（采矿工程专业论文）普采工作面坚硬顶板控制及其研究.pdf

太原理工大学硕士研究生学位论文 普采工作面坚硬顶板控制及其研究 摘要 论文通过现场调研、勘察、取样、岩石力学试验，建立数学模型、理 论分析以及现场实测数据分析等方法，主要研究了普采工作面坚硬顶板条 件下采场围岩特性、支架一围岩关系、合理支护方式、强制放顶的合理方式 等问题。研究认为： 1 ) 支护强度的增大会减小顶板的下沉量，但不能限制顶板的最终下沉 量。由于坚硬顶板本身就承受相当大的应力，若要通过支架的支撑力限制 顶板的下沉，所需的强度和刚度是支柱所不能达到的。 2 ) 顶板断裂岩块在回转下沉过程中，对支架产生指向煤壁的水平作用 力，使支架在承受垂直冲击载荷的同时，也承受较大的水平冲击式推力， 这种推力对支架的稳定性和强度是不利的。 3 ) 若要合理有效地控制好坚硬顶板，工作面必须采取更加合理有效的 支护方式，以保证工作面有足够的支护强度并且使坚硬直接顶更易破断。 4 ) 支护方式的不同对工作面的矿压显现有着非常大的影响。在加强了 切顶排的支护强度后，顶板岩层内最大拉应力点位置更加靠近切顶排支柱 的采空区边缘，以使坚硬顶板更趋向于在切顶排支柱后面冒落；拉应力最 大值的增加使坚硬直接顶更容易被拉断，降低了对工作面支护强度的要求。 5 ) 对切顶排支柱加大支护强度可以有效的降低坚硬顶板的下沉量，使 顶板受到的拉应力峰值位置向采空区方向靠近，达到极限强度后可以使坚 硬顶板从切顶排处断裂。 i 太驭理工大学硕士研究生学位论文 6 ) 论文研究了在初次来压阶段坚硬顶板强制放顶三种方法，不同的 方法有各自的优点。若只考虑工作量的大小，则优先选取中部拉槽的方法 进行强制放顶，但是这种但这种方式操作的危险性太大，工作面的支护强度 不一定能够达到这个距离。端部切断是使初次垮落嵌固梁状态改变为悬臂 梁状态，极限垮距虽然从理论上缩小了，但是支架却要承担来自较长悬臂 梁的重量。所以此时的问题又转化为周期来压时定悬顶拉槽所要解决的问 题。 本文的理论成果应用于豹凹沟、城区七岭等煤矿，取得了良好的效果。 该课题的研究极大地提高了煤炭资源回收率，对我国地方煤炭工业的 持续发展具有重要的现实意义和巨大的经济效益。 关键词：普采工作面，坚硬顶板，采场，围岩特性 i i 太原理工大学硕士研究生学位论文 r e s e r c ha n dc o n t r o lo fh a r dr o o f o fc o m m o nm i n i n gw o r k l i a c e a b s t r a c t t h ea r t i c l ep a s s e ss i t eo fi n v e s t i g a t i o n , r e c o n n a i s s a n c e ，s a m p l i n g ，r o c ko f m e c h a n i c a la s s a y , e s t a b l i s hm a t h e m a t i c a lm o d e l ，t h e o r ya n a l y s ea n ds i t ea c t u a l m e a s u r e m e n tr e c o r da n a l y s e sm e t h o d sa sw e l l ，m a i n l yt os t u d yt h ec h a r a c t e r i s t i c s o fs u r r o u n d i n gr o c k ，r e l a t i o n sb e t w e e ns u p p o r ta n ds u r r o u n d i n gr o c k ，r e a s o n a b l e s u p p o r tp a t t e r n ，r e a s o n a b l em e t h o d sa n dp a r a m e t e r s o fo v e r h e a dc a v i n gi n w o r k i n gf a c e so fs t r o n gr o o f t h em a i ns t u d yr e s u l t so ft h i sp a p e ri n c l u d es e v e r a la c c e p t sb e l o w ： 1 ) r e l a t i o n sb e t w e e ns u p p o r ta n ds u r r o u n d i n gr o c ki nw o r k i n gf a c eo f s t r o n gr o o f e n l