, 我们还可以根据现场实际情况, 来调整员工的工作时间。

众所周知采场液压支架工作载荷可以反应工作面顶板的来压情况, 并有效地表现出来, 包括工作面顶板的初次来压、周期来压、来压步距和来压强度等。另外, 支架的适应性及支护效果可以通过液压支架的工作阻力进行分析。故此, 我们可以在工作面采场液压支架上布置测站/测线来采集支架的工作阻力变化情况, 据次来分析工作面顶板压力。为了方便煤矿生产管理人员的检测管理, 我们在工作面中设置了3 个观测站, 分别位于工作面上区段、中区段和下区段, 其采场液压支架测站/测线布置方案如图1 所示。每个测站布置两个测线, 每条测线上安置可记录工作面液压支架的工作阻力的尤洛卡1 台, 尤洛卡每隔5 min采集一次信息并输送至地面计算机系统内。

2矿压观测结果分析

2. 1综放工作面液压支架工作阻力分布

通过对综采工作面进行试采测量后, 可以得出如下结论:在工作面的逐渐推进过程中, 起初液压支架工作阻力变化不大, 当尾推进至37 m左右时液压支架工作阻力明显增高, 当工作面推进到28 m左右时, 液压支架后顶板出现断裂显现, 并发出隆隆的响声, 此时, 液压支架安全阀出现卸压现象, 顶底板移近量变大, 该显现说明工作面上区段机尾处基本顶出现断裂。在进一步推进的过程中工作面上区段至下区段依次出现顶板大面积来压显现, 当机头推进到下区段32 m左右时机头顶板开始跨落, 底板变形更加严重。故此可知, 工作面初次来压步距为28 ~ 32 m, 且来压从上到下呈阶段式。

2. 2观测数据分析

根据所采集的数据进行统计分析可知: 工作面初次来压期间, 液压支架平均工作阻力为5 020 k N约占支架额定工作阻力的83% 左右并未超过额定工作阻力, 说明顶板来压强度不算很大, 同时也说明该型号液压支架适应性较强, 对工作面支护作用良好; 根据初次来压对液压支架活柱变化的影响可知, 初次液压期间, 液压支柱的下缩量平均为18 mm, 液压支架活柱下缩量不大, 究其原因应该是工作面来压时, 支架上方的放顶煤层起到了一定的缓冲作用, 进而降低了支架的冲击强度。

周期来压。在初期来压后工作面有经过几个周期性来压现象, 经观测周期来压的步距为10. 1 ~ 12. 7 m, 故平均周期为11. 54 m, 周期来压跟初次来压相同从上到下呈阶段式; 在周期来压期间发现工作面煤壁中部和中上部有阶段式片帮的出现, 分析原因应该是工作面煤层软弱且承载能力较低所导致。

支架载荷变化。在初次来压与周期来压期间, 所测6 台支架的平均工作阻力与最大工作阻力相当, 其工作阻力主要分布在2 500 ~ 3 500 k N和3 500 ~ 5 500 k N。在观测期间液压支架初撑力普遍表现较低, 分析其原因是该工作面拉架工升架时间较短, 在支架还没到达额定初撑力时就停止升架了, 同时油管及千斤顶的故障也有可能造成初撑力变低。

3 结语

通过对综放工作面矿压观测进行实例分析, 可以得出工作面矿压随着工作面的不断推进呈现周期性的变化, 故此, 加强对综放工作面矿山压力的显现与监测手段研究, 可以及时有效的了解煤矿岩层的变化规律, 进而在采煤工作中有效预防顶板事故及矿压所引发的各种安全事故, 进一步提升煤矿开采的高效安全性。

参考文献

[1]陈峰.综放工作面矿压显现规律的研究[J].山东煤炭科技, 2010 (3) :190-191.

