一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法
【專利摘要】本發(fā)明公開了一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，屬于綜采放頂煤工作面頂板控制領(lǐng)域。本發(fā)明控制方法主要包括：首先對綜采放頂煤工作面礦壓顯現(xiàn)程度進行界定，明確礦壓控制方法適用條件；然后根據(jù)實測礦壓參數(shù)，建立工作面“支架—圍巖”關(guān)系定量表達式—頂板位態(tài)方程：為礦壓控制技術(shù)提供理論支撐；依靠支架臨界工作阻力使支架處于“限定變形”工作狀態(tài)，實現(xiàn)頂板下沉量抑制方法，達到來壓時保證正常生產(chǎn)的礦壓控制最低目標；最后礦壓顯現(xiàn)重點區(qū)域采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板方案的頂板下沉量減沉方法，保證來壓時礦壓控制達到理想目標。本發(fā)明方法適于在礦壓顯現(xiàn)強烈的綜放工作面礦壓控制中廣泛推廣。
【專利說明】一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法
【技術(shù)領(lǐng)域】
[0001]本發(fā)明屬于綜采放頂煤工作面頂板控制領(lǐng)域，具體涉及一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法。
【背景技術(shù)】
[0002]綜采放頂煤采煤法是厚煤層開采的先進采煤方法，具有適應煤層條件廣、高產(chǎn)高效等突出優(yōu)點。但綜放開采時，工作面頂板控制成為制約工作面高產(chǎn)高效的核心問題之一，其中，非常強烈礦壓顯現(xiàn)工作面礦壓控制難題尤為突出，因此尋求解決強烈-非常強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面礦壓控制難題的方法成為工作面安全生產(chǎn)的緊迫任務(wù)。
[0003]目前非常強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面礦壓控制主要包括以下方法:液壓支架控頂、頂板爆破斷頂和注水軟化頂板。當液壓支架工作阻力不能平衡礦山壓力時，工作面頂板下沉量大，控頂效果差，引發(fā)頂板事故，不能滿足基本的采場工作空間要求；頂板爆破斷頂分為采前預爆破和采后爆破，能夠破壞巖體的完整性，促進和改善頂板冒落，采前預爆破影響了兩巷的運輸和維護，采后爆破增加了工作面的生產(chǎn)工序，影響工作面的正常推進和安全；注水軟化頂板是沿工作面專用巷道或兩巷向頂板打深鉆孔，通過鉆孔向頂板高壓注水達到弱化頂板的目的，效率低、工程量大，在國內(nèi)尚處于試驗階段。
[0004]綜上所述，目前國內(nèi)還沒有提出一種技術(shù)簡單、安全經(jīng)濟的(非常)強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面礦壓控制方法。
【發(fā)明內(nèi)容】
[0005]本發(fā)明提出了一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，其基于實測礦壓參數(shù)和實用礦山壓力理論，建立了支架對頂板采取“限定變形”工作狀態(tài)的工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，達到理想的礦壓控制效果，保證了工作面的安全生產(chǎn)。
[0006]本發(fā)明技術(shù)方案包括:
[0007]—種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，包括以下步驟:
[0008]步驟1、結(jié)合圍巖運動程度、支架受力、支架動載系數(shù)和國家相關(guān)行業(yè)標準，對綜采放頂煤工作面的礦壓顯現(xiàn)程度進行界定；
[0009]步驟2、建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，主要包括以下子步驟:
[0010]a按照下述式(I)計算基本頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量Δ hA,
[0011]Ah: = —S:(I)
C
[0012]其中，Sa= H2-H1;
[0013]H1 = hd(l-n)KA+MzKA ；
[0014]H2 = h+hd+Mz ；
