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水峪矿 300 万吨新井 设计

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综放面顶板顶煤分类及研究摘要 本文深入研究了煤层的埋深、强度和裂隙发育程度以及夹石层的层位、厚度和强度对综放面顶煤可放性的影响，运用数值与经验相结合的分类方法对顶煤进行了可放性分类。采用岩层质量指数法，综合考虑影响岩层稳定性的岩层强度、裂隙发育程度和分层厚度等“三因子”要素，对直接顶和老顶进行分类。关键词:综放面、顶煤分类、敏感性指标、夹石层、可放性、稳定性、顶煤相对强度、顶板结构。概述世界主要产煤国家可用于井工开采的煤炭资源中，厚及特厚煤层储量占20-50%，厚煤层井工产量平均比重为32%。我国是世界二主要产煤大国之一，厚煤层储量十分丰富，约占储量的45.6%，产量占原煤产量的44.8%以上。据2000年我国国有大中型煤矿统计，拥有5.0m以上厚煤层的生产矿井数量占生产矿井总数的40.6%。可见，厚煤层开采在我国煤炭开采中起到举足轻重的作用。由于各国煤层赋存条件和开采习惯的不同，厚煤层开采方法也是多种多样。目前世界各国厚煤层的开采方法基本上可分为三类，即一次全厚开采、分层开采和放顶煤开采，其中以倾斜分层开采方法在世界各国厚煤层中应用最广。自80年代我国应用放顶煤采煤方法以来，综采放顶煤技术在我国得到了迅速发展。例如，1997年年产超过百万吨的76个综采队中，有22个用放顶煤综采的，其中年超过2Mt的12个综采队中，有8个用放顶煤综采。可见，综采放顶煤开采方法是厚及特厚煤层开采技术发展方向之一，必将得到进一步的推广和应用。尽管综采放顶煤技术在我国得到了迅速的发展，并且取得了较好的技术经济效果，但是在顶板控制中，对于综采放顶煤工作面的顶板分类，目前一直沿用或套用了单一煤层及分层开采的理论依据和分类标准。这与实际情况有很大的差异性。根据目前的顶板分类方案进行的支护设计和支架选型在实用过程中存在着不适应性。对于综采放顶煤工作面的顶板(顶煤)分类和异常压力等问题，目前国内外尚未进行系统的分析研究，更没有统一的理论、可行的顶板分类方案和切合实际的支架选型、支架工作阻力计算办法可遵循。为此，本人在前人研究的基础上，结合充州矿区实际，对综采放顶煤工作面的顶板(顶煤)分类、活动规律和支架围岩关系进行了专题研究，以便指导支架设计、支架选型和现场顶板管理。本课题的研究具有重要的理论和实践意义，也将产生较大的社会及经济效益。1研究的主要内容和技术路线从研究现状分析知，目前国内普遍参照M T554-1996缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类方案对综采放顶煤工作面顶板进行分类。在这种分类中并未考虑顶煤在综采放顶煤工作面顶板控制中的作用，从而导致支护设计和支架选型不切合实际情况。为此，本文将对综采放顶煤工作面顶板(顶煤)分类从.以下几个方面进行探讨:(1)采用模糊数学的方法对综采放顶煤工作面的顶煤进行分类。影响顶煤可放性的因素很多，本课题将主要探讨煤层埋藏深度、强度、裂隙发育程度及煤层结构对顶煤稳定性的影响，并据此对顶煤进行分类。(2)采用岩层质量指数法17,181对直接顶、老顶进行分类。影响岩层稳定性的主要因素是岩层的强度、分层厚度和节理裂隙间距，常称为三因子。为了能定量的表达岩层的稳定性将决定岩层的“综合强度”叫做岩层的质量。我们根据岩层质量指数对直接顶和老顶进行分类。(5)研究本分类方案在放顶煤工作面顶煤的可放性诊断、支架选型和放煤机构设计中的应用。根据以上研究内容的特点，本文采用的研究方法主要从理论研究方面进行，即本文共分六章，二、四、五章为主要研究内容，技术路线见图图1.1论文技术路线2综放面顶煤分类研究 放顶煤采煤法是开采厚煤层的一种有效方祛，自80年代以来，我国进行了大量的理论研究与实践4_191。但是，实践证明放顶煤采煤方法并非在所有的厚煤层条件下均可获得成功。为了保证安全和避免经济和资源的浪费，在工作面采用放顶煤方法之前，根据其具体地质条件，对顶煤进行分类。分类的目的是对放顶煤工作面顶煤的可放性进行评价，而且，通过结合顶板分类方案能为采煤方法的选择、支架选型和综放面放煤机构设计提供理论依据。2.1分类方法的选择目前国内外学者对顶煤分类有很多研究。综合他们的研究成果，对顶煤的分类主要有两种方法:一种是依据不同的权重，把各因索归结为一个分类指标;另一种是运用模糊数学聚类分析的方法对顶煤进行分类。