CN111079219B - 一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法 - Google Patents

Abstract

本发明一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，属于煤矿开采技术领域，具体是依据残采工作面过残留煤柱的力学模型，根据平衡条件来求取过残留煤柱时支架工作阻力计算公式，再根据公式求出支架工作阻力，最终做为支架选型的依据；本发明通过分析残煤复采工作面的基本顶断裂的主要影响因素，建立残煤复采工作面过残留煤柱时的支架围岩相互作用力学模型，确定残煤复采工作面合理的支架工作阻力，可以为类似残煤复采工作面支架选型提供依据。

Description

一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法

技术领域

本发明属于煤矿开采技术领域，具体为一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法。

背景技术

过去许多矿井采用巷柱式(以掘代采)及巷放式采煤方法，为了保证回采巷道的稳定性，旧采区内遗留了大量的煤柱，造成了优质资源的极大浪费，其中包括无烟煤、焦煤等。

随着煤炭资源的过度开采，优质煤炭资源日趋紧张，为保证煤炭工业的可持续发展，必须对遗留优质“残煤”进行复采。在残煤复采区进行复采时，受旧式采煤法影响，复采区随机分布着大量不规则的空巷、冒顶区及煤柱，造成围岩空间应力分布复杂，工作面回采时，煤壁片帮、端面冒顶、矿山压力显现不均、顶板断裂及运动规律复杂，围岩控制难度大及支架适应性差等问题突出，这些问题严重制约了残煤复采的发展。

当前，国内外学者对残采的研究主要为工作面过煤柱、空巷过程中，围岩应力分布规律及矿压显现特征，而对支架选型方面的研究相对较少，支架选型是工作面围岩控制的关键，是工作面实现安全高效回采的保证，因此支架选型合理对残煤复采至关重要。而支架选型的前提工作首先是对工作面支架工作阻力的确定，只有精确的了解工作面支架所受阻力的大小，才能根据井下不同的情况和环境选择适宜的支护方式。

发明内容

本发明克服现有技术存在的不足，提供一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法。目的在于克服现有计算方法对应用于残煤复采存在的缺陷，根据残煤复采工作面的特点，通过对残煤复采工作面与实体煤工作面基本顶岩块断裂过程进行分析，确定残采工作面支架过残留煤柱的支架工作阻力。

本发明是通过如下技术方案实现的。

根据残煤复采工作面的特点，通过对残煤复采工作面与实体煤工作面基本顶岩块断裂过程进行分析可知：空巷宽度与煤柱让压变形是影响基本顶断裂的主要因素，因此，提出一种支架过残留煤柱以及空巷的支架工作阻力确定方法。

本发明实施例提供一种残煤复采综放工作面支架工作阻力的确定方法，包括残煤复采工作面过残留煤柱以及过空巷两种情况：

a.工作面过残留煤柱：

在宋振骐院士“传递岩梁”结构如图1的基础上结合残煤复采工作面过残留煤柱实际情况，推出残煤复采过残留煤柱工作面支架围岩相互作用力学模型如图2，图2中块体B与块体A铰接后形成平衡结构，为研究支架对围岩的支护作用，取块体B分离体为顶板来压强度力学模型，其受力状态如图3所示，通过顶板来压强度力学模型确定残煤复采工作面液压支架工作阻力计算公式。

分析顶板来压强度力学模型，确定顶板关键块B的稳定条件须满足式(1)并根据式(1)推出式(2)；

判断式(2)成立，若式(2)成立则关键块B能够保持稳定不需要支架提供有效的支护阻力；若式(2)不成立则关键块B保持稳定的条件是支架提供有效的支护阻力与断裂面上的摩擦力共同平衡拱脚竖向载荷，因此，根据平衡条件可得支架所需提供的支护阻力公式(3)；

