（采矿工程专业论文）综采工作面支护系统可靠性理论研究.pdf

辽宁工程技术大学硕士学位论文 摘要 综采工作面的矿山压力和围岩控制是伴随井工开采全过程的问 题，也是涉及井下作业安全和煤矿企业经济效益的重大问题。随着对 综采工作面矿山压力显现规律的认识的提高采场围岩控制也有了较 大的发展，但综采工作面顶板事故与支架事故在工作面事故中仍占有 很大比例。影响工作面支护系统可靠性的因素较多，这些因素中既有 地质与围岩的力学性质等因素，又有支架型号、支护参数和生产参数 等因素，这些因素都具有随机性、模糊性和不确定性的特点。 本文在研究综采工作面围岩应力与工作面支架的支撑力之间相 互作用关系的基础上，将支架与围岩视为一个系统，通过研究综采工 作面支护系统及其作用特点，对影响支护系统可靠性的几个主要因素 进行了分析；并采用工程系统可靠性分析方法，建立了综采工作面支 护系统极限状态方程，提出了综采工作面支护系统可靠性的计算方 法。运用b p 人工神经网络算法，建立了综采( 放) 支架在圈采过程中 的可靠性与回采参数间的关系模型，确定出综采支护系统的顶板压力 与工作面推进速度、采高等开采参数以及煤层地质条件之间的关系， 并进而对综采( 放) 工作面支护系统的可靠性进行了预测。论文结合阜 新矿业集团几个综放工作面的实际进行了验算。 关键词：综采工作面液压支架系统可靠性极限状态方程 回采工艺参数b p 人工神经网络 辽宁工程技术大学硕士学位论文 a bs t r a c t t h ep r o b l e m so f r o c kp r e s s u r ea n dw a l lr o c kc o n t r o li nf u l l m e c h a n i z e dw o r k i n gf a c e g ow i t h t h ew h o l ep r o c e s so fu n d e r g r o u n d m i n i n g ，a n di ta l s oi n v o l v e di nt h ei m p o r t a n tp r o b l e m so fm i n i n gw o r k s e c u r i t ya n dt h ee c o n o m i cb e n e f i to fc o a lm i n ee n t e r p r i s e w i t ht h e g r a d u a l l yc o g n i t i o n o fr o c k p r e s s u r e d is t r i b u t i o nl a w so ff u l l m e c h a n i z e dc o a lf a c e ，t h ec o n t r o lo fw a l lr o c ki nc o a l s t o p eh a s d e v e l o p e dg r e a t t y ，b u tt h ea c c i d e n t so fr o o fa n ds u p p o r ta c c o u n tf o r h i g h e rp r o p o r t i o ni nw o r kf a c ea c c i d e n t s t h e r ea r em a n yf a c t o r st h a t a f f e c tt h ew o r k i n gf a c et os u p p o r ts y s t e mr e l i a b i l i t y ，t h e s ef a c t o r sn o t o n l yi n c l u d et h em e c h a n i c sc h a r a c t e ro fg e o l o g ya n dw a l lr o c k ，b u ta l s o i n c l u d es u p p o r tm o d e l 、s u p p o r tp a r a m e t e r sa n dp r o d u c t i o np a r a m e t e r s a n ds oo n ，w h i c hi so fr a n d o m i c i t y 、a m b i g u i t ya n du n c e r t a i n t y t h i st h e s i sb a s e so nt h er e l a t i o no fw a l lr o c k p r e s s u r e a n d h y d r a u l i cs u p p o r th o l d i n gp o w e r ，r e g a r dt h es u p p o r ta n dt h ew a l lr o c k a so n es y s t e m t h r o u g hs t u d y s u p p o r ts y s t e mo ff u l l m e c h a n i z e d w o r k i n gf a c ea n di t sc h a r a c t e r s ，a n a l y s i st h em a i nf a c t o rt h a ta f f e c t s u p p o r ts y s t e mr e l i a b i l i t y 。