[0015]上述公式中:LK—支架控頂距，m ;c一實測頂板周期來壓步距，m ;SA—基本頂(老頂)巖梁末端自由沉降高度，m ;hd—頂煤厚度，m ； η—頂煤回收率；ΜΖ—直接頂厚度，m ；KA—直接頂和頂煤碎脹系數(shù)；h—工作面采高(割煤高度)，m訊一直接頂和遺留頂煤冒落后充填采空區(qū)高度，m ;H2—上覆巖層冒落和開采煤層總高度，m ；
[0016]b接步驟a，建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，如式(2)所示:
,Ah ,、、
[0017]r=p0+k-f-(.2)
Ahi
[0018]式⑵中:r一來壓時實測支架工作阻力，kN ;pQ—來壓前實測支架工作阻力，kN ；k一頂板位態(tài)常數(shù)，kN；AhA 一基本頂或老頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量,mm; Ahi—來壓時工作面頂板下沉量,mm ;其中，r、pQ和Ahi為實測結(jié)果，Δ]ιΑ為已知計算結(jié)果，根據(jù)所述式(2)方程求解k ;
[0019]步驟3、確定工作面來壓時頂板下沉量達到礦壓控制基本要求的各項參數(shù)，分別包括以下參數(shù):
[0020]c工作面頂板下沉量(Ahi)等于允許下沉量(Ah),即Ahi= Ah = 500mm ；
[0021]d根據(jù)上述式(2)方程確定滿足工作面頂板允許下沉量Ah要求的支架臨界工作阻力A ；
[0022]e當支架工作阻力達到Γι時，即可實施支架處于“限定變形”工作狀態(tài)的頂板下沉量抑制技術(shù)；若支架工作阻力達不到，則在發(fā)揮支架最大工作阻力基礎(chǔ)上直接采取步驟4。
[0023]步驟4、采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板下沉量減沉方法，確保工作面異常來壓時頂板下沉量達到礦壓控制的理想要求。
[0024]綜采放頂煤工作面一般條件下有hd = (I?2)h,Mz = I (hd+h) , c = 3Lk,Ka = 1.3,h= (3?4)m，采空區(qū)留煤垛時頂煤回收率η =0，則基本頂(老頂)巖梁末端最大自由沉降高度SAmax = 0.lh, AhA = 10mm?130mm,即工作面頂板下沉量很小,此時工作面采高完全滿足安全生產(chǎn)的采高要求。
[0025]作為本發(fā)明的一個優(yōu)選方案，上述步驟4包括以下子步驟:
[0026]f在所述步驟e的基礎(chǔ)上，當工作面來壓顯現(xiàn)明顯時，將工作面頂板下沉量Ahi >500mm的工作面區(qū)域劃定為礦壓控制重點區(qū)域；
[0027]g在所述礦壓控制重點區(qū)域內(nèi)沿工作面面長方向，以10個支架為一組進行區(qū)域內(nèi)再劃分，若最后一組不足10個支架則單獨劃分為一組；
[0028]h沿工作面推進方向向所述再劃分的支架組內(nèi)控制放煤，在奇數(shù)支架組內(nèi)不放煤，偶數(shù)支架組內(nèi)放煤，采空區(qū)形成條形間隔煤垛支撐上覆巖層；
[0029]k當“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板減沉技術(shù)實施后，若工作面頂板下沉量小于300mm，則直接頂完整性好，礦壓控制效果理想。
[0030]本發(fā)明所帶來的有益技術(shù)效果:
[0031]本發(fā)明提出了一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，與現(xiàn)有技術(shù)相比，其具有以下優(yōu)點:
[0032]I)為強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放采煤工作面提供了一種礦壓控制方法；
[0033]2)基于實測礦壓參數(shù)和實用礦山壓力理論，建立了支架對頂板采取“限定變形”工作狀態(tài)的工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，為礦壓控制技術(shù)提供了理論支撐；
[0034]3)實施使支架處于“限定變形”工作狀態(tài)的頂板下沉量抑制技術(shù)，可以保證礦壓控制效果中等以上，并且來壓時頂板下沉量滿足采場生產(chǎn)的空間要求，該方法可操作性強，便于實施；
[0035]4)在礦壓控制重點區(qū)域，采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板方案的頂板下沉量減沉技術(shù)，可以極大地減少工作面頂板下沉量，達到理想的礦壓控制效果，保證工作面安全生產(chǎn)；
