一种用于煤矿开采中坚硬顶板控制放顶的方法

摘要

一种用于煤矿开采中坚硬顶板控制放顶的方法，属于煤矿开采技术领域，具体涉及一种煤矿开采中坚硬顶板控制放顶的量化方法，主要包括坚硬顶板初次放顶拉槽位置、拉槽深度、爆破工程量的确定和坚硬顶板周期放顶的合理悬顶长度确定方法的技术方案。该方法控制放顶方式缩短工作面初次垮落步距，拉槽深度与爆破工程量在所有坚硬顶板控制方式中最小，而且易于操作；定量地给出了坚硬顶板的初次跨落步距与拉槽深度的关系式；基于工作面支架的设计工作阻力，得出了坚硬顶板岩梁合理悬顶长度的确定方法，使坚硬顶板控制更加科学化、定量化、准确化和简单化，可广泛应用于各种类型煤矿开采中坚硬顶板放顶控制中。

主权项

1.一种用于煤矿开采中坚硬顶板控制放顶的方法，其特征在于该方法的具体技术方案为：I、确定坚硬顶板初次放顶的极限跨距根据实际煤矿开采中坚硬顶板工作面的估算和实测结果，通常将煤矿开采中长壁采场顶板初次垮落前的力学模型简化为双支点岩梁力学模型来计算坚硬顶板初次断裂的极限跨距，初次断裂前顶板岩梁于端部受拉开裂的力学条件为σ_max＝[σ]                    (1)式中σ_max——岩梁受到的拉应力；[σ]——岩梁许可拉应力梁端最大拉应力可表示为${\sigma }_{\max }=\frac{M_{\max }}{W}---\left(2\right)$式中：M_max为岩梁最大弯矩，W为岩梁截面模量，其中L₀为岩梁极限跨距；q为坚硬岩梁本身及上覆岩层传递的载荷，考虑上覆n层岩层对坚硬顶板岩梁影响的载荷为(q_n)₀，则(q_n)₀为${\left(q_n\right)}_0=\frac{{\mathrm{EH}}^3(\mathrm{\gamma H}+{\gamma }_1{h}_1+...+{\gamma }_n{h}_n)}{{\mathrm{EH}}^3+E_1{h}_1^3+...+E_n{h}_n^3}---\left(3\right)$式中：H——坚硬顶板岩梁厚度；h₁，h₂，…，h_n——岩梁上覆各岩层厚度；E——坚硬顶板岩梁的弹性模量；E₁，E₂，…，E_n——岩梁上覆各岩层弹性模量；γ——坚硬顶板岩梁容重；γ₁，γ₂，…，γ_n——岩梁上覆各岩层容重将式(2)代入式(1)，得$\left[\sigma \right]=\frac{M_{\max }}{W}---\left(4\right)$则极限跨距为$L_0=\sqrt{\frac{{2H}^2\left[\sigma \right]}{q}}---\left(5\right)$II、确定坚硬顶板初次放顶的合理控制方式缩短工作面初次跨落步距的控制放顶方式采用循环浅孔拉槽、中部拉槽或端部拉槽三种方式：①循环浅孔拉槽控制放顶拉槽深度的确定：循环浅孔拉槽放顶是在工作面推进过程中每隔几个循环沿工作面切顶线全长打一排钻孔进行爆破放顶，以减小顶板岩梁的厚度，从而缩短极限垮落步距的控制放顶方法，按照循环浅孔拉槽岩梁的力学模型岩梁的弯矩岩梁的截面模量由式(2)～式(5)得到岩梁的极限跨距$L_0^{\prime }=\sqrt{\frac{{2H}_c^2\left[\sigma \right]}{\mathrm{\alpha q}}}---\left(6\right)$式中H_c——浅孔拉槽放顶后剩余岩梁厚度；L′₀——拉槽后顶板极限垮落步距；α——采用浅孔循环控制放顶所导致的坚硬岩梁本身及上覆岩层传递载荷改变系数，即$\alpha =\frac{E{(H-H_L)}^3[\gamma (H-H_L)+{\gamma }_1{h}_1+...+{\gamma }_n{h}_n]}{E{(H-H_L)}^3+E_1{h}_1^3+...