大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析.pdf

第 44 卷第 9 期煤 炭 学 报Vol. 44 No. 9 2019 年9 月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYSep. 2019 移动阅读 罗生虎,伍永平,解盘石,等. 大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析J. 煤炭学报,2019,449 2664-2672. doi10. 13225/ j. cnki. jccs. 2018. 1248 LUO Shenghu,WU Yongping,XIE Panshi,et al. Mechanical analysis of support stability in longwall mining of steeply dipping seamJ. Journal of China Coal Society,2019,4492664-2672. doi10. 13225/ j. cnki. jccs. 2018. 1248 大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析 罗生虎1,2,伍永平2,3,解盘石2,3,王红伟2,3,张 浩2,3 1. 西安科技大学 理学院,陕西 西安 710054; 2. 西安科技大学 西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室,陕西 西安 710054; 3. 西安科技 大学 能源学院,陕西 西安 710054 摘 要大倾角煤层走向长壁工作面安全高效开采的关键是对围岩的有效控制,而围岩控制的难点 在于“支架-围岩”系统的稳定性控制。 在综合厘定与研究工作面“顶板-支架-底板”系统相互作 用关系的基础上,采用理论分析方法,将底板假设为弹性地基,构建支架倾向力学模型,研究顶板载 荷作用下支架的行为响应,并探讨采高、底板物理力学属性和架间作用等因素对支架稳定性的影 响。 结果显示,在大倾角煤层走向长壁开采中,工作面顶板在其自重及上覆岩层载荷作用下,沿着 渐进于重力方向的曲线处于非连续运动状态中;受工作面顶板非连续运动影响,其对支架的作用载 荷处于渐进累积过程,支架亦会随着顶板的运动而运动,且其运动幅度处于非连续渐进累积过程; 支架稳定性随着顶板法向载荷的增大、顶板切向载荷的减小、顶板载荷偏载程度的减小、底板硬度 的增大、采高的减小和支架侧护板千斤顶刚度的增大而增强;顶板法向载荷、底板地基系数、采高和 支架侧护板千斤顶刚度仅能在一定程度上增大或减小支架的运动幅度,而顶板切向载荷和顶板载 荷作用位置不仅能影响支架的运动幅度,亦会改变其运动方向,且较其它因素而言,其对支架稳定 性影响较显著。 严控工作面倾斜中上部区域顶板稳定并及时调整支架位态,以减小工作面顶板对 支架的切向载荷和顶板载荷的偏载程度,是控制支架稳定的有效途径。 关键词大倾角煤层;支架;稳定性;长壁开采 中图分类号TD823 文献标志码A 文章编号0253-9993201909-2664-09 收稿日期2018-09-18 修回日期2019-02-21 责任编辑常 琛 基金项目国家自然科学基金重点资助项目51634007;国家自然科学基金面上资助项目51974227;陕西省教育厅专项科学研究发展计划 资助项目19JK0520 作者简介罗生虎1983,男,新疆哈密人,讲师,博士。 Tel029-85583136,E-mailluoshh06 qq com 通讯作者伍永平1962,男,陕西汉中人,教授,博士。 Tel029-85583143,E-mailwuyp xust edu cn Mechanical analysis of support stability in longwall mining of steeply dipping seam LUO Shenghu1,2,WU Yongping2,3,XIE Panshi2,3,WANG Hongwei2,3,ZHANG Hao2,3 1. College of Sciences,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China; 2. Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Pre- vention Ministry of Education,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China; 3. School of Energy Engineering,Xian University of Sci- ence and Technology,Xian 710054,China AbstractThe key of safe and high efficiency mining in the longwall mining of steeply dipping seam is the effective control of surrounding rock,and the difficult point in surrounding rock control lies in the stability control of “support- surrounding rock” system. Based on the comprehensive definition and research on the interaction relationship of “roof- support-floor” system in the working face,a mechanical model of support in inclined direction is established to model the behavior response of support under roof load. Besides the influence of mining height,the floor physical and me- 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 第 9 期罗生虎等大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析 chanical properties and interaction between supports on the stability of supports are discussed. Results show that under the load of self weight and overlying strata,the roof of the working face is in a state of discontinuous motion in steeply dipping seam mining,and the motion direction is along the curve in the direction of gravity. As a result,the support will also move with the movement of the roof of working face,and the motion amplitude of support is in a discontinuous progressive accumulation process. The stability of the support increases with the increase of normal roof load,the de- crease of the tangential roof load,the decrease of the partial roof loading degree,the increase of floor hardness,the de- crease of the mining height and the increase of jack stiffness of side protecting plate of support. The normal load of roof,foundation coefficient of floor,the mining height and jack stiffness of side protecting plate of support can only in- crease or decrease the movement amplitude of the support to a certain extent. However,the tangential load of roof and the roof load location can not only affect the movement amplitude of the support,but also change the direction of its movement. Compared with other factors,it has a significant impact on the stability of the support. Therefore,there