根据N.Barton准则，推出断裂面上的摩擦角(4)；

根据(3)与(4)可得出在N.Barton准则下，当考虑顶煤与直接顶对支架作用时，推出支架所需提供的工作阻力表达式(5)；

带入前面的参数推出支架工作阻力计算的最终公式为(6)。

b.工作面过空巷：

在宋振骐院士“传递岩梁”结构如图1的基础上结合残煤复采工作面回采揭露空巷时的实际情况建立跨空巷长关键块力学模型如图4(关键块横跨采空区、工作面、旧空巷，这种关键块称之为跨空巷长关键块)，将图4跨空巷关键块B力学模型简化为如图5示关键块受力分析图，通过对关键块结构受力状态进行分析，以此确定液压支架可安全通过空巷时所需工作阻力。

根据关键块的平衡条件以及防止沿空滑落失稳的条件，建立关键块平衡方程(7)、(8)和防止沿空滑落失稳方程(9)；

对长关键块受力分析图中支架和空巷上方煤层及直接顶岩层进行力学分析，对顶煤及直接顶列平衡方程(10)、(11)；

根据式(10)、(11)推出空巷对顶煤的支承力表达式(12)和支架工作阻力表达力(13)。

公式(1)如下所示：

T(cosθsinφ-sinθcosφ)≥V(cosθcosφ-sinθsinφ)

公式(2)如下所示：

公式(3)如下所示：

公式(4)如下所示：

公式(5)如下所示：

P＝V-Tf+P₁

公式(6)如下所示：

公式(7)如下所示：

2R₁(A+x)/3+T(h-Δ-a)-(P₁Lcosθ₁)/2＝0

公式(8)如下所示：

P₁＝R₁+Q'_A

公式(9)如下所示：

公式(10)如下所示：

公式(11)如下所示：

F₀+P＝Q+R₁

公式(12)如下所示：

公式(13)如下所示：

式中，T为块体B对块体A的水平推力；V为块体B拱脚的竖向载荷；β为基本顶岩层断裂角，°；L₂为块体B的长度，m；q₂为基本顶岩层受顶板自重等效的均布载荷；θ为断裂线与垂直方向的夹角；L₁为块体A的长度，m；X_c＝L₁cosθ₁；

L＝L₁+L₂；/>

JRC为基本顶岩层断裂面粗糙系数；JCS为基本顶岩层裂缝壁有效抗压强度，可取基本顶岩层实验室测定的轴向抗压强度值；G为拱脚处水平力挤压高度系数G＝0.018H-0.0195；H为基本顶岩层计算厚度；/>

为基本顶断裂面基础摩擦角，°；γ₁为直接顶的体积力，kN/m³；γ₂为顶煤的体积力，kN/m³；M₂为顶煤的厚度，m；a为支架控顶距，m；b为支架宽度，m；∑h为直接顶厚度；Δ为关键块B回转下沉量，m；q为关键块B上表面单位载荷，MPa；M为煤厚，m；b为支架宽度；γ₂为岩块容重，kN/m³；K_p为碎胀系数；F₀为空巷对顶煤的支承力；P为支架工作阻力；Q₁为单位顶煤的载荷；Q₂为单位直接顶的载荷；γ₁为煤层容重。

进一步的，所述式1中的

进一步的，式3中，

L₂为关键块B的长度；q₂为基本顶岩层受顶板自重等效的均布载荷；L₁为非关键块B的长度；X_c＝L₁cosθ₁；

L＝L₁+L₂；/>

进一步的，式5中，P₁＝γ₂M₂·ab+γ₁∑h·ab，

本发明相对于现有技术所产生的有益效果为。

当残煤复采工作面通过残留煤柱支架极易发生失稳事故，本发明针对残煤复采工作面的实际情况分析过残留煤柱和空巷支架阻力计算方法，并取其中的最大值为最终为支架选型的依据。对于每一种情况通过建立相应的力学模型，根据相应的平衡条件来求取不同情况下的支架工作阻力确定公式。本发明通过分析残煤复采工作面的基本顶断裂的主要影响因素，建立残煤复采工作面过残留煤柱和空巷支架围岩相互作用力学模型，确定残煤复采工作面合理的支架工作阻力，可以为类似残煤复采工作面支架选型提供依据。