康天合等在对影响顶煤的可放性因素分析的基础上，对5个主要因素(开采深度、煤层强度、煤体裂隙度、夹石层和煤层厚度)各取5个值进行正交试验，以岩石力学理论为基础，采用库仑一莫尔准则计算各单元平均破坏程度的大小，称其为破坏系数Z o将各单元破坏系数Z按面积进行加权平均，得出各方案顶煤单元平均破坏系数Zp,然后将试验按影响因素分组，求出每组的顶煤破坏系数综合指标Y。为了明确各因素对顶煤破坏性影响的主次排序和影响程度，将各个因素一起作多元回归分析，得到顶煤可放性的综合表达式Yp如式(2.1)所示，并根据Y;值的大小将顶煤按可放性分为5类。 yr=0.704+0.0006338H一0.00786Rc - 0.238一0.1797mi+0.01434md(2.1)式中：H煤层开采深度;Rc煤层强度;mJ最大临界夹石层厚度:md煤层厚度。 还有应用灰色局势决策对顶煤进行分类131。灰色分类的实质是针对给定的顶煤条件，从划定的标准分类方案中挑选效果最佳的从属类别。也就是，在对影响顶煤可放性的各因素分析的基础上，确定分类样本A; (i=1, 2,，n)及相应的分类指标at (k=1,2,，。)，aix=fK(xJ;选取分类方案集，可放性分为(好，较好，一般，较差，差)5类，对应的标准值为(1.0, 0.8, 0.6, 0.4, 0);确定权重分配(1.2, 2.8, 3.0, 2.0,1.0)。由分类效果测度函数式及分类准则式求A，的最佳分类。应用模糊聚类方法对顶煤进行分类，大体归纳为以下几步(1)分类指标原始数据预处理。目的是简化顶煤可放性与其各影响因素的关系。(2)数据标准化。有标准差标准化和计差正规化。(3)分类指标的加权处理。改变各指标对分类结果贡献相等的地位，使其有主次之分。(4)采用欧氏距离法进行标定。从而建立一个mxm的样本之间的模糊相似关系矩阵。(5)聚类。在建立的模糊等价矩阵的基础上，以阀值兄进行截取，从而得到分类结果。以上两种分类方法均属于数值分类法。目前国内外采用的岩体(煤体)分类方法中除了数值分类法还有经验分类法和经验分类与数值分类相结合的方法，如图2.1所示。 2.2顶煤的可放性与稳定性的关系顶煤的可放性是指煤层顶部煤体在支承压力的作用下冒落和放出的难易程度川。顶煤的稳定性是指在顶板控制中顶煤的稳定程度。顶煤的可放性与稳定性是辨证的关系，相互之间既矛盾，又联系。顶煤的可放性与稳定性有此长彼消的关系，也就是说，如果顶煤的可放性较强，它的稳定性就较弱，如果顶煤的可放性较差，那么，它的稳定性就较好。顶煤的可放性是采煤方法的选择和放煤机构设计的主要判据，而稳定性是支架选型和端面顶板控制设计的主要依据。但是它们之间是相互联系的。影响顶煤可放性和稳定性的因素是相同的，它们都受到煤层埋藏深度、煤层硬度、裂隙发育程度、煤层结构特征、煤层厚度、采放比及条件等因素的影响。 因为顶煤的可放性与稳定性有彼消此长的关系，并且影响它们的因素相同，我们可以运用其一来反映另一种性质。即我们在采煤方法的选择、支架选型、放煤机构设计和端面控制设计中选择一个统一的依据，只是它们的判断标准有所不同。这里主要依据顶煤的可放性对顶煤进行分类。影响顶煤可放性的因素众多，因此，在确定顶煤可放性指标时，不可能将所有的影响因素都考虑进去，在遵循分类影响因素选择原则的基础上，这里主要探讨煤层的埋藏深度、硬度、裂隙发育程度及夹石层对顶煤质量的影响，并据此对顶煤进行分类。己有的研究成果均是将各因素对可放性影响进行单独分析，其实有些影响因素之间并不是相互独立的，而是存在着某种内在联系，应将它们作为一个综合因素讨论对可放性的影响效果。2.3顶煤的地应力环境煤是经过漫长的地质历史年代形成的地质体，在开采前，由于地应力、煤化、构造运动等因素的共同作用，己经发生了变形，甚至遭受了破坏。因此，顶煤的破坏机制，实际上是经受过变形破坏的煤体在地应力环境发生改变时再破坏的力学过程。这种地应力环境的改变是由采矿活动引起的。从采场前方至煤壁，由于上覆岩层的运动，作用在煤层顶面上的垂直应力产生先集中后衰减的的现象;同时煤层的揭露使得煤体沿推进方向的约束解除，最小主应力逆推进方向逐渐减小。若取原始应力区采高以上某区域煤体为研究对象，则该区域煤体随采矿活动的进行其围压不断发生变化。应力环境改变的必然结果是煤岩内部结构发生变化，顶煤破坏连续发生并不断积累。基于对顶煤破坏过程的认识、支承压力的分布特点以及现场实测的结果，按破坏形式的不同，将顶煤沿推进方向分为三个区域:原始应力区、压剪区(主破坏区)和裂隙贯通区，如图2.2所示。