关键词：煤矿矿压；矿压工作面；观测分析
该煤层基本定为粗粒砂岩、含砾粗砂岩厚度0.9至11.56m，平均7m，呈灰白色，成分以石英为主，长石次之，含暗色碎屑，分选性中等，次圆状，泥质充填。直接顶为泥岩、中粒砂岩厚度0至3.3m，平均2m，砂泥质结构，水平文理，平坦状结构，含少量不完整植物化石。无伪顶。此次分析的工作面长240m，倾角3—6o，平均4 o，煤层底板标高639.8—673.4m；工作面平均煤厚6.4m，设计采高3.6—3.8m，设计采放比为1∶0.7—1∶0.8。同时，煤层的倾角一般为3°～6°。工作面采用ZFY12500/25/39D型掩护式液压支架支护顶板，支护参数为12500 kN/架；支撑力控制上，其整体的支架长度4628mm，宽度1750 mm；自然垮落法管理采空区顶板。
一、矿压观测技术应用关键问题
主要针对煤矿的综放工作面矿压观测技术，应用过程中所主要重视的关键观测问题进行分析。
1.观测支架活柱下缩量。在应用矿压观测技术过程中，完成对支架活柱下缩量的观测，主要是能够将综放工作面的顶板、覆岩的具体运动参数进行观测确定，从而将其作为支架以及围岩之间的关系推断依据，更是完成支架选择以及设置的相应基础。经由本次观测，在观测过程中发现测站点的主要设置数量达到了3个，使用6个位移传感器完成相互检测，其中每一个测站点在2个，将位移传感器完成位置布设之后，选择将其安装于压力传感器支架之上。经过一系列的观测工作开展，依照不同测试据点之间，所完成观测的主要观测总数、观测工作开展中的主要观测频率计算，同时还应当将支架活柱下缩量的平均数值进行计算。之后完成总体分析之后，确定其工作面在50m推进之后，下缩量达到21mm，是正常情况下下缩量的3倍。
2.观测顺槽超前支护。通过对完成三个观测站点的单体柱进行观测之后，布置相应的压力传感器布设。经由相应的观测布置点发现，在整个综放工作面的二次才动影响顺槽的超前支护段巷道顶板覆岩，会实现新型支撑点的转移，同时还应当依据相应的观测数据，针对二次采动影响顺槽的每一个不同测量站点之间，所存在的超前支护压力，及其煤壁之间的不同关系完成检测。从而发现地质条件基本相同条件下，超前顺槽顶板所存在的叠加应力显现与工作面推进速度显现的关系。将其集中在煤壁的前侧5m左右位置，所造成主要影响范围会在20m左右。
3.统计观测工作面顶板矿压显现。通过沿着工作面的推进方向，借助支架立柱压力所采集数据，至完成工作面的N次进刀推进，工作面煤壁片帮、顶板破碎冒落以及架后悬顶情况，经过本次研究统计，工作面顶板破碎冒落以及片帮会在工作面来压之前发生。而且支架顶板、顶梁之间接触程度不佳，会加剧工作面顶板来压的剧烈程度。依照本次研究中所得出的相关数据，可以发现煤层的整体埋深逐步增加，需进一步增强高支架阻力，以此有效地防治发生顶板冒顶的情况。
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二、案例分析
1.主要观测内容。根据该矿观测工作面的基本矿压数据进行分析，需要对其工作面的变化进行多层面的考虑及分析，矿压观测中的内容主要有以下3方面：①在工作支护面的荷载控制中，需要对支架的变化情况进行参数的具体观测分析。同时，在不同的压力作用下，其相应的动压参数同样需要进行观测。②在周期性步距的支撑过程中，需要对整体的影响范围进行观测，在进行工作面的测定中，其相应的矿压规律也会得到较为直观的显现。③工作面的荷载观测。在进行工作面的荷载观测中，需要采用不同的方式使得整体的观测效果更加明显，同时，在信息量控制中，要结合不同的观测效果使得其整体的观测价值更加明确。
2.矿压观测手段及其测点布置。（1）工作面支架载荷的观测。在支架荷载的整体观测中与主体周期性的控制中，需要结合其整体的周期性特征对来压强度变化进行围岩运动规律分析，同时，在持续性的观测控制中，其相应的支护参数更加合理。在支架荷载的测定中，可利用KJ653煤矿顶板动态监测系统实现自动记录矿压数据采集。在进行顶层信息的观测中，需结合其整体的结构端的变化进行多条观测线的测量，提升层端布置距离的显著性。（2）工作面超前支承压力的观测。在煤壁的工作面控制中，其不同的支承压力也会存在系统结构性的变化。在进行压力范围的持续影响下，其相应的工作面也能在整体的内部结构的调整下进行持续性的工作推进。在进行应力大小的变化中，相应的应力变化点也能得到相应的捕捉。在应力点的多层作用下，其支撑也能得到绝对性的改变，即以定点的应力变化间接地观测超前支承压力的影响范围和影响程度。
3.矿压观测结果分析。（1）支架载荷观测结果分析。经过为期8d、55个循环的现场观测，得出了较为精确的工作面支架工作阻力变化情况，以下抽取中部70＃支架的实际支护中，不同观测面在支护阻力的控制中也会出现相应的阻力改变，相应的观测面与变化阻线的变化如图1所示。
图1.观测面与工作阻力的变化
在整体的工作面支护架的测定中，需要根据平均支护阻力进行均值的计算。在平均强度的计算中，应结合其最大控顶距按平均支护阻力计算支护强度，并对不同的支护强度进行较为明确的体系分析，进而使得多层面体系控制中步距强度更加明确。（2）来压步距的确定在进行来压步距的整体确定中，需要根据工作面的支护阻力的变化情况确定均值坐标，并对其支护阻力的变化曲线进行较为明确的计算分析，其计算公式为，式中：P，支架额定工作阻力，kN；，实测的支架循环末阻力平均值，kN；σ，实测的支架循环末阻力均方差，kN。P=10000+1090=11090（kN/架）。在进行来压步距的确定中，P的峰值与固定压力的变化层也会出现不同的层次变化。因此，在进行峰值的整体控制与推进过程中，需要结合其整体步压变化情况进行参数体系的确定。在动压系数的持续作用下，其不同步距应比实测值稍大。结合不同的周期观测，其整体的动压系数在N系统结构端的确定中存在动压系数的周期性的衡量，在整体的计算中，其动压系数为n=/=11400/10250=1.11，该套支架适应该地质条件下的回采工作面。同时通过分析液压支架循环末阻力随回采速度关系曲线、工作面煤壁片帮、地质构造情况，从而可以较为准确地进行工作面来压预报，判断来压步距。
综上所述，针对矿压观测技术应用关键问题展开深入分析，确保煤矿的综放工序速率及质量有所提升，达到经济、高效、且安全的工作开展成效。
参考文献：
[1]张恩军.济宁二号煤矿矿压显现规律与控制[M].北京：煤炭工业出版社,2018.
[2]李伟.采煤工作面围岩控制原理和技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2018.
论文作者:翁海龙
论文发表刊物:《工程管理前沿》2020年2月4 期
论文发表时间:2020/4/22
标签：工作面论文; 支架论文; 顶板论文; 阻力论文; 煤矿论文; 荷载论文; 工作论文; 《工程管理前沿》2020年2月4 期论文;