a d o p tp r o j e c ts y s t e mr e l i a b i l i t ya n a l y s i s m e t h o d ，e s t a b l i s h i n g l i m i ts t a t e e q u a t i o n ；p u t t i n g f o r w a r dt h e c a l c u l a t i o nm e t h o do ff u l lm e c h a n i z e dw o r k i n gf a c e s u p p o r ts y s t e m r e l i a b i l i t y m a k eu s eo fb pa r t i f i c i a ln e u r a ln e t w o r km e t h o d ，e s t a b l i s h c a l c u l a t i o nm o d e lo n r e l i a b i l i t y o fh y d r a u l i c s u p p o r ta n dm i n i n g t e c h n o l o g yp a r a m e t e r ，c o n f i r mt h er e l a t i o nb e t w e e nr o o fp r e s s u r ea n d a d v a n c ev e l o c i t y 、m i n i n gh e i g h ta n dc o a ls e a mg e o l o g yc o n d i t i o n ，a n d f o r e c a s ti t ss u p p o r ts y s t e mr e l i a b i l i t y c o m b i n i n gt h er e a l i t yo fs e v e r a l f u l lm e c h a n i z e d t o p c o a lc a v i n gw o r k i n gf a c e i nf u x i n m i n i n g c o r p o r a t i o n ，t h ea u t h o rc a r r yo nc h e c k i n gc a l c u l a t i o n k e y w o r d s ：f u l lm e c h a n i z e dw o r k i n gf a c eh y d r a u l i cs u p p o r t s y s t e mr e l i a b i l i t y l i m i ts t a t ee q u a t i o n m i n i n gt e c h n o l o g yp a r a m e t e r b pa n n ( b a c k p r o p a g a t i o na r t i f i c i a ln e u r a ln e t w o r k ) 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 绪论 1 1 问题的提出 煤炭是我国主要能源，近3 0 年来，煤炭占我国能源的7 0 以上。 随着煤炭连续的开采，浅、表部煤炭资源越来越少，目前己转向深部 煤层的开采。开采工艺也在向着大型化、机械化发展，在生产效益提 高的同时，安全生产越来越受人们的重视，尤其是在矿井瓦斯、矿井 水、顶板支护等方面更加引起人们的关注。 我国是一个以井工采煤为主的国家，煤炭产量之中井工开采的占 9 0 以上。随着我国经济不断发展和科学技术进步，井工开采中的工 作面支护设备和开采工艺水平不断得到提高，相应的工作面的产量和 效益也有了根本性改善，尤其是随着高产高效矿井的建设，通过减人 提效和合理集中生产，使工作面的产量和效益均跃上了新的台阶。 综采工作面的矿山压力和围岩控制是伴随井工开采全过程的问 题，也是涉及井下作业安全和煤矿企业经济效益的重大课题。生产实 践表明，综采工作面顶板事故与支架事故在工作面事故中占有很大比 重，综采工作面虽然大大改善了对顶板的控制效果，但项板冒漏及由 其引发的支架事故仍然是影响工作面安全和高产高效的主要问题。 由于煤层赋存条件的复杂性和多样性，因而使得在工作面支架合 理选型、工作阻力合理确定以及支架与围岩体系的有效保障方面存在 很多问题并缺乏可靠的理论依据，表现在工作面生产中则是架型不适 应、支架围岩关系不良、支架事故多、顶板状态差等，从而导致工作 面推进速度慢、产量低、综采设备工作效能得不到充分发挥等问题。 因而分析综采工作面支护系统可靠性以及影响支护可靠性的各个因 素，对综采工作面安全高效的生产具有重要意义。 1 2 国内外结构可靠性理论研究现状 结构可靠性理论1 是研究和解决工程结构可靠性设计的一门科 辽宁工程技术大学硕士学位论文 2 学，是可靠性理论的一个分支。所谓结构可靠性，是指工程结构在规 定的条件下和规定的时间内，完成规定功能的能力。目前结构可靠性 理论主要是对结构系统的安全性进行研究，是狭义的结构可靠性理 论。 