is an effective way to control the stability of the support by strictly controlling the stability of the roof in the middle and up- per parts of the inclined working face and timely adjusting the position of the support,so as to reduce the tangential roof load and its eccentric degree. Key wordssteeply dipping seam;support;stability;longwall mining 大倾角煤层是指埋藏倾角为 35 55的煤层, 是国内外采矿界公认的难采煤层,广泛分布于我国各 大矿区,已探明储量为 1 800 亿 3 600 亿 t,产量约 为 1 5 亿 3 亿 t,分别占全国煤炭储量和产量的 10 20和 5 8 1。 在大倾角煤层走向长壁 开采中,支架的倾倒、下滑现象时有发生,对支架的稳 定性控制是大倾角煤层安全、高效开采亟待解决的关 键问题之一2。 在大倾角煤层开采中,受煤层倾角影响,围岩的 变形、破坏和运移及所形成围岩结构的空间形态等均 呈现出非对称特征3-6,支架在顶底板岩层、煤壁、矸 石和相邻支架等因素影响下始终处于一个非均衡的 复杂受力环境中,造成在大倾角煤层开采中对支架的 稳定性控制异常复杂2,7-8。 近年来,已有众多学者 对大倾角煤层走向长壁开采中的围岩运移规律与支 架受载特征9-11、架间推压及其累积效应8,12-13、“支 架-围岩”系统耦合作用机理与失稳致灾机制14-15等 方面展开了研究和探索,给出了支架稳定-失稳的判 断准则和支架保持稳定临界工作阻力的计算方法,提 出了液压支架防滑放倒的技术措施,并付诸实践,推 动了大倾角煤层长壁开采支架稳定性控制理论与技 术的不断进步。 但已有关于支架稳定性控制的理论 研究主要是在不考虑底板变形将底板假设为刚体 的前提下,通过构建支架的稳定-失稳准则,确定支 架临界倾倒、下滑状态下的工作阻力;而在实际工程 中,受工作面顶板运动影响,即使支架的实际工作阻 力远大于其临界失稳工作阻力,支架亦会随着工作面 顶板的运动而运动16,造成架间作用明显,甚至诱发 支架失稳,形成围岩灾变,而目前缺乏对该问题的深 入研究。 笔者在已有研究工作基础上,采用理论分析方 法,在对工作面“支架-围岩”系统相互作用关系分析 的基础上,将底板假设为弹性地基,构建支架沿倾向 力学模型,系统研究顶板载荷作用下支架的行为响 应,并探讨采高、底板物理力学性质和架间作用等因 素对支架稳定性的影响,对解决大倾角煤层长壁开采 中“支架-围岩”系统的动态稳定性控制具有一定的 理论参考价值,且丰富了大倾角煤层开采理论体系。 1 “支架-围岩”相互作用关系 在大倾角煤层走向长壁开采中,工作面顶板是影 响支架稳定-失稳的重要因素2,8。 在煤层倾角影响 下,顶板的变形、破断和运移不仅在工作面倾向具有 明显的时序性和非对称性,在工作面走向亦呈现出异 性17。 沿工作面倾向自下而上,顶板垮落矸石与支 架间距离逐渐增大,即支架与底板的接触线与顶板垮 落矸石与底板的接触线之间形成夹角 一般倾角 煤层开采中二者平行,如图 1 所示,且随着煤层倾 角和采高的增大,二者之间的夹角逐渐增大,采动矿 山压力显现的不均衡性将更加明显。 在顶板垮落矸石非均匀充填效应影响下,工作面 倾向下部区域采空区处于填实状态,顶板运移空间有 限,“支架-围岩”系统较稳定;而工作面倾向中上部 区域采空区充填不实或充填矸石离工作面较远,顶板 运动的幅度和剧烈程度较大,顶板围岩结构稳定性 差,工作面顶板与支架的接触方式及其对支架的施载 特征复杂,支架偏载、空载和架间咬挤等现象明显,支 架稳定性控制难度大,如图 2 所示。 5662 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 煤 炭 学 报 2019 年第 44 卷 图 1 工作面与采空区充填特征 Fig 1 Layout of working face and filling characteristics of goaf 图 2 顶板与支架相互作用关系 Fig 2 Interaction between roof and support 同时,工作面顶板在其自重及上覆岩层载荷作用 下,始终处于“静止运动再静止再运动” 的非连续运动状态中,其运动轨迹是一条渐进于重力 方向的曲线8,18。 当工作面顶板的运动状态发生改 变时,其对支架作用载荷的大小、方向和作用点发生 改变,支架随之产生行为响应。 当支架位态发生改变 时,其与底板的相互作用关系发生改变,底板对支架 作用载荷的大小、方向和作用点亦随之改变,如图 3 所示。 