附图说明

图1为实施例中残煤复采相似模拟实验模型图。

图2为实施例中所述过残留煤柱支架围岩相互作用力学模型。

图3为实施例中所述顶板来压强度力学模型。

图4为实施例中跨空巷长关键块力学模型。

图5为实施例中长关键块受力分析图。

其中，图中W为煤柱宽度；A_x为空巷宽度；M为采高；H_max为关键块厚度；T为关键块水平挤压力；θ1与θ2分别为岩块B、C回转角；QA＇与QB＇分别为两岩块所受剪切力；A、x为空巷、支架控顶距长度；L、l分别为关键块B、C的长度；P1、P2分别为关键块B、C的自重及上覆岩层集中载荷；R1、R2分别为直接顶及矸石对关键块B、C的支承力；d为岩块接触长度。

具体实施方式

为了使本发明所要解决的技术问题、技术方案及有益效果更加清楚明白，结合实施例和附图，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。下面结合实施例和附图详细说明本发明的技术方案，但保护范围不被此限制。

在宋振骐院士“传递岩梁”结构如图1的基础上结合残煤复采工作面过残留煤柱实际情况，推出残煤复采过残留煤柱工作面支架围岩相互作用力学模型如图2，图2中块体B与块体A铰接后形成平衡结构，为研究支架对围岩的支护作用，取块体B分离体为顶板来压强度力学模型，其受力状态如图3所示，通过顶板来压强度力学模型确定残煤复采工作面液压支架工作阻力计算公式。

在宋振骐院士“传递岩梁”结构如图1的基础上结合残煤复采工作面回采揭露空巷时的实际情况建立跨空巷长关键块力学模型如图4(关键块横跨采空区、工作面、旧空巷，这种关键块称之为跨空巷长关键块)，将图4跨空巷关键块B力学模型简化为如图5示关键块受力分析图，通过对关键块结构受力状态进行分析，以此确定液压支架可安全通过空巷时所需工作阻力。

以关岭山煤业30102残煤复采放顶煤工作面为例，3号煤层厚度为4.35～5.5m，平均厚4.50m，倾角为3～6°，煤层平均埋深为187m。该矿由于受开采工艺及装备水平的限制，旧式开采一直采用“采底留顶”的巷柱式采煤法进行回采。据调查分析，关岭山煤矿过去回采时，巷道主要沿煤层底部掘进。部分顶板较稳定的地段采用掏帮、扩帮的方式采煤，掏帮、扩帮的范围视煤层顶板性质而定，掏帮、扩帮后，采空区宽度约为6～8m。开采后在旧采区域内遗留了若干大小不一、形状各异的煤柱，这些煤柱部分被压垮或压酥，部分保持完好。30102首采工作面回采巷道在掘进过程中共揭露50条巷道，工作面回采过程中发现27条与工作面倾向平行或成小角度相交空巷，旧空巷宽度主要集中在2.5～3m，空巷高度主要集中在2.2～2.5m，煤柱宽度多为9～30m。采高M＝2.5m，直接顶碎胀系数K_p＝1.25，基本顶岩层破断角β＝70°，直接顶岩层视密度ρ＝2.48t/m³，基本顶岩层视密度ρ＝2.7t/m³，基本顶岩层抗拉强度系数K＝0.9，基本顶承载岩层厚度H_max＝24.58m，基本顶岩层轴向抗拉强度σ_c＝6.33×10⁵kg/m²，基本顶岩层受顶板自重均布载荷q₂＝ρ·g·H_max；基本顶岩层断裂面粗糙系数JRC＝15；基本顶岩层裂缝壁有效抗压强度JCS＝5408t/m²；基本顶岩层断裂面基础摩擦角