早在公元前2 2 5 0 年，古代巴比伦王“汉漠拉比”制定的法规中 就有涉及结构可靠性的规定。而英国在1 8 4 0 年规定了房屋破坏载荷 的安全系数为4 ，对铁路桥梁考虑到强度的不确定性和各种动载荷的 不确定性，推荐采用安全系数为6 。由于当时科学技术水平有限，对 工程中的应力和抗力等问题的不确定性认识还处在起步阶段，所以确 定的安全系数很大。随着科学技术的发展，特别是相关学科的发展， 安全系数才被逐步降低下来。 结构可靠性理论认为可靠度指标是一种比传统的安全系数更好 的理论方法，这指标不仅反映了随机变量的均值对设计指标的影 响，同时也反映了随机变量的协方差对设计可靠性指标的影响。一般 认为采用安全系数的设计方法是i 类设计，而基于结构可靠性理论的 设计方法是i i 类设计，是比安全系数方法更先进的一种设计方法。 自从1 9 7 9 年b r o w n c b 开始利用模糊数学研究模糊安全检测以 来，模糊数学在可靠性理论中的应用被一些学者所重视，应用模糊数 学在研究结构安全方面取得较大的成果。1 9 8 4 年h h - s h n g 和 w h t a n g 对各种结构的随机性进行了分析和研究，并提出了广义可 靠性概率方法。f i e s s l e r 在1 9 8 0 年提出一种新的算法，仅一次迭代 计算就可计算出可靠度指标值。从此以后很多学者研究极限状态方程 采用更好的近似方法，为一次可靠性的分析和计算方法做了大量的研 究工作。 由于工程结构逐步向大型化、复杂化的方向发展，其受力结构复 杂，影响因素众多且相互关联，使极限状态方程的非线性程度很高， 甚至很难写出其显式表达式，这给结构可靠性理论研究和应用带来一 个新的问题。m o n t e r c a r l 0 方法在1 9 8 2 年首次应用在结构可靠性计 算方法中，为计算复杂结构可靠性开辟了一条新的途径。在极限状态 辽宁工程技术大学硕士学位论文3 方程非常复杂的情况下，利用k l o n te r c a r l o 方法进行数值模拟计算， 可以得到较好的结果。1 9 9 7 年b k l o wa n dw i ls o nh t a n g 提出了 处理比较复杂的或没有显式表达的极限状态方程s p r e a d s h e e t 计算 方法。 我国主要在上世纪5 0 年代后期和6 0 年代初期开始研究工程结构 可靠性理论。当时主要借鉴前苏联的研究成果和经验，结合极限状态 方法的推广应用，探讨用数理统计方法分析材料强度和荷载系数，并 于6 0 年代提出用一次二阶矩法分析与研究结构的安全系数。其中有 代表的学者有钱伟长院士、王光远院士、赵国藩院士等，他们是我国 研究结构可靠性的开拓者和创始人。1 9 6 0 年，赵国藩院士在正态分 布随机变量的条件下，首先提出利用数理统计方法计算安全系数，探 讨了安全度指标的取值问题。后来结构可靠性理论发展到铁路、水利 等部门和地下工程等领域中，并在其它行业和领域逐步推广应用。 1 9 7 6 年我国结合国内外结构可靠性理论研究情况和我国国情，开始 研究利用可靠度理论指导结构设计规范的修订工作，并在1 9 8 4 年颁 发了我国第一个建筑结构设计统一标准( g b j 6 8 8 4 ) 。上世纪8 0 年代以后，我国修订和颁发了一系列的结构系统规范。如工程结构 可靠性设计统一指标( g b 5 0 1 5 2 9 2 ) 、“建筑结构”、“铁路工程结构” 和“公路工程结构”的可靠度设计统一标准。 上世纪9 0 年代以来，结构可靠性理论已在地下工程得到了初步 的应用，武清玺等于1 9 9 5 年提出了“利用平面等参随机有限元分析 人工隧洞结构的可靠度”，并提出相应的计算方法和模型；王东元于 1 9 9 5 年在铁路隧道补砌结构可靠度分析中应用了随机有限元方法： 尚新生与余启华等利用结构可靠性理论研究了用修正的f o s m 方法 分析隧道的稳定性等问题。闰强刚博士1 9 9 9 年对可靠性理论及其在 地下工程应用进行较全面的研究 1 0 l 。 王光远院士于1 9 8 2 年提出了“模糊抗震可靠性评估”理论，并 于1 9 8 4 年提出了“结构模糊优化设计”理论；赵国藩院士在1 9 8 4 年根据帕洛黑姆和汉纳斯的“加权分位值”的概念提出了“结构可靠 辽宁工程技术大学硕士学位论文4 度的实用分析方法”，并于1 9 9 7 年提出一种迭代方法的“响应面方 法”，用以解决极限状态方程不能显式表达的极限状态曲面；刘西拉 教授将专家知识与计算机技术相结合，开发了“结构可靠性鉴定的专 家系统”，并于1 9 9 8 年提出了“非线性结构体系可靠性理论的主体框 架和模拟方法”，将智能化方法引入到非线性结构系统可靠性理论中： 曹永强等于2 0 0 3 年对模糊随机可靠性在供水系统中的应用进行了研 究。 1 3 国内外回采工作面支护系统现状 回采工作面生产系统是个复杂多变的随机系统，它受矿井地 质、设备、开采方法、管理水平等众多因素的影响。当有用矿层被采 出以后，采场周围岩体的原始应力平衡状态受到破坏，应力重新分布、 直至达到新的平衡。在回采过程中，要对回采工作面进行相应的支护， 以保证回采工作面或巷道围岩压力与变形量不影响正常生产的需求， 矿井回采工作面顶板产生的压力与支架提供的支撑力形成的“围岩一 支架”组成了回采工作面支护系统。