可以看出,在大倾角煤层开采中,工作面“顶板- 支架-底板”系统始终处于相互作用、相互制约的动 态系统中,当顶板运动状态发生变化时,支架与顶底 板间的相互作用关系随之改变。 为此,这里将底板假 设为弹性基地,建立如图 4 所示支架沿倾向力学模 型,研究顶板载荷、采高和架间作用等因素对支架稳 定性的影响。 图 4 中,x 轴沿工作面倾向向上,z 轴沿垂直煤层 向上,支架逆向转动为正。 a 为支架宽度,m;b 为支 架高度,m;Pi为工作面顶板对支架的法向载荷,即支 架工作阻力,kN;FR为工作面顶板对支架的切向载 荷,即支架与顶板间摩擦力,其取值介于-Pi1 Pi1kN;x0为顶板载荷作用位置,其取值介于 0 图 3 支架与底板相互作用关系 Fig 3 Interaction between the support and floor 图 4 支架倾向力学模型 Fig 4 Mechanical model of support in inclined direction a m;FN为底板对支架的法向载荷,kN;FF为底板对 支架的切向载荷,即支架与底板间摩擦力,其取值介 于-PiGcos 2 PiGcos 2kN;x1为底板 载荷作用位置,其取值介于 0 a m;Si-1和 Si1为相 邻支架间作用载荷,kN;i为支架转角,;G 为支 架重力,kN;LG为支架重心高度,m;1和 2为支架 与顶底板间的摩擦因数。 2 支架稳定性力学分析 在大倾角煤层开采中,支架在倾向剖面内的基本 运动形式为沉陷、下滑和转动,支架以基本运动形式 或基本运动形式的耦合形式进行位态调整,以适应外 部载荷与约束的变化,直至进入新的平衡状态。 6662 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 第 9 期罗生虎等大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析 2 1 支架下滑力学分析 使支架产生下滑的力称为支架下滑力,力学模型 如图 4 所示,支架下滑力 FH可表示为 FH F R S - Gsin - i1 其中, Si S i-1 - S i1 为相邻支架间作用力的合 力,kN。 当支架所受滑移力 FH大于支架与底板间的 最大静摩擦力 FFmax时,即 | FH| Pi Gcos - i22 时,支架滑移。 支架滑移过程中,沿滑移方向的合力 逐渐趋向于 0,直至达到新的平衡状态。 在新平衡状 态中,支架沿 x 方向的平衡方程为 FR S - Gsin - i FFmax 0 3 2 2 支架转动、沉陷力学分析 当支架所受转动力偶大于其抗转动力偶时,支架 转动;同时,当支架工作阻力增大时,支架亦进一步下 沉。 支架转动、沉陷过程中,支架沿 z 方向合力及其 合力偶逐渐趋向于 0,直至达到新的静平衡状态。 1转动沉陷,支架无提离。 当支架所受合力偶较小时,支架绕底座中点O 点转动,且其底座倾斜上下边界无提离。 支架在该 受载与约束状态下达到新平衡状态时,支架沿 z 方向 合力与合力偶为 0,即 FN - P i - Gcos - i 04 FNx1- a 2 - Sib LGGsin - i - FRb P a 2 - x 0 0 5 当支架无提离转动时,底板对支架的法向载荷为 梯形载荷,如图 3a和 3b所示,则支架在该新平 衡状态下底板对其法向载荷的合力 FN及其作用位 置 x1可表示为 FN qC q D 2 a6 x1 aqC 2qD 3qC q D 7 式中,qC和 qD为常量,根据弹性地基理论19,可表示 为 qC - z iO a 2 sin i k0c8 qD - z iO - a 2 sin i k0c9 式中,ziO为该新平衡状态下支架底座中点沿 z 方向 的位移,m;c 为支架底座走向长度,m;k0为底板地基 系数,kN/ m3。 在该在新平衡状态下,支架与相邻支架间的作用 载荷 Si-1和 Si1可表示为 Si-1 0 xiO- xiA 0 - K SxiO - xiAxiO- xiA 0 11 式中,KS为支架侧护板千斤顶刚度,kN/ m;xiO为该新 平衡状态时支架底座中点沿 x 方向的位移,m;xiA 和 xiB为支架顶梁倾向上下边界由转动引起的位 移,m。 该新平衡状态下的 xiA和 xiB可表示为 xiA xiB 2l 1sin i 2 cos i 2 1 12 式中,l1和 1为常量,可表示为 l1 a2 4 b 2 13 1 arctan a 2b 14 2逆向转动沉陷,支架底座倾向上侧提离。 当支架所受合力偶较大、且沿逆时针方向时,支 架绕其底座倾向下边界C 点转动,支架底座倾向 上边界D 点提离。 