CN116816349A - 一种近距离煤层开采顶板控制方法 - Google Patents
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Abstract
一种近距离煤层开采顶板控制方法，通过对上煤层超前支撑压力分布的计算、上煤层开采底板破坏深度的计算，以及通过创建模型对三上煤层对三下煤层开采影响数值分析，最后确定下煤层回采巷道支护参数可以合理的选择上煤层的内错距离以及下煤层回采巷道位置布置，从而进一步得出下煤层回采巷道支护参数，即顶板锚杆长度、帮锚杆长度、锚杆间排距、锚杆直径、锚索线长度、锚索锚固长度和锚索间排距的计算，本发明对于近距离煤层开采顶板控制、保证矿井安全高效生产具有极其重要的指导意义。
Description
技术领域
本发明属于煤矿开采技术领域，涉及一种近距离煤层开采顶板控制方法。
背景技术
近距离多煤层开采采用传统开采方式时，上部煤层工作面回采后，受回采造成的采动应力和采空区上覆岩层运动的作用，改变了煤层底板的原始应力平衡状态，特别是上覆未垮落顶板作用于采空区残留煤柱的重量的和采空区内已垮落矸石的重量均对其下部底板岩层的应力分布产生影响。经过一系列的传递、转化、叠加，当作用在底板上应力达到其承受的临界值后，对底板产生损伤。当应力达到使底板岩体发生完全破坏的极限载荷后，底板处于塑性区的岩体将会连成一片，塑性区范围内的岩体向采空区移动，形成一个连续的滑移面，这时煤层的采动效应对底板岩体的影响最大。
此时就需要合理的选择上煤层的内错距离以及下煤层回采巷道位置布置，从而进一步得出下煤层回采巷道支护参数，从而最大化的得到保护。
发明内容
基于上述现有技术中倾斜煤层在开采过程中所面临的诸多难题，本发明提出了一种近距离煤层开采顶板控制方法，该方法对于采空区下近距离倾斜煤层巷道围岩控制、保证矿井安全高效生产具有极其重要的指导意义
为实现上述目的，本发明是通过以下技术方案实现的：
一种近距离煤层开采顶板控制方法，依次包括以下步骤：
a、确定上煤层超前支承压力分布：
在煤壁内任取一宽度为dx、长为单位1的单元体。在x轴方向上，单元体靠煤壁侧承
受的压力为另一侧为+dx，在y轴方向上所受压力为
在二维应力状态下，当单元体处于极限平衡状态时，根据采场前方煤体应力关系可建立极限平衡方程：
(1)
根据弹塑性理论，在工作面前方极限平衡区内支承压力的计算公式，塑性区内支
承压力最大值表达式为：
(2)
结合库仑-莫尔强度准则，峰值点距煤壁的距离为：
(3)
式中，M —煤层开采厚度；k—应力集中系数，k=2；γ—采场上覆岩层的平均容重；
H—煤层埋深；C—煤体的内聚力；—煤体内摩擦角；—岩层内摩擦角；ξ—三轴应力系数，；—支架对煤帮的阻力。
b、上煤层开采底板破坏深度计算：
可以把煤层底板的破坏区分为3个区域，分别为：I主动极限区，Ⅱ过渡区，Ⅲ被动极限区。
根据滑移线场理论，在采空区煤柱支承压力影响作用下导致的底板破坏深度为：
(4)
(5)
式中，h—为底板破坏深度；—为底板任意破坏点与煤壁处连线长度；—极坐标
下底板任意破坏点与煤壁连线和底板最大破坏点与煤壁联线的夹角；—为煤壁塑性区宽
度；—为煤体的内摩擦角；—为底板岩层内摩擦角。
当时，h取得极大值，求导，可得：
当时，即当时，。
此时，联合式4、5可以求得底板最大破坏深度：
(6)
依据极限平衡理论计算煤壁塑性区宽度为：
(7)
把式7代人式6可以求得上层煤开采时底板的最大破坏深度：
(8)
c、采用模型分析上煤层开采对下煤层开采的影响：
c1、建立模型：
针对煤矿一采区和一采区辅助采区上、下煤层的实际工程地质条件，回采巷道均为沿煤层顶板和底板掘进。模型左右边界限制x方向位移，前后边界限制y方向位移，并施加随深度变化的水平压应力；下部边界限制z方向的位移；上部边界根据3上煤层的埋深，施加应力边界，从而模拟上覆岩层对煤层施加的自重载荷。
c2、模型边界条件：
结合煤矿一采区和一采区辅助采区实际生产情况，在一采区和一采区辅助采区上选定2个地应力测点，设置两个观测点，通过观测点测出孔深、埋深、方位角、安装角和仰角的应力测试钻孔信息；通过观测点测出主应力值、方位角和倾角的应力测试结果；最后得出应力边界条件。
c3、上煤层开采围岩应力分布规律：