对该支护系统可靠性的研究，可 以确定在不同的开采条件下，选择相应的回采工作面支护参数。如何 确定回采工作面的支护参数，以取得较好的技术经济指标，是多年来 采矿工作者一直关心的问题，并且已进行了大量的研究工作。 在回采工作面支护系统可靠性设计中，国外主要采用高强度、大 抗力的支护设备和材料对工作面围岩进行支护，即进行高强度的支护 设计方法，很少进行支护系统可靠性理论研究，如美国、前苏联等国 家在回采工作面的支护上采用的金属支架超过我国金属支架两个型 号以上的工字钢、u 型钢等。他们的指导思想是利用高强度支护来保 证高可靠性，减少支架失效对生产系统的影响，利用高产高效的效益 补充由高强支护引起支护成本的增加，把围岩支护的稳定性放在极为 重要的位置。 我国部分高产高效矿井在工作面支护方面也采用了上述支护的 辽宁工程技术大学硕士学位论文 5 指导思想，采用高强度支护方式，并取得较好的效果。但是我国大部 分矿井是产量小、效率低的矿井，支护可靠性本身就很低。而且可靠 性本身具有可靠性与经济协调发展的含义，所以我国不能全部采用国 外高强度支护理论，需要根据目前技术水平和经济发展情况采用适合 我国条件的支护可靠性理论与方法。 我国在矿山支护系统可靠性理论的研究领域中，主要采用三种研 究方法：一是以设计安全系数为主的常规支护设计可靠性方法；二是 以机械故障型为主的可靠性理论研究方法，主要解决一个支架某一部 件失效后整体支架的可靠性问题；三是以强度应力型结构可靠性理论 为基础的研究矿山支护可靠性问题。目前矿山支护工程主要利用结构 可靠性理论研究支护可靠性问题，并取得了一些研究成果。其中有代 表性的研究成果有古德生院士于2 0 0 1 年研究的“地下金属矿山无问 柱连续采矿可靠性分析与设计”；孙广义教授的博士论文也对“矿井 支护系统可靠性理论研究”进行了详细地论述，这些大量的研究成果， 都为回采工作面支护系统的可靠性研究奠定了基础。 1 4 工作面支护系统可靠性理论存在的主要闯题 在煤矿生产中，支护所用成本占全矿井直接生产成本的3 0 左 右，而顶板死亡人数又占矿井总死亡人数的4 0 5 0 ，其中大部分 是工作面顶板事故和工作面片帮事故，因而实际矿井支护可靠性并不 高，给矿井安全生产和高产高效带来一定的影响。目前，回采工作面 支护系统的理论研究与应用还存在下列主要问题： ( 1 ) 顶板压力计算结果与实际压力常存在较大偏差“1 。 在工作面支护系统可靠性研究过程中首先遇到的问题之一是顶 板压力计算问题。目前矿山压力与控制理论较多，其中有代表性的为 钱鸣高、宋振琪两位院士的代表性学派和研究成果。目前顶板压力计 算主要还是采用确定性模型，利用确定性的顶板压力模型来计算研究 非确定性的项板压力，使无论采用哪个顶板压力计算模型，均与生产 辽宁工程技术大学硕士学位论文6 实际存在一定的误差，需要对计算结果进行辨识。 ( 2 ) 对采场支架与围岩关系的认识不够完善”1 采场支架与其支撑的围岩是一对相互作用着的矛盾统一体。两者 问的关系体现了围岩的运动规律与支架的性能、结构间的适应性及相 互间的影响规律。传统的矿山压力理论认为，当采场直接顶可以近似 为刚体时，支架工作阻力与顶板下沉量间呈双曲线关系规律，事实上， 采场直接顶并不完全是刚性体，更多情况下是非连续介质，甚至呈破 碎状态。 ( 3 ) 对支护可靠性理论与方法研究的不足 长期以来，矿山支护设计主要是以安全系数方法来表示支护系统 的安全性，而利用结构可靠性及相关理论研究支护可靠性的较少。矿 山支护系统可靠性的主要原理还是借用工程结构可靠性的一些理论 和方法，没有形成适用于矿山支护系统的可靠性方法。 ( 4 ) 缺少对支护体系的科学计算 以往在确定支护方案后，都是通过现场实测来验证支护形式是否 合理，这样不仅浪费了人力、物力、财力，而且还需要对方案进行修 改，通过计算机运用数学方法对支护方案进行科学的计算，可以方便 快捷验证其支护的可行性与可靠性。 1 5 论文的主要研究内容 本论文主要的研究内容如下： ( 1 ) 综采工作面支架的支撑能力与围岩的应力均具有“随机性” 与“模糊性”等特点，因而在综采工作面支护系统中要确定“支架的 支撑能力”与“围岩应力”这两个基本因素的分布情况及其之间的相 互关系。 ( 2 ) 对综采工作面支护系统的可靠性进行理论研究，确定影响支 护系统可靠性的因素。 ( 3 ) 通过对综采工作面分析，确定综采工作而“围岩一支护”系 ( 3 ) 通过对综采工作面分析，确定综采工作面“围岩一支护”系 辽宁工程技术_ 人学硕士学位论文 7 统的极限状态方程。 ( 4 ) 运用b p 人工神经网络算法，对综采支架在回采过程中可靠 性的研究，建立数学模型，确定综采支护系统的支撑压力与工作面推 进速度、采高等开采参数以及煤层地质条件之间的关系。 辽宁工程技术大学硕士学位论文8 2 综采工作面支架与围岩的关系 2 1 采煤工作面周围的支承压力及其分布 ( 1 ) 采煤工作面前方的支承压力1 1 】 采掘空间附近应力增高区内的应力称为支承压力。 采煤工作面割煤时，煤壁剐刚裸露，对于坚硬煤层理论上应力分 布情况是：在煤壁上方垂直应力为最大值，在煤壁深处逐步减小。但 煤壁处为自由面，抗压强度较小，煤壁附近煤层产生压缩变形后，最 大应力便逐步向煤体深处转移。 煤壁深处，由于水平方向的挤压力逐渐增加，因此煤体便由单向 受力状态逐步过渡到三向受力装态，其抗压强度也逐渐增加。