7.矿压工作总结篇七

关键词：放顶煤矿压规律

1 概述

综采工作面的向前推进，直接顶逐渐断裂、冒落，并对工作面煤壁和支架产生动压作用，煤壁产生部分变形，甚至被压碎，支承压力峰值逐渐向煤壁深部转移，工作面老顶初次来压时，老顶初次断裂，并对工作面煤壁和支架产生剧烈影响，对煤壁产生冲击，导致部分厚度的煤壁被压垮造成的。研究工作面矿压显现规律对液压支架及防止煤壁片帮有一定的作用。

2 工作面概况

31012综采工作面走向长308m，切眼长147m。该采面煤层平均厚度为7.9m左右，采用分层开采，目前开采下分层，煤层倾角平均为18°，31012综采工作面当前实际采高平均为3m。二1煤层老顶为粉砂岩，直接顶为砂质泥岩，直接底为砂质泥岩。

3 数值模拟方案及结果分析

3.1 数值模拟方案工作面围岩（上覆岩层、底板）移动破坏、应力分布规律模拟研究。

依据31012工作面实际开采情况进行以下内容的模拟研究。

①上覆岩层垮落的特征及覆岩的移动规律、应力分布规律。②工作面开采超前支承压力的分布规律。③工作面开采底板变形规律和破坏深度，主要模拟不同工作面长度开采时底板应力场及破坏深度（塑性区）。

3.2 数值模拟模型的建立模型左右边界宽度150m，模型上边界取至煤层顶板向上53m。将模型下边界取至巷道底板以下超过14m。上部边界条件采用应力边界条件，下部位移边界条件：可以在x方向上运动，将铰支固定在y方向上，即v=0。模型左右侧位移边界条件：在y方向上可以运动、在x方向上固定的铰支，即u=0。

3.3 确定岩石力学参数由于没有鹤煤九矿实测的岩石力学参数值可以参考，根据相邻矿井岩石力学参数测试结果，结合该煤矿的实际岩性近似取值，其岩石力学参数如表1所示。

3.4 分析数值模拟结果对煤炭进行开采的过程中，会对煤层上覆的岩层构成一定的破坏，造成岩层的变形，甚至冒落等。对于距离煤层较近的岩层，如果其岩性比较软并且厚度比较薄，在开采煤炭时上覆岩层首先会发生冒落，在采空区出现堆积，与上覆硬厚岩层形成自由空间。在煤壁、采空区冒落矸石以及液压支架的支撑下，上覆硬厚岩层逐渐变形、破坏、失稳。受地质条件和工艺参数的影响，上覆岩层呈现不同的运动规律。现场实际开采高度为3m。

随着工作面不断向前推进，顶板从开切眼开始出现分层、倒台阶状冒落等特征。由于工作面下部的厚度比较小，导致岩性较软的岩层首先发生冒落。而对于厚度较大的岩层，首先会形成一种暂时的、长度小于5m的铰接结构，然后再发生冒落，在一定程度上工作面支架受到这种平衡结构断裂的直接影响。因此，工作面基本顶来压前，在直接顶上会出现一次至几次来压现象，顶板岩石的力学性质决定着来压的次数和强度。通过模拟证明，当工作面推进到10m时，冒落高度为4.4m，当工作面推进到30m时，冒落高度为7.1m，当工作面推进到42m的时候，冒落高度达到了9.8m，如图1～4所示。

当直接顶发生冒落后，岩石在采空区出现无序的堆积，在一定程度上减小了基本顶岩层的运动空间。随着直接顶的不断冒落，在其上方的厚硬岩层出现断裂，并且彼此之间互相挤压，进而构成铰接平衡结构，这种结构之间的水平挤压力随着工作面的不断前移而逐渐减小，这种平衡结构在工作面推进到30m时，发生转动失稳，进而对工作面造成基本顶来压。基本顶初次来压后，基本顶形成的铰接结构在工作面推进到42m时继续失稳，并伴随着第一次周期来压。上覆岩层随着工作面推进距离的不断增加而发生周期性冒落，采空区冒落矸石逐渐承担岩层的重量，进而压实离层。按照各自的岩层几何力学特征及受力状况，采场上覆岩层出现冒落、变形和离层。这种整体的变形以及相互间的作用力，分别以不同的形式影响到采场支承压力以及支架的受力情况。

4 工业试验效果

根据现场观测，31012工作面顶板来压比较明顯，周期来压步距为9～13.8m，平均为11.7m，工作面上部、中部、下部的周期来压步距变化不大；通常情况下，周期来压持续时间在1～5个循环，平均持续时间为2.4个循环；周期来压持续4～33个小时，平均持续为13.3个小时；来压动载系数为1.54～2.02，平均为1.84，顶板来压强度是比较大。通过研究分析模拟结果，可以得出，工作面来压步距与现场观测结果基本保持一致。因此，对于大采高工作面上覆岩层冒落特征，通过采用UDEC数值模拟软件进行模拟，能够充分证明该模型的建立和参数的选择是合理的。

5 结论

①通过数值模拟及现场观测确定工作面初次来压步距为30m，周期来压步距为9～13.8m。②通过采用UDEC数值模拟软件对大采高工作面上覆岩层冒落特征进行模拟，证明本模型的建立和所取参数合理。

参考文献：

[1]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社，2003年.