测出上煤层工作面开采后围岩应力分布。观察出上层应力增高区，破坏范围较小区；测出上层工作面沿倾斜方向两侧实体煤支承压力分布，找到出现最大垂直应力的工作面超前距离；作出工作面推进超前支承压力分布图，分别截取底板下方2m、4m、6m、8m、10m深处的垂直应力云图，进而分析最大应力所在位置，从而得出随着底板深度增大，垂直应力呈减小趋势；
c4、上煤层开采对下煤层的影响分析：
绘制上煤层开采后数值模型自下而上垂直应力分布图，可知上煤层开采后，应力释放效应明显，下煤层工作面正下方，自模型底部向上应力逐渐升高，相较于原岩应力降低了3/4以上，很好的起到了保护下位煤层开采的作用；作出上煤层底板不同距离处煤壁侧垂直应力图和上煤层底板不同距离处煤壁侧应力集中系数图，上煤工作面开采后工作面下方一定区域内应力急速下降，而在未采工作面的煤壁侧出现应力集中现象，应力集中的峰值应力处随距离上煤层底板距离的增大而逐渐向煤壁深处转移，同时应力集中程度也逐渐降低；下位下煤层开采时，为了减轻上煤层开采的影响，应将下位回采巷道布置在应力稳定区或应力降低区，即沿上煤层内错距离≥6m位置布置。
d、下煤层回采巷道位置布置：
作出重叠式布置回采巷道围岩变形图、外错式布置回采巷道围岩变形图和内错式布置回采巷道围岩变形，通过观察，为了降低下位煤层回采巷道围岩应力，降低巷道围岩变形，选用内错6m方式布置下位煤层回采巷道。
e.下煤层回采巷道支护参数确定：
1）顶板锚杆长度计算：
(9)
式中：L－锚杆长度；H－冒落拱高度；K－安全系数，一般取K＝2；－锚杆锚入坚
硬完整岩层深度，一般按经验取0.5 m；－锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1 m。
其中：H＝B /（2f）。
B－巷道开掘宽度；f－巷道顶板岩石普氏系数；
2）帮锚杆长度计算
(10)
式中：L—锚杆长度；—锚杆外露长度；—锚杆有效长度；—锚杆锚入稳定岩
层的深度。
3）锚杆间排距计算：
(11)
式中：a—锚杆间排距；Q—锚杆设计锚固力；K—安全系数，一般取2；—锚杆有效
长度；r—被悬吊砂岩的容重。
4）锚杆直径的选择：
(12)
式中：Q—锚杆设计锚固力；Δ—锚杆材料抗拉强度。
5）工作面切眼的加强支护方案：
（1）单体液压支柱加强支护校核：
(13)
式中：B—巷道最大冒落宽度，取巷道毛宽；H—不小于2倍的冒落拱高度；R—被悬
吊砂岩的容重；—单体额定工作阻力；L—单体排距；
（2）悬吊理论校核锚索：
I、锚索线长度L应满足：
(14)
式中：L—锚索总长度；—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度；—需要悬吊的
不稳定岩层厚度，取2倍冒落拱高度；—托板及锚具的厚度；—锚索外露长度。
其中，锚索深入到较稳定岩层的锚固长度计算公式如下：
(15)
式中：K—安全系数，取2；—锚索直径；—锚索抗拉强度；—锚索与锚固剂的粘
合强度；
II、锚索锚固长度计算：
式中：－锚固长度，mm；L－树脂药卷长度；D－钻孔直径；－树脂药卷直径；
－锚索直径；
III、锚索间排距：
按照锚杆所能悬吊的岩层重量计算锚索排距，计算公式如下：
(16)
式中：L—锚索排距；B—巷道最大冒落宽度，取巷道荒宽；h—巷道最大冒落高度；
γ—岩体容重；—锚杆排距；—锚杆设计锚固力；—锚索极限承载力；θ—角锚杆与巷
道顶板的夹角；n—每排锚索根数，取1。
本发明与现有技术相比所取得的有益效果如下：
本发明提供了一种近距离煤层开采顶板控制方法，通过此方法可以合理的选择上煤层的内错距离以及下煤层回采巷道位置布置，从而进一步得出下煤层回采巷道支护参数，即顶板锚杆长度、帮锚杆长度、锚杆间排距、锚杆直径、锚索线长度、锚索锚固长度和锚索间排距的计算。
附图说明
一件发明名称为“一种近距离煤层开采顶板控制方法”的专利申请，其说明书包括2幅附图，这些附图的图面说明如下。
图1是本发明的超前支承压力的分布；
图2是本发明的支承压力作用下底板破坏深度；
图3是本发明的模型自下而上垂直应力分布图；
图4是本发明的三上煤层底板不同距离处煤壁侧垂直应力；
图5是本发明的三上煤层底板不同距离处煤壁侧应力集中系数。