当工作 面不断推进时，支承压力的峰值也将稳定地在煤壁深处向前移动。 支承压力的特征一般可用应力集中系数、峰值位置及支承压力范 围等参数来说明。 采煤工作面前方煤体内，如图2 一l 所示，通常支承压力的分布范 围从工作面前方l m 3 m 处开始，直到3 0 m 4 0 m ，甚至有时在距煤壁 约1 0 0 m 时即开始变形，最大应力的位置约距煤壁5 m 15 m 。应力集 中系数置为支承压力与原岩应力的比值，其变化范围一般为1 2 5 5 0 0 。 图2 1工作面前方支承压力的分布 ( 2 ) 采煤工作面后方的支撑压力 翻 辽。jc _ 程技术大学硕+ 学位论文 9 根据原苏联的测定，在采煤工作面到采空区中部，冒落矸石受力 逐渐增加到原岩应力，然后略有升高，略大于原岩应力，而后又逐渐 恢复到原岩应力。从煤层倾斜方向看，采空区中部的支承压力值为最 大，其他各点的最高压力值都未超过原岩应力，可见通常在工作面后 方冒落矸石上的压力仅能恢复到原岩应力或比原岩应力稍大一点的 程度。 ( 3 ) 采煤工作面前后方支承压力的特点 采煤工作面前后方支承压力分布形式如图2 2 所示。可将其分为 应力降低区、应力增高区( 支承压力区) 和应力不变区( 原岩应力 区) ”。其分布特点是： 广一一 i t 瑟凌； ，7 厂弘 t r 丌 fi 丫，r 厂r 丌丌厂r 图2 2工作面前后支承压力的分布 采煤工作面前方煤壁一端几乎支承着采煤工作空间上方裂隙 带及其上覆岩层大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方 支承压力大。 工作面煤壁及采空区垮落带是随着时间的向前移动的，因而 工作面前后方支承压力带也随着时闻向前移动。 由于裂隙带内形成了以煤壁及采空区垮落带为前后支承点的 拱式平衡结构，所以采煤工作空间是处于减压带范围内。 ( 4 ) 采煤工作面的侧向支承压力 随采煤工作面推进，除在工作面前后方产生支承压力区外，在采 空区两侧煤柱或煤体中也将产生支承压力区，如图2 3 所示。在采空 区上方岩层冒落稳定后，这种支承压力逐渐趋于固定值，如工作面两 端煤柱或煤体不足以抵抗此支承压力时，煤帮或煤柱将产生变形或破 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 0 坏。在此支承压力区内的巷道也将长期受到影响而难以维护。 ，。、 o 盘! 重羔蒸董星! ：茎二 图2 3采煤工作面的侧向支承压力 ( 5 ) 支承压力在煤层底板中的传递 采煤工作面采动后，承受支承压力的煤柱或煤体将把支承压力传 递给底板。底板内各点应力与施力点的距离成反比，随底板岩层与煤 柱之间垂直距离的增加而迅速降低。同时应力以中心为最大，向煤柱 外侧呈一定角度扩展。 底板岩层内的应力与煤柱上方支承压力成正比。即与煤层的厚 度、倾角、埋藏深度、顶板岩层性质、煤层的采动状况和煤柱的宽度 等密切相关。若两侧都已采动，则形成支承压力叠加，在底板内应力 的传播深度和应力值将显著增大。 底板岩层性质对上部煤柱的支承压力在底板内的传递范围有很 大影响。坚硬的底板岩层可使传递的应力迅速减弱，但应力向煤柱外 侧的扩展角度增大。相反，在松软的岩层内支承压力传递的浓度比在 坚硬岩层内大得多，其强烈影响范围往往可达到2 0 3 0 m 以上。 2 2 采场支架与围岩关系的研究 2 2 1 采场支架与围岩体系的刚度 采场支架作为支护顶板、维护采场安全生产的结构物，并不是孤 立存大的，而是处在一个和围岩组成的体系中，且围岩与支架是相互 作用相互影响的。围岩的运动状态影响支架的工作状况和承载特性， 而支架的工作状况又反过来影响到对顶板的维护效果。由于直接顶是 具有一定刚度的可变形介质，而非完全刚性体；支架所受载荷来源于 两部分：其一为顶板松脱体的压力，即直接顶松散体载荷( 在放项煤 辽宁工程技术大学硕士学位论文 ll 时包括顶煤在内) ，在基本顶形成滑落失稳时还应包括部分基本顶及 其负载的压力；其二为基本顶断裂岩块回转时迫使直接顶变形而形成 的回转变形压力，它决定于基本顶的回转角及直接顶本身的刚度。在 已有的研究成果的基础上，深入认识支架与围岩相互作用体系及其刚 度，对于支架围岩关系的进一步研究意义重大。采场支架与围岩系统 是由直接顶一支架一底板组成的，因而支架围岩系统的刚度由直接顶 的刚度、支架的刚度和底板刚度组成。 ( 1 ) 直接顶的刚度 岩体剐度是反映其承载特性的物理量，表明了其整体力学特性。 因此，岩体刚度定义为岩体沿作用方向发生单位位移增量需要的力。 其表达式为： z ：丝 ；孕一) ) z 式中世一一直接顶的刚度，k n m m ； e 一一直接顶的弹性模量，k p a ； a 一一力的作用面积，m 2 ； 卜一一岩体的厚度，m 。 对于采场四边形体直接顶，根据采场四边形体直接顶力学特性的 分析可知，其非承载区和弱承载区的承载或传力能力可忽略不计，认 为承载区直接项的承载能力或力学特性即为整个采场四边形体直接 顶的随载能力或力学特性，即采场四边形体直接顶的刚度是由承载区 直接顶的刚度所决定的。则四边形体直接顶的刚度可表示为： k ：e , ( l k - l o t a n a ) o b ( 2 2 ) ， 式中厶一一控顶距，m ； 口一一直接顶破断角， o ) ； b 一一直接顶单位宽度，m 。 