a r g i n gs u p p o r tw i l lr e d u c et h es u bf u b s i d e n c eo fr o o f , b u ti tc a n t l i m i tt h eu l t i m a t e l ys u b s i d e n c eo fr o o f d u et or i g i dr o o fc a nb e a ral o to f s t r e s s e s ，i fi tw a n tt ot h r o u g ht h eh o l d i n gp o w e ro f b e a r e rt ol i m i tt h es u b s i d e n c e o f r o o i tl a c ko f e n o u g hs t r e n g t ha n ds t i f f n e s s 2 ) i ti sh a r m f u lt h a ti nt h er o o fb r e a kr o o fr o t a t i n ga n ds u b s i d e n c e ，t o b e a r e r , i tc r e a t el e v e la c t i n gf o r c ep o i n t i n gt oc o a lw a l la n db e a rl o t so fi m p u l s e t y p ep u s hw i t hb e a r i n gv e r t i c a ll o a d i n gw e i g h t 3 ) i fi tw a n tt oc o n t r o lr i g i dr o o f r e a s o n a b l ea n de f f e c t i v e ，w o r kf a c em u s t a d o p tm o s t r e a s o n a b l ea n de f f e c t i v es u p p o r tm e t h o dt om a k es u r et h a tw o r kf a c e t i t 太原理工大学硕士研究生学位论文 一 h a se n o u 曲s u p p o r ts t r e n g t ha n dm a k e t h er i g i dd i r e c tr o o fe a s i l ya b m p 1 0 n 4 1d i f f e r c n ts u p p o r tm e t h o d sh a v ed i f f e r e n te 鼠c t t ot h ep r e s s u r eo fw o r k f a c e e n l a r g i n gt h el a s tp i l l a r s p r e s s u r e ，t h eb i g g e s tt e n s i l es t r e s sp o i n t o fr o c k r o o fn e a rt h ee d g ei nt h ew o r k e d o u ts e c t i o no f t h el a s tp i l l a r s ，t om a k en 9 1 dr o o t m o r ec l o s st ot h el a s tp i l l a r sc a v i n g ；e n l a r g i n g t h em a x i m a lt e n s i l es t r e s st om a k e r i g i dd i r e c tr o o f e a s i l yb r o k e na n dr e d u c et h er e q u i r e m e n to f 8 u p p o r ts t r 。n g t hm w o r kf a c e 5 ) l a r g et h et o p p e r r o wb r a n c hp o l ei n t e n s i t yc a ne f f e c t i v e 。e d u c et h ed o 帆 d l a t eo ft h ea m o u n t ，s h it h et o p p e rp u l l i n gf o r c eh u m p s i t en e a rm l s s ，r e a c ht h e l i m i to ft h ei n t e n s i t yc a ns h ih a r dt o p p e ra b r u p t i o n f r o mt h et o p p 。