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中英文翻译煤矿开采与安全.doc

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中英文翻译煤矿开采与安全.doc

附录1煤矿开采与安全关键词“三软”煤层;矿压显现特征一、“三软”煤层放顶煤工作面矿压规律研究1工作面概况12090工作面位于大峪沟矿务局红旗井西二采区东翼下部,西至西二皮带运输下山,东至西二采区边界停采线工作面走向平均长420M,倾向长100M该工作面回采的二1煤层,赋存于二叠系山西组下方煤层由于受沉积环境及后期构造运动的影响,厚度不均,变化较大,在回采范围内有薄煤带存在上副巷在掘40~180M段时,煤层厚度变为0~16M,给回采工作带来一定难度煤层倾角为7~14,煤层平均厚度为462M,煤质为无烟煤,煤质松软、强度极低,易冒落直接顶板为砂岩、泥岩和砂质泥岩;直接底板为砂岩、灰岩;在直接顶、底板之间,局部存在伪顶和伪底,其岩性多为炭质泥岩或泥岩,厚度一般小于05M2矿压观测内容及测点布置矿压观测的主要目的是了解大峪沟矿务局“三软”煤层炮采放顶煤工作面的超前压力分布规律及顶板初次来压步距、周期来压步距和强度主要观测内容有巷道支架压力、工作面支架压力同时在观测过程中还要注意采面、支架的宏观状态变化;观察顶煤破碎放出情况以及顶煤放出后顶板的运移3工作面超前压力的分布特征31观测数据整理工作面回风巷超前压力观测期间,每天派专人到井下记录各测站压力表读数,测量工作面至测站的距离,宏观观察机巷、风巷及围岩的变化状况,并测量支架剧烈变形区至工作面的距离经过计算处理,绘出图表32超前压力分布规律由风巷支架受力实测曲线可知,因工作面采煤而引起的超前压力影响至工作面前方34M处,即处于工作面前方34M以内的回采巷道将受到工作面超前压力的影响超前压力峰值区在工作面前方9~12M处,该段巷道变形量显著增加,顶部荆笆折断增多,有时还会出现煤兜,有碎煤屑落下工作面前方34M以外的巷道可认为不受超前压力的影响,处于应力稳定区由于二1煤层属于“三软”不稳定厚煤层,老顶来压不明显,导致工作面前方集中应力分布范围扩大,应力峰值区距工作面较远,应力集中系数不大,但巷道围岩相对移近量较大,为减少回采巷道围岩的过度变形与破坏,充分发挥支架对围岩变形的控制作用,工作面前方21M范围内的两巷要进行超前支护4采煤工作面顶板来压规律41采煤工作面矿压观测数据的收集与处理为了解炮采放顶煤工作面支架载荷及顶板矿压的分布规律,在红旗井12090工作面利用减压式压力计对工作面支架载荷进行了一个半月的现场观测,观测结果经过计算处理后所得结果如图3图5所示图3是将所测工作面支柱载荷数据以观测循环为横坐标,以时间加权平均支架载荷作为纵坐标由图3可看出,沿工作面推进方向,顶板有周期性运动现象,周期来压步距为19M图4是以工作面斜长为横坐标,以正常推进时3个测站所测支柱载荷的平均值为纵坐标由图4可见,沿工作面倾斜方向顶煤板运动矿压显现有分区特点,中间压力最大,上部次之,下部最小42采场矿压显现的基本规律通过对观测数据的分析,采场矿压显现有如下明显特点1总体来说,支架初撑力及工作阻力均不大由于本工作面与Π型钢梁直接接触的上位顶煤很软,再加上顶板也很软,在支设支架时初撑力很难提高平均初撑力为22638~22736KN/对棚,为额定工作阻力的154~168,工作阻力平均为25284~27244KN/对棚,为额定工作阻力的172~185,来压时最大工作阻力为3724KN/对棚,占额定工作阻力的233,平均支护强度为1023~1445KN/M2造成这种现象的原因主要是底板和顶煤太软,单体柱插底严重有的支柱插底达到700MM以上,有时钢梁还钻顶较低的支护体刚度,限制了支架能力的发挥2在工作面连续推进过程中支架载荷变化不剧烈、矿压显现较缓和、周期来压不明显与分层开采相比变化不明显,表明采场上覆岩层运动不剧烈3老顶初次来压步距为19M左右,来压期间支架插底量普遍增加,最深达到95CM;煤壁片帮严重,最深达到05M;护顶杆折断增多,超前替棚矿压显现明显4顶板周期来压步距一般为6~12M,平均为9M来压时,支架峰值载荷与平均载荷比值一般为11~135工作面上、中、下3处工作面支架阻力基本相同这主要是由于顶煤松碎,顶板极易垮落,两巷放煤后,上下隅角处基本不出现三角弧形悬顶整个采场顶板垮落均匀,采空区充填效果较好6顶板压力放煤前较放煤后小,放煤前平均为23716KN/对棚,放煤后平均为26852KN/对棚这主要是因为放煤前采空区被垮落的顶板和顶煤充填较实,在采场形成了一个由底板、支架、垮落物、顶煤组成的平衡体系,在这一体系中,支架主要起支撑上位顶煤和下位顶板的作用放煤后,架后原先由垮落顶煤充填的空间被放空,而顶板的完全垮落要滞后,原先的平衡体系被破坏,这时的支架不仅要支撑上位顶煤,还要支撑顶板及附加在上面的压力,因此支架受力有一定增加但该面顶板较软,随采随垮,不会形成大面积悬顶,垮落时不会对支架造成冲击危害5结论12090炮采放顶煤工作面支架载荷偏小,矿压显现不明显这一方面因为该煤层属于“三软”煤层,支柱插底让压严重,支架效能未能得到充分发挥;另一方面因为该工作面顶板较厚,随采随落,采空区充填效果较好有鉴于此,应提高采面的支护刚度,提高支柱的初撑力,增加支架的稳定性二、煤矿瓦斯爆炸事故的电气诱因与对策目前,我国煤矿大多以向上倾角向前掘进,使得这类煤矿具有局部或全部上倾的巷道顶部,其原因是为了利用重力作用运出开采的煤。由于煤矿巷道中溢出的瓦斯气团比空气轻,这样瓦斯气体在空气中受到浮力作用便会沿着上倾的巷道向顶部流动,集聚在巷道顶部的最高点采煤面附近,形成体积比为5%~15%的瓦斯空气可爆混合气体。因此,煤矿上倾巷道顶部具有瓦斯气体集聚的“自恶化作用”。目前我国煤矿所采用的通风方式不能完全消除这种可爆混合气体的形成,这是该类煤矿瓦斯爆炸的主要原因之一。应该说接连不断的煤矿瓦斯爆炸使从事矿井作业的相关部门和人员吸取了不少悲痛的教训,由此也采取了一定的措施,但是爆炸事故依然有增无减,这说明在历次事故总结出的原因之外,还有主要的根本诱发因素。笔者就近年来多例煤矿瓦斯爆炸事故及其所公布的事故原因作了不完全统计,分析发现煤矿瓦斯爆炸事故的主观、客观因素是多方面的,但是最根本的直接因素不外乎两个主要方面一是矿井内局部瓦斯浓度达到爆炸极限;二是在第一要因存在的基础上,矿井多类电气设备缺陷或操作违章诱发电气火花或爆炸所致。对于第一要因的消除,有关方面已经作了卓有成效的讨论,下面笔者主要就第二要因进行统计、分析,并提出相应的抑制电气诱因存在的看法。

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