2.3.1原始应力区煤层远离工作面位置，未受采动支承压力的影响。可以认为，煤层上方处于静水压力状态。因此，煤层面上垂直应力为:其中r; ,权为上覆岩层容重和厚度，n为覆岩数目。煤层内水平应力为:式中产为煤的泊松比。T.L.SZABO研究了各向异性对声的影响，认为在地应力环境中具有代表意义的煤体a =0.346.有上述分析可知，原始应力区煤体处于(t 719 62 , (73)高围压状态，最大主应力口:与另外两个主应力的比值为:又因为完整煤块的剪切强度条件如(2.5)式: 若将( 2.4)代入(2.5)，则有:而煤的内摩擦角一般在280-350，显然原始应力区煤体不可能发生剪切破坏煤样压裂实验表明，对于高围压状态的煤体由于其内部包含大量微裂隙，若有破坏现象发生，则静水压力起主导作用。就具有致密结构的物体而言，各组成微粒结合紧密，欲改变其间距是困难的。但煤岩中随机分布着裂纹和缺陷，在高围压下晶粒有运动的空间，因而即使是高静水压力也可能使其发生破坏。Griffith准则就反映了这一破坏机制。格氏准则认为，物体内存在随机分布的裂纹，若裂尖拉应力超出其特征强度，则物体发生破坏。其表达式为:式中S:为单轴抗拉强度。由于其不能反映中间主应力对材料破坏的影响，Murrell于1963年对其进行了修正，成为三维Griffith准则，其表达式为:在主应力空间中，(2.8)为以a, = a:二。3为旋转轴、三线相切的抛物面。抛物面经过坐标原点，表示坐标原点处的应力满足破坏条件。众所周知，材料在不受力的情况下是不会屈服破坏的，而坐标原点表示不受力的状态。尽管煤岩类材料抗拉强度较低，三维格氏准则进行了修正。修正后的三维但是屈服面应延伸至受拉区。利用坐标变换对式中I，为第一应力张量不变量;为第二应力偏张量不变量。对于原始应力状态下的煤体，将( 2.2)和(2.3)式代入(2.9)式得到 St为一定开采深度下煤体发生破坏的极限抗拉强度。当煤体的抗拉强度StSt时，煤体发生Griffith破坏，处于所谓“潜塑性”破不状态;否则，煤体保持原来结构。2.3.2压剪区(主破坏区)煤层采出后，在围岩应力重新分布的范围内，作用在煤层、岩层和歼石上的垂直压力称为“支承压力”。在单一自重应力场条件下，采场周围的岩体上的支承压力来源于上覆岩层的重量在工作面前上方，顶煤处在工作面超前支承压力口，作用下，由于工作面内顶煤的放出，使工作面前上方顶煤部分失去后部支撑，围岩应力状态发生变化，水平应力63降低垂直应力与水平应力差(a:一。，)增大，同时为顶煤变形提供了相应的自由位移空间，使其沿推进方向在一定范围内出现破碎或塑性变形。以最大主应力口。发生集中的地点开始，越靠近工作面，最大剪应力就越大，摩尔1园越靠近煤块强度曲线。在工作面前方某一点，支承压力的增大和最小主应力的减小使得应力圆达到煤体强度线，煤体发生压剪破坏。此时，支承压力a，也达到了峰值。由塑性力学知道31)s剪切破坏面(线)联结起来便为滑移线，因此，在煤层面支承压力峰值处下方存在一条滑移线，将顶煤分为弹性区和塑性区。顶煤分区就是以此滑移线为界，其外为原始应力区，其内至煤壁为主破坏区。当然主破坏区的范围也不是一成不变的，顶煤硬度越大，Cr护值越大，发生压剪破坏的边界就越靠近工作面，使支承压力峰值也越靠近工作面。当煤体极坚硬时，煤壁前方顶煤中应力恒有al 沙C cos 0 + C3(+ sin 0),(1一sin，压剪破坏不能发生，可能不存在压剪区，此时支承压力峰值在煤壁处。2.3.3裂隙贯通区由于采煤机过后移架时，一般要降低顶梁，使得顶煤进入支架上方底面卸载。在顶板运动产生的顶板压力、顶煤自重的作用下，其端部产生拉应力，从而端部可能发生拉断破坏。以端部拉裂纹为界，顶煤分割为主破坏区和裂隙贯通区。顶煤在支架上方受到顶板和支架的挤压作用，水平约束减少，其受力类似于实验室岩样的单轴压缩。对于硬度不同的顶煤，超前支承压力对其破坏程度不同，在支架上方可能会出现不同的破坏机制，相应的，在支架后方的冒落形态也有差异。2.4顶煤可放性影响因素研究2.4.1开采深度和煤层强度由顶煤所处地应力环境分析可知，顶煤破坏的三个区域其作用力来源大小，边界条件各不相同。处于原始应力区的顶煤承受上覆岩层自垂作用，a, = Y- r; H; , i为上覆岩层数目，煤体四周可视为固定边界;处于主破坏区顶煤承受支承压力升高部分的作用，作用力大小为o, = KE ri Hi ,由活动的传递岩梁产生，.1为活动的传递岩梁的数目;裂贯通区内的顶煤，同样受升高部分支承压力作用，且随煤壁越近，支承压力越小，由已断裂岩层的运动产生。