[2]张朋.综采矿压显现规律与巷道支护效果数值模拟研究[D].内蒙古科技大学，2011年.

[3]任建喜，杜飞等.大佛寺矿厚煤层综放工作面矿压显现规律现场监测分析[J].煤矿安全，2012，12（2）：159-164.

[4]陈锋，刘中胜，李书刚.综放工作面矿压显现规律的研究[J].山东煤炭科技，2010（1）：37-39.

8.矿压工作总结篇八

【关键词】冲击矿压；形成机理；防治技术

1.冲击矿压概述

冲击矿压定义为：矿山井巷和采场周围煤、岩体由于变形能释放而产生的以突然、急剧、猛烈的破坏为特征的动力现象。冲击矿压是煤矿开采中典型的动力灾害之一，通常是在煤、岩力学系统达到极限强度时，以突然、急剧、猛烈的形式释放的弹性能，导致煤岩层瞬时破坏并伴随有煤粉和岩石的冲击，造成井巷的破坏及人身伤亡事故。随着开采深度的增加，冲击矿压已经成为日益威胁煤矿的安全生产的要灾害之一。

2.冲击矿压的机理分析

2.1冲击矿压的影响因素

2.1.1开采深度的影响

开采深度越大，冲击矿压发生的可能性也越大。我国各煤矿首次发生冲击矿压的采深为200m到600m之间不等。

2.1.2易于发生冲击矿压的围岩结构

易于发生冲击矿压的围岩结构可归纳为：在煤层顶、底板至少有一层坚硬岩层。根据地层结构分析方法，易于发生冲击矿压的围岩大致可以概括为七种力学结构类型，分别为坚硬－坚硬－坚硬型、坚硬－坚硬－软弱型、坚硬－软弱－坚硬型、坚硬－软弱－软弱型、软弱－坚硬－坚硬型、软弱－坚硬－软弱型、软弱－软弱－坚硬型。

2.2冲击矿压的发生机理

2.2.1强度理论

最早的强度理论从传统的强度观点出发，认为煤岩体强度达到应力极限时就会形成冲击矿压。近代强度理论着眼于“矿体—围岩”力学系统极限平衡条件的分析与推断，认为煤岩体的承载能力应是“矿体一围岩”系统的强度，导致煤岩体破坏的决定性因素不仅仅是应力值的大小，而是应力与强度的比值。

2.2.2能量理论

随着采掘范围的不断扩大，矿（岩）体发生破坏，引起“矿体－围岩”系统的力学平衡状态破坏时，若其释放的能量大于所消耗的能量，则产生冲击矿压[3]。

2.2.3冲击倾向理论

该理论认为发生冲击矿压的介质都具有一些特殊的物理力学性质，即介质的冲击倾向性，当其大于规定的极限时，就会发生冲击矿压。

2.2.4煤岩失稳理论

该理论认为：根据岩石全应力-应变曲线（如图1所示），在AC阶段，煤、岩体抗变形的能力不断增大，介质稳定；而CE阶段，外界荷载的大小超过了其应力峰值，使得煤、岩体抗变形的能力迅速减小，介质处于非稳定的状态，外界极小的扰动都可能使其失稳，导致大量的能量瞬间释放而形成冲击矿压。

图1 岩石应力-应变曲线

2.2.5“三准则”理论

“三准则”理论是我国学者李玉生在总结强度理论、能量理论、冲击倾向性理论的基础上，结合国外的研究结果所提出来的。该理论认为，强度理论是煤岩体的破坏准则，而能量准则和冲击倾向性准则是突然破坏准则，因而只有当这三个准则同时满足时，才能发生冲击矿压。

2.2.6“三因素”机理

“三因素”机理是齐庆新从煤岩体结构特性的角度，研究冲击矿压发生的机理时提出来的。该理论认为，冲击矿压多发生在断层、煤层变化等构造区域，冲击矿压与煤岩体结构具有密切关系。

