CN104141506B - 一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，属于综采放顶煤工作面顶板控制领域。本发明控制方法主要包括：首先对综采放顶煤工作面矿压显现程度进行界定，明确矿压控制方法适用条件；然后根据实测矿压参数，建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程：为矿压控制技术提供理论支撑；依靠支架临界工作阻力使支架处于“限定变形”工作状态，实现顶板下沉量抑制方法，达到来压时保证正常生产的矿压控制最低目标；最后矿压显现重点区域采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板方案的顶板下沉量减沉方法，保证来压时矿压控制达到理想目标。本发明方法适于在矿压显现强烈的综放工作面矿压控制中广泛推广。

Description

一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法

技术领域

本发明属于综采放顶煤工作面顶板控制领域，具体涉及一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法。

背景技术

综采放顶煤采煤法是厚煤层开采的先进采煤方法，具有适应煤层条件广、高产高效等突出优点。但综放开采时，工作面顶板控制成为制约工作面高产高效的核心问题之一，其中，非常强烈矿压显现工作面矿压控制难题尤为突出，因此寻求解决强烈-非常强烈矿压显现综采放顶煤工作面矿压控制难题的方法成为工作面安全生产的紧迫任务。

目前非常强烈矿压显现综采放顶煤工作面矿压控制主要包括以下方法：液压支架控顶、顶板爆破断顶和注水软化顶板。当液压支架工作阻力不能平衡矿山压力时，工作面顶板下沉量大，控顶效果差，引发顶板事故，不能满足基本的采场工作空间要求；顶板爆破断顶分为采前预爆破和采后爆破，能够破坏岩体的完整性，促进和改善顶板冒落，采前预爆破影响了两巷的运输和维护，采后爆破增加了工作面的生产工序，影响工作面的正常推进和安全；注水软化顶板是沿工作面专用巷道或两巷向顶板打深钻孔，通过钻孔向顶板高压注水达到弱化顶板的目的，效率低、工程量大，在国内尚处于试验阶段。

综上所述，目前国内还没有提出一种技术简单、安全经济的(非常)强烈矿压显现综采放顶煤工作面矿压控制方法。

发明内容

本发明提出了一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，其基于实测矿压参数和实用矿山压力理论，建立了支架对顶板采取“限定变形”工作状态的工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程，达到理想的矿压控制效果，保证了工作面的安全生产。

本发明技术方案包括：

一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，包括以下步骤：

步骤1、结合围岩运动程度、支架受力、支架动载系数和国家相关行业标准，对综采放顶煤工作面的矿压显现程度进行界定；

步骤2、建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程，主要包括以下子步骤：

a按照下述式(1)计算基本顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量Δh_A，

$\mathrm{\Δ}{h}_A=\frac{L_K}{c}{S}_A---\left(1\right)$

其中，S_A＝H₂-H₁；

H₁＝h_d(1-η)K_A+M_ZK_A；

H₂＝h+h_d+M_Z；

上述公式中：L_K—支架控顶距，m；c—实测顶板周期来压步距，m；S_A—基本顶(老顶)岩梁末端自由沉降高度，m；h_d—顶煤厚度，m；η—顶煤回收率；M_Z—直接顶厚度，m；K_A—直接顶和顶煤碎胀系数；h—工作面采高(割煤高度)，m；H₁—直接顶和遗留顶煤冒落后充填采空区高度，m；H₂—上覆岩层冒落和开采煤层总高度，m；

b接步骤a，建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程,如式(2)所示：

$r=p_0+k\frac{\mathrm{\Δ}{h}_A}{\mathrm{\Δ}{h}_i}---\left(2\right)$

式(2)中：r—来压时实测支架工作阻力，kN；p₀—来压前实测支架工作阻力，kN；k—顶板位态常数，kN；Δh_A－基本顶或老顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量，mm；Δh_i—来压时工作面顶板下沉量，mm；其中，r、p₀和Δh_i为实测结果，Δh_A为已知计算结果，根据所述式(2)方程求解k；

步骤3、确定工作面来压时顶板下沉量达到矿压控制基本要求的各项参数，分别包括以下参数：

c工作面顶板下沉量(Δh_i)等于允许下沉量(Δh)，即Δh_i＝Δh＝500mm；

d根据上述式(2)方程确定满足工作面顶板允许下沉量Δh要求的支架临界工作阻力r₁；

e当支架工作阻力达到r₁时，即可实施支架处于“限定变形”工作状态的顶板下沉量抑制技术；若支架工作阻力达不到r₁，则在发挥支架最大工作阻力基础上直接采取步骤4。

步骤4、采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板下沉量减沉方法，确保工作面异常来压时顶板下沉量达到矿压控制的理想要求。

