一种浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法与流程

    专利查询2022-07-07  119



    1.本发明涉及矿山掘巷技术领域,尤其涉及一种浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法。


    背景技术:

    2.中国作为世界上煤炭产量最大的国家,以及消费量最多的国家,一直有着“富煤,贫油,少气”的称号,不可否认的是,煤炭作为中国的主要能源与燃料,生产结构组成极高,其基础地位短期之内不会改变,在我国,大多数煤矿的开采方式是井工,井工方式开采需要大量掘进巷道,其中80%以上是回采巷道。
    3.现有的回采巷道布置方式可以分为留宽煤柱护巷、沿空留巷和沿空掘巷三种方式,留宽煤柱护巷常用煤柱宽度为15~30m,采区采出率较低,煤炭资源浪费严重,且随着矿井开采深度的增加,原岩应力不断升高,护巷煤柱宽度越来越大,这样不仅使煤炭采出率降低、巷道维护困难,而且较宽的区段煤柱在工作面回采后形成应力集中,同时不利于防治煤炭自燃发火和煤与瓦斯突出;沿空掘巷是在毗邻工作面回采后,采空区上覆岩层活动基本终止,回采引起的应力重新分布趋于稳定后,沿采空区边缘留窄煤柱,一般小于10米,掘巷,沿空巷道处于侧向支承压力降低区,使巷道处在较为有利的应力环境下,有利于巷道围岩稳定,沿空掘巷服务期间仅受一次采动影响,动压影响时间短,容易维护,沿空掘巷的应力环境和维护条件均优于沿空留巷,通过留设合理的区段煤柱、采取合理的支护技术可以保证巷道在掘进及本区段工作面回采期间围岩变形较小;另外,相对于沿空留巷,沿空掘巷工艺简单,无需充填体,巷道支护费用低,更利于推广;近年来小煤柱沿空掘巷已成为我国矿井提高煤炭采出率的重要技术途径之一,但在现有的沿空护巷方法中,若小煤柱留设尺寸不合理,不仅不能支撑来自顶板的压力,而且可能由于在回采阶段过高的应力集中导致煤柱的压裂破坏,致使采空区的瓦斯和水进入正在回采的工作面影响安全生产,因此,合理确定煤柱尺寸及巷道支护参数是防止煤炭资源浪费、减小工人劳动强度和巷道维修费用,同时保证回采安全的重要措施。


    技术实现要素:

    4.为此,本发明提供一种一种浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法,用以克服现有技术中窄煤柱留设尺寸不合理使顶板易出现应力集中的问题。
    5.为实现上述目的,本发明提供一种浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法,包括,
    6.步骤s1,提取与采空区相邻的待回采工作面辅助运输顺槽的顶板与底板煤岩样,进行实验室力学实验,得到待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数,对围岩的物理力学参数利用极限平衡理论进行计算,得出极限窄煤柱的宽度,利用数据模拟系统对待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数与极限窄煤柱的宽度确定在极限窄煤柱的宽度的情况下的待回采工作面采空区侧向支承应力分布数据;
    7.步骤s2,对待回采工作面进行地质取样分析,获得待回采工作面的地质参数,根据待回采工作面的地质参数与采空区侧向支承应力分布数据,通过所述数据模拟系统模拟不
    同煤柱宽度下的巷道围岩应力分布及变形量,并确定待回采工作面与采空区间最终的煤柱宽度;
    8.步骤s3,根据已确定的煤柱宽度对待回采工作面进行沿空掘巷回采,检测掘巷后煤柱宽度下围岩位移,结合待回采工作面的地质参数与采空区侧向支承应力分布数据计算回采巷道的煤帮与顶板的破坏深度,根据回采巷道内各部分的煤层破坏深度计算对应位置的支护锚杆长度,再根据煤帮破坏深度对围岩压力与顶板压力进行计算,通过煤帮与顶板的岩石强度计算锚杆的锚固力,根据锚杆的锚固力、围岩压力与顶板压力确定支护锚杆的间距、预紧力、与排距参数,根据各支护参数对回采巷道进行支护。
    9.进一步地,在所述步骤s3中,获取所述数据模拟系统内的回采巷道围压应力集中系数k、上覆岩层容重γ、采动影响水平的无因次参数b、煤层硬度系数fy、煤岩体的内摩擦角θ,再测量回采巷道内的回采巷道深度h与回采巷道高度h,对回采巷道的煤帮破坏深度c进行计算,回采巷道的煤帮破坏深度c的计算公式为,