3.冲击矿压的防治研究

3.1冲击矿压防治原则

1）避免高应力的形成。

2）保证与最大地应力方向平行采煤与掘进。

3) 扩大应力释放范围，以降低应力集中程度与应力释放速度。

4）控制煤层储存能量的条件。

5）控制顶板能量的突然释放与加载。

6）改善底板中的支承能力并加大煤层和顶板的变形。

7）优先开采无冲击倾向性的煤层和无冲击危险煤层。

8）最大限度的降低构造对冲击矿压的影响。

3.2冲击矿压防治措施

3.2.1整體防治

合理的开采技术。开拓布置、开采方法的合理布置对避免形成高应力集中和能量大量积聚，非常重要就，也是防治冲击矿压的关键。我国陶庄矿水采区开采方案的选择与试验是这方面较为典型的实例。该矿采区地质构造复杂，冲击危险大，针对不同地质条件采取不同的采场布置形式（如水采常规布置方式、避峰跳采布置方式和多区段联合开采方式），有效地控制了冲击矿压的发生。

开采保护层。在进行多煤层的井下开采时，每一层煤的开采工作都相互影响，因此，在设计阶段就要规定煤层群的协调开采，先开采没有冲击危险的煤层，解放冲击危险的煤层，达到降低冲击矿压潜在的危险性的目的。

煤层预注水方法。冲击煤层物理力学特性变化的试验和提高煤的湿度试验，是研究煤层高压注水工艺的基础。波兰上西里西亚矿井中的回采工作面主要采用两种煤层注水工艺，短孔注水法和长孔注水法。目前该项技术日趋完善，欧美国家已将其广泛用于降尘、冲击矿压防治和瓦斯突出。

厚层坚硬顶板处理。厚层坚硬顶板易引起冲击矿压，一是回采工作面上方厚层坚硬老顶的大面积悬顶和冒落，会引起煤层和顶板内的应力高度集中。二是工作面和上下平巷附近直接岩石的悬露，会引起不规则垮落和周期性增压，给工作面顶板管理和巷道维护造成困难。目前较为有效的处理方法是顶板注水软化、爆破断顶。

3.2.2局部防治

卸压爆破：卸压爆破是对具有冲击矿压危险的局部区域，用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施。世界上几乎所有国家在开采有冲击危险的煤层时，都把卸压爆破作为主要的解危措施之一。

诱发爆破：诱发爆破是在监测到有冲击矿压危险的情况，利用较多药量进行爆破，人为诱发冲击矿压，从而避免更大损害。

钻孔卸压：采用大直径钻孔减缓冲击危险，此法基于钻孔冲击。利用钻孔周围形成的破碎区的贯通作用，使煤层破裂卸压。

3.3冲击矿压技术展望

通过对冲击矿压影响因素、发生机理及防治措施的分析研究，其中一些不足的地方，比如说，应充分考虑地应力及采动应力的关系对冲击矿压的影响；对于冲击矿压煤岩体的物理力学性质的更深入研究；此外冲击矿压的有效预测、监测以及控制等等都应该作为今后进一步的研究方向。

4.结束语

随着矿井开采范围的扩大，开采深度的加深以及开采难度的加大，地质条件和开采条件越来越复杂，冲击矿压灾害日趋严重。通过对冲击矿压发生机理的研究分析，采取综合性的防治措施，在现有的技术水平下对冲击矿压认真地进行测定和预测工作，对具体情况采取有效地防治措施，从而有效降低冲击矿压发生的次数和强度，避免或减少冲击矿压带来的伤害事故，保证矿井的安全生产。

【参考文献】

［１］齐庆新,窦林名.冲击矿压理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008.

［２］韩恩利等.浅谈冲击地压的发生规律与防治[J].煤矿安全,2007,38（11）.

［３］李玉龙,陈科.冲击矿压的产生机理及防治措施[J]．山东煤炭科技，2009（2）.

［４］刘捷.冲击矿压的研究与控制[J]．山西焦煤科技，2009（8）.

［５］窦林名,何学秋.冲击矿压防治理论与技术[M]．徐州：中国矿业大学出版社,2001.