[0036]5)本發(fā)明方法目標清楚，流程簡練，投資少，且不影響工作面正常生產(chǎn)，是一種簡便、實用和科學的方法。
【專利附圖】
【附圖說明】
[0037]下面結(jié)合附圖對本發(fā)明做進一步清楚、完整的說明:
[0038]圖1為本發(fā)明頂板控制效果對應的頂板下沉量圖；
[0039]圖2為本發(fā)明實施例6 ± 105-2綜采放頂煤工作面頂板結(jié)構(gòu)和支架位態(tài)示意圖；
[0040]圖3為本發(fā)明實施例6± 105-2綜采放頂煤工作面割煤3刀不放煤工作面支架位態(tài)；
[0041]圖4為本發(fā)明實施例6± 105-2綜采放頂煤工作面重點區(qū)域雙十架采空區(qū)留條形間隔煤垛；
[0042]圖中，1、采空區(qū)分區(qū)域條形間隔煤垛，2、煤垛，3、煤房，4、區(qū)域一(1-30#支架)，5、區(qū)域二(31-70#支架)，6、區(qū)域三(71-100#支架)，7、區(qū)域四(101-140#支架)，8、膠運順槽，9、輔運順槽，Me、工作面老頂厚度，Mz、工作面直接頂厚度，h、工作面采高，Lk、工作面控頂距，Λ hp工作面頂板下沉量，Λ hA、基本頂或老頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量，Sa、基本頂或老頂巖梁末端自由沉降高度，Sp支架限定變形工作狀態(tài)下基本頂巖梁末端沉降高度，C、工作面實測頂板周期來壓步距，hd、工作面頂煤厚，Lz2、工作面上位直接頂懸頂距。
【具體實施方式】
[0043]本發(fā)明公開了一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，為了使本發(fā)明的優(yōu)點、技術(shù)方案更加清楚、明確，下面結(jié)合具體實施例對本發(fā)明做進一步清楚、完整的說明。
[0044]以某礦6± 105-2綜采放頂煤工作面為例，結(jié)合圖1、圖2、圖3、圖4所示，對本發(fā)明礦壓控制方法做詳細說明，本發(fā)明，一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，具體包括以下步驟:
[0045]步驟1、綜采放頂煤工作面強烈礦壓顯現(xiàn)程度界定，主要結(jié)合以下工藝參數(shù)進行評價，
[0046](I)圍巖運動程度:6± 105-2綜采放頂煤工作面來壓時支架活柱累計下縮量(頂板下沉量)為600mm ；
[0047](2)支架受力:來壓時支架平均工作阻力與額定工作阻力比值為0.864 ；
[0048](3)支架動載系數(shù):工作面支架動載系數(shù)為2.24 ；
[0049](4)國家行業(yè)標準:標準規(guī)定基本頂初次來壓當量P >1075/bV/m:時，基本頂來壓級別為明顯即非常強烈；計算得6±105-2綜采放頂煤工作面基本頂初次來壓當量P =1382紀v/w\,基本頂來壓級別為非常強烈；
[0050]綜合評述6± 105-2綜采放頂煤工作面頂板礦壓顯現(xiàn)程度等級為“非常強烈”，需實施相應的工作面礦壓控制方法；
[0051]步驟2、建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，主要包括以下子步驟:
[0052](I)計算基本頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量AhA
[0053]Δ；7; = —S:
c
[0054]Sa = H2-H1
[0055]H1 = hd (1- η) KA+MZKA
[0056]H2 = h+hd+Mz
[0057]式中，LK—支架控頂距，4.5m ;c一實測頂板周期來壓步距，20.63m ;hd—頂煤厚度，9m ； η —頂煤回收率，80% ;ΜΖ—直接頂厚度，9.82m ;KA—直接頂和頂煤碎脹系數(shù)，1.3 ；h—工作面采高，3.92m ；
[0058]計算得H1 = 15.11m, H2 = 22.74m, Sa = 7.63m, Δ hA = 1664mm ；
[0059](2)建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程
,Ah1
[0060]^ =
[0061]式中:r一來壓時實測支架工作阻力，kN ;pQ—來壓前實測支架工作阻力，kN ;k—頂板位態(tài)常數(shù)，kN ； Δ hA 一老頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量，mm ； Ahi一工作面頂板下沉量，mm ；