即采场四边形体直接顶的刚度取决于其弹性模量和实际承载的 几何尺寸。 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 2 ( 2 ) 支架的刚度n 2 1 由图2 - 4 所示的支架工作特性可知，支架刚度一般是指支架增阻 阶段的刚度。支架刚度越大， 单位活柱缩量支架的增阻量越 高，对顶板保持稳定所起的作 用越好。 支架的刚度特征是由立柱 的刚度特征决定的，反映了工 作液体的压缩性、立柱活柱的 高度和缸体壁变形的综合特 性。其影响因素与被压缩液柱 _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ _ r ? ? j， 7 p o t s r a m 图2 - 4 支架工作特性 的高度和工作液体的品种成分及状态有关。在支架架型及工作液一定 的情况下，其刚度则与立柱的密封程度有关。当密封程度较差时，支 架的实际刚度则较低。因此，提高支架刚度，刚应从增大立柱缸径， 改善工作液的物理特征及提高支柱的密封质量着手。 支架的刚度可用下式表示： k ：n - 箕c o s f l ( 2 3 ) 丛 式中k 一一支架的刚度， 一一立柱个数； p 心一一立柱刚度，k n m m ； 口一一立柱与竖向的夹角，( 。) 。 支架剐度原则上可以根据实验室试验取得，也可在井下实测若干 循环后计算。( 由实测工作可知，液压支架刚度平均约为8 5k n m m ) 。 ( 3 ) 底板的刚度 底扳刚度对支架围岩系统的影响，主要体现在当底扳剐度较小 时，支架活柱在下缩增阻的同时，底板也在下缩，相当于立柱增阻量 一定时增大了活柱缩量，从而减小了支架的刚度及支撑系统的刚度， 由此可能打破支架围岩的系统平衡，造成顶板下沉量增大，顶板状态 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 3 变差。枣庄矿区主采煤层底板比压测定的结果表明，中硬及坚硬底板 如砂质泥岩、中粒砂岩、粉砂岩等底板刚度大于3 0 0 k n m m ，中硬以 下底板刚度则小于3 0 0 k n m m 。韩城矿区主采煤层底板比压的测定结 果表明，中硬及坚硬底板如砂质页岩、粉砂岩、细砂岩的极限压入量 小于1 1 5 0 m m ，较软底板如砂质页岩的极限压入量为1 2 7 3 m m ，松软 底板如炭质泥岩、煤等的极限压入量为2 1 4 6 4 7 0 8 m m ，松软的煤 层底板压入量更大。 当底板为硬底或中硬底板时，底板的刚度较大，其变形量较小， 加上支架底座的影响，因而在支架围岩系统的分析中可以忽略其影 响。当底板为软底时，其刚度较小，压实量较大，这时可通过增大底 座的面积，改变底座的比压分布，减少底座对底板的比压的方式来减 小底板的压缩量。因此，在支架围岩系统中，可以认为底板的影响是 有限的，支架围岩系统各因素中，主要是直接顶和支架的作用。 ( 4 ) 支架围岩系统的刚度 令直接顶、支架及底板的刚度分别为世，、世，和k ，相应的变形 量分别为s ，、s 。、s ，支撑系统的剐度为k ，变形量为& ，则： 上：上+ 上+ 上( 2 4 ) k k ?k 。 k r 若不考虑底板刚度的影响，则 k ：丝 k ，+ ks 直接顶和支架的相互作用系统模型如 图2 5 所示。可见，支架的受力状况、工作 状态及顶板下沉量是由支架一直接顶支撑 系统刚度决定的1 。所以可以得到下面的结 论： 当足，k 4 时，s ， 0 8 s 支撑系统的变形量主要由支架承担，因 此，可把直接顶认为是刚体。此时，支架的 ( 2 5 ) 图2 - 5 采场直接顶支架 相互作用系统模型 辽宁工程技术大学硕十学位论文1 4 工作状态为“给定变形”工作状态，即基本顶的“给定变形”全部传 到支架上，顶板下沉量由基本顶的回转量决定。 当k s 限，) 4 髓，s 。 0 2 s l 支撑系统的变形量主要由直接顶承担，相比之下，可视直接顶的 刚度为零。此时，基本顶的“回转变形压力”全部被直接顶的变形所 吸收，支架所承受的载荷为直接顶的重量，支架处于“给定载荷”工 作状态。顶板下沉量很小，可视为零。 当0 2 5 k ，k ，4 时，0 2 s s ， 0 8 s 或当o 2 5 k 。x ，4 时， 0 2 s 。 s 。 0 8 s ，支撑系统的变形量是由直接顶和支架共同分配的。 在这种条件下，支架变形量与其刚度问具有关系式： 矿 墨= = 专* s l ( 2 6 )。 k ，+ k 。 、一。 可见，在基本顶位态一定时，世。和s 问具有双曲线关系。即随 着支架刚度的增大，单位活柱缩量时支架载荷增加，支架承载能力增 强，顶板的下沉量减少。 由上述分析可知，支架工作状态是处于“给定变形”状态还是“给 定载荷”状态，是由直接顶刚度和支架刚度的相对变化决定的。其变 化的临界值根据上述分析，若取支架刚度为8 5 k n m m ，则有： 直接顶刚度k ， 3 4 0k n m m 时，直接顶视为剐体； 直接顶刚度2 1 3k n m m k ， 3 4 0k n m m 时，为直接顶和支架 共同作用阶段。 2 2 2 采场支架与围岩相互作用体系 采场支架与其支撑的围岩是一对相互作用着的矛盾统一体。