+E_n{h}_n^3}/{\left(q_n\right)}_0---\left(7\right)$若要求拉槽后的极限垮落步距是非强制放顶前的1/n倍，则要求的拉槽深度H_l为$H_l=H-\frac{1}{n}\sqrt{\alpha }H=(1-\frac{1}{n}\sqrt{\alpha })H---\left(8\right)$②中部拉槽控制放顶拉槽深度的确定中部拉槽放顶是通过减小岩梁中部抗弯截面模量达到中部先拉开，从而缩短极限垮落步距的方法，设中部拉槽后的极限跨距为L′₀，当工作面推进到拉槽后极限垮落步距的1/2时，开始打眼爆破拉槽，按照中部拉槽岩梁力学模型开槽处的岩梁弯距为岩梁的截面模量为由式(2)～式(5)得$L_0^{\prime }=\sqrt{\frac{{4H}_c^2\left[\sigma \right]}{q}}---\left(9\right)$要求拉槽后的极限垮落步距是非强制放顶前的1/n倍，则要求的拉槽深度H_lz为$H_l=H-H_c=H-\frac{1}{\sqrt{2}n}H=(1-\frac{1}{\sqrt{2}n})H---\left(10\right)$③端部拉槽控制放顶拉槽深度的确定：端部拉槽控制放顶是沿工作面开切眼煤壁全长向顶板打眼爆破拉槽，通过减小岩梁端部抗弯截面模量达到端部先拉开，从而缩短极限垮落步距的方法，拉槽后的极限跨距为L′₀，按照端部拉槽岩梁力学模型，开槽处岩梁弯距开槽处岩梁截面模量由式(2)～式(5)得$L_0^{\prime }=\sqrt{\frac{{2H}_c^2\left[\sigma \right]}{q}}---\left(11\right)$要求拉槽后的来压步距是强制放顶前的1/n，则要求的拉槽深度H_l为$H_l=H-H_c=H-\frac{1}{n}H=(1-\frac{1}{n})H---\left(12\right)$III、拉槽深度和爆破工程量的确定在分别采用循环浅孔拉槽、中部拉槽或端部拉槽等三种方式强制放顶后的极限垮落步距均为强制放顶前的1/2的条件下，得到三种控制放顶方式所要求的爆破工程量分别为：①循环浅孔拉槽的爆破工程量将n＝2代入式(8)，得到循环浅孔拉槽深度为$H_l=H(1-\frac{1}{n}\sqrt{\alpha })=(0.55~0.725)H$式中取α＝0.3～0.5设循环浅孔拉槽后顶板初次垮落时的循环数为m，则其爆破工程量G₁为G₁＝(0.55～0.725)mH②中部拉槽的爆破工程量将n＝2代入式(10)，得到中部拉槽深度和爆破工程量为G₂$H_l=G_2=H(1-\frac{1}{\sqrt{2}n})=0.65H$③端部拉槽的爆破工程量将n＝2代入式(12)，得到端部拉槽深度和爆破工程量为G₃$H_l=G_3=H(1-\frac{1}{n})=0.5H$IV、确定坚硬顶板周期放顶合理悬顶长度坚硬顶板初次断裂后，随着工作面的向前推进，岩梁一端固支在工作面前方煤壁上，另一端悬在采空区之上，形成悬臂岩梁结构，坚硬顶板悬臂岩梁上有三种载荷分布形式，即均布载荷、非均布载荷或集中载荷，以最为常见的均布载荷分布建立悬臂岩梁力学模型，设工作面支架对顶板的设计支护强度为[P]，支架所承受的悬臂岩梁的长度为L，L＝L_K+L_S，考虑悬臂岩梁在最危险的情况下断裂，即从煤壁上方切断，得$\frac{1}{2}\left[P\right]L_K^2=\frac{1}{2}q{L}^2$$\left[P\right]=\frac{{q(L_K+L_S)}^2}{L_K^2}---\left(13\right)$式中[P]——工作面支架对顶板的设计支护强度；L_K——支架控顶距；L_S——支架后岩梁悬顶长度；L——为支架所承受的悬臂岩梁长度控制放顶的目的是使顶板周期断裂时对支架的支护强度P不大于支架的设计支护强度[P]，即$P=\frac{{(L_K+L_s)}^{2}q}{L_K^2}\le \left[P\right]$$L_S\le L_K(\sqrt{\frac{\left[P\right]}{q}}-1)---\left(14\right)$由此得到基于支架的设计支护强度[P]确定的坚硬顶板合理悬顶长度L为$L\le L_K\sqrt{\frac{\left[P\right]}{q}}---\left(15\right)$最后，按照常规方法沿工作面开切眼全长背向工作面一侧布置炮眼，确定炮眼与水平面夹角、孔径、单孔装药量、装药长度、孔距及封孔长度，梁端离开炮眼1m后实施爆破。