    10.c=[(kγhb/104fy)-1]
    ×h×
    tan(45
    °‑
    θ/2)。
    [0011]
    进一步地,在对回采巷道的煤帮破坏深度c完成计算后,获取所述数据模拟系统内回采巷道的锚固岩层的稳固性系数ky与带锚岩层的硬度系数fn,测量回采巷道内的煤岩体的倾角,煤岩体的倾角为α,并测量回采巷道宽度w,根据回采巷道的煤帮破坏深度c计算回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b,其计算公式为,
    [0012]
    b=(a c)cosα/(ky
    ×
    fn),其中,a为回采巷道宽度的一半,a=w/2。
    [0013]
    进一步地,根据设定的锚杆受力长度比例sr与锚杆固定连接长度比例se,计算在顶板围岩体被的破坏深度b处的回采巷道顶板锚杆长度lr,lr=b (b
    ×
    sr) (b
    ×
    se);
    [0014]
    再根据煤帮破坏深度c计算回采巷道内煤帮破坏深度为c处的煤帮支护锚杆长度ls,ls=c (c
    ×
    sr) (c
    ×
    se)。
    [0015]
    进一步地,再确定完成回采巷道内各位置的支护锚杆理论长度lo后,其中,o=r、s,根据支护锚杆实际长度l1、l2与受力影响锚杆长度比a选取支护锚杆,其中,a≤0.1,l1为低于支护锚杆理论长度lo的标准锚杆长度、l2为高于支护锚杆理论长度lo的标准锚杆长度,并且l1长度支护锚杆与l2长度支护锚杆之间无标准长度的支护锚杆,计算标准等级长度差δl,δl=l2-l1,再计算锚杆超长差δlo,δlo=lo-l1,根据锚杆超长差δlo与标准等级长度差δl计算锚杆超长比ao,ao=δlo/δl,将锚杆超长比ao与受力影响锚杆长度比a进行对比,
    [0016]
    当ao>a时,选取l2长度的锚杆作为支护该位置的支护锚杆;
    [0017]
    当ao≤a时,选取l1长度的锚杆作为支护该位置的支护锚杆。
    [0018]
    进一步地,在所述数据模拟系统中获取回采巷道的煤层的重力密度γy与岩层的重力密度γn,根据回采巷道的煤帮破坏深度c对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力q进行计算,其中,
    [0019]
    q=c
    ×
    [(γyh
    ×
    s inα) γnb
    ×
    tan(45
    °‑
    θ)]
    [0020]
    在对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力计算完成后,根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b再对回采巷道的顶板压力qh进行计算,按相对于岩层层理的法线确定,其中,qh=2γnabb。
    [0021]
    进一步地,根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b与回采巷道宽度的一半a对锚
    杆间排距s
    p
    进行计算,其计算公式为,
    [0022][0023]
    其中,z为锚杆超出顶板围岩体被的破坏深度的长度,z=(b
    ×
    sr) (b
    ×
    se)。
    [0024]
    进一步地,根据选用的标准锚杆的锚杆的直径d与锚杆的抗拉强度极限值σt,再获取回采巷道顶板的锚固段围岩体的硬度系数f,计算出该锚杆在锚固段围岩体的硬度系数为f处的顶板锚杆的锚固力p,其计算公式为,
    [0025]
    再获取回采巷道两侧的锚固段围岩体的硬度系数f1,对该锚杆在锚固段围岩体的硬度系数为f1处的两帮锚杆的锚固力p1进行计算,其计算公式为,
    [0026][0027]
    完成对顶板锚杆的锚固力p与两帮锚杆的锚固力p1的确定。
    [0028]