o w 6 、t h et h e s i sr e s e a r c ht h a tt h r e ew a y so ff o r c i n gt h et o p p e r , d l f f e r e n tw a y 8 h a v ed i f 诧r e n tm e r i t i fc o n s i d e r i n gt h ed i m e n s i o n o ft h ew o r ka m o u n t , p r i o r i t y s e l e c tc e n 仃ep o r t i o nw a yp r o c e e dc o m p e l ，b u t t h ed a n g e ro ft h i sw a y1 st o ol a r g e ， s u p p o r tf o r c eo fw o r k i n gf a c em a y n o tr e a c ht h ed i s t a n c e c u to f ft h ee n dc 锄 c h a n g et h es t a t eo ft h eg i r d e r , t h el i m i to ft h es p a nc a n n a r r o w , b u tb e a r e 。m u 8 t r e s d o n dm ew e i g h to f t h eb e a n s o ，t h ep r o b l e m h a si n v e r t e dt h a to f t h e 曲d t h e 舢i t so fm e o r yi n t h i st h e s i sc a l lb eu s e d i nt h ec o a lm l n eo f b a o w a g o u ，c h e n q u q i l i n ga n ds o o n a n di th a sg a i n e da l o to f e f f e c t i v e n e s s t h er e s e a r c ho ft h i s c o u r s ec a ni n c r e a s er e c o v e r yp a c k a g eo ft h e c o a l s a l p l i n 舀i th a v ca l o to fe f f e c t i v e n e s sa n dm e a n i n g t ot h en a t i o nd e v e l o p n l e n k e yw o r d s c o m m o nm i n i n gw o r k i n gf a c e ，h a r dr o o f , m i n i n gf i e l d i v 太原理工大学硕士研究生学位论文 1 1 选题背景及意义 第一章绪论 晋城市煤炭工业局所辖矿井中有众多矿井开采1 5 号煤层，1 5 号煤层顶板为k ：石灰 岩。强度高，厚度大，因此，开采1 5 号煤层长期采用房柱式采煤方法。为了提高资源 回收率，简化生产系统，实现矿井高产高效，提高矿井安全程度，晋城市煤炭工业局在 各矿1 5 号煤层推行了长壁采煤法。采用长壁回采工艺后，顶板管理成为各矿的技术难 题。首先，1 5 号煤层顶板坚硬，不易垮落，其次，由于各矿井田面积、储量、生产系统 及投资能力限制，绝大部分矿井不能使用高支撑能力的综采设备。因此，在1 5 号煤层 推广长壁开采首先必须解决坚硬顶板条件下单体支柱控制矿压的问题。为此，通过现场 考察和选点确定以沁水豹凹沟煤矿、城区七岭煤矿、泽州薛庄煤矿、高平苏庄煤矿等煤 矿作为试验矿井，通过对上述矿井坚硬顶板的研究，得出普采工作面厚层坚硬顶板条件 下的合理支护方式及其控制方式与参数。 坚硬顶板控制是煤矿采场矿山压力研究的重要内容之一。我国煤层赋存条件复杂， 属于坚硬顶板的煤层约占三分之一，且分布在5 0 以上的矿区。 随着综合机械化采煤技术的发展，综采工作面中有3 8 的属于坚硬顶板。目前国内 外对于综采工作面坚硬顶板的控制比较成熟。过去对于普采工作面坚硬顶板的控制采用 煤柱支撑法开采，包括房柱法、短壁刀柱法等。用此方法开采煤炭损失量大，资源回收 率低，通风条件差且有大面积来压的威胁。多年来，国内外对坚硬顶板的控制问题进行 了研究，取得了很多重要成果，然而对于坚硬顶板条件下全部垮落法普采面的支护方式 及其控制研究还不够深入，主要存在以下问题“” 1 3 | 1 6 1 无支护空间扩大、支护系统刚度降低、有效工作阻力得不到保障、支护结构稳定性 太原理工大学硕士研究生学位论文 等问题给顶板控制带来直接困难。