理论研究和实践表明，顶板变形和破坏主要在压裂阶段“川，压裂阶段就处在顶煤的压剪区(主破坏区)。同时，决定顶煤质量的关键是顶煤在压裂阶段的破碎程度。在此阶段，决定顶煤破碎程度的主要是支承压力与煤层强度的比值，这个比值可称为顶煤相对强度。在过去对顶煤可放性研究中都考虑了开采深度和煤层强度，把开采深度和煤层强度认为是独立因素，互不关联。但是实践证明，在采场推进过程中，由于受采动的影响，支承压力对顶煤的破碎起决定作用12-15。根据前面的顶煤应力环境分析和力学理论，只有在支承压力值不小于煤层强度时，才能引起顶煤的破坏。因此，开采深度和煤层强度是相互关联的，并不是独立的。它们在顶煤分类中起关键作用。现在用模糊数学的方法来定量表达顶煤质量。这里所说的顶煤质量是指顶煤的综合强度。首先将顶煤相对强度在语义上进行模糊分级，然后确定每级的量值范围，最后确定各级对顶煤质量的隶属函数。顶煤的相对强度x=K声/。，式中K为应力集中系数，根据压力遂洞理论301，一般取K=2。但是，在现场工程实践中，不同的矿井K取值有所不同。(1)模糊分级顶煤质量模糊分级见表2.1 顶煤分类顶煤质量非常好、好、一般、坏、非常坏(2)把顶煤相对强度赋以具体数值，各级数值的范围来源于人们对各等级的普遍看法，专家建议和实验室、现场的测定结果。详见表2.2. (3)确定隶属函数将各级的特征值与对应的隶属度进行回归得到相应的隶属函数。顶煤相对强度的隶属函数如(2.11)所示:式中： x顶煤的相对强度，x=KyH/a,，一般K=2o2. 4. 2顶煤的裂隙发育程度一般岩体都程度不同的含有节理裂隙，煤层更是如此。节理裂隙对岩体强度的影响与节理裂隙的走向、密度和充填材料有关，就单个裂隙来讲，有(2.12)所示关系式: 式中 Rcr裂纹岩石的抗压强度; R,整体岩石的抗压强度; Cr沿裂纹面的粘结力; C整体岩石的粘结力; i沿裂纹方向的摩擦因数; f整体岩石的摩擦因数; cos2B载荷与裂纹面的夹角。就实质而言，煤体中节理裂隙发育大大降低了顶煤的综合强度。总的来讲，裂隙发育程度高利于顶煤的再次破碎与冒落成均质松散体，从而在顶煤放出时具有明显的规律性，回收率高。但裂隙发育超过一定限度后，由于顶煤过分松软，难于支护，将影响放顶煤工作的正常进行，降低了功效。因此，理想的节理裂隙发育程度以间距在0.2-0.4m为宜。根据现场经验和征求部分专家、学者的意见，得出裂隙间距对应的隶属度见表2.3.2.4.3夹石层对顶煤可放性的影响厚煤层中存在夹石层的现象是比较普遍的。夹石层的层位、厚度和强度不同对顶煤可放性的影响也不同。(1)夹石层的层位根据夹石层在煤层中所处的层位，可将夹石层分为三类:上部夹石层:指距顶板小于1.0- 1.5m的夹研;中部夹石层:指位于整个层厚的中部夹研;下部夹石层:指距底板1.5-2.5m内的下部夹研。对于综采放顶煤开采，下部夹石层多为采煤机截割，对顶煤的可放性无影响;上部夹石层因其上的顶煤一般不超过1.Orn，如果夹研较薄，可随顶煤和直接顶的冒落而冒落;如果较厚，为保证煤质可有意识的将这部分煤连同夹石层一起丢失。总体上来看，上部夹石层对顶煤可放性影响不大。但是，位于煤层中部的夹石层对顶煤可放性具有较大的影响。我们设整个顶煤的厚度为d，夹石层中间值与顶煤下底之间距离为1,令夹石层层位系数jr-1/d。则夹石层层位对顶煤可放性的隶属函数如式(2.13). I和d的位置关系如图2.3所示。其中，当夹石层位于支架上方附近时，对放顶煤的影响很大，可放性很差;当夹石层位于顶板附近时，对放顶煤影响不大可放性较强。 (2)夹石层的厚度根据原煤炭工业部煤生字1955第104号文件规定:当煤层中夹石层单层厚度大于300mm时，夹研将影响顶煤冒落。因此以300riim为界，大于300mm时视顶煤可放性“极差”，厚度越小则可放性越好。夹石层厚度对应隶属度见表2.4.(3)夹石层的强度夹石层强度对顶煤可放性的影响取决于夹石层强度与煤层强度之比值。一般认为，只有当夹石层强度大于煤层强度时，才会对顶煤冒落造成不良影响，且夹石层强度越大顶煤越难冒落。当夹石层强度小于煤层强度时，夹石层作为中间软弱层随其下部顶煤的冒落而冒落，不会对顶煤的可放性产生影响。