图中：I、主动极限区，Ⅱ、过渡区，Ⅲ、被动极限区。
具体实施方式
下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整的描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
基于倾斜煤层开采的次生顶板结构定量分析及其评判方法，其特征在于，依次包括以下步骤：
（1）、确定上煤层超前支承压力分布：
如图1所示，工作面超前支承压力形成的根本原因是采场煤体采出后上覆岩层发生运动、围岩应力发生重新分布，而分析支承压力的理论基础是通过研究上覆岩层的运移规律和受力状态。运用弹性力学中的极限平衡理论，将采场前方煤体划分为弹性区与极限平衡区。
在煤壁内任取一宽度为dx、长为单位1的单元体。在x轴方向上，单元体靠煤壁侧承
受的压力为另一侧为+dx，在y轴方向上所受压力为
在二维应力状态下，当单元体处于极限平衡状态时，根据采场前方煤体应力关系可建立极限平衡方程：
(1)
根据弹塑性理论，在工作面前方极限平衡区内支承压力的计算公式，塑性区内支
承压力最大值表达式为：
(2)
结合库仑-莫尔强度准则，峰值点距煤壁的距离为：
(3)
式中，M —煤层开采厚度；k—应力集中系数，k=2；γ—采场上覆岩层的平均容重；
H—煤层埋深；C—煤体的内聚力；—煤体内摩擦角；—岩层内摩擦角；ξ—三轴应力系数，；—支架对煤帮的阻力。
通过此可得出超前支撑压力峰值以及峰值点距离煤矿的距离。
（2）、上煤层开采底板破坏深度计算：
如图2所示，可以把煤层底板的破坏区分为3个区域，分别为：I主动极限区，Ⅱ过渡区，Ⅲ被动极限区。
根据滑移线场理论，在采空区煤柱支承压力影响作用下导致的底板破坏深度为：
(4)
(5)
式中，h—为底板破坏深度；—为底板任意破坏点与煤壁处连线长度；—极坐标
下底板任意破坏点与煤壁连线和底板最大破坏点与煤壁联线的夹角；—为煤壁塑性区宽
度；—为煤体的内摩擦角；—为底板岩层内摩擦角。
当时，h取得极大值，求导，可得：
当时，即当时，。
此时，联合式4、5可以求得底板最大破坏深度：
(6)
依据极限平衡理论计算煤壁塑性区宽度为：
(7)
把式7代人式6可以求得上层煤开采时底板的最大破坏深度：
(8)
通过此可以计算出开采底板破坏最大深度，理论上上和下煤层之间覆岩破坏范围尚未贯通，但局部中矸夹层较薄的地方会承受较大的顶煤采动破坏作用，增加巷道掘进顶板维护难度。
（3）、采用具体实施例进行实测与分析：
采用模型分析上煤层开采对下煤层开采的影响：
a、建立模型：
在考虑实际工程条件及简化计算的基础上，针对三河口煤矿一采区和一采区辅助采区三上、三下煤层的实际工程地质条件，应用FLAC3D数值模拟软件建立计算模型，本构模型选用Mohr-Coulomb模型。模型尺寸为：长×宽×高=280m×280m×101.5m。模拟巷道开挖尺寸为4.8m×180m，3上煤层的平均厚度取4.8m，工作面开挖尺寸170.4m×180m，一次采全高，自然垮落法管理顶板。
针对煤矿一采区和一采区辅助采区上、下煤层的实际工程地质条件，回采巷道均为沿煤层顶板和底板掘进。模型左右边界限制x方向位移，前后边界限制y方向位移，并施加随深度变化的水平压应力；下部边界限制z方向的位移；上部边界根据3上煤层的埋深，施加应力边界，从而模拟上覆岩层对煤层施加的自重载荷。
b、模型边界条件：
结合煤矿一采区和一采区辅助采区实际生产情况，在一采区和一采区辅助采区上选定2个地应力测点，设置两个观测点，通过观测点测出孔深、埋深、方位角、安装角和仰角的应力测试钻孔信息；通过观测点测出主应力值、方位角和倾角的应力测试结果；得出：
1）最大主应力为最大水平主应力，最大水平主应力的大小为9.22~
10.96MPa（平均10.09MPa），方位角为18.96º~24.74º。
2）第二主应力为最小水平主应力，大小为8.73MPa~10.02MPa（平均为
9.37MPa），方位角集中在100.45º~115.36º。最大水平主应力为最小水平主应力
的1.06~1.09倍，平均1.07倍。
3）最小主应力σ3为垂直主应力，其大小为7.56MPa~8.32MPa（平均7.94MPa），方
位角为222.38º~243.06º，倾角为82.36º~85.33º。最大水平主应力为垂直主应力的