支架在该受载与约束状态下达 到新平衡状态时,支架沿 z 方向合力与合力偶为0,即 FN- P - Gcos - i 015 FNx1- Sib Gsin - iLG- Gcos - i a 2 - F Rb - Px0 0 16 当支架逆向转动且支架底座倾向上边界提离时, 底板对支架的法向载荷为三角形载荷,如图 3c所 示,则支架在该新平衡状态下底板对其法向载荷的合 力 FN及其作用位置 x1可表示为 FN qClC 2 17 x1 lC 3 18 式中,qC和 lC为常量,根据弹性地基理论19,其可表 示为 qC- ziCk0c19 lC- ziC sin i 20 式中,ziC为该新平衡状态下支架底座倾向下边界沿 z 方向的位移,m。 在该新平衡状态下,支架与相邻支架间的作用载 荷 Si-1和 Si1可表示为 Si-1 0 xiC- xiA 0 - K SxiC - xiAxiC- xiA 0 22 其中,xiC为该新平衡状态下支架底座倾向下边界沿 x 方向的位移,m。 在该新平衡状态下的 xiA和 xiB 可表示为 xiA bsin i23 xiB 2l 2sin i 2 sin i 2 2 24 式中,l2和 2为常量,可表示为 l2a2 b 2 25 2 arctan b a 26 3顺向转动沉陷,支架底座倾向下侧提离。 当支架所受合力偶较大、且沿顺时针方向时,支 架绕其底座倾向上边界D 点顺向转动,支架底座 倾向下边界C 点提离。 支架在该受载与约束状态 下达到新平衡状态时,支架沿 z 方向合力与合力偶为 0,即 FN - P i - Gcos - i 027 - F Na - x1 - Sib Gsin - iLG - Gcos - i a 2 - F Rb - Pa - x0 0 28 当支架顺向转动且支架底座倾向下边界提离时, 底板对支架的法向载荷亦为三角形载荷,如图 3d 所示,则支架在该新平衡状态下底板对其法向载荷的 合力 FN及其作用位置 x1可表示为 FN qDlD 2 29 x1 a - lD 3 30 式中,qD和 lD为常量,根据弹性地基理论19,其可表 示为 qD- ziDk0c31 lD ziD sin i 32 式中,ziD为该新平衡状态下支架底座倾向上边界沿 z 方向的位移,m。 在该新平衡状态下,支架与相邻支架间的作用载 荷 Si-1和 Si1可表示为 Si-1 0 xiD xiA 0 - K SxiD xAxiD xiA 0 34 其中,xiD为该新平衡状态下支架底座倾向上边界沿 x 方向的位移,m。 在该新平衡状态下的 xiA和 xiB 可表示为 xiA- 2l2sin i 2 sin i 2 2 35 xiB- bsin i36 当支架位态调整后达到新平衡状态时,根据 式3 5,或3,15,16,或3,27,28 组成的非线性代数方程组,可由蒙特卡洛方法数值求 解得出支架在任意载荷与约束作用下的下滑量、下沉 量和转角,并可进一步得出架间作用力和支架下滑力 等。 3 算例与分析 在以下算例分析中,以长山子煤矿 1121 综放工 作面为工程背景,分析顶板法向载荷 Pi、顶板切向载 荷 FR、顶板载荷作用位置 x0、底板地基系数 k0、采高 b 和支架侧护板千斤顶刚度 KS对支架稳定性的影 响。 模型中所需参数的取值根据 1121 工作面的具体 工况20和已有研究结果1,19选取,其基本参数取值 为G 175 kN,LG b/2 m,a 1 6 m,c 3 0 m, 1 2 0 3。 3 1 顶板法向载荷对支架稳定性影响 取 FR - 5 0001kN, x0 a/2m, k0 50 000 kN/ m3,b2 6 m,KS1 000 kN/ m,分析顶板 法向载荷 Pi对支架稳定性影响,如图5 所示。 由图5 可以看出 1支架转角 i与架间作用力 S 的大小均随 着顶板法向载荷 Pi的增大而减小,且其减小的速率 逐渐减小,并趋向于 0。 由文中关于架间作用力 S 的定义式可知,当支架侧护板千斤顶刚度 KS保持不 变时,架间作用力 S 的大小与支架的转动幅度成正 比,二者随其它因素变化的规律一致。 2支架下滑力 FH随着顶板法向载荷的增大而 增大,但其增大的速率亦逐渐减小。 由文中关于支架 下滑力 FH的定义式可知,当顶板切向载荷 FR保持 不变时,支架下滑力 FH与架间作用力 S 负相关,支 架下滑力 FH随着架间作用力 S 的增大而减小,反 之亦然。 3支架底座倾向下边界位移 ziC的大小随着顶 板法向载荷的增大呈先减小后增大的趋势。 