空巷A为8m，控顶距x宽为5.5m，煤厚M为4.5m，顶煤厚度为2m；直接顶厚度∑h为3.5m，煤层容重为14.2kN/m³，直接顶容重为23.1kN/m³；碎涨系数取1.25；/>

直接顶内摩擦角32°。

工作面过残留煤柱时支架工作阻力计算如下：

由

可知则块体B保持稳定的条件为支架能够提供有效的支护阻力与断裂面上的摩擦力共同平衡拱脚竖向载荷V。

p₁＝γ₂M₂·ab+γ₁∑h·ab＝781.45kN/架

P＝V-T·f+p₁＝5387kN/架

工作面过空巷时支架工作阻力计算如下：

经公式(13)计算得过空巷时，支架临界支护阻力为

将关岭山煤矿相关参数带入计算公式，得出复采工作面过煤柱时支架工作阻力为5387kN，过空巷时支架工作阻力为4994kN，最终支架选型时取最大值5387kN。

以上内容是结合具体的优选实施方式对本发明所做的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施方式仅限于此，对于本发明所属技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明的前提下，还可以做出若干简单的推演或替换，都应当视为属于本发明由所提交的权利要求书确定专利保护范围。

Claims (5)

1.一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，其特征在于，包括以下步骤：

1)将残采工作面过残留煤柱不规则岩层块体设为“关键块B”，确定顶板“关键块”B的稳定条件须满足式I：

T(cosθsinφ-sinθcosφ)≥V(cosθcosφ-sinθsinφ) (I)

2)由式I得出式II：

判断式II不等式成立与否，若式II不等式成立，“关键块B”不会沿断裂线滑移，即不会出现回转或滑落失稳，自身能够保持稳定不需要支架提供有效的支护阻力；

若式II不等式不成立则“关键块B”保持稳定的条件是需要支架提供有效的支护阻力与断裂面上的摩擦力共同平衡拱脚竖向载荷，因此，根据平衡条件可推出支架所需提供的支护阻力公式III；

3)根据N.Barton准则，推出断裂面上的摩擦角，式IV：

根据式III与IV，可得出在N.Barton准则下，当考虑顶煤与直接顶对支架作用时，推出支架所需提供的工作阻力表达式V：

P＝V-Tf+P₁ (V)

将式V代入式II、III、IV，推出支架工作阻力计算的最终公式为：

以上公式中，β为基本顶岩层断裂角；θ为断裂线与垂直方向的夹角；T为块体B对块体A的水平推力；V为块体B拱脚的竖向载荷；

JRC为基本顶岩层断裂面粗糙系数；

JCS为基本顶岩层裂缝壁有效抗压强度，取基本顶岩层实验室测定的轴向抗压强度值；

G为拱脚处水平力挤压高度系数，G＝0.018H-0.0195；

H为基本顶岩层计算厚度；

为基本顶断裂面基础摩擦角；

γ₁为直接顶的体积力，kN/m³；

γ₂为顶煤的体积力，kN/m³；

M₂为顶煤的厚度；

a为支架控顶距；b为支架宽度；

∑h为直接顶厚度；Δ为关键块B回转下沉量；q为关键块B上表面单位载荷，MPa；M为煤厚，m；b为支架宽度；γ₂为岩块容重，kN/m³；P为支架工作阻力；y₁为煤层容重。

2.根据权利要求1所述的一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，其特征在于，所述式I中的

3.根据权利要求1所述的一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，其特征在于，式III中，

和/>

L₂为关键块B的长度；q₂为基本顶岩层受顶板自重等效的均布载荷；L₁为非关键块B的长度；X_c＝L₁cosθ₁；

L＝L₁+L₂；/>

Y＝M-H-∑h(K_p-1)；/>

4.根据权利要求1所述的一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，其特征在于，式V中，P₁＝γ₂M₂·ab+γ₁∑h·ab。

5.根据权利要求1所述的一种确定残采工作面过残留煤柱支架阻力的方法，其特征在于，式V中，

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