采空區(qū)下特厚煤層大采高綜放工作面煤壁穩(wěn)定性及其控制研究.pdf

1、針對大采高綜放工作面，尤其是采空區(qū)下特厚煤層大采高綜放工作面易發(fā)生煤壁滑移片幫以及現(xiàn)有煤壁片幫深度預(yù)測和片幫控制方法存在的突出問題，以斜溝煤礦13號煤層23103首采工作面為工程背景，在詳細分析和總結(jié)前人已有研究成果的基礎(chǔ)上，采用現(xiàn)場實測、理論分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的手段，運用畢肖普(Bishop)條分法基本原理，對23103這種采空區(qū)下15m特厚煤層大采高綜放開采的采場礦壓特征、煤壁滑移片幫危險性、片幫深度預(yù)測以及片幫控制技術(shù)措施等進行

2、了系統(tǒng)的研究，得到了以下結(jié)論:
　　(1)通過采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測相結(jié)合的方法，研究分析了上覆8號煤采空區(qū)冒落矸石以及遺留走向煤柱對13號煤層23103首采工作面礦壓的影響。理論分析得出，23103工作面在8號煤層遺留走向煤柱正下方的垂直附加應(yīng)力系數(shù)最大，為0.5498;越往工作面兩端，其垂直附加應(yīng)力系數(shù)越小，最小減至0.0706。模擬結(jié)果顯示，23103工作面中部附近的垂直附加應(yīng)力系數(shù)達0.40～0.55;當(dāng)工作面推

3、進100m之后，其中部煤壁前方的垂直應(yīng)力峰值達13Mpa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.36。實測結(jié)果顯示，工作面中部液壓支架的最大載荷、平均載荷和高載荷區(qū)間占比均大于工作面的上部和下部，表明受8號煤層遺留走向煤柱的影響，23103工作面礦壓顯現(xiàn)普遍強烈。
　　(2)根據(jù)工作面的煤壁受力特征，運用Bishop條分法基本原理，建立了工作面沿走向推進、仰斜和俯斜推進時的煤壁滑移片幫力學(xué)模型，推導(dǎo)出了煤壁滑移面安全系數(shù)計算式:K=Σ1/ζm[cbm

4、+(Fmcosβ+Wm-fmsinβ)tanψ]/Σ(Fmxm/R+Wmsinαm-fmy/R)根據(jù)滑移面安全系數(shù)計算式，對23103工作面煤壁的穩(wěn)定性進行了分析，并預(yù)測該工作面煤壁最大滑移片幫深度為1.48m，較其它片幫深度預(yù)測方法更接近實測結(jié)果。
　　(3)建立液壓支架護幫板-煤壁相互作用改進力學(xué)模型，推導(dǎo)出了煤壁在支架護幫板作用下的滑移面安全系數(shù)計算式KS:KS=Σ1/ζm[cbm+(fm+Wm)tanψ]/Σ(Fmsinα

5、m+Wmsinαm-fmy/R)-p(r+y)采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件模擬得出支架初撐力P為8000kN、9000kN、10000kN、11000kN、12000kN、13000kN時的煤壁前方垂直應(yīng)力分布分別為q1(l)、q2(l)、q3(l)、q4(l)、q5(l)、q6(l)，取支架護幫板的推力p為50kN、100kN、150kN、200kN、250kN、300kN，取推力p作用點距頂板距離r為0.3m、0.6m、0.9m、1

6、.2m、1.5m、1.8m。給定qu(l)(u=1，2，…，6)，計算煤壁在p和r組合36種作用方式下的滑移面安全系數(shù)KS，并找出最小值KSmin，以此作為判斷煤壁穩(wěn)定性的依據(jù)。擬合KSmin隨p和r的變化規(guī)律和KSmin隨支架初撐力變化曲線，從而得出，當(dāng)支架初撐力一定時，煤壁的穩(wěn)定性與p和r均呈正向相關(guān);護幫板的作用p×r值越大，煤壁滑移面最小安全系數(shù)KSmin就越大，表明煤壁穩(wěn)定性越高;當(dāng)支架護幫板作用p×r一定時，支架初撐力P越大