9.首采工作面矿压显现模拟试验研究篇九

神华亿利能源有限责任公司黄玉川煤矿位于准格尔煤田中西部,行政区划隶属于准格尔旗长滩乡和薛家湾镇。井田为一多边形,东西长约8.9 km,南北宽约5.5 km,面积42.64 km2。全矿井可采储量1 205.57 Mt,设计生产能力10.00 Mt/a,服务年限86.1年。矿井开拓方式采用斜、立井综合开拓。井田内煤层结构较简单,瓦斯涌出量少,井下水文地质条件简单。井田内主要可采煤层为5层,分别为4号、5号、6上、6和9号煤层。将煤层分成两个煤组,即上组煤(4号、5号煤层)和下组煤(6上、6号和9号煤层)。按煤组分2个水平开采,在4号煤层设第一水平,开采水平标高为+880 m;第二水平设在主采的6上煤层中,开采水平标高为+800 m。并按空间划分为3个盘区,全矿井2个煤组共6个盘区。首采煤层确定为一盘区一水平4号煤层,首采工作面确定为4101工作面。

在4101首采工作面的巷道准备过程中,巷道直接顶容易冒落且难以维护,沿东西向施工主、辅回撤通道过程中,在锚网支护后仍出现严重的片帮现象。同时,首采工作面长度为250 m,推进距离为3 267m,为了保证工作面安全开采,对工作面推进过程中来压显现情况及动压下巷道稳定性情况的掌握十分必要。针对这一问题,必须对首采工作面矿压显现进行模拟试验[1,2,3],从而为首采面的正式回采提供安全技术保障。

1 模拟实验设计

(1)相似理论及相似比选取。相似模拟实验以相似理论为依据,模型相似比主要选择岩石抗压强度、抗拉强度、密度等,在满足参数相似的同时,还应满足模型与原型的边界条件及初始条件相似。模拟工作面材料装填配比及分层厚度见表1。

受模型填装高度的制约,模拟工作面实际填装高度为1.5 m,相当于实际埋深150 m,不足部分以加载铁砖的形式模拟。模型填装完毕后整体如图1所示。

(2)模型填装。模型架设计尺寸为长3 m,高2m,宽0.2 m。模型几何相似比取1∶100,则可以模拟的开采范围为埋深200 m,长度300 m。以黄玉川煤矿Y14号钻孔柱状图为基准。模型几何相似常数αL=100,密度相似常数αY=1.56,应力相似常数α=αL×αY=156。模型填充材料主要以石英沙、石膏、碳酸钙和水按照对应的岩层进行相应的配比,并且在材料的两层之间撒入云母来模拟两岩层之间的接触面。

(3)模型监测设计。为监测煤柱应力变化情况,采用多路压力计算机数据采集系统对煤柱应力变化进行实时监测,在首采模拟4101工作面4号煤层底部共布置压力传感器57个,并设计模拟小支架,确定工作面支架的合理支护强度。对顶板岩层位移监测,在距煤层顶板10,30,50,70,90 m处分别布置5条测线(图2),采用全站仪对顶板岩层随工作面推进中的位移变化进行监测[4,5,6,7]。

2 实验分析

4101工作面厚2.55~3.95 m,平均为3.09 m,煤质较硬,而直接顶为厚1.5~2.1 m的砂质泥岩。为降低回采时的含矸率及研究工作面掘进阶段留设部分顶煤对巷道维护稳定性的影响,填装模型设置为煤层厚3.09~3.95 m,初采阶段工作面一次采全高3.2 m,留设0.50~0.75 m的护顶煤,支架初撑力按5倍采高。

工作面推至184 m,沿岩层层面方向的离层间隙发展至距煤层顶板150 m处,距煤层顶板121 m处裂隙完全闭合。支架后方顶板岩层断裂,断裂线向下一直延伸至支架上部,垮落角在60°左右,支架载荷达到8 431 k N,工作面推过此处后支架载荷大幅降低。确定第8次周期来压步距16 m,来压期间最大增载系数1.35。基本顶第8次周期来压显现如图3所示。

2.1 来压步距

模拟工作面在向前推进192 m过程中,工作面自开切眼向前推进45~50 m时,基本顶垮落,造成工作面初次来压。随后工作面经历了8次周期来压,来压步距见表2,其中第1次、第2次和第4次周期来压的步距最大为20 m,第6次周期来压的步距最小为14 m,平均来压的步距为17 m。由此说明,初次来压步距大于周期来压步距。

2.2 增载系数

基本顶来压时,支架工作阻力增大,增载系数可以直观地作为工作面来压的矿压显现指标。以整架的工作阻力为基准,工作面来压时的增载系数见表3。初次来压时增载系数最大为1.4。整个来压期间的增载系数均值为1.32,按照矿压理论,工作面来压时的矿压显现较强烈[8,9,10,11,12,13,14,15]。