    进一步地,根据计算出的回采巷道顶板锚杆长度lr、回采巷道的顶板压力qh与顶板锚杆的锚固力p,确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量nk,根据作用力的平衡条件按下式计算得出,
    [0029][0030]
    其中,k3为安全系数,安全系数能够根据回采巷道内的安全要求等级进行调整。
    [0031]
    进一步地,在确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量nk后,根据计算得出的两帮锚杆的锚固力p1与作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力q,对回采巷道内煤帮两侧的支护锚杆的排距ay进行计算,其计算公式为,
    [0032]
    与现有技术相比,本发明的有益效果在于,通过在待回采工作面辅助运输顺槽的顶板与底板煤岩样,对岩石的单轴抗压强度、弹性模量、泊松比及岩石的普氏系数进行分析时,可以使用单轴抗压试验,以此确定顶底板岩石的抗压强度分类,根据待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数,通过数值模拟的方式使用极限平衡理论计算出理论窄煤柱的宽度,再利用计算出的理论窄煤柱的宽度与待回采工作面的地质参数、采空区侧向支承应力分布计算出不同煤柱宽度下的围岩稳定性,在模拟的数据中选取出最终的回采煤柱宽度,保障了在实现窄煤柱回采的情况下使回采巷道围岩的稳定性达到最优效果,再以确定的煤柱宽度对待回采工作面进行回采,并检测进行回采过程中回采巷道的煤柱宽度下围岩位移,通过对回采过程中回采巷道的煤柱宽度下围岩位移确定回采巷道内的破坏范围,结合回采巷道内的应力分布与煤柱回采工作面的地质参数对支护锚杆长度、间距、预紧力、与排距参数进行设计计算,通过经过计算的支护参数对回采巷道内进行支护,使在窄煤柱回采的情况下,回采巷道不会出现应力集中的现象,合理确定煤柱尺寸及巷道支护参数是防止煤炭资源浪费、减小工人维修劳动强度,同时通过准确的计算支护参数进行支护,保证了回采工作的安全实施。
    [0033]
    进一步地,通过利用数值模拟得出的回采巷道围压应力集中系数、采动影响水平的无因次参数,与回采巷道的实际地质参数与回采巷道参数对回采巷道的煤帮破坏深度进
    行计算,根据实际的回采巷道的煤帮破坏深度为基础的参数对回采巷道的支护参数进行计算,能够使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的应力分布,避免了由于对回采巷道的煤帮破坏深度计算不充分而使回采巷道两侧帮出现应力集中现象,给回采巷道带来安全隐患。
    [0034]
    进一步地,在完成对回采巷道的煤帮破坏深度计算后,再对回采巷道顶板围岩体被的破坏深度进行计算,结合了回采巷道宽度、煤岩体的倾角、锚固岩层的稳固性系数与带锚岩层的硬度系数等参数,根据回采巷道的煤帮破坏深度确定回采巷道顶板围岩体被的破坏深度,同样将回采巷道顶板围岩体被的破坏深度做为基础的参数进行计算回采巷道支护参数,能够使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的应力分布,极大程度的降低了回采巷道的顶板出现应力集中的情况,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0035]
    进一步地,在进行锚杆长度确定时,将锚杆的长度组成分为三个部分,分别为锚杆锚入围岩破坏范围的深度、与锚杆锚入围岩中未被破坏的深度和锚杆外露用以做连接固定长度为锚杆的总长度,使锚杆能够将回采巷道顶板围岩体被的破坏部分贯串,使锚杆能够完全的对回采巷道顶板围岩体被的破坏部分进行支护,进一步的分散了回采巷道的顶板与两帮的应力分部,使在利用窄煤柱沿空回采的情况下,使沿空回采巷道应力分布均匀,提升巷道的安全性。
    [0036]