[0062]圖2為本發(fā)明實施例6 ± 105-2綜采放頂煤工作面頂板結(jié)構(gòu)和支架位態(tài)示意圖；圖中:ME—工作面老頂厚度，1m ;MZ—工作面直接頂厚度，9.82m出一工作面采高，3.92m ；LK—工作面控頂距，4.5m ; Λ hi—工作面頂板下沉量，在支架處于限定變形工作狀態(tài)下的頂板下沉量；Si—支架限定變形工作狀態(tài)下基本頂巖梁末端沉降高度；c一工作面實測頂板周期來壓步距，20.63m ；hd一工作面頂煤厚,9m ；LZ2一工作面上位直接頂懸頂距，Ilm?13m。
[0063]6上 105-2 工作面實測，r = 12834kN, p0 = 5563kN, Ahi = 600mm, ΔhA = 1664m,計算k = 2622kN，得到6 ± 105-2工作面頂板位態(tài)方程:
1664
[0064]r= 5563+ 2622 X ——
Mi
[0065]步驟3、實現(xiàn)使支架處于“限定變形”工作狀態(tài)的頂板下沉量抑制技術(shù)，保證工作面來壓時頂板下沉量達到礦壓控制基本要求，
[0066](I)確定工作面頂板允許下沉量Ah
[0067]Δ h < 500 (mm)
[0068]頂板來壓時，應保證工作面采高h滿足控頂效果中等以上和采煤機順利割煤高度的最低礦壓控制要求，要求h > 200+hmin, hmin~采煤機最小割煤高度,2.5m ；
[0069](2)根據(jù)頂板位態(tài)方程確定基本滿足6± 105-2工作面生產(chǎn)采高要求的支架臨界工作阻力巧，
「I,故
[0070]r, = pa+k—^
Ah
[0071]由Ah = 500mm 計算得 J1 = 14289kN ；
[0072](3)實施保證支架工作阻力達到A時支架處于“限定變形”工作狀態(tài)的頂板下沉量抑制技術(shù)，主要技術(shù)措施為:
[0073]①提高泵站壓力，支架初撐力利用率達到額定初撐力的80%以上；
[0074]②保證支架合理的工作狀態(tài)，在工作面走向和傾向角度基礎(chǔ)上，頂梁仰俯角和傾斜角度控制在±10°范圍內(nèi)；
[0075]③可以適度提升支架安全閥開啟壓力，保證頂板來壓時支架平均工作阻力達到14289kN ；
[0076]④加強工作面活柱縮量及礦壓數(shù)據(jù)監(jiān)測，為頂板控制技術(shù)實施提供依據(jù)。
[0077]步驟4、采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板方案的頂板下沉量減沉技術(shù)，保證工作面異常來壓時頂板下沉量達到礦壓控制理想要求，
[0078]圖3為本發(fā)明實施例6± 105-2綜采放頂煤工作面割煤3刀不放煤工作面支架位態(tài)示意圖；圖中=Me—工作面老頂厚度，1m ;MZ—工作面直接頂厚度，9.82m ;h—工作面采高，
3.92m ;LK一工作面控頂距，4.5m ; Λ Iii—工作面頂板下沉量，在支架處于限定變形工作狀態(tài)下并采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板方案時的頂板下沉量A—支架限定變形工作狀態(tài)下采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板方案時基本頂巖梁末端沉降高度；c 一工作面實測頂板周期來壓步距，20.63m ;hd—工作面頂煤厚9m ;LZ2—工作面上位直接頂懸頂距Ilm ?13m ；
[0079](I)在實施頂板下沉量抑制技術(shù)基礎(chǔ)上，特殊條件下工作面來壓異常強烈時，將工作面頂板下沉量Ahi > 500mm的工作面范圍劃定為礦壓控制重點區(qū)域,如圖4所示，圖4為6±105-2綜采放頂煤工作面重點區(qū)域雙十架采空區(qū)留條形間隔煤垛示意圖，圖中:1、采空區(qū)分區(qū)域條形間隔煤垛，由煤垛和煤房構(gòu)成；2、煤垛，煤垛寬1.4m?2.lm，煤垛長17.5m ；
3、煤房，煤房寬1.4m?2.lm，煤房長17.5m;4、區(qū)域一(1_30#支架范圍)，該區(qū)域頂板下沉量Ahi < 500mm ;5、區(qū)域二(31-70#支架范圍)，該區(qū)域頂板下沉量Ahi > 500mm，為礦壓控制重點區(qū)域；6、區(qū)域三(71-100#支架范圍)，頂板下沉量Ahi < 500mm ;7、區(qū)域四(101-140#支架)，該區(qū)域頂板下沉量Ahi > 500mm，為礦壓控制重點區(qū)域；8、6±105_2綜采放頂煤工作面膠運順槽；9、6± 105-2綜采放頂煤工作面輔運順槽；