两者 间的关系体现了围岩的运动规律与支架的性能、结构间的适应性及相 互间的影响规律，是分析确定支架应具有的最合理结构及参数的依 据。采场支架与围岩相互作用体系按对支架的影响程度和位置可分为 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 5 老顶及其以上岩层、直接顶、底板和支架。由于基本顶是能形成稳定 结构的承载岩层，因此，支架与围岩相互作用体系可视为由基本顶、 直接顶、支架和底板组成。在由基本顶、直接顶、支架及底板组成的 采场支架围岩体系中，支架围岩关系为支架和基本顶、直接顶及底板 间的关系。由于直接顶是具有一定刚度的可变形介质，而非传统矿压 理论中认为的完全刚性体，因此，在支架与围岩相互作用体系中支架、 直接顶及基本顶间的相互影响规律，将形成支架与围岩关系的新特 点。尤其在基本顶一直接顶一支架这一支架围岩系统中，支架和基本 顶间的相互作用是通过直接顶介质发生的，在直接顶为具有一定刚度 的可变形介质条件下，支架能否对基本顶的位态起到限制作用，随着 基本顶回转变形程度的增大，支架是否一直受到基本顶回转变形的影 响，则取决于直接顶介质的整体力学特性和变形破坏状况。 ( 1 ) 基本顶回转变形对直接顶回转变形的影响 在支架刚度一定时，根据基本顶给定变形量与直接顶回转变形量 的关系可以得出基本顶和直接顶回转变形的关系： 四边形体直接顶的回转变形角并不和基本顶的回转变形角一 致，而是小于基本顶的回转角，说明在直接顶为非刚性体的条件下， 其变形破坏吸收了基本顶的回转变形量。 随着基本顶回转角的增大，直接顶的回转角也增大，但当基 本顶回转到一定位态时，直接顶的回转角并不随之继续增大，而是趋 于稳定，甚至出现直接顶回转角的“上弹”现象，说明随着基本顶的 回转角增大，直接顶的破坏范围增大，进而逐渐失去了传力效果。 直接顶厚度越厚，基本项回转到同一位态时直接顶的回转角 越小。说明直接顶厚度越厚，其刚度越小，内部变形量越大，造成外 观整体回转量减小。 ( 2 ) 支架刚度对直接顶回转变形的影响 增大支架刚度，使得当基本顶处在同一位态时，直接顶的回转变 形角减小，直接顶厚度的影响则体现在要使直接顶在厚度较小时达到 厚度较厚时的同一位态，则需要有较大的支架剐度。 辽宁工程技术大学硕士学位论文1 6 由上述分析可得，采场四边形体直接顶的变形破坏是基本项和支 架相互作用下的持续性变化过程，直接顶是一可变形介质，对其作用 力的增大，只会导致直接顶变形破坏的进步加剧。因此，支架不可 能对基本项的位态起到限制作用，同样，当直接顶厚度较大时，基本 顶的持续回转变形也不可能始终影响支架，当基本项的回转变形达到 一定程度时，支架将处在所谓的“限定载荷”状态。 2 2 3 支架工作阻力与顶板下沉量关系 支架工作阻力与顶板下沉量的关系是支架与围岩相互作用的综 合体现。它反映了支架与围岩间相互作用的力学机理。传统的矿山压 力理论中，支架工作阻力与顶板下沉量的关系为一近似双曲线关系， 围绕这一关系，前人进行了大量的研究，取得了丰硕的研究成果。其 主要观点有： ( 1 ) 支架与顶板间的相互作用关系是一对矛盾的统一体，是相互 影响相互制约的。支架的工作状态和支护质量影响直接顶的稳定，而 直接顶的稳定性状况又反过来影响支架，基本顶作为支架一直接顶体 系的外部条件，对其稳性具有重大的影响，通过改善支护质量并进行 支架围岩系统的监控，可有效改善支架围岩关系。 ( 2 ) 支架工作阻力和顶板下沉量间具有近似双曲线关系，关系曲 线中的最大曲率点将曲线划分为支架的稳定工作区和不稳定工作区。 ( 3 ) 支架可以改变基本顶的活动状态，即支架对基本顶存在“限 定变形”工作状态。 ( 4 ) 只有采场上方基本顶岩层断块因自重而产生的运动才与支 架额定工作阻力间具有“双曲线”关系。 随着综放开采技术在我国的广泛应用，以及对矿山压力深入研 究，煤层采出厚度增大后，传统的确定支架工作阻力的方法与综放的 实测结果相差较大，矿山压力显现出新的特征，必然引起对两者关系 的重新考虑和认识。根据前人的研究成果，在中国工程院钱鸣高院士 辽宁工程技术大学硕十学位论文1 7 指导下的研究人员对些做了大量的实验，研究了工作阻力与顶板下沉 量的关系，得到了如下的结论。 由于直接顶厚度的变化，实质上即直接顶的刚度不同，因此，当 直接顶厚度( 或刚度) 达到一定值时，支架工作阻力与顶板下沉量的关 系并非传统意义上的双曲线关系。在直接顶为中间型刚度条件下，直 接顶刚度越大，顶板下沉量越大，与基本顶位态无关，而当直接顶刚 度减少到一定程度如在似零刚度时，两者关系则不再具有典型的类似 双曲线关系，些结果同样与基本项的位态无关。因此，基本顶位态的 变化只会改变顶板下沉量的大小，不会改变两者的总体规律。所以， 支架工作阻力与顶板下沉量的关系实质上是由支架与直接顶相互作 用的结果，直接顶介质刚度的变化，会导致两者关系的根本性变化。 采场支架工作阻力并不能改变上覆岩层总体活动规律。 2 2 4 采场直接顶对支架与围岩关系的影响 传统的矿山压力理论认为，顶板下沉量与支架工作阻力呈非线性 反比关系，支架阻力越大，则顶板下沉量越小，而且直接顶越高，支 架工作阻力对顶板下沉量的影响越小。当直接顶高度增加时，顶板下 沉量随直接顶高度的增加而减少，这是因为直接顶高度的增加增强了 直接顶承载能力和储存变形的能力，而当直接顶断裂以后，则支架工 作阻力与顶板下沉量呈类双曲线关系。 