    尤其,通过回采巷道的煤帮破坏深度、煤层的重力密度与岩层的重力密度对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力进行计算,可以考虑到煤帮支架上部以及侧向的总体压力,以及顶板上部岩体的倾斜压力,同时对回采巷道的顶板压力进行计算,精准计算回采巷道内各部分的压力,根据对各部分的压力对回采巷道的支护参数进行确定,使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的压力分布,增加支护设置效果,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0037]
    进一步地,根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度与回采巷道宽度等基础参数对锚杆间排距进行计算,同时结合锚杆未在围岩破坏范围部分的长度,使锚杆间排距的设定能够符合回采巷道内跟位置不用的参数的变化的变化,使回采巷道的锚杆支护起到最大的保护效果,也使各锚杆间能够分散回采巷道顶部也煤帮的应力,提高了回采巷道支护质量,减少了后期支护维护工作人员的劳动强度。
    [0038]
    尤其,为了能够更精确的计算出回采的支护效果,对回采巷道顶板的各锚杆锚固力进行计算,在对锚杆锚固力的计算过程中,结合围岩体强度、锚杆的直径、锚固段围岩体的硬度系数与锚杆的抗拉强度极限值精准的确定了各锚杆锚固力,通过锚杆锚固力能够判定该部分巷道设置支护后能否对该部分巷道起到防护作用,进一步的避免了由于锚杆锚固力不足造成支护脱离,进而带来的安全隐患。
    [0039]
    进一步地,同样的,通过锚杆的基础参数与岩帮的基础参数对回采巷道两帮的锚杆锚固力进行计算,保障了回采巷道两帮由于顶部挤压产生的侧向应力在锚杆锚固力的范围内,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0040]
    进一步地,根据回采巷道的顶板压力、回采巷道顶板锚杆的长度与顶板锚杆的锚固力确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量,利用回采巷道顶板的各锚杆对来自回采巷道顶板压力进行分散,提高了回采巷道支护质量,提高了回采巷道支护的安全性与可靠性。
    [0041]
    进一步地,以每一排的锚杆数量对对煤帮锚杆排距进行计算,使回采巷道内部的
    顶部与两侧煤帮之间的锚杆设置在同一参数基础下,在实际支护过程中,回采巷道顶部支护与回采巷道两侧煤帮不会出现应力偏差,而影响实际的支护效果,在利用窄煤柱沿空回采的情况下,利用回采巷道的支护设置使沿空回采巷道应力分布均匀,进一步提升巷道的安全性。
    附图说明
    [0042]
    图1为本发明所述浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法的流程图。
    具体实施方式
    [0043]
    为了使本发明的目的和优点更加清楚明白,下面结合实施例对本发明作进一步描述;应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明,并不用于限定本发明。
    [0044]
    下面参照附图来描述本发明的优选实施方式。本领域技术人员应当理解的是,这些实施方式仅仅用于解释本发明的技术原理,并非在限制本发明的保护范围。
    [0045]
    需要说明的是,在本发明的描述中,术语“上”、“下”、“左”、“右”、“内”、“外”等指示的方向或位置关系的术语是基于附图所示的方向或位置关系,这仅仅是为了便于描述,而不是指示或暗示所述装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作,因此不能理解为对本发明的限制。
    [0046]
    此外,还需要说明的是,在本发明的描述中,除非另有明确的规定和限定,术语“安装”、“相连”、“连接”应做广义理解,例如,可以是固定连接,也可以是可拆卸连接,或一体地连接;可以是机械连接,也可以是电连接;可以是直接相连,也可以通过中间媒介间接相连,可以是两个元件内部的连通。对于本领域技术人员而言,可根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
    [0047]
    请参阅图1所示,其为本发明所述浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法的流程图,本发明提供了一种浅埋煤层窄煤柱沿空护巷方法,包括,