综采放顶煤工作面一般条件下有h_d＝(1～2)h，M_Z＝1(h_d+h)，c＝3L_K，K_A＝1.3，h＝(3～4)m，采空区留煤垛时顶煤回收率η＝0，则基本顶(老顶)岩梁末端最大自由沉降高度S_Amax＝0.1h，Δh_A＝100mm～130mm，即工作面顶板下沉量很小，此时工作面采高完全满足安全生产的采高要求。

作为本发明的一个优选方案，上述步骤4包括以下子步骤：

f在所述步骤e的基础上，当工作面来压显现明显时，将工作面顶板下沉量Δh_i＞500mm的工作面区域划定为矿压控制重点区域；

g在所述矿压控制重点区域内沿工作面面长方向，以10个支架为一组进行区域内再划分，若最后一组不足10个支架则单独划分为一组；

h沿工作面推进方向向所述再划分的支架组内控制放煤，在奇数支架组内不放煤，偶数支架组内放煤，采空区形成条形间隔煤垛支撑上覆岩层；

k当“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板减沉技术实施后，若工作面顶板下沉量小于300mm，则直接顶完整性好，矿压控制效果理想。

本发明所带来的有益技术效果：

本发明提出了一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，与现有技术相比，其具有以下优点：

1)为强烈矿压显现综采放采煤工作面提供了一种矿压控制方法；

2)基于实测矿压参数和实用矿山压力理论，建立了支架对顶板采取“限定变形”工作状态的工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程：为矿压控制技术提供了理论支撑；

3)实施使支架处于“限定变形”工作状态的顶板下沉量抑制技术，可以保证矿压控制效果中等以上，并且来压时顶板下沉量满足采场生产的空间要求，该方法可操作性强，便于实施；

4)在矿压控制重点区域，采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板方案的顶板下沉量减沉技术，可以极大地减少工作面顶板下沉量，达到理想的矿压控制效果，保证工作面安全生产；

5)本发明方法目标清楚，流程简练，投资少，且不影响工作面正常生产，是一种简便、实用和科学的方法。

附图说明

下面结合附图对本发明做进一步清楚、完整的说明：

图1为本发明顶板控制效果对应的顶板下沉量图；

图2为本发明实施例6_上105-2综采放顶煤工作面顶板结构和支架位态示意图；

图3为本发明实施例6_上105-2综采放顶煤工作面割煤3刀不放煤工作面支架位态；

图4为本发明实施例6_上105-2综采放顶煤工作面重点区域双十架采空区留条形间隔煤垛；

图中，1、采空区分区域条形间隔煤垛，2、煤垛，3、煤房，4、区域一(1-30#支架)，5、区域二(31-70#支架)，6、区域三(71-100#支架)，7、区域四(101-140#支架)，8、胶运顺槽，9、辅运顺槽，M_E、工作面老顶厚度，M_z、工作面直接顶厚度，h、工作面采高，L_K、工作面控顶距，Δh_i、工作面顶板下沉量，Δh_A、基本顶或老顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量，S_A、基本顶或老顶岩梁末端自由沉降高度，S_i、支架限定变形工作状态下基本顶岩梁末端沉降高度，c、工作面实测顶板周期来压步距，h_d、工作面顶煤厚，L_Z2、工作面上位直接顶悬顶距。

具体实施方式

本发明公开了一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，为了使本发明的优点、技术方案更加清楚、明确，下面结合具体实施例对本发明做进一步清楚、完整的说明。

以某矿6_上105-2综采放顶煤工作面为例，结合图1、图2、图3、图4所示，对本发明矿压控制方法做详细说明，本发明，一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，具体包括以下步骤：

步骤1、综采放顶煤工作面强烈矿压显现程度界定，主要结合以下工艺参数进行评价，

(1)围岩运动程度：6_上105-2综采放顶煤工作面来压时支架活柱累计下缩量(顶板下沉量)为600mm；

(2)支架受力：来压时支架平均工作阻力与额定工作阻力比值为0.864；

(3)支架动载系数：工作面支架动载系数为2.24；

(4)国家行业标准：标准规定基本顶初次来压当量时，基本顶来压级别为明显即非常强烈；计算得6_上105-2综采放顶煤工作面基本顶初次来压当量 基本顶来压级别为非常强烈；