这是因 为当顶板法向载荷 Pi增大时,支架整体下沉,支架底 座倾向下边界位移量有增大趋势;但由于支架转角 i减小,相当于支架在原有位态上发生顺向转动,受 此影响,支架底座倾向下边界位移量亦有减小趋势; 当顶板法向载荷 Pi增大过程中,支架底座倾向下边 8662 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 第 9 期罗生虎等大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析 图 5 顶板法向载荷对支架稳定性的影响 Fig 5 Influence of normal load of roof on support stability 界由转动引起位移的减小量大于由支架整体下沉引 起位移的增大量时,支架底座倾向下边界位移量随着 顶板法向载荷的增大而减小,反之则增大。 由于支架 转角 i减小的速率在逐渐减小,即由转动引起位移 的减小量在逐渐减小,因此支架底座倾向下边界位移 ziC的大小随着顶板法向载荷 Pi的增大呈先减小后 增大的趋势。 4在顶板法向载荷 Pi增大过程中,受顶板切 向载荷 FR取值影响,支架保持逆向转动,且其运动 模式由沉陷逆向转动倾向上侧提离演化为沉陷 逆向转动无提离,支架的转动幅度逐渐减小,支架 稳定性逐渐增强。 3 2 顶板切向载荷对支架稳定性影响 取 Pi 5 000 kN,x0a/2 m,k0 50 000 kN/ m3, b2 6 m,KS1 000 kN/ m,分析顶板倾向载荷 FR对 支架稳定性影响,如图 6 所示。 由图 6 可以看出 1顶板切向载荷 FR对支架稳定性影响显著, 在顶板切向载荷 FR增大过程中,支架转角 i、支架 底座倾向下边界位移 ziC、架间作用力 S 和下滑力 FH的方向均发生改变,且其大小亦均随着顶板切向 载荷 FR绝对值的增大而增大。 2 当 顶 板 切 向 载 荷 FR由 - Pi1演 变 到Pi1kN 时,支架的转动方向发生改变,且其转动 方向和转动幅度与顶板切向载荷 FR密切相关,支架 的运动模式由沉陷逆向转动倾向上侧提离沉 陷转动无提离沉陷顺向转动倾向下侧提离, 支架失稳的可能性随着顶板切向载荷 FR绝对值的 增大而增大。 图 6 顶板切向载荷对支架稳定性影响 Fig 6 Influence of tangential load of roof on support stability 3 3 顶板载荷作用位置对支架稳定性影响 取 Pi 5 000 kN, FR - 5 000 1kN, k0 50 000 kN/ m3,b 2 6 m,KS1 000 kN/ m,分析顶板 载荷作用位置 x0对支架稳定性影响,如图 7 所示。 由图 7 可以看出 1随着顶板载荷作用位置 x0的增大,支架转角 i、支架底座倾向下边界位移 ziC和架间作用力 S 的 方向亦均发生改变,且其大小随着顶板载荷作用位置 x0的增大呈先减小后增大的趋势。 这是因为,受顶 板切向载荷 FR取值影响,其所形成力偶的方向沿逆 时针方向,而支架法向载荷 Pi所形成力偶的方向沿 顺时针方向;当顶板载荷作用位置 x0较小时,支架法 向载荷所形成力偶较小,顶板切向载荷 FR所形成力 偶占控制地位,支架逆向转动,支架底座倾向下边界 沉陷、上边界提离;随着顶板载荷作用位置 x0的增 大,支架法向载荷 Pi所形成力偶逐渐增大,支架转动 幅度逐渐减小,并由逆向转动演化为顺向转动。 2支架下滑力 FH的方向保持不变,且其大小 随着顶板载荷作用位置 x0的增大而增大。 这是因 为,在顶板载荷作用位置 x0增大过程中,支架转动幅 度逐渐减小,由逆向转动演化为顺向转动,架间作用 力 S 亦逐渐减小,并由正值演化为负值;同时,当顶 板切向载荷保持不变时,下滑力 FH随着架间作用力 9662 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 煤 炭 学 报 2019 年第 44 卷 图 7 顶板载荷作用位置对支架稳定性的影响 Fig 7 Influence of roof load location on support stability S 的减小而增大,因此支架下滑力 FH随着顶板载 荷作用位置 x0的增大而增大。 3随着顶板载荷作用位置 x0由 0 增大到 a m 时,支架的转动方向发生改变,且其转动方向和转动 幅度亦与顶板载荷作用位置 x0密切相关,支架的运 动模式亦由沉陷逆向转动倾向上侧提离沉陷 转动无提离沉陷顺向转动倾向下侧提离,支架 失稳的可能性亦随着顶板载荷偏载程度的增大而增 大。 3 4 底板物理力学性质对支架稳定性影响 取 Pi 5 000 kN,FR -5 0001kN,x0a/2 m, b2 6 m,KS1 000 kN/ m,分析底板地基系数 k0对 支架稳定性影响,如图 8 所示。 由图 8 可以看出 1随着底板地基系数 k0的增大,支架的转动幅 度及支架底座倾向下边界位移 ziC和架间作用力 S 的大小均逐渐减小,而支架下滑力 FH的大小逐渐增 大,且其增大或减小的速率逐渐减小。 2在底板地基系数 k0增大过程中,支架始终保 持为沉陷逆向转动倾向上侧提离的运动模式,支 架的转动方向保持不变,转动幅度和架间作用力减 小,支架稳定性增强。 