2.3 切顶现象

在工作面向前推进过程中,初次来压及第6次、第8次周期来压时,上覆岩层断裂线延伸至工作面前方,导致支撑压力剧增,但是在整个推进过程中没有出现切落现象。因此,建议在次来压及第6次、第8次周期来压时,初撑力在传统计算的基础上进一步提升,同时采用高阻力液压支架。

2.4 三带分布

岩层冒落带高14 m,为平均采高的4.5倍左右,确定裂隙带范围为14~43 m;整个冒裂带高为43 m,为采高的14.5倍左右;距煤层顶板43 m以上为弯曲下沉带,岩层呈现整体下移的特征。

3 结论

(1)工作面直接顶的初次垮落没有灾害性危险,但需要保证支架的初撑力,才能有效的维护端面顶板。

(2)基本顶初次来压步距45~50 m,增载系数1.4左右,属于有明显来压的Ⅱ类基本顶。

(3)基本顶有明显的周期来压,步距平均17 m,动载系数为1.22~1.37。

摘要：基于相似模拟理论,对黄玉川煤矿4号煤4101首采工作面矿压显现进行了相似模拟研究,确定首采面模拟工作面共推进192 m,经历1次初次来压和8次周期来压的来压步距,同时得出整个来压期间的增载系数为1.32,在初次来压、第6次及第8次周期来压时靠煤壁侧顶板岩层的断裂线延伸至支架上方,造成支架载荷急剧增加现象。试验研究为首采面正式回采后的安全开采提供技术保障。

10.大采高工作面矿压显现规律研究篇十

本文采用数值模拟方法对大采高工作面的矿压显现规律进行研究。以巨野煤田1301工作面为例, 分析了普通采高和大采高条件下, 采场应力、最大主应力及采场位移的分布特征, 从中可看出大采高一次采全高矿压显现的特殊性, 为类似地质条件一次采全高工艺提供参考。

1 工程概况

巨野煤田位于华北地区鲁西地层分区, 区内多为第四系覆盖。矿井地质储量16.83亿t, 可采储量5.1亿t。主要可采煤层为3号煤层, 煤层倾角0°-6°, 平均厚度为8.82m, 属较稳定煤层。1301工作面推进长度1500m, 倾斜长度220m, 采煤方法为大采高一次采全厚开采。由于主采煤层上覆薄基岩厚度平均不到200m, 且基岩上部有约650m的巨厚冲积层, 加之采用大采高综放开采, 采空区冒落高度相对较高, 煤层顶板又较为坚硬, 因此可能存在顶板大面积悬顶, 采场矿压显现剧烈。

2 模型建立

2.1 建模过程

FLAC3D是一款三维显式有限差分程序, 主要用来模拟工程中遇到的地质材料力学问题。该软件将连续的介质划分为若干个单元, 不同单元之间依靠节点连接, 以节点的位移连续性取代质点的位移连续性, 通过调整单元的剖分密度来控制数值模拟的精度。为了建立FLAC3D计算模型, 必须进行以下工作:建立有限差分网格 (建立分层模型) ;确定本构特性与材料性质 (材料特性及岩石强度准则) ;确定边界条件与初始条件给定命令计算, 达到开挖前原岩应力状态。然后进行工程开挖或改变边界条件来进行工程的响应分析, 采用显式有限差分程序进行求解。

2.2 模型参数

基于FLAC3D建模原理, 参照东部L-8钻孔揭露的地层及岩性结构建立模型, 以1301工作面为计算依据, 模型共划分为193025个六面体单元, 设计为:上层是直接顶、基本顶及部分上覆岩层, 尺寸为350m×50m×113m;中间是煤层, 尺寸为350m×50m×9m;下层是底板, 尺寸为350m×50m×28m, 整体尺寸为350m×50m×150m。模型计算时采用Mohr-Coulomb准则, 模型中各岩层的力学参数以现场提供资料, 取样的煤、岩块体按物理力学实验结果来考虑, 见表1所示。

3 大采高矿压显现规律分析

为了分析大采高工作面受采动影响后围岩应力、位移场等的分布特征及规律, 与一般采高开挖进行对比分析, 模拟在同一地质条件下两种不同采高 (h=3m、h=7m) 开挖后情况。