综合评述6_上105-2综采放顶煤工作面顶板矿压显现程度等级为“非常强烈”，需实施相应的工作面矿压控制方法；

步骤2、建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程，主要包括以下子步骤：

(1)计算基本顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量Δh_A

$\mathrm{\Δ}{h}_A=\frac{L_K}{c}{S}_A$

S_A＝H₂-H₁

H₁＝h_d(1-η)K_A+M_ZK_A

H₂＝h+h_d+M_Z

式中，L_K—支架控顶距，4.5m；c—实测顶板周期来压步距，20.63m；h_d—顶煤厚度，9m；η—顶煤回收率，80％；M_Z—直接顶厚度，9.82m；K_A—直接顶和顶煤碎胀系数，1.3；h—工作面采高，3.92m；

计算得H₁＝15.11m，H₂＝22.74m，S_A＝7.63m，Δh_A＝1664mm；

(2)建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程

$r=p_0+k\frac{\mathrm{\Δ}{h}_A}{\mathrm{\Δ}{h}_i}$

式中：r—来压时实测支架工作阻力，kN；p₀—来压前实测支架工作阻力，kN；k—顶板位态常数，kN；Δh_A－老顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量，mm；Δh_i—工作面顶板下沉量，mm；

图2为本发明实施例6_上105-2综采放顶煤工作面顶板结构和支架位态示意图；图中：M_E—工作面老顶厚度，10m；M_z—工作面直接顶厚度，9.82m；h—工作面采高，3.92m；L_K—工作面控顶距，4.5m；Δh_i—工作面顶板下沉量，在支架处于限定变形工作状态下的顶板下沉量；S_i—支架限定变形工作状态下基本顶岩梁末端沉降高度；c—工作面实测顶板周期来压步距，20.63m；h_d—工作面顶煤厚，9m；L_Z2—工作面上位直接顶悬顶距，11m～13m。

6_上105-2工作面实测，r＝12834kN，p₀＝5563kN，Δh_i＝600mm，Δh_A＝1664m，计算k＝2622kN，得到6_上105-2工作面顶板位态方程：

$r=5563+2622\×\frac{1664}{\mathrm{\Δ}{h}_i}$

步骤3、实现使支架处于“限定变形”工作状态的顶板下沉量抑制技术，保证工作面来压时顶板下沉量达到矿压控制基本要求，

(1)确定工作面顶板允许下沉量Δh

Δh＜500(mm)

顶板来压时，应保证工作面采高h满足控顶效果中等以上和采煤机顺利割煤高度的最低矿压控制要求，要求h＞200+h_min，h_min—采煤机最小割煤高度，2.5m；

(2)根据顶板位态方程确定基本满足6_上105-2工作面生产采高要求的支架临界工作阻力r₁，

$r_1=p_0+k\frac{\mathrm{\Δ}{h}_A}{\mathrm{\Δ}h}$

由Δh＝500mm计算得：r₁＝14289kN；

(3)实施保证支架工作阻力达到r₁时支架处于“限定变形”工作状态的顶板下沉量抑制技术，主要技术措施为：

①提高泵站压力，支架初撑力利用率达到额定初撑力的80％以上；

②保证支架合理的工作状态，在工作面走向和倾向角度基础上，顶梁仰俯角和倾斜角度控制在±10°范围内；

③可以适度提升支架安全阀开启压力，保证顶板来压时支架平均工作阻力达到14289kN；

④加强工作面活柱缩量及矿压数据监测，为顶板控制技术实施提供依据。

步骤4、采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板方案的顶板下沉量减沉技术，保证工作面异常来压时顶板下沉量达到矿压控制理想要求，

图3为本发明实施例6_上105-2综采放顶煤工作面割煤3刀不放煤工作面支架位态示意图；图中：M_E—工作面老顶厚度，10m；M_z—工作面直接顶厚度，9.82m；h—工作面采高，3.92m；L_K—工作面控顶距，4.5m；Δh_i—工作面顶板下沉量，在支架处于限定变形工作状态下并采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板方案时的顶板下沉量；S_i—支架限定变形工作状态下采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板方案时基本顶岩梁末端沉降高度；c—工作面实测顶板周期来压步距，20.63m；h_d—工作面顶煤厚9m；L_Z2—工作面上位直接顶悬顶距11m～13m；