因此必须在掌握工作面的矿压显现规律的基础上，研 究坚硬顶板采场上覆岩层的运动特性、支架一围岩关系、合理支护形式、合理放顶形式、 支护设计方法、支护质量保障体系等来解决上述问题。该课题的研究极大地提高了煤炭 资源回收率，对我国地方煤炭工业的持续发展具有重要的现实意义和巨大的经济效益。 1 2 国内外研究动态及存在的不足 经过几十年的煤矿开采经验 3 2 1 1 7 | a j i 已经总结出了一套比较完善的矿山压力控 制理论，由最初的定性分析顶板状况发展到了定量计算项板应力和下沉的水平。 国内外特别是我国在采场围岩控制技术的研究方面取得了一系列卓有成效的研究 成果，如综采支架选型设计、普采工作面支架一幽岩关系、支护方式、支护设计、特殊 支护、支护质量与顶板动态监测等。如靳钟铭、徐林生编写的煤矿坚硬顶板控制、 宋永津编写的关于大同矿区坚硬难冒顶板技术、史元伟等编写的采煤工作面围岩 控制原理技术以及陈炎光等人对采场围岩控制的研究等等。 对于工作面围岩力学模型的建立和计算机数值模拟，有教授和学者己经做了大量的 工作。如缪协兴和钱鸣高所建立的采场围岩整体结构与砌体梁力学模型，曹胜根做的采 场围岩整体力学模型，魏锦平和靳钟铭做的关于坚硬顶板控制的数值模拟，吴洪词建立 的采场空间结构模型及其算法。这些模型和算法的建立为工作面采场围岩特性的研究提 供了宝贵的经验。 对于坚硬顶板，目前国内外一般采取以下措施； 1 ) 掌握顶板运动的规律，采取防、治结合的原则，实现“宏观让步，微观控制” 的目标。 2 ) 摸清和分析采前工作面已揭露出来的地质构造，合理控制采高。 2 太原理工大学硕士研究生学位论文 3 ) 提高支架初撑力，发挥支架的优势，合理确定工作面支架工作阻力。 4 ) 掌握顶板来压规律，搞好来压预报，推广支护质量监测系统，能及时发现各种 可能造成支架一围岩系统故障的隐患并及时采取措施加以消除，使支架最有效的发挥其 设计支护效能，从而实现对顶板的有效控制。 5 ) 岩层注水软化，深孔强制放顶等措施。 我们己经有了一个较为成熟的矿山压力理论，对坚硬顶板工作面存在的问题也做了 一定的研究并给出了解决方案，但是顶板事故还是屡屡出现，给煤矿安全生产开来了巨 大的损失。究其原因主要是在开采过程中顶板支护出现以下问题 1 ) 未能很好地研究和掌握各个具体煤层需要控制的岩层范围( 包括纵向厚度和推进 方向运动步距) 及其运动的规律( 包括运动发生的时间和条件等) ，顶板控制缺少理论 和技术基础。 2 ) 未能深入地研究和掌握各种类型支架的特性。 3 ) 未能解决好针对具体煤层条件选好和用好支护手段方面的问题。 3 ) 未能很好的揭示支架与顶板运动间的关系，对支架与围岩的整体性原则把握不 够，从而没有选择正确合理的控制方案。 1 3 主要内容 本文主要研究厚层坚硬顶板条件下普采面的采场围岩特性、支架一围岩关系、合理 支护方式、强制放顶的合理方式以及工作面控制设计方法等问题。本文将以城区七岭煤 矿1 5 1 0 1 工作面为工程背景，通过建立数学模型、理论分析和现场实测数据分析等方法， 研究以下内容。 1 ) 坚硬顶板支架一围岩的相互作用关系 3 太原理工大学硕士研究生学位论文 通过分析不同支护强度下顶板下沉量的变化、顶底板的移近量、煤壁变形和塑性区 的变化情况等得到坚硬顶板条件下的支架一围岩关系。 2 ) 坚硬顶板条件下普采工作面的合理支护方式 对坚硬顶板的受力进行理论分析，通过对比得到坚硬顶板条件下合理有效的支护方 式，通过理论分析得到合理的坚硬顶板切顶支护方案。 3 ) 坚硬顶板强制放顶的合理方式与参数 通过建立力学模型，理论分析几种典型放顶方式的不同特性，得到不同采场来压阶 段的合理放顶方式及放顶参数的计算方法。 4 ) 综合以上各方面的分析，研究坚硬顶板工作面的合理支护方式和切顶支护强度。 以城区七岭煤矿1 5 1 0 1 工作面为工程实例，根据其地质开采条件和具体工作面的顶板运 动参数，结合以上理论分析得到城区七岭煤矿1 5 1 0 1 工作面的强制放顶方式与参数、合 理的支护方式、基本支护与特殊支护的支护强度。 1 4 方法和技术路线 现场调查一钻取顶板岩芯、煤层取样实验室力学实验一建模一数值分析等。 4 太原理工大学硕士研究生学位论文 第二章坚硬顶板分类及其采场矿压显现规律 坚硬顶板是指顶板岩石强度和弹性模数高、节理裂隙不发育、厚度大、整体性强、 自承能力强、煤层开采后大面积悬露而采空区短期内不垮落的顶板。 坚硬顶板采场与普通采场矿山压力显现的主要差别是周期性来压强烈，因此，掌握 坚硬顶板采场矿山压力基本规律，针对性的采取措施有效控制，是采场安全生产、消除 重大顶板事故的关键。 