夹石层强度对应隶属度见表2.5.2.5综放面顶煤可放性分类2.5.1顶煤可放性指数根据各影响因素的隶属度U;和其权重值,ki,利用加权原理公式(2.14)，求出目标的流量(隶属度)，即各影响因素对顶煤可放性的综合评价值，为使用方便，我们称之为顶煤可放性综合指数Uo顶煤的可放性指数U一般在【0, I取值，若某一因子非常特别而使U大于1时，我们可以默认为1。这个指数能够定量地反映顶煤相对强度、裂隙发育程度和煤层结构等因素对顶煤可放性的影响程度，或是对顶煤可放性“极易”的隶属度。2. 5. 2顶煤的分类在放顶煤工作面生产过程中，采煤专家和现场工程技术人员对顶煤的可放性都有模糊语义评价，将顶煤可放性分为“极难”、“难”、“一般”、“易”和“极易”五个模糊分级。因为模糊数学中的水平截集解法是模糊集与普通集互相转化的桥梁，在此，应用水平截集解法把现场实践中定性评价与顶煤可放性指数联系起来，对顶煤的可放性进行定量评价，并对顶煤进行分类。3综放面顶板分类及与顶煤分类的关系采场中一切矿压显现的根源，是由采动引起的上覆岩层的运动。由于上覆岩层的岩性、厚度、层位关系及构造情况不同，因此，它们存在着多种多样的运动规律。对于综采放顶煤工作面的上覆岩层来说，它包括顶煤、直接顶和老顶。顶煤是指在支架后部放落回收的厚煤层上位煤层。直接顶，是指能在老塘不规则冒落的、不能在煤壁前方和老塘歼石上永久传递力的、其作用力必须由支架全部承担的那部分岩层的总和。所谓老顶，是指自身能形成平衡结构、能永久的向煤壁前方和老塘研石上传递力的、其运动对采场矿压有明显影响的、其作用力无需支架全部承担的那部分岩层。在综采放顶煤采场的上覆岩层中，顶煤、直接顶和老顶并不是孤立的，是相互联系和相互作用的。对于不同的岩性、分层厚度、裂隙程度的直接顶和老顶与不同的埋深、强度、层位关系的顶煤的组合会形成不同的顶板结构形式。在工程实践中，我们可以根据不同的顶板结构形式进行支护设计、支架选型和放煤机构设计。3.1综放面顶板分类国内外众多专家学者对采煤工作面顶板分类有许多研究，从给出的分类标准不难看出两个问题:一是分类标准所考虑的因素较多，现场工程实践中难以实现;二是虽然考虑各方面因素，但是没有形成一个统一的指标进行分类，在计算机编程时难以实现自动分类。运用岩层质量指数对综放面的顶板进行分类，以上两个问题就迎刃而解。岩层质量指数是指在定量判断岩层稳定性的好坏时，要求将岩层的强度、裂隙度和分层厚度对岩层稳定性的隶属度归结的一个数值。3.1.1影响岩层稳定性的主要因素 煤系地层属于沉积岩，煤层采出后，顶板由下而上运动。就单一岩层而言，影响其运动因素有:厚度、强度、分层厚度、节理裂隙间距、组分的均匀性、水的作用程度等。在这些因素中，起主要作用的是岩层强度、分层厚度和节理裂隙间距，我们常称之为三因子1171。在三因子中，强度用岩石的单向抗压强度代表，分层厚度可由打钻或从采空区侧实测得到，节理裂隙间距可由顺槽或采空区歼石块度目测得到，它包括成组原生裂隙和采动裂隙，有时采动裂隙在岩层稳定性中占主导地位。为了能定量的表达岩层稳定性，不妨将由三因子决定的岩层“综合强度”叫做岩层质量。用这个语义上的概念表达岩层稳定性的好坏。3.1.2岩层质最的模糊表征方法模糊数学(Fuzzy Mathematics)是本世纪数学上的一项重大突破，它的出现使大规模的工业控制成为可能。模糊数学解决的主要问题，是概念外延不明确(或不完全)的事物分类、评判或定量表达。它是人们语义概念与量化概念之间的桥梁。近年来，模糊数学在专家系统研究中发挥了极其重要的作用 2。一，我国研制的肝病医疗诊断专家系统、气象预报专家系统等，都成功地应用了模糊数学。从国内外的应用情况看，模糊数学对解决这样的问题十分有效:(1)研究对象本身的性质处于“灰箱”戴“黑箱”状态，无法精确测定或用精确的方程予以表达，有时这些性质具有统计性。 (2)解释研究对象的知识，很多尚处于经验状态，难以确切的表达。 (3)人类专家根据其本身的经验，运用一定的思维方式，能够比较准确的推断出符合实际的结论。 分类方案的对象是顶板，它完全符合上述，七个特点。因此，可用模糊数学的方法表征岩层的质量。首先建立三因子语义上的等级，使之与习惯的评价“好”“坏”等概念相对应。三因子与岩层质量间语义上的关系可用表3.1表示。将表3.1中三因子的各等级赋以具体的数值，每个等级的数值范围是相当稳定的。各级的数值范围来源于人们对各等级的看法、专家建议和现场实验室的测定结果。 由于我国煤层顶板单向抗压强度一般在100MPa以下，所以强度的等级以1 OOMPa为上界，大于100MPa的坚硬岩层特设为第六类，这种分类与表2.1不完全对应，分层厚度与节理裂隙间距等级是与抗压强度相对应的，因此，也分为第六类。 