(1)在实施顶板下沉量抑制技术基础上，特殊条件下工作面来压异常强烈时，将工作面顶板下沉量Δh_i＞500mm的工作面范围划定为矿压控制重点区域，如图4所示，图4为6_上105-2综采放顶煤工作面重点区域双十架采空区留条形间隔煤垛示意图，图中：1、采空区分区域条形间隔煤垛，由煤垛和煤房构成；2、煤垛，煤垛宽1.4m～2.1m，煤垛长17.5m；3、煤房，煤房宽1.4m～2.1m，煤房长17.5m；4、区域一(1-30#支架范围)，该区域顶板下沉量Δh_i＜500mm；5、区域二(31-70#支架范围)，该区域顶板下沉量Δh_i＞500mm，为矿压控制重点区域；6、区域三(71-100#支架范围)，顶板下沉量Δh_i＜500mm；7、区域四(101-140#支架)，该区域顶板下沉量Δh_i＞500mm，为矿压控制重点区域；8、6_上105-2综采放顶煤工作面胶运顺槽；9、6_上105-2综采放顶煤工作面辅运顺槽；

(2)在工作面面长方向矿压控制重点区域内(区域二和区域四)，以10个支架一组，进行区域内再划分，最后一组若不足10个支架单独划分为一组，再划分的支架组编号为1，2，3…；

(3)沿工作面推进方向对再划分的支架组内支架控制放煤。奇数支架组不放煤，偶数支架组放煤，割2～3刀煤不放顶煤，则支架不放煤的步距(煤垛宽度)为(2～3)×0.7m＝1.4m～2.1m，0.7m为正规循环采煤机割煤步距。

(4)工作面顶板下沉量Δh_i＝184mm～245mm，矿压控制效果理想，完全满足工作面采放煤工艺要求。

Claims (2)

1.一种强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、结合围岩运动程度、支架受力、支架动载系数和国家相关行业标准，对综采放顶煤工作面的矿压显现程度进行界定；

步骤2、建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程，主要包括以下子步骤：

(a)按照下述式(1)计算基本顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量Δh_A，

${\mathrm{\Δh}}_A=\frac{L_K}{c}{S}_A---\left(1\right)$

其中，S_A＝H₂-H₁；

H₁＝h_d(1-η)K_A+M_ZK_A；

H₂＝h+h_d+M_Z；

上述公式中：L_K—支架控顶距，m；c—实测顶板周期来压步距，m；S_A—基本顶岩梁末端自由沉降高度，m；h_d—顶煤厚度，m；η—顶煤回收率；M_Z—直接顶厚度，m；K_A—直接顶和顶煤碎胀系数；h—工作面采高，m；H₁—直接顶和遗留顶煤冒落后充填采空区高度，m；H₂—上覆岩层冒落和开采煤层总高度，m；

(b)接步骤a，建立工作面“支架—围岩”关系定量表达式—顶板位态方程,如式(2)所示：

$r=p_0+k\frac{{\mathrm{\Δh}}_A}{{\mathrm{\Δh}}_i}---\left(2\right)$

式(2)中：r—来压时实测支架工作阻力，kN；p₀—来压前实测支架工作阻力，kN；k—顶板位态常数，kN；Δh_A－基本顶或老顶自由沉降至最低位态时工作面顶板最大下沉量，mm；Δh_i—来压时工作面顶板下沉量，mm；其中，r、p₀和Δh_i为实测结果，Δh_A为已知计算结果，根据所述式(2)方程求解k；

步骤3、确定工作面来压时顶板下沉量达到矿压控制基本要求的各项参数，分别包括以下参数：

(c)当工作面顶板下沉量Δh_i等于允许下沉量Δh时，即Δh_i＝Δh＝500mm；

(d)根据上述式(2)方程确定满足工作面顶板允许下沉量Δh要求的支架临界工作阻力r₁；

(e)当支架工作阻力达到支架临界工作阻力r₁时，即可实施支架处于“限定变形”工作状态的顶板下沉量抑制方法；若支架工作阻力达不到支架临界工作阻力r₁，则在发挥支架最大工作阻力基础上直接采取下述步骤4；

步骤4、采取“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板下沉量减沉方法，确保工作面异常来压时顶板下沉量达到矿压控制的理想要求。

2.根据权利要求1所述的强烈矿压显现综采放顶煤工作面的矿压控制方法，其特征在于：所述步骤4包括以下子步骤：

(f)在所述步骤e的基础上，当工作面来压显现明显时，将工作面顶板下沉量Δh_i＞500mm的工作面区域划定为矿压控制重点区域；

(g)在所述矿压控制重点区域内沿工作面面长方向，以10个支架为一组进行区域内再划分，若最后一组不足10个支架则单独划分为一组；

(h)沿工作面推进方向向所述再划分的支架组内控制放煤，在奇数支架组内不放煤，偶数支架组内放煤，采空区形成条形间隔煤垛支撑上覆岩层；

(i)当“采空区留条形间隔煤垛”支撑顶板减沉方法实施后，若工作面顶板下沉量小于300mm，则直接顶完整性好，矿压控制效果理想。