2 1 坚硬顶板分类 顶板控制不仅要了解煤层之上各个岩层本身的物理力学性质，更重要的是还要掌握 采场上覆对开采有影响的各岩层总的力学特性，以便针对性地确定采场顶板的控制方 法，这就是长期以来研究采场顶板分类的目的。 2 1 1 国外坚硬顶板分类简述 早在5 0 年代初前苏联煤炭科学研究院以直接顶的厚度为主，将采场顶板分为四级 如表2 - 1 ，其中i i i 级顶板属于坚硬顶板。在当时木支柱的条件下，只有i 级顶板才可以 采用全部垮落法控制，i i 级只能用部分垮落法， i i i 级必须用部分充填法。对于稳定顶 板的划分，其允许暴露面积为1 2 0 时以上 2 6 1 。 表2 - 1 前苏联顶板分类 t a b l e 2 1s o v i e t r o o fc l a s s i f i c a t i o n 级别 顶板岩石特征 i 直接顶厚度为采高的6 8 倍以上，且易于垮落 i i 直接顶厚度小于的6 8 倍采高，易于垮落，老顶须很大的悬露面积 才能垮落 直接顶稳定，或者无直接顶，煤层之上的老顶在大面积悬露时也不易 垮落 直接顶板有缓慢下沉特征，下沉时不发生大的断裂，煤层厚度在0 8 1 o m 以下 6 0 年代初前苏联b t 达维江茨认为顶板岩石的冒落性与控顶区内的单位顶底板移 5 太原理工大学硕士研究生学位论文 近量是一致的，并建议采用v 级分类方案，如表2 2 ，表中单位顶底板移近量是指每米 采高、每米推进度的顶底板移近量。在v 级分类方案中，将坚硬顶板分成i i 级、i i i 级难 冒顶板和级极难冒顶板。 表2 - 2bt 迭维江茨顶板分类 t a b l e 2 2d a w e i j i a n g c ir o o fc l a s s i f i c a t i o n 级别冒落程度 单位顶底板移近量( m ) 【易冒落岩石4 0 i i 中等冒落岩石 2 5 i 】i难冒落岩石1 5 极难冒落岩石 1 2 2 5 7 太原理工大学硕士研究生学位论文 表2 - 5 老顶分级 1 h b l e 2 50 l dr o o f c l a s s i f i c a t i o n 主要分类指标分类参考指标 级别级别名称 = 初次垮落步距( m ) l来压不明显顶板 3 5 2 来压明显顶板0 3 0 5 至3 52 5 5 0 3 来压强烈顶板o 3 0 5 至3 5 5 0 1 08 1 05 7 0 ，则k = 0 ，此时 系统的刚度为零；若直接顶的刚度，0 t 。，即直接顶为中间型刚度，则系统的刚度 由直接顶刚度和支架的刚度共同决定。 3 3 “支架一围岩”动态关系 在非来压期间，顶板下沉主要发生在割煤和移架两个工序。工序影响范围一般为 沿倾向6 1 5 m ，影响剧烈范围为4 6 m ，有的工作面移架过程引起的顶板下沉量为0 5 1 7 太原理工大学硕士研究生学位论文 2m i l l ，割煤引起的顶板下沉量为l 3n n n ，二者占整个循环中顶板下沉量的7 0 9 0 。 在非来压期间，工作面内顶板一般比较完好；支架后面的采空区有数米甚至1 0 多 米的悬顶，煤壁很少有片帮。支架处在微增阻阶段工作，在邻架移架过程中，立柱才有 明显的增阻。 顶板来压前夕的断裂、离层发展过程比较短暂，来压时支架增阻速度大，载荷高， 而且往往出现动压冲击，每次冲击时间只有0 o l o 0 2 s ，冲击引起立柱内压增加值瞬 间可达5 2 0 m p a ，甚至更大。 支架受冲击过程中，立柱内压力往往超过安全阀开启压力。如果安全阀卸液不及时， 则会引起立柱密封破坏，造成漏液，甚至引起立柱油缸的爆裂。 在顶板断裂过程中，工作面上方顶板的断裂是从上向下发展的，支架上方的顶板断 裂岩块出现回转下沉。因而，后排柱的增阻速度和增阻明显大于前排柱，后柱安全阀开 启率远远大于前柱，立柱爆裂事故主要也发生在后柱。 顶板断裂岩块在回转下沉过程中，常对支架产生指向煤壁方向的水平作用力，使 支架在承受垂直冲击载荷的同时，也承受较大的水平冲击式推力。 结论 通过以上对坚硬顶板支架与围岩关系的研究分析，我们对支架与围岩相互作用有了 一个初步的了解并得到了以下几个结论： 1 ) 支护强度的增大会减小顶板的下沉量，但不能限制顶板的最终下沉量。因为坚硬 顶板条件下支架本身就承受相当大的压力，若要限制顶板的下沉，所需的强度和刚度是 支柱所不能达到的。 2 ) 直接顶对末排支柱有较大的压力，容易使末排支柱被压死。 3 ) 顶板断裂岩块在回转下沉过程中，对支架产生指向煤壁的水平作用力，使支架 在承受垂直冲击载荷的同时，也承受较大的水平冲击式推力。 