    [0048]
    步骤s1,提取与采空区相邻的待回采工作面辅助运输顺槽的顶板与底板煤岩样,进行实验室力学实验,得到待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数,对围岩的物理力学参数利用极限平衡理论进行计算,得出极限窄煤柱的宽度,利用数据模拟系统对待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数与极限窄煤柱的宽度确定在极限窄煤柱的宽度的情况下的待回采工作面采空区侧向支承应力分布数据;
    [0049]
    步骤s2,对待回采工作面进行地质取样分析,获得待回采工作面的地质参数,根据待回采工作面的地质参数与采空区侧向支承应力分布数据,通过所述数据模拟系统模拟不同煤柱宽度下的巷道围岩应力分布及变形量,并确定待回采工作面与采空区间最终的煤柱宽度;
    [0050]
    步骤s3,根据已确定的煤柱宽度对待回采工作面进行沿空掘巷回采,检测掘巷后煤柱宽度下围岩位移,结合待回采工作面的地质参数与采空区侧向支承应力分布数据计算回采巷道的煤帮与顶板的破坏深度,根据回采巷道内各部分的煤层破坏深度计算对应位置的支护锚杆长度,再根据煤帮破坏深度对围岩压力与顶板压力进行计算,通过煤帮与顶板的岩石强度计算锚杆的锚固力,根据锚杆的锚固力、围岩压力与顶板压力确定支护锚杆的间距、预紧力、与排距参数,根据各支护参数对回采巷道进行支护。
    [0051]
    通过在待回采工作面辅助运输顺槽的顶板与底板煤岩样,对岩石的单轴抗压强度、弹性模量、泊松比及岩石的普氏系数进行分析时,可以使用单轴抗压试验,以此确定顶底板岩石的抗压强度分类,根据待回采工作面辅助运输顺槽围岩的物理力学参数,通过数值模拟的方式使用极限平衡理论计算出理论窄煤柱的宽度,再利用计算出的理论窄煤柱的宽度与待回采工作面的地质参数、采空区侧向支承应力分布计算出不同煤柱宽度下的围岩稳定性,在模拟的数据中选取出最终的回采煤柱宽度,保障了在实现窄煤柱回采的情况下使回采巷道围岩的稳定性达到最优效果,再以确定的煤柱宽度对待回采工作面进行回采,并检测进行回采过程中回采巷道的煤柱宽度下围岩位移,通过对回采过程中回采巷道的煤柱宽度下围岩位移确定回采巷道内的破坏范围,结合回采巷道内的应力分布与煤柱回采工作面的地质参数对支护锚杆长度、间距、预紧力、与排距参数进行设计计算,通过经过计算的支护参数对回采巷道内进行支护,使在窄煤柱回采的情况下,回采巷道不会出现应力集中的现象,合理确定煤柱尺寸及巷道支护参数是防止煤炭资源浪费、减小工人维修劳动强度,同时通过准确的计算支护参数进行支护,保证了回采工作的安全实施。
    [0052]
    具体而言,在所述步骤s3中,获取所述数据模拟系统内的回采巷道围压应力集中系数k、上覆岩层容重γ、采动影响水平的无因次参数b、煤层硬度系数fy、煤岩体的内摩擦角θ,再测量回采巷道内的回采巷道深度h与回采巷道高度h,对回采巷道的煤帮破坏深度c进行计算,回采巷道的煤帮破坏深度c的计算公式为,
    [0053]
    c=[(kγhb/104fy)-1]
    ×h×
    tan(45
    °‑
    θ/2)。
    [0054]
    通过利用数值模拟得出的回采巷道围压应力集中系数、采动影响水平的无因次参数,与回采巷道的实际地质参数与回采巷道参数对回采巷道的煤帮破坏深度进行计算,根据实际的回采巷道的煤帮破坏深度为基础的参数对回采巷道的支护参数进行计算,能够使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的应力分布,避免了由于对回采巷道的煤帮破坏深度计算不充分而使回采巷道两侧帮出现应力集中现象,给回采巷道带来安全隐患。
    [0055]
    具体而言,在对回采巷道的煤帮破坏深度c完成计算后,获取所述数据模拟系统内回采巷道的锚固岩层的稳固性系数ky与带锚岩层的硬度系数fn,测量回采巷道内的煤岩体的倾角,煤岩体的倾角为α,并测量回采巷道宽度w,根据回采巷道的煤帮破坏深度c计算回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b,其计算公式为,
    [0056]