表3.2是我国16个矿区116个采场顶板单向抗压强度各等级数值及对应岩性的研究结果 表3.3是与表3.2相对应的分层厚度及节理裂隙间距各等级数值及其关系表。在支护设计时，如果有三因子的实际测定结果，则用测定结果运算，否则，可根据表3.2和表3.3近似选择三因子的数值。 应该指出的是，以上阐述的单向抗压强度、分层厚度和节理裂隙间距的分级表和统计关系，只是为了在缺乏具体测量结果时才应用，当有测定结果时，应该采用实测的结果。3.1.3三因子对岩层质量的隶属函数 某一因子对岩层质量的隶属函数，指的是又一“岩层质量”这个论域的隶属程度，也可理解为对岩层质量“极好”的隶属程度。单向抗压强度、分层厚度和节理裂隙间距对岩层质量的隶属函数(18l如式(3.1), (3.2)和(3.3)所示。式中: r单向抗压强度、分层厚度和节理裂隙间距对岩层质量的隶属度; d 单向抗压强度(MPa)、分层厚度(m)和节理裂隙间距(M). 由于回归出的隶属函数在自变量的两个极端可能使隶属度出现负值或大于1的情况，所以当r小于0.1时，系统默认为0.1，当d大于1.0时，系统默认为1.0。3.1.4岩层质量指数的计算顶板控制设计对岩层质量有定量要求，岩层的质量有三因子决定，三因子对岩层质量的影响程度又有隶属函数决定，隶属函数在O l之间取值。如果三因子对岩层质量的影响权重分别为aR,aD,aF，则三因子对岩层质量的平均隶属度(x)为:三因子对岩层质量的影响权重，根据有关研究结果I181，分层影响权重约为0.35，节理裂隙约为0.31，单向抗压强度约为0.34。考虑到样本点的局限性以及允许的误差范围，一般情况下均取0.33，归一化处理后，(3.4)式变为: 我们定义Ax)为岩层的质量指数，它一般在0, 1间取值，若某一因子特别而使,u(x)大于1时，系统默认为1。它能够定量地反映一个岩层在三个具体因子的条件下，对岩层稳定性的影响程度，或是对岩层质量“极好”的隶属度。如用不同的阀值去裁Ax)，将得到岩层质量“极坏”、“坏”、“一般”、“好”和“极好”的等级，它与普遍的模糊概念相对应。 在Ax) 1的范围内，如果岩层的厚度一定，岩层的稳定性随P(x)单调地变化，亦即由Ax)唯一地决定岩层的运动步距，这个方法考虑了分层与节理裂隙对岩层运动的影响。当P(x)=1时，对应着坚硬大厚度顶板(其强度一般大于 100MPa，分层厚度和节理裂隙均大于1.3m)，此类顶板分层和节理裂隙变为次要地因素，其变形、破坏的规律更接近于连续介质理论，因此，可以用岩板或岩梁理论预计运动步距。 根据上述研究结果，一个岩层的稳定性可以用一个量化指标岩层质量指数来表示，这个指标反映了岩层分层厚度、节理裂隙间距对岩层变形能力的“削弱”程度。3.1.5顶板质量指数的表达方法 为了得到需控岩层的运动参数(直接顶厚度、初垮步距、悬顶距、完整性指数等)，首先必须对直接顶和老顶的质量状况进行评价，并用老顶和直接顶的质量指数来表示。 在下述2个假设条件下，直接顶和老顶的质量状况可用(3.6)式来表达: (1)在已判定的直接顶和老顶范围内，岩层的层数和层位关系对各自质量的影响不计; （2)假设三因子的隶属度与岩层质量指数Ax)间存在近似线性的关系。式中 Uu,Uz:直接顶和老顶质量指数; N, m组成直接顶和老顶的岩层数; Hi, Ui第i层的厚度和质量指数。显然，Uu和Uz越大，老顶和直接顶越坚硬，反之亦然。3.1.6直接顶分类 (1)直接顶运动的一般规律概述 随着采场从开切眼推进，岩层悬露的面积越来越大，在采场的走向方向，岩层悬露到一定距离后，将发生断裂和垮落。当直接顶由多个岩层组成时，除了考虑初次垮落步距及厚度外，还应考虑各岩层的垮落方式，这样才能全面反映直接顶的运动情况。垮落方式一方面是指相邻岩层是同时运动还是分开运动(即岩层运动的组合方式)，另一方面是指直接顶垮落时是剪切失稳垮落还是铰接失稳垮落(即垮落的机理)。初次垮落完成后，直接顶进入周期垮落阶段。 (2)直接顶厚度的推断 影响直接顶厚度的主要因素有三个:开采条件、直接顶本身的运动性质和老顶的运动性质。 在放顶煤采场开采条件中最重要的是采高和顶煤的放出率。直接顶的运动性质由岩层强度、厚度、分层厚度、节理裂隙间距、碎胀系数决定。老顶的运动性质中，对直接顶厚度影响最大的是老顶的弯曲沉降量，它控制着采空区的自由空间大小，从而影响到直接顶的厚度。 (3)直接顶的分类 原煤炭部颁布的缓倾斜采煤工作面顶板分类试行方案在现场有很大的影响，对认识顶板运动规律、搞好顶板管理，起到了十分积极的作用。 