1.22~1.32倍，平均1.27倍。
4）地应力实测结果表明最大水平应力的方位角集中在18.96º~24.74º，平均
21.85º。根据一采区和一采区辅助采区3上107工作面布置平面图，最大水平应力方向与3上
107工作面运输巷轴向夹角为18.53°。
最后得出应力边界条件：=10.1MPa，=9.4MPa，=7.9MPa。
c、上煤层开采围岩应力分布规律：
测出上煤层工作面开采后围岩应力分布。观察出上层应力增高区，破坏范围较小区；测出上层工作面沿倾斜方向两侧实体煤支承压力分布，找到出现最大垂直应力的工作面超前距离；作出工作面推进超前支承压力分布图，分别截取底板下方2m、4m、6m、8m、10m深处的垂直应力云图，进而分析最大应力所在位置，从而得出随着底板深度增大，垂直应力呈减小趋势；
d、针对模型，上煤层开采对下煤层的影响分析：
如图3所示，三上煤层开采后，应力释放效应明显，三下煤层工作面正下方，自模型底部向上应力逐渐升高，在三下煤层和三上煤层位置处，采场的垂直应力降低1.5MPa，相较于原岩应力降低了78.5%，很好的起到了保护下位煤层开采的作用。
如图4、图5所示，三上煤层开采后，在采空区两侧实体煤壁下方出现应力集中现象，随着距离三上煤层底板距离的增加煤壁侧的垂直应力和应力集中系数逐渐下降，在三下煤层处，煤壁侧的最大垂直应力和应力集中系数分别为16.7MPa和2.38。因此下位煤层开采时要考虑三上煤层开采后未采煤壁侧的应力集中。
如图4所示，图中2m、4m、6m、8m、10m，分别代表自上而下距离三上煤层底板垂直距离，三上煤工作面开采后工作面下方一定区域内应力急速下降，而在未采工作面的煤壁侧出现应力集中现象，应力集中的峰值应力处随距离三上煤层底板距离的增大而逐渐向煤壁深处转移，同时应力集中程度也逐渐降低。图中8m的曲线约为三下煤层的位置处，此时峰值应力约距三上煤层工作面约10m位置处。
如图5所示，相较于原岩应力，三上煤层开采后工作面下方应力开始降低点位于距三上煤层回采巷道约6m处，距离巷道侧越远应力降低越大，但当距离达到25m后，应力不再降低，此时三上煤层的卸压值达到最小值。根据三上煤层底板应力分布特征，可将三上煤层开采对三下煤层应力影响区域分为应力增高区、应力稳定区和应力降低区，由此可知，下位三下煤层开采时，为了减轻三上煤层开采的影响，应将下位回采巷道布置在应力稳定区或应力降低区，即沿三上煤层内错距离≥6m的区域布置。
（4）、下煤层回采巷道位置布置：
作出重叠式布置回采巷道围岩变形图、外错式布置回采巷道围岩变形图和内错式布置回采巷道围岩变形，通过观察，为了降低下位煤层回采巷道围岩应力，降低巷道围岩变形，选用内错6m方式布置下位煤层回采巷道。
（5）.下煤层回采巷道支护参数确定：
1）顶板锚杆长度计算：
(9)
式中：L－锚杆长度；H－冒落拱高度；K－安全系数，一般取K＝2；－锚杆锚入坚
硬完整岩层深度，一般按经验取0.5 m；－锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1 m。
其中：H＝B /（2f）。
B－巷道开掘宽度；f－巷道顶板岩石普氏系数；
2）帮锚杆长度计算
(10)
式中：L—锚杆长度；—锚杆外露长度；—锚杆有效长度；—锚杆锚入稳定岩
层的深度。
3）锚杆间排距计算：
(11)
式中：a—锚杆间排距；Q—锚杆设计锚固力；K—安全系数，一般取2；—锚杆有效
长度；r—被悬吊砂岩的容重。
4）锚杆直径的选择：
(12)
式中：Q—锚杆设计锚固力；Δ—锚杆材料抗拉强度。
5）工作面切眼的加强支护方案：
①单体液压支柱加强支护校核：
(13)
式中：B—巷道最大冒落宽度，取巷道毛宽；H—不小于2倍的冒落拱高度；R—被悬
吊砂岩的容重；—单体额定工作阻力；L—单体排距；
②悬吊理论校核锚索：
I、锚索线长度L应满足：
(14)
式中：L—锚索总长度；—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度；—需要悬吊的
不稳定岩层厚度，取2倍冒落拱高度；—托板及锚具的厚度；—锚索外露长度。
其中，锚索深入到较稳定岩层的锚固长度计算公式如下：
(15)