直接顶弹性模量较小时，即直接顶岩体较为软弱和破碎时，顶板 下沉量较小，基本顶的给定变形多为直接顶吸收，对于软弱直接顶支 护效果较为明显。而当直接顶的弹性模量增大时，顶板下沉量相应增 大，当弹性模量趋于无穷时，即直接顶近似为刚性体时，顶板下沉量 趋于一定值。 基本顶回转角的大小对直接顶受力变形，即支架阻力与顶板下沉 量的影响最为强烈，基本顶回转角的微小增加将引起顶板下沉量的急 剧增长和支护阻力的增大，因此，能否较为精确地预测基本顶的破断 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 8 形态与位态，是能否准确地确定支架工作阻力与顶板下沉量的前提与 关键。 2 3 综放工作面矿压显现分析 随着综采放顶煤开采方法的不断完善和推广，放顶煤综采工作 面的矿山压力的理论与实践的研究也取得了长足的发展。在支架与围 岩的关系上，发展了传统的单一煤层开采和分层开采工作面的矿山压 力理论，总结了综采放顶煤矿压显现的一些新特点。例如，综采放顶 煤工作面的开采高度( 机采高度和放顶高度) 与中厚煤层或分层开采 相比，有了大幅度的增加，而在工作面压力显现上；支架的外载并无 增大的趋势，甚至减小【1 9 1 。大量综放工作面的矿压实测表明，放顶 煤液压支架的实际工作阻力远小于其额定工作阻力，甚至小于支架的 初撑力。放顶煤综采工作面的矿山压力控制，并不只限于简单的“支” 与“护”。其控制质量的优劣，还与工作面的回采工艺、放煤顺序和 所用的支架架型都有密切关系。 2 3 1 综放工作面矿压显现与分层开采和大采高开采的区别 由于岩层结构的持殊性，综放开采时的矿山压力显现既不同于厚 煤层分层开采，也不同于大采高整层开采，主要表现在以下几个方面： ( 1 ) 上位直接顶中“半拱”式小结构的存在对矿压显现产生明显 的影响； ( 2 ) 支架直接支撑的为松软顶煤，缓和了顶板与支粱之间的相互 作用，使支架上的压力显现并不能真实地反映上覆岩层的活动； ( 3 ) 由于形成老顶结构的位置远离采场，同时考虑到直接顶岩层 垮落角的影响，其失稳来压也将滞后于采场，因而表现为采场内矿压 显现不明显； ( 4 ) 由于放顶煤工艺的持殊性，支架掩护梁受载较大，而且处于 不断的变化之中，由此将造成支架受力的较大变化，对支架的设计也 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1 9 提出了新的要求。由于岩层活动及矿压显现的特殊性，因而其矿山压 力和围岩运动的控制也具有特殊性。 2 3 2 综放工作面的矿压显现特点 由于回采空间与支护空间的不相一致性以及一次采出厚度的绝 对增加( 通常大采高厚度不大于5 o m ，而综放多在5 o m 以上) 、使得 综放开采的“支架一围岩”关系及矿压显现都不同于分层开采相大采 高综采。综放采场的矿压显现持点主要表现在以下几个方面“： ( 1 ) 根据我国数十个综放工作面的实测结果，直接顶的垮落过程 均为剥离冒落，即直接顶是逐层垮落的，因此老顶初次来压前采场压 力出现多次波峰，但在老顶来压前均出现一次较大的波峰，此即为综 放采场的直接顶初次来压。直接顶初次来压步距因煤层条件不同而有 较大的变化，般为3 0 5 0 m 不等。 由于顶煤的影响及直接顶垮落高度的增大，综放采场老顶初次来 出步距均较顶分层开采明显增大，一般均大于5 0 m ，如三河尖煤矿 7 13 1 综放工作面老顶初次来压步距为9 0 5 m ，姚桥矿7 5 0 9 工作面为 7 4 3 m ，东滩煤矿1 4 3t0 7 ( 东1 综放工作面为6 3 m 等。由于顶煤及直 接顶的厚度较大，以及后部自由空间的增大，顶板的超前断裂严重， 因而老顶的周期来压步距较小，约为初次来压步距的1 3 。 ( 2 ) 不同煤层条件下综放工作面的矿压实测表明，综放开采时的 支架载荷均不大于相同或类似条件下的分层开采，表2 1 为我国部分 综放开采工作面的实测支架阻力分布情况，支架初撑力和工作阻力的 利用率均为5 0 左右，显然，支架阻力有较大的富裕。 通过对相同煤层地质条件下顶分层开采与综放开采的对比分析， 同样表明综放工作面的支架载荷不大于顶分层开采时的支架载荷( 表 2 2 所示) 。由表可见，兖州兴隆庄矿综放工作面与顶分层开采的支 架阻力相近，而邢台矿综放工作面支架阻力则仅为顶分层综采工作面 的7 3 1 。 辽宁工程技术大学硕士学位论文 表2 1 我国部分工作面的实测支架阻力 参数 设计支架阻力( k n 架) 实测支架阻力( k n 架)实测值设计值( ) 工作面初撑力工作阻力 初撑力 下作阻力初撑力工作阻力 潞安王庄矿4 3 0 9 3 6 0 04 0 0 01 7 8 21 9 3 l4 94 8 鹤壁六矿2 5 0 3 2 2 5 6 03 0 0 01 2 6 71 6 8 95 35 6 阳泉一矿8 6 0 5 4 0 0 04 4 0 01 18 51 4 3 22 93 7 兖州兴隆庄5 3 0 6 4 4 0 05 2 0 02 3 5 12 7 6 75 35 3 郑州米村矿15 0 1 1 4 2 6 04 4 0 01 7 4 02 19 0 4 l 4 9 轩岗刘家梁5 1 1 1 2 4 0 03 0 0 01 3 2 013 7 05 54