3.1 工作面垂直应力场分布特征分析

工作面推进40m时, 不同采高情况下煤层面垂直应力等值线分布云图, 如图1所示。

从图1可以看出, 尽管采高不同, 但它们的垂直应力场有相似的规律。工作面控顶距末端至开挖边界为应力降低区, 在该区域内, 冒落的矸石将随着采场的推进逐渐被压实;采场煤壁前方一定范围内为应力升高区, 在该区域内应力急剧增加, 呈拱形分布, 煤壁易发生破坏和压缩, 因此很容易发生煤壁片帮。但从应力图上可以发现, 应力的作用范围、峰值点的位置及大小是不同的, 总的规律是:随着采高的增大, 应力峰值逐渐减小, 但峰值作用的范围逐渐增大。主要是由于采高增大, 煤壁破坏相对严重, 煤质松软, 承受不了较高的应力, 说明采高对工作面支承压力分布规律的影响是显著的。

3.2 工作面水平应力场分布特征分析

由于煤体抗拉强度比抗压强度小得多, 拉应力比较大时煤体很容易发生拉伸破坏。图2为工作面推进40m时, 两种采高条件下煤壁上的水平应力分布等值线云图。从图中可以看出, 煤壁上拉应力呈上下对称分布, 拉应区最大处位于煤壁的中部, 且在大采高条件下, 中部突出更为明显;拉应力的最大值位于煤壁的边缘上, 因此, 煤壁内部自由面最先遭到破坏;相对于普通采高, 大采高开采煤壁处更易发生片帮, 且随采高增大, 煤壁塑性区逐渐扩大, 因此在现场中应根据实际情况采取必要的防治措施预防煤壁片帮。

3.3 采场位移场分布特征分析

采场覆岩位移场分布如图3所示, 图中给出了工作面推进40m时两种不同采高沿煤层走向的位移场等值线云图。

从上图可以看出:

(1) 上覆岩层发生离层现象的层位与采高呈现出正相关关系, 即采高越大, 离层的层位越高, 岩层的垮落层位也越高;而且多层位离层现象发生的可能性随着采高的增加也逐渐增大。

(2) 工作面回采开始后, 由于上覆岩层失去煤体的支撑, 直接顶首先沿着层面法线方向弯曲, 然后破断, 发生岩块冒落, 形成直接顶冒落带;然后导致基本顶及其上覆岩层整体向下移动;随着工作面的推进, 顶板悬露面积变大, 基本顶开始发生弯曲破断, 然后垮落在直接顶冒落带上, 在基本顶上浮岩层中便形成了下沉拱;

(3) 在大采高条件下, 随着采高的不断增加, 工作面顶板冒落的矸石对采空区的充填度越来越低, 从而导致基本顶岩冒落层位逐渐上升, 卸载拱的范围也随之扩大, 引发采场上覆岩层的弯曲破断影响范围向采空区上方偏移, 最终导致工作面顶面下沉量越来越大。

4 结论

(1) 相对普通采高, 大采高煤层面上的垂直应力分布具有相似的规律, 但应力的作用范围、峰值点的位置及大小有所不同。

(2) 相对普通采高, 大采高条件下煤壁中部的拉应区明显增大, 塑性区有增大的趋势, 煤壁片帮更严重。

(3) 采场顶板垂直位移等值线呈拱状分布, 不同层位垂直位移不同, 容易发生离层。大采高条件下, 工作面顶板下沉量逐渐增大, 岩层离层也更加明显。

(4) 大采高综采工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点, 按照普通采高对采场应力、位移等参数进行计算是不合理, 因此有必要研究适用于大采高条件下的采场矿压控制理论和方法。

摘要：为了研究大采高工作面矿压显现规律, 以巨野煤田1301工作面为例, 运用数值模拟的研究方法, 分析了不同采高 (3m和7m) 条件下采场竖直应力场、水平应力场和位移场的异同。研究发现:不同采高条件下, 煤层上方的竖直应力分布具有相似的规律, 但采高越大, 其上的应力峰值越小, 作用的范围越广;煤壁上的拉应区最大处位于煤壁的中部, 大采高条件下煤壁处更易发生片帮, 且煤壁塑性区有增大的趋势;随着采高的增加, 工作面顶板下沉量越来越大, 出现卸载拱的范围也会随之扩大, 破坏的影响范围向采空区上方偏移。

关键词：大采高,数值模拟,矿压规律

参考文献

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