    b=(a c)cosα/(ky
    ×
    fn),其中,a为回采巷道宽度的一半,a=w/2。
    [0057]
    在完成对回采巷道的煤帮破坏深度计算后,再对回采巷道顶板围岩体被的破坏深度进行计算,结合了回采巷道宽度、煤岩体的倾角、锚固岩层的稳固性系数与带锚岩层的硬度系数等参数,根据回采巷道的煤帮破坏深度确定回采巷道顶板围岩体被的破坏深度,同样将回采巷道顶板围岩体被的破坏深度做为基础的参数进行计算回采巷道支护参数,能够使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的应力分布,极大程度的降低了回采巷道的顶板出现应力集中的情况,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0058]
    具体而言,根据设定的锚杆受力长度比例sr与锚杆固定连接长度比例se,计算在顶板围岩体被的破坏深度b处的回采巷道顶板锚杆长度lr,lr=b (b
    ×
    sr) (b
    ×
    se);
    [0059]
    再根据煤帮破坏深度c计算回采巷道内煤帮破坏深度为c处的煤帮支护锚杆长度ls,ls=c (c
    ×
    sr) (c
    ×
    se)。
    [0060]
    再确定完成回采巷道内各位置的支护锚杆理论长度lo后,其中,o=r、s,根据支护
    锚杆实际长度l1、l2与受力影响锚杆长度比a选取支护锚杆,其中,a≤0.1,l1为低于支护锚杆理论长度lo的标准锚杆长度、l2为高于支护锚杆理论长度lo的标准锚杆长度,并且l1长度支护锚杆与l2长度支护锚杆之间无标准长度的支护锚杆,计算标准等级长度差δl,δl=l2-l1,再计算锚杆超长差δlo,δlo=lo-l1,根据锚杆超长差δlo与标准等级长度差δl计算锚杆超长比ao,ao=δlo/δl,将锚杆超长比ao与受力影响锚杆长度比a进行对比,
    [0061]
    当ao>a时,选取l2长度的锚杆作为支护该位置的支护锚杆;
    [0062]
    当ao≤a时,选取l1长度的锚杆作为支护该位置的支护锚杆。
    [0063]
    在进行锚杆长度确定时,将锚杆的长度组成分为三个部分,分别为锚杆锚入围岩破坏范围的深度、与锚杆锚入围岩中未被破坏的深度和锚杆外露用以做连接固定长度为锚杆的总长度,使锚杆能够将回采巷道顶板围岩体被的破坏部分贯串,使锚杆能够完全的对回采巷道顶板围岩体被的破坏部分进行支护,进一步的分散了回采巷道的顶板与两帮的应力分部,使在利用窄煤柱沿空回采的情况下,使沿空回采巷道应力分布均匀,提升巷道的安全性。
    [0064]
    具体而言,在所述数据模拟系统中获取回采巷道的煤层的重力密度γy与岩层的重力密度γn,根据回采巷道的煤帮破坏深度c对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力q进行计算,其中,
    [0065]
    q=c
    ×
    [(γyh
    ×
    s inα) γnb
    ×
    tan(45
    °‑
    θ)]
    [0066]
    在对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力计算完成后,根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b再对回采巷道的顶板压力qh进行计算,按相对于岩层层理的法线确定,其中,qh=2γnabb。
    [0067]
    通过回采巷道的煤帮破坏深度、煤层的重力密度与岩层的重力密度对作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力进行计算,可以考虑到煤帮支架上部以及侧向的总体压力,以及顶板上部岩体的倾斜压力,同时对回采巷道的顶板压力进行计算,精准计算回采巷道内各部分的压力,根据对各部分的压力对回采巷道的支护参数进行确定,使回采巷道内的支护设置更符合应对回采巷道内的压力分布,增加支护设置效果,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0068]