顶板(顶煤)分类系统软件依据缓倾斜采煤工作面顶板分类试行方案，结合专家建议和对大量现场实际数据的统计分析，建立见表3.4一所示直接顶分类标准。3.1.7老顶分级 (1)老顶运动的一般规律概述 直接顶初次垮落完成后，采场进入老顶初次来压阶段。随着采场的推进，在采空区老顶岩层逐渐离层、沉降，继而在岩梁端部和中部发生断裂，形成结构，随着结构的下沉和变形，在某一时刻结构失稳，形成工作面来压。 老顶初次来压时结构的运动并不完全遵循上述规律，当采场出现近乎平行倾向的断层、岩层变薄或发生严重相变时，岩梁的铰接点可能引起滑动而导致失稳。 初次来压完成后，老顶即进入周期来压阶段，周期来压是由老顶岩层的断落或结构的变形引起的，在一定煤层地质条件和开采条件下，一个采场的周期来压步距是相当稳定的，各步距之间的误差一般在3-5m之内。 (2)老顶厚度的推断 在以往的研究中，老顶的厚度一般认为在6-8倍采高范围之内，到了具体采场，则由人依据柱状图判断。通过考察专家的思维过程和大量观测的结果，认为判断老顶的厚度可依据以下10条知识，具体运用时，这些知识将形成一个推理网络，逐一“过滤”直接顶以上的岩层，直至推断出老顶的厚度。若本岩层质量指数大于下位岩层，且属于“好”以上等级，则两岩层分开运动。层质量属“好”以下等级且大于或等于其下位岩层质量指数，则两岩层同时运动。本岩层质量指数小于其下位岩层质量指数，则两岩层同时运动。若本岩层处于6倍采高附近层位且超出6倍层位的厚度不足2m，则岩层属老顶(全厚度)。若本岩层处于6倍采高附近层位且超出6倍采高层位的厚度大于2m，则岩层在6倍采高附近按自然分层的整倍数分离成两部分，一部分属于老顶，另一部分属于缓沉带。 若本岩层质量属“极坏”，且厚度超出6倍采高层位很多时，则以倍采高为老顶厚度上限，否则全厚度划入老顶。若本岩层属“好”以下等级，且位于6倍采高的层位内，则岩层属老顶。若本岩层属“极好”等级，则全厚度划入老顶。两岩层若分开运动，则属两个岩梁。分开运动的岩层组数(6倍采高附近层位内)即为老顶岩梁的个数，各岩梁厚度之和为老顶的总厚度。一般情况下，直接顶与老顶厚度之和大于TF于6倍采高后，停止老顶的判断。(3)老顶的三种基本结构顶板的结构形式主要是指老顶的平衡结构形式。老顶存在类拱式、拱梁式和梁式三种基本结构1171，它们的形成条件、运动规律、又撑压力显现规律及其控制的要求，既有区别又有联系，是老顶岩层质量指数的“量变导致老顶结构形式“质变”的一个辨证过程，亦即老顶结构形式随岩层质量指数的变化，存在一个“系列”。类拱式结构是代表松软老顶结构的，它有小块状岩体挤压而成，其传递力的迹线像 一个半拱，随采场推进，该半拱周期性运动，为区别于静态拱的概念，故称之为“类拱”，如图3.1所示。 类拱的两个极端情形，一是有碎块体不规则挤压而成的半拱;二是由节理裂隙非常发育的层状顶板的多个岩块规则排列而成的半拱。拱梁式结构是代表中硬老顶结构的，它有多个岩块规则排列、挤铰而成，其传递力的迹线呈折线状，结构中岩块的个数随岩体强度、厚度而变化。它的两个极端情况，一是类拱的上限，即有多个岩块组成:二是岩块只有3-4个，可对块间的平衡进行力学分析。这种结构的下限呈类拱的特征，上限呈坚硬老顶结构的特征，因此，称之为“拱梁”结构，如图3.2所示。梁式结构是代表坚硬老顶结构的，它有2-3个岩块挤铰而成，如图3.3所示。梁式结构的两个极端情况，一是拱梁结构的上限，二是由一个长岩块组成的平衡结构，如图3.4所示。有的采场因直接顶和第一老顶厚度较小，第二老顶的运动仍对采场产生较大的影响，因此，上述三种基本结构有时以组合的形式出现。 (4)老顶的分级 不同强度老顶采场的实测结果表明，老顶运动在煤壁前方的影响距离、顺槽与采场矿压峰值的时间差、顺槽矿压显现的烈度和峰值频度，都随老顶强度的增加而增加，它证明了老顶的结构形式是随岩层强度的量变而质变的。也就是说，老顶的岩层质量指数不同，就对应着不同的老顶结构形式。 依据缓倾斜采煤工作面顶板分类试行方案，结合专家建议和对大量现场实际数据的统计分析，建立见表2.5所示老顶分级标准，并有相应的老顶结构形式。3.2综放面顶板分类与顶煤分类的关系 放顶煤采场的需控岩层，不仅有直接顶和老顶，还有顶煤。并且由于顶煤的存在，老顶的运动效应将被“弱化”，变为次要的控制对象(26。在放顶煤采场，由于顶煤从垮落到放完是一个完全动态的过程，显然，在此过程中直接顶的厚度是变化的，老顶的厚度与位态也是变化的。