1 8 太原理工大学硕士研究生学位论文 第四章普采面坚硬顶板采场的合理支护方式 4 1 坚硬直接顶运动特点与控制要求 坚硬直接顶初次垮落时，一般以整体的形式运动。首先在与上位岩层离层边界附近 的上表面出现拉裂纹，端部所受弯矩随之减小，其减少的部分转移给岩层中部。研究表 明随端部裂纹的扩展，端部与中部弯矩存在一定的转化关系，当端部裂缝扩展到一定深 度时，中部拉应力相应达到强度极限而出现拉裂断缝。由于沉降中水平挤压产生的推力 作用，会阻止中部裂缝的迅速扩展，若在水平推力作用下中部拱顶剪切挤碎，则断裂岩 块回转沉降至冒落。相反，如果运动处于僵持状态，中部开裂不能很快发展至全厚。 强度较高的直接顶初次垮落后，在采空区内形成悬顶，随工作面推进周期性裂断垮 落。由于悬顶的出现，产生以下影响： 悬顶给支架产生作用力，最末控顶排处下沉增大，促使直接顶与老项之间离层。此 时，直接顶内最大拉应力点位置并不是在最末控顶排处，随悬顶距增加逐渐进入到控顶 区上方。 在这种条件下，如果支护设计不合理，初次放顶及悬顶周期性垮落时，直接顶会在 控顶区上方裂断，造成支架失稳或被压垮。 由上可知道，为了防止坚硬直接顶垮落时使支架失稳引起压垮型事故，支护设计的 关键在于合理选择控顶距与支护强度。控顶区内支护阻力分布状况应当满足使直接顶内 最大拉应力点位置在采空区边缘，以使坚硬顶板在采空区范围内冒落。 4 2 坚硬顶板受力分析 要分析什么样的支护方式对坚硬顶板工作面的支护更有效，必须首先了解坚硬顶板 在不同支护方式下的的受力情况，才能准确的作出判断分析。下面就根据高存宝教授和 钱鸣高教授研究的基础上，建立坚硬顶板的力学模型来分析项板的受力“1 。 】9 太原理工大学硕士研究生学位论文 李鸿昌教授认为，采场中一层或数层顶扳岩层可以视为夹持在上位顶板和煤层之 间，以煤层为基础的弹性应变梁。并认为近似满足w d r i e 弹性基础假定，由此可将坚硬 顶板简化为一个悬臂梁，其受力情况简化如图4 1 的形式。控顶区内基本支柱的支护作 用力简化为三角形分布，第i 排每棵支柱的阻力为p ，切顶排支柱阻力为p 。 l 。 p h l a 厂几出 m ( x )广 m ( x + d x ) 川仆 q ( x )【q ( x + d x ) 喇 p ( x ) ( b ) 图4 - 1 坚硬顶板受力模型 f i g4 - 1m o d e lo f b e a f i n gs t r e s so v e rs t r o n gr o o f 图中：q 一作用于坚硬顶板上的均布载荷，k n m ； p ( x ) 一工作面支柱反力，k n ： m ( x ) 一岩梁内的弯矩，k n m ： q ( x ) 一岩梁内的剪力，k n ； t 一控顶距，m ； 三一坚硬顶板悬臂梁的长度，m 。 蒋金泉教授通过对顶板弹性基础梁模型的力学分析，从理论上充分论证了初次运动 和周期运动的端部断裂均发生在煤壁前方。即使煤壁处于弹性状态，因顶板基础的变形， 端部断裂仍然深入到煤壁内。所以在图4 一l 模型的计算中，认为悬臂梁在煤壁内部早己 断裂。为了安全起见，悬臂梁前部的裂隙取在煤壁附近。若悬顶断裂后块体绕图4 一l 中 2 0 太原理工大学硕士研究生学位论文 0 点纯转动，则有方程 m 。一m = j 6( 4 1 ) 式中：m ，一工作面支柱反力矩，m ，= e p ( x 如出，k n m m 一顶板载荷力矩，m = 圭g r ，k n m ，一顶板岩块绕0 点转动惯量，j = i i 弘2 g ，磁m s 一顶板块体绕0 点转动加速度，k n 磁 在距离0 点工处取小单元以，如图4 - 1 ( b ) 在顶板运动过程中具有以下平衡方程 一q d x + p ( x ) + d q ( j ) = 一x e q d ( x ) i g d m ( x ) + q ( x ) d 。= 厶s ( 4 2 ) ( 4 3 ) 式中：厶一单元体出绕质心的转动惯性距，厶= 秘，1 2 9 由式( 4 1 4 3 ) 可以求得坚硬顶板模型受到的弯距和剪力分别为 m ( 曲= 可q ( m p - m ) p；q x 2 + 1 p ( 彬( 4 4 ) q ( x ) = 何一e p ( x ) 出一! ! ! 考j ；丝x 2 ( 4 5 ) 当工= 一t 时，p ( 工) = p ( 一t ) = p n ，p n 为切顶支柱的支护反力，代入( 4 4 ) 式z 1 0 切顶排处顶板受到的弯距： 川= 扣2 弘簧产p a ， 顶板上受到的实际拉应力可以由下式表示： 盯：掣 ( 4 7 ) 式中：形一顶板截面模量，矿：车，m 为顶板厚度，m l 0 太原理工大学硕上研究生学位论文 为 盯一岩梁受到的实际拉应力，k n m 2 。 