式中：K—安全系数，取2；—锚索直径；—锚索抗拉强度；—锚索与锚固剂的粘
合强度；
II、锚索锚固长度计算：
式中：－锚固长度，mm；L－树脂药卷长度；D－钻孔直径；－树脂药卷直径；
－锚索直径；
III、锚索间排距：
按照锚杆所能悬吊的岩层重量计算锚索排距，计算公式如下：
(16)
式中：L—锚索排距；B—巷道最大冒落宽度，取巷道荒宽；h—巷道最大冒落高度；
γ—岩体容重；—锚杆排距；—锚杆设计锚固力；—锚索极限承载力；θ—角锚杆与巷
道顶板的夹角；n—每排锚索根数，取1。
以上所述仅为本发明的优选实例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述各实施案例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围。
Claims (2)
1.一种近距离煤层开采顶板控制方法，其特征在于，依次包括以下步骤：
a、确定上煤层超前支承压力分布：
塑性区内支承压力最大值表达式为：
，
结合库仑-莫尔强度准则，峰值点距煤壁的距离为：
，
式中，M —煤层开采厚度；k—应力集中系数，k=2；γ—采场上覆岩层的平均容重；H—煤层埋深；C—煤体的内聚力；—煤体内摩擦角；/>—岩层内摩擦角；ξ—三轴应力系数，；/>—支架对煤帮的阻力；
b、确定上层煤开采时底板的最大破坏深度：
，
式中，M —煤层开采厚度；k—应力集中系数，k=2；γ—采场上覆岩层的平均容重；H—煤层埋深；C—煤体的内聚力；—煤体内摩擦角；/>—岩层内摩擦角；/>—三轴应力系数，；
c、采用模型分析上煤层开采对下煤层开采的影响：
c1、建立模型：
针对煤矿一采区和一采区辅助采区上、下煤层的实际工程地质条件，回采巷道均为沿煤层顶板和底板掘进；模型左右边界限制x方向位移，前后边界限制y方向位移，并施加随深度变化的水平压应力；下部边界限制z方向的位移；上部边界根据3上煤层的埋深，施加应力边界，从而模拟上覆岩层对煤层施加的自重载荷；
c2、模型边界条件：
结合煤矿一采区和一采区辅助采区实际生产情况，在一采区和一采区辅助采区上选定2个地应力测点，设置两个观测点，通过观测点测出孔深、埋深、方位角、安装角和仰角的应力测试钻孔信息；通过观测点测出主应力值、方位角和倾角的应力测试结果；最后得出应力边界条件；
c3、上煤层开采围岩应力分布规律：
测出上煤层工作面开采后围岩应力分布；观察出上层应力增高区，破坏范围较小区；测出上层工作面沿倾斜方向两侧实体煤支承压力分布，找到出现最大垂直应力的工作面超前距离；作出工作面推进超前支承压力分布图，分别截取底板下方2m、4m、6m、8m、10m深处的垂直应力云图，进而分析最大应力所在位置，从而得出随着底板深度增大，垂直应力呈减小趋势；
c4、上煤层开采对下煤层的影响分析：
绘制上煤层开采后数值模型自下而上垂直应力分布图，可知上煤层开采后，应力释放效应明显，下煤层工作面正下方，自模型底部向上应力逐渐升高，相较于原岩应力降低了3/4以上，很好的起到了保护下位煤层开采的作用；作出上煤层底板不同距离处煤壁侧垂直应力图和上煤层底板不同距离处煤壁侧应力集中系数图，上煤工作面开采后工作面下方一定区域内应力急速下降，而在未采工作面的煤壁侧出现应力集中现象，应力集中的峰值应力处随距离上煤层底板距离的增大而逐渐向煤壁深处转移，同时应力集中程度也逐渐降低；下位下煤层开采时，为了减轻上煤层开采的影响，应将下位回采巷道布置在应力稳定区或应力降低区，即沿上煤层内错距离≥6m位置布置；
d、下煤层回采巷道位置布置：
作出重叠式布置回采巷道围岩变形图、外错式布置回采巷道围岩变形图和内错式布置回采巷道围岩变形，通过观察，为了降低下位煤层回采巷道围岩应力，降低巷道围岩变形，选用内错6m方式布置下位煤层回采巷道；
e.下煤层回采巷道支护参数确定：
1）顶板锚杆长度计算：
(9)
式中：L－锚杆长度；H－冒落拱高度；K－安全系数，一般取K＝2；－锚杆锚入坚硬完整岩层深度，一般按经验取0.5 m；/>－锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1 m；
其中：H＝B /（2f）
B－巷道开掘宽度；f－巷道顶板岩石普氏系数；
2）帮锚杆长度计算：
(10)