因此放顶煤采场的直接顶厚度计算公式与单一煤层开采的直接顶厚度计算公式有所不同，如(3.7)式所示。式中MZ直接顶的厚度; H采高; T顶煤厚度: C残煤厚度; SA老顶在触研处的沉降量，据有关研究结果，SA = (0.15-0.25) h，在放顶 煤采场h=H+nT, nT为顶煤放出率，在一般顶板的采场，SA=0.2h。回收率与C的关系是 KM为顶煤垮落后的碎胀系数。 从(3.7)式可以看出，由于顶煤放出率的变化，将影响直接顶厚度的变化，从而改变老顶的厚度和位态，进而形成放顶煤采场的不同顶板结构。 直接顶和老顶对顶煤的冒放性有一定的影响。就直接顶而言，能随采随冒并具有一定的厚度是放顶煤开采顶煤冒落后顺利放出的条件，否则将造成部分顶煤的丢失。老顶是传递支承压力的主要岩层，实践证明来压前夕顶煤冒放性较好，但在正常期间一般无明显影响，且放顶煤采场K值多在2.0左右，因此老顶的影响较小。但从冒放结构的控制而言，老顶会影响冒放结构形式，而造成顶煤放出率的变化。 根据顶煤的开采深度和强度比值、裂隙发育程度和顶煤结构将顶煤分为不同类别，不同类别的顶煤与不同类别的直接顶和老顶将组合成不同类型的顶板结构。在不同的顶板结构下，计算支护强度的公式也是不同的。在这其中，不同的顶煤类别，将会影响直接顶与老顶接触应力的大小。将直接顶和老顶的分类与顶煤分类相结合，这样能把放顶煤采场顶板的结构描述的更全面、更具体，弥补了原有顶板分类方案不适合放顶煤采场的不足。4主要结论 本文运用数值与经验相结合的分类方法，综合考虑影响顶煤可放性的各种因素，对综放面的顶煤进行分类:采用岩层质量指数法，依据影响岩层稳定性的主要因素对直接顶和老顶进行了分类。本文主要研究结论如下: (1)对影响顶煤可放性的因素进行了研究。 顶煤的可放性是指煤层顶部煤体在支承压丈的作用下冒落和放出的难易程度。影响顶煤可放性的因素众多，本文主要探讨煤层的埋藏深度、硬度、裂隙发育程度及夹石层的层位关系、厚度和强度对顶煤可放性的影响。已有的研究成果均是将各因素对可放性影响进行单独分析，其实有些影响因素之间并不是相互独立的，而是存在着某种内在联系，本文将它们作为一个综合因素讨论对可放性的影响效果。首次引用了“顶煤相对强度”概念，使顶煤分类不脱离“采深”这个关键因素。 (2)运用数值与经验相结合的分类方法对综放面顶煤进行了分类。 国内外对岩体(煤体)分类的方法主要有数值分类法、经验分类法和数值与经验相结合的分类方法。为了满足工程需要，本文采用数值和经验相结合的分类方法对顶煤进行分类。应用模糊数学中的水平截集法和数理统计把现场实践中定性评价与顶煤的可放性指数联系起来，定量地将顶煤分为可放性“极难”、“难”、“一般”、“易”和“极易”五类。 中 国 矿 业 大 学本科生毕业论文姓 名：乔杰鹏 学 号：14031018学 院：应用技术学院专 业：采矿工程论文题目：水峪矿300万t/a新井设计专 题：综放面顶煤的分类及研究指导教师：王红胜 职 称：讲师 2007年6月 徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院 应用技术学院专业年级 采矿03学生姓名乔杰鹏 任务下达日期：07年1 月11日毕业论文日期：07年3月25日至07年6月20日毕业论文题目：水峪矿300万t/a新井设计毕业论文专题题目：综放面顶煤的分类及研究毕业论文主要内容和要求：按采矿工程毕业设计大纲要求，完成水峪矿300万t/a新井设计。专题为综放面顶煤的分类及研究，翻译为3000字符的英译汉文章。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业论文指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是水峪矿300万吨新井设计。全篇共分为十章：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。水峪矿设计年生产能力为300万t/a，服务年限为97年。矿井工作制度为“四六”制。矿井的采煤方法主要为倾斜长壁综合机械化放顶煤开采。矿井开拓方式为双立开拓方式。矿井布置一个工作面生产，一个工作面备用，年生产能力为300万t/a。工作面长度为250 m。运输大巷采用胶带运煤，大巷辅助运输采用电机车运输材料和矸石。矿井通风方式为中央边界式。专题部分主要介绍的是综放面顶板顶煤分类及研究。翻译部分题目为“Adopt the crest of