坚硬顶板在切顶排处拉断的条件是受到的拉应力大于其极限抗拉强度，即 半h s ) 式中： 盯】一顶板极限抗拉强度。 由式( 4 6 4 8 ) 可以解出使坚硬顶板在切顶排处断裂时所需要的切顶支护阻力只 只掣+ 避产 。， 当切顶排的支护阻力满足( 4 9 ) 式的条件时，坚硬顶板就可以在切顶排处断裂。 所以适当增加切顶排的支护强度可以有效地对坚硬顶板进行控制。 4 3 无特殊支护与有特殊支护的比较 在对坚硬项板采场合理支护方式的研究中，我们对不同支护方式下的支护效果做一 下比较，通过比较可以分析出哪一种支护方式更适合坚硬顶板采场的条件，更有效地对 工作面进行安全支护。在这里所比较的特殊支护方式是指液压切顶墩柱支护，对不同支 护方式下直接顶所受到的拉应力的变化和顶底板移近量的不同进行。 切顶墩柱是一种用于回采工作面切顶支护的设备，它与单体支柱配合使用可实现放 顶、移溜、移柱等工序的机械化作业，并可以取消木垛、丛柱、密集支护等特种支护， 简化了支护工艺，减轻了劳动强度，提高了采煤工作面的支护强度，改善了顶板维护状 况，从根本上解决了回柱放顶工序的安全问题，大大减少了顶板事故，为工作面实现高 产、高效创造了有利条件。液压切顶墩柱与单体支柱相比有以下特点： 夺初撑力大。切顶墩柱的初撑力一般为4 6 0 6 1 8 k n ，是单体液压支柱的5 倍。 夺工作阻力大。切顶墩柱的额定工作阻力一般为7 8 5 11 7 7 k n ，是单体液压支柱 的5 倍。 2 2 太原理工大学硕士研究生学位论文 夺增阻快。切顶墩柱初撑后能以较高的速度持续增阻。 夺恒阻性。切顶墩柱能实现对顶板的恒阻支撑。 夺推溜移柱力大。切顶墩柱推移干斤顶的推力一般为7 8 1 4 7 k n ，能顺利地推移 刮板输送机，移柱力一般为6 8 9 8 k n ，能实现安全移柱。 夺刚度大。切顶支柱底座较大，支柱整体结构的刚度较大。这对实现有效的顶板 支护非常有利。 切顶墩柱可以与单体液压支柱配合使用，布置在采面末排支往空挡之间，并与运 输机、单体柱保持一定的位置关系。 4 3 1 模型的建立 工作面控顶距l 为4 2 m ，第一排支柱至煤壁的距离包括机道的宽度0 5 m 共1 3 m 其余各排支柱间距为0 8 m ，最后一排支柱至悬顶区的距离为0 5 m 。如图4 2 。 黝iiii 。 图4 - 2 数值模拟模型的工作面布置参数 f i g4 - 2w o r k i n gf a c el a y o u tp a r a m e t e ro f d i g i t a la n a l o g u em o d e l 模型中工作面单体液压支柱的支护阻力以集中力来表示，不同的集中力代表不同的 支护阻力。无特殊支护和液压切顶墩柱支护的主要区别在于切顶墩柱支护条件下切顶墩 柱的初撑力大，工作阻力大，切顶排的支护强度高。模型中墩柱的模拟同样采用集中力 来表示，集中力的取值根据支柱实际工作阻力来确定，如表4 - 1 所示。 2 3 太原理工大学硕士研究生学位论文 表4 - i 模型中支柱阻力取值 t a b4 - 1v a l u e so f b e a r i n gc a p a c i t yo fp r o p si ns i m u l a t i o n 支柱排号 l 234 无特殊支护r z 柠阻力矾 9 02 0 02 2 02 5 0 切顶墩柱下支柱阻力k n 9 02 0 02 2 04 0 0 4 3 2 数值模拟结果及分析 模拟坚硬顶板的受力时所研究的位置是如图4 2 中所示。以图中虚线与直接顶上层 面的交点为原点，向右为正方向建立坐标系。 叠 孟 毯 斗 * 长 捌 l ；卜 * j j ”一二歹多一 至煤壁距离m 图4 3 无特殊支护时顶板应力在控顶区内的分布 f i g4 - 3 s t r e s sd i s t r i b u t i o no v e rr o o f w i t hn os p e c i a ls u p p o r t i n g 一0 o e + 0 0 lo e + 0 7 2 0 e + 0 7 3 0 e + 0 7 j ：。”! 岁 至煤壁距离m 图4 - 4 切顶墩柱下顶板应力在控顶区内的分布 f i g4 - 4s t r e s sd i s t r i b u t i o no v e rr o o f w i t hc u t t i n go f f s u p p o r t i n g 图4 - 3 是无特殊支护时，控顶区上方的坚硬顶板受到的水平方向应力。图中负值表 示拉应力，正值表示压应力。由图4 3 可知，拉应力曲线呈马鞍型，在距离煤壁小于0 8 4 m 处没有受到拉应力的作用，顶板下表面受到拉应力的最大值在距离煤壁1 6 8 m 处，距离 超过1 6 8 m 后曲线上升，拉应力减小。