    具体而言,根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度b与回采巷道宽度的一半a对锚杆间排距s
    p
    进行计算,其计算公式为,
    [0069][0070]
    其中,z为锚杆超出顶板围岩体被的破坏深度的长度,z=(b
    ×
    sr) (b
    ×
    se)。根据回采巷道顶板围岩体被的破坏深度与回采巷道宽度等基础参数对锚杆间排距进行计算,同时结合锚杆未在围岩破坏范围部分的长度,使锚杆间排距的设定能够符合回采巷道内跟位置不用的参数的变化的变化,使回采巷道的锚杆支护起到最大的保护效果,也使各锚杆间能够分散回采巷道顶部也煤帮的应力,提高了回采巷道支护质量,减少了后期支护维护工作人员的劳动强度。
    [0071]
    具体而言,根据选用的标准锚杆的锚杆的直径d与锚杆的抗拉强度极限值σt,再获取回采巷道顶板的锚固段围岩体的硬度系数f,计算出该锚杆在锚固段围岩体的硬度系数
    为f处的顶板锚杆的锚固力p,其计算公式为,
    [0072]
    再获取回采巷道两侧的锚固段围岩体的硬度系数f1,对该锚杆在锚固段围岩体的硬度系数为f1处的两帮锚杆的锚固力p1进行计算,其计算公式为,
    [0073][0074]
    完成对顶板锚杆的锚固力p与两帮锚杆的锚固力p1的确定。
    [0075]
    为了能够更精确的计算出回采的支护效果,对回采巷道顶板的各锚杆锚固力进行计算,在对锚杆锚固力的计算过程中,结合围岩体强度、锚杆的直径、锚固段围岩体的硬度系数与锚杆的抗拉强度极限值精准的确定了各锚杆锚固力,通过锚杆锚固力能够判定该部分巷道设置支护后能否对该部分巷道起到防护作用,进一步的避免了由于锚杆锚固力不足造成支护脱离,进而带来的安全隐患。
    [0076]
    同样的,通过锚杆的基础参数与岩帮的基础参数对回采巷道两帮的锚杆锚固力进行计算,保障了回采巷道两帮由于顶部挤压产生的侧向应力在锚杆锚固力的范围内,进一步减小了回采工作中的安全隐患。
    [0077]
    具体而言,根据计算出的回采巷道顶板锚杆长度lr、回采巷道的顶板压力qh与顶板锚杆的锚固力p,确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量nk,根据作用力的平衡条件按下式计算得出,
    [0078][0079]
    其中,k3为安全系数,安全系数能够根据回采巷道内的安全要求等级进行调整。
    [0080]
    根据回采巷道的顶板压力、回采巷道顶板锚杆的长度与顶板锚杆的锚固力确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量,利用回采巷道顶板的各锚杆对来自回采巷道顶板压力进行分散,提高了回采巷道支护质量,提高了回采巷道支护的安全性与可靠性。
    [0081]
    具体而言,在确定回采巷道顶板每一排的锚杆数量nk后,根据计算得出的两帮锚杆的锚固力p1与作用在破坏煤帮一侧支架上的围岩压力q,对回采巷道内煤帮两侧的支护锚杆的排距ay进行计算,其计算公式为,
    [0082]
    以每一排的锚杆数量对对煤帮锚杆排距进行计算,使回采巷道内部的顶部与两侧煤帮之间的锚杆设置在同一参数基础下,在实际支护过程中,回采巷道顶部支护与回采巷道两侧煤帮不会出现应力偏差,而影响实际的支护效果,在利用窄煤柱沿空回采的情况下,利用回采巷道的支护设置使沿空回采巷道应力分布均匀,进一步提升巷道的安全性。
    [0083]
    至此,已经结合附图所示的优选实施方式描述了本发明的技术方案,但是,本领域技术人员容易理解的是,本发明的保护范围显然不局限于这些具体实施方式。在不偏离本发明的原理的前提下,本领域技术人员可以对相关技术特征做出等同的更改或替换,这些更改或替换之后的技术方案都将落入本发明的保护范围之内。
    [0084]
    以上所述仅为本发明的优选实施例,并不用于限制本发明;对于本领域的技术人员来说,本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
    转载请注明原文地址:https://tc.8miu.com/read-1468.html

    最新回复(0)