[0080](2)在工作面面長方向礦壓控制重點區(qū)域內(nèi)(區(qū)域二和區(qū)域四)，以10個支架一組，進行區(qū)域內(nèi)再劃分，最后一組若不足10個支架單獨劃分為一組，再劃分的支架組編號為 1,2,3-；
[0081](3)沿工作面推進方向?qū)υ賱澐值闹Ъ芙M內(nèi)支架控制放煤。奇數(shù)支架組不放煤，偶數(shù)支架組放煤，割2?3刀煤不放頂煤，則支架不放煤的步距(煤垛寬度)為(2?3) X0.7m=1.4m?2.1m, 0.7m為正規(guī)循環(huán)采煤機割煤步距。
[0082] (4)工作面頂板下沉量Ahi = 184mm?245mm,礦壓控制效果理想,完全滿足工作面采放煤工藝要求。
【權(quán)利要求】
1.一種強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，其特征在于，包括以下步驟: 步驟1、結(jié)合圍巖運動程度、支架受力、支架動載系數(shù)和國家相關(guān)行業(yè)標準，對綜采放頂煤工作面的礦壓顯現(xiàn)程度進行界定； 步驟2、建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，主要包括以下子步驟: a按照下述式(I)計算基本頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量AhA， ^ =^Sa(I)
C
其中，Sa = H2-H1 ；
H1 = hd(l-n)KA+MzKA；
H2 = h+hd+Mz ； 上述公式中:LK—支架控頂距，m;c—實測頂板周期來壓步距，m;SA—基本頂巖梁末端自由沉降高度，m ;hd—頂煤厚度，m ； η—頂煤回收率;ΜΖ—直接頂厚度，m ;KA—直接頂和頂煤碎脹系數(shù)出一工作面采高，m訊一直接頂和遺留頂煤冒落后充填采空區(qū)高度，m ;H2—上覆巖層冒落和開采煤層總高度，m ； b接步驟a，建立工作面“支架一圍巖”關(guān)系定量表達式一頂板位態(tài)方程，如式(2)所示: r = Pi>+k^(2)
Ahi 式(2)中:r一來壓時實測支架工作阻力，kN;P(l—來壓前實測支架工作阻力，kN;k—頂板位態(tài)常數(shù)，kN ; Λ hA —基本頂或老頂自由沉降至最低位態(tài)時工作面頂板最大下沉量，mm ；Ahi—來壓時工作面頂板下沉量,mm ;其中,INPtl和Ahi為實測結(jié)果，Δ]ιΑ為已知計算結(jié)果，根據(jù)所述式(2)方程求解k; 步驟3、確定工作面來壓時頂板下沉量達到礦壓控制基本要求的各項參數(shù)，分別包括以下參數(shù): c當工作面頂板下沉量Δhj等于允許下沉量Ah時，即Ahi= Ah = 500mm ； d根據(jù)上述式(2)方程確定滿足工作面頂板允許下沉量Ah要求的支架臨界工作阻力Γι ; e當支架工作阻力達到A時，即可實施支架處于“限定變形”工作狀態(tài)的頂板下沉量抑制技術(shù)；若支架工作阻力達不到IV則在發(fā)揮支架最大工作阻力基礎(chǔ)上直接采取下述步驟4 ； 步驟4、采取“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板下沉量減沉方法，確保工作面異常來壓時頂板下沉量達到礦壓控制的理想要求。
2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的強烈礦壓顯現(xiàn)綜采放頂煤工作面的礦壓控制方法，其特征在于:所述步驟4包括以下子步驟: f在所述步驟e的基礎(chǔ)上，當工作面來壓顯現(xiàn)明顯時，將工作面頂板下沉量Ahi >500mm的工作面區(qū)域劃定為礦壓控制重點區(qū)域； g在所述礦壓控制重點區(qū)域內(nèi)沿工作面面長方向，以10個支架為一組進行區(qū)域內(nèi)再劃分，若最后一組不足10個支架則單獨劃分為一組； h沿工作面推進方向向所述再劃分的支架組內(nèi)控制放煤，在奇數(shù)支架組內(nèi)不放煤，偶數(shù)支架組內(nèi)放煤，采空區(qū)形成條形間隔煤垛支撐上覆巖層； k當“采空區(qū)留條形間隔煤垛”支撐頂板減沉技術(shù)實施后，若工作面頂板下沉量小于300mm,則直接頂完整性好，礦壓控制效果理想。
【文檔編號】E21D23/12GK104141506SQ201410336752
【公開日】2014年11月12日 申請日期:2014年7月15日 優(yōu)先權(quán)日:2014年7月15日
【發(fā)明者】吳士良, 馬資敏, 韓偉 申請人:青島本末巖控技術(shù)有限公司, 山東科技大學