式中：L—锚杆长度；—锚杆外露长度；/>—锚杆有效长度；/>—锚杆锚入稳定岩层的深度；
3）锚杆间排距计算：
(11)
式中：a—锚杆间排距；Q—锚杆设计锚固力；K—安全系数，一般取2；—锚杆有效长度；r—被悬吊砂岩的容重；
4）锚杆直径的选择：
(12)
式中：Q—锚杆设计锚固力；Δ—锚杆材料抗拉强度；
5）工作面切眼的加强支护方案：
（1）单体液压支柱加强支护校核：
(13)
式中：B—巷道最大冒落宽度，取巷道毛宽；H—不小于2倍的冒落拱高度；R—被悬吊砂岩的容重；—单体额定工作阻力；L—单体排距；
（2）悬吊理论校核锚索：
I、锚索线长度L应满足：
(14)
式中：L—锚索总长度；—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度；/>—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2倍冒落拱高度；/>—托板及锚具的厚度；/>—锚索外露长度；
其中，锚索深入到较稳定岩层的锚固长度计算公式如下：
(15)
式中：K—安全系数，取2；—锚索直径；/>—锚索抗拉强度；/>—锚索与锚固剂的粘合强度；
II、锚索锚固长度计算：
，
式中：－锚固长度，mm；L－树脂药卷长度；D－钻孔直径；/>－树脂药卷直径；/>－锚索直径；
III、锚索间排距：
按照锚杆所能悬吊的岩层重量计算锚索排距，计算公式如下：
(16)
式中：L—锚索排距；B—巷道最大冒落宽度，取巷道荒宽；h—巷道最大冒落高度；γ—岩体容重；—锚杆排距；/>—锚杆设计锚固力；/>—锚索极限承载力；θ—角锚杆与巷道顶板的夹角；n—每排锚索根数，取1。
2.根据权利要求1所述的一种近距离煤层开采顶板控制方法，其特征在于，上部煤层工作面回采后，受回采造成的采动应力和采空区上覆岩层运动的作用，改变了煤层底板的原应力平衡状态，对底板产生损伤。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310974044.3A CN116816349A (zh) | 2023-08-04 | 2023-08-04 | 一种近距离煤层开采顶板控制方法 |
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| CN202310974044.3A CN116816349A (zh) | 2023-08-04 | 2023-08-04 | 一种近距离煤层开采顶板控制方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN116816349A true CN116816349A (zh) | 2023-09-29 |
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| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN116816349A (zh) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117574646A (zh) * | 2023-11-21 | 2024-02-20 | 中国矿业大学 | 一种锚杆锚索支护下综放顶煤卸压特性数值模拟方法 |
| CN117662192A (zh) * | 2023-11-28 | 2024-03-08 | 华北科技学院(中国煤矿安全技术培训中心) | 一种深锚浅抗巷道底鼓和煤柱稳定性优化控制方法 |
-
2023
- 2023-08-04 CN CN202310974044.3A patent/CN116816349A/zh active Pending
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| CN117574646A (zh) * | 2023-11-21 | 2024-02-20 | 中国矿业大学 | 一种锚杆锚索支护下综放顶煤卸压特性数值模拟方法 |
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