3 5 采高对支架稳定性影响 取 Pi 5 000 kN,FR -5 0001kN,x0 a/ 2 m,k0 50 000 kN/ m3,KS1 000 kN/ m,分析采高 b 对支架稳定性影响,如图 9 所示。 由图 9 可以看出 图 8 底板地基系数对支架稳定性的影响 Fig 8 Influence of foundation coefficient of support stability 图 9 采高对支架稳定性的影响 Fig 9 Influence of mining height on support stability 1随着采高 b 的增大,支架的转动幅度及支架 底座倾向下边界位移 ziC和架间作用力 S 的大小均 逐渐增大,而支架下滑力 FH的大小逐渐减小,且支 架位移量和下沉量增大的速率逐渐减小。 2在采高 b 增大过程中,支架亦始终保持为沉 陷逆向转动倾向上侧提离的运动模式,支架转动 0762 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 第 9 期罗生虎等大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析 方向保持不变,但由于转动幅度和架间作用力增大, 支架倾倒失稳概率增大,架间作用将更加显著。 3 6 支架侧护板千斤顶刚度对支架稳定性影响 取 Pi 5 000 kN,FR -5 0001kN,x0 a/ 2 m,k0 50 000 kN/ m3,b2 6 m,分析侧护板千斤 顶刚度 KS对支架稳定性影响,如图 10 所示。 由图 10 可以看出 图 10 侧护板千斤顶刚度对支架稳定性的影响 Fig 10 Influence of jack stiffness of side protecting plate on support stability 1随着支架侧护板千斤顶刚度 KS的增大,支 架的转动幅度及支架底座倾向下边界位移 ziC和支架 下滑力 FH的大小均逐渐减小,而架间作用力 S 的 大小逐渐增大,且其增大或减小的速率逐渐减小。 2在支架侧护板千斤顶刚度 KS增大过程中, 支架亦始终保持为沉陷逆向转动倾向上侧提离的 运动模式,支架转动方向保持不变,转动幅度逐渐减 小,但架间作用力增大,支架倾倒失稳概率减小,架间 推压、咬挤现象将更加显著。 综合上述分析可以看出在大倾角煤层长壁开采 中,受工作面顶板非连续运动影响,其对支架的作用 载荷处于渐进累积过程;在顶板载荷作用下,支架的 转动和沉陷必然发生,且其转动和沉陷的幅度亦处于 渐进累积过程,架间作用力和支架下滑力逐渐增大。 结合大倾角煤层长壁开采围岩运移规律可以得出,在 大倾角煤层长壁开采中,应对工作面进行全时矿压监 测,重点针对工作面倾向中上部区域采空区充填不实 或充填矸石离工作面较远、顶板运动幅度大、顶板结 构稳定性差、支架受载与行为多变等特点,加强预警, 一旦出现支架载荷骤变及支架位态不良等情况时,应 立即采取措施加护工作面顶底板岩层,并及时调整支 架位态。 4 结 论 1在大倾角煤层走向长壁开采中,工作面顶板 在其自重及上覆岩层载荷作用下,沿着渐进于重力方 向的曲线处于非连续运动状态中;受此影响,支架亦 会随着工作面顶板的运动而运动,且其不会随着顶板 法向载荷增大、采高的减小或支架顶梁侧护千斤顶刚 度的增大等而消失。 2支架的转动幅度随着顶板法向载荷的减小、 顶板切向载荷绝对值的增大、顶板载荷偏载程度的增 大、底板地基系数的减小、采高的增大和支架侧护板 千斤顶刚度的减小而增大。 3支架下沉量随着顶板法向载荷的增大、顶板 切向载荷绝对值的增大、顶板载荷偏载程度的增大、 底板地基系数的减小、采高的增大和支架侧护板千斤 顶刚度的减小而增大。 4架间作用力随着顶板法向载荷的减小、顶板 切向载荷绝对值的增大、顶板载荷偏载程度的增大、 底板地基系数的减小、采高的增大和支架侧护板千斤 顶刚度的增大而增大。 5支架下滑力随着顶板法向载荷的增大、顶板 切向载荷绝对值的增大、顶板载荷作用位置的增大、 底板地基系数的增大、采高的减小和支架侧护板千斤 顶刚度 KS的减小而增大。 6较其它影响因素而言,顶板切向载荷和顶板 载荷作用位置对支架稳定性的影响更加显著。 因此, 严控工作面倾斜中上部区域顶板稳定并及时调整支 架位态,以减小工作面顶板对支架的切向载荷和顶板 载荷的偏载程度,是控制支架稳定的有效途径。 参考文献References 1 伍永平,贠东风,解盘石,等. 大倾角煤层长壁综采理论与技术 M. 北京科学出版社,2017. 2 伍永平,刘孔智,贠东风,等. 大倾角煤层安全高效开采技术研 究进展J. 煤炭学报,2014,3981611-1618. 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