因为岩层的抗拉强度相对较小，直接顶最易从拉 2 4 ”w * w w 舶! | ! m一m嚣一 一 帅 一 ：l 太原理工大学硕士研究生学位论文 应力峰值处被拉断，从而产生回转下沉，若不及时采取切顶措施，很容易对工作面支架 造成损害。 图4 - 4 是工作面在液压切顶墩柱支护下受到的水平拉应力分布，和图4 3 栩比较 拉应力曲线仍然呈马鞍型，只是顶板开始受拉部位开始向煤壁靠近，而拉应力峰值却向 远离煤壁移动，拉应力的峰值距离煤壁的距离达到了2 1 m ，明显大于没有特殊支护时的 距离，而且拉应力峰值也大于无切顶支护时的峰值大小。所以在加强了切顶排的支护强 度后，直接顶内最大拉应力点位置更加靠近采空区边缘，以使坚硬顶板更趋向于在采空 区范围内冒落，拉应力最大值的增加使坚硬直接顶更容易被拉断，降低了对工作面支护 强度的要求。 模拟结果显示，虽然切顶墩柱的增加有效的降低了顶板的下沉量，使直接顶受到拉 应力的峰值位置向采空区方向后移，但是坚硬顶板造成悬顶距的增大使顶板仍然在控顶 区上方拉开断裂。所以必须采取有效的强制放顶措施来减小顶板的悬顶距，降低顶板对 工作面支架的压力。 4 3 3 现场实测分析 下面是对孙村矿工作面切顶排未采用切顶墩柱和采用切顶墩柱后工作面矿压显现 的实测数据，如表4 2 。通过对比可以说明工作面便用切顶支柱后的优点： 1 ) 基本支柱载荷明显减小。利用摩擦支柱和木垛或丛柱的工作面基本柱受载均高 于使用单体液压及切顶墩柱工作面。单体支柱工作面使用切顶墩柱后，都取得了使基本 支柱受载明显下降的效果。在控顶区最末两排，由于切顶墩柱高阻力支撑，压力向切顶 支柱集中，在起切顶作用的同时，也有利于提高基本支柱的稳定性。 2 ) 顶底板移近量及活柱下缩减少。在使用切顶支柱后顶底板移近量随远离煤壁而 增大的幅度比使用前减少4 9 5 5 3 9 ，在控顶距4 m 处实测移近量减少3 8 4 ，同时， 直接顶挠曲和台阶下沉量也都减少。 2 5 太原理工大学硕：上研究生学位论文 3 ) 控顶区内支护强度加大，顶板维护条件好。 表4 2 使用切顶支柱前后工作面“三量”变化 煤层 控顶排四 支护没符 支柱载 使用前6 5 01 0 71 2 01 2 9 0 使用前：金属摩擦 使用后 7 8 0 9 28 78 4 0 第十一 荷k n支柱、水垛 前后( )+ 0 8 3一1 1 6一1 3 8一1 5 4 层煤 顶底板使用前 5 8 5 01 2 8 52 0 7 3 使用后：单休液压 移近量 使川后 1 5 3 05 3 09 2 0 0 m m前后( ) 一3 8 22 2 42 2 5 支柱、切顶支柱 支柱载 使用前 2 6 0 5 3 o8 7 01 2 1 o 使用前：金属摩擦 荷k n 使用后 2 4 52 6 24 2 37 6 4 支拄加从柱 第十二 前后( )1 0 61 4 62 0 6一1 5 8 层煤活注下 使用前 1 1 5 3 4 56 1 4 08 1 2 使用后 9 7 l1 2 1 5 2 0 7 03 2 8 使用后：金属摩擦 缩量m m 支柱加切顶支柱 前后( )一1 1 82 8 4一2 3 02 4 7 通过以上分析，可以知道切顶支柱有利于坚硬顶板工作面支护的原因 1 ) 切顶支柱的支撑力大，切顶效果好，有利于将顶板沿放顶线切落，减小或消除 了顶板悬顶现象，从而减小了直接顶的压力。 2 ) 切顶支柱的使用缩短了放顶、移溜作业时间，加快了工作面的推进速度。压力 集中程度较小，顶板岩石离层发展也较小，从而减小了顶板下沉量。另外由于切顶支柱 工作阻力较大，是单体液压支柱的5 倍左右，阻力的加大能实现对顶板的有效控制，避 免顶板离层现象的出现，所以大大地减少了顶板下沉量。 3 ) 墩柱的使用可减小工作面控顶距，而控顶距与顶板下沉量之间存在下列关系： 2 每【 一m , ( k o _ 1 ) 】 ( 4 1 0 ) 式中：一控顶距范围内的顶板下沉量，m 丘一控顶距，m ； k o 一冒落矸石的碎胀系数： 太原理工大学硕士研究生学位论文 c 0 一老顶断裂岩块的长度，m h 一采高，m ： m ：一直接顶厚度，7 l 。 由公式( 4 1 0 ) 可以看出，回采工作面的顶板下沉量咒与控顶距k 的大小成正比 关系，所以减小控顶距可以减小顶板下沉量。 4 a 一单体柱工作面支撑力分布b 一切项支柱工作面支撑力分布 图4 - 5 工作面支撑力分布及顶板压力分布 f i 9 4 - 6s u p p o s i n gs 仃c s sd i s t r i b u t i o ni nw o r k i n gf a c ea n dc o m p r e