综掘巷道超前支架与围岩相互作用研究
开题报告
目 录
一、选题背景
二、研究目的和意义
三、本文研究涉及的主要理论
四、本文研究的主要内容及研究框架
（一）本文研究的主要内容
（二）本文研究框架
五、写作提纲
六、本文研究进展
七、目前已经阅读的文献
一、选题背景
根据煤炭工业发展“十二五”规划，煤炭长期以来作为我国的支柱能源，在一次能源结构中占70%左右。在今后的相当长时期内，煤炭仍将作为我国的最主要能源。煤炭产业发展的好坏直接关系到国家的经济命脉和能源安全等问题。据有关资料统计，截止到2010年底，全国煤炭保有查明资源储量13412亿吨，比2005年增加约3000亿吨，煤矿资源的合理，有效开发及利用是保持我国经济持续快速增长和经济安全的重要保障。近年来，随着机械化掘进机技术的成熟发展，综采水平已经得到了翻天覆地的变化，百万吨综采工作面大量涌现且己出现年产1 000万t以上全自动化综采工作面，使年消耗回采巷道量大幅度增加，但与此同时巷道的快速掘进显然达不到回采的大量需求，无论是进口设备还是国产设备，一旦进入掘进循环系统，均容易出现采掘比例失调现象这是因为，除由于掘进机本身技术可靠性的影响外，主要配套环节如支护、转载、运输、供电、供排水、通风、通信、安全等亦是掘进速度受制约的关键因素。据测算，在一个循环中支护时间可占总时间的50%-60%，切割占20%-30%，系统故障影响占10%-15%。由此可见，如能解决支护与切割的同步或交叉同步作业，就可大大提高单位时间内的掘进速度。同时据有关资料统计表明，煤矿安全中我国煤矿顶板事故占总事故量的45%,而掘进工作面冒顶事故占顶板死亡事故的30%左右，在煤矿事故中占较大的比重。其原因主要是因为巷道开挖后有一定的空顶距离，而且受力状态比较复杂，如不采取有效的临时支护，很容易出现冒顶，片帮现象。而在地质条件差的情况下，此类现象更易发生。目前我国煤矿幵采过程中主要采用以下两种传统临时支护方式：前探梁临时支护；机载临时支护。但由于受传统临时支护结构设计影口向，传统的临时支护方式在工作中均不能有效的控制顶板，两帮围岩变形，很容易发生冒顶，片帮事故的发生。如支架的结构形式，初撑力，工作阻力，支架行程等，这些都严重影响了支架的支护效果。支架装置对综掘巷道的支护效果，围岩变形的控制都起到了重要的影响作用，这也直接决定综掘巷道快速掘进工艺的发展，因此展开综掘巷道临时支护装置与围岩相互作用的研究，对煤矿安全、快速、协调和可持续发展都具有十分重要的意义。
二、研究目的和意义
在当今煤矿工业快速发展的同时，巷道快速掘进与支护一直以来都是我国重点攻关的项目之一，对于提高煤炭企业效益，保证煤矿的安全生产和矿井采掘正常交替，都具有重要意义。对于一个煤矿企业来说，掘进机开挖后能否及时有效的临时支护，直接影响到后续生产步骤的进行，解决好这一难题，不仅可以提高煤矿企业的生产效率，还可以保证矿井采掘交替紧张关系的平衡，有利于煤矿生产的安全、高产和高效。所以提高综掘巷道快速、安全、有效的掘进与支护对于一个煤矿企业来说具有十分重要的意义。因此，本文结合王庄煤矿7103综掘工作面的地质赋存条件、煤岩力学特性，对其应用超前支护装置情况下围岩的变化规律进行研究，开展了对巷道尺寸变化以及不同地质条件下围岩稳定性影响的研究，以确保应用超前支护装置条件下的围岩结构的稳定。这不仅对我国综掘巷道支护的技术难题进行了有益探索，也进一步改善采掘交替紧张造成的不利局面，为综掘效率能跟上综采的节奏提供支持。因此本课题选题具有十分重要的现实意义。
三、本文研究涉及的主要理论
“支架一围岩”之间的相互作用关系是关系到煤矿开采过程中围岩变形控制的核心问题，直接影响到井下作业工人的生命安全，同时也是煤矿是否能高效生产的重要指标。到目前为止，国内己经有很多学者参与到“支架一围岩”相互作用关系研究中，支架与围岩的相互作用在煤矿开采过程中是一对矛盾体，它们彼此的作用都是以力的形式来传递的。巷道开挖后，由于上覆岩层的应力重新分布以及煤体的自重共同作用，使得顶板下沉，当共同作用力大于顶板围岩的强度时将发生冒落，此时围岩是这对矛盾体的主体，而支架则是被动体，承载着顶板围岩作用的压力。支架只有具备足够的承载力才能抑制顶板的变形，此时支架的作用又是主动的，合理的支护强度可以部分改变围岩的的力学性质，减缓裂隙的发展，提高围岩的承载能力，从而提高工作面的支护效果。在“支架一围岩”这一对作用关系的研宄中，其本质就是要分析支架对围岩运动产生的影响，在围岩变形中支架是否能利用自身的结构特性及强度把围岩变形控制在合理范围内，同时在围岩变形得到控制中去分析支架结构的合理性以及支架参数的最优化。
钱鸣高院士在20世纪70年代末对“支架一围岩”的相互关系提出了重要的观点，他认为在“支架一围岩”系统中，支架承受着直接顶板的重量，但对老顶运动并通过直接顶传递给支架的变形压力则与直接顶的整体力学性质有关。史元伟教授—直以来研究“支架一围岩”的相互作用，其中史教授经过长期研究与试验总结了支架强度的计算公式，同时考虑了直接顶岩块的回转和滑动方向，以及难垮落顶板菱形岩块咬合关系。李鸿昌教授_通过长期的研究，对支架的工作阻力与顶板下沉量之间的关系进行了分析，通过理论推导和实验结果表明，支架的工作阻力与顶板下沉量是双曲线的关系，该作用关系的提出为今后支架与围岩的相互作用提供了基础。何富连教授创新的建立了 “支架一围岩事故树”，从这个事故树中可以通过定量分析，高危事故发生的概率以及原因，从而有效的解决问题。
康立军教授认为在开采过程中煤既要看做控制的对象，又要作为支架与围岩相互作用系统中“支架”的组成部分，其力学特性决定了液压支架的工作特性。刘长友教授通过对“老顶一直接顶一支架”这一相互作用系统的研究中认为：支架的工作阻力和顶板下沉量的关系时老顶给定变形条件下支架和直接顶共同作用的结果，当直接顶厚度大于（或者刚度小于）某一值时，支架工作阻力和顶板下沉量的关系将不再呈“双曲线”关系。王国法教授建立了液压支架与围岩相互作用空间力学模型构建了模拟顶板动压外载在液压支架复杂箱式结构体中的非线性传递函数。首次提出以液压支架支撑合力与顶板压力最佳结合、内力最小和质量最小的多目标总体结构参数模糊聚类分析优化设计方法，通过长期研究总结提出了液压支架与围岩耦合原理和基于液压支架与围岩结合的三维动态优化设计方法。
四、本文研究的主要内容及研究框架
（一）本文研究的主要内容
本文将结合王庄煤矿7103综掘工作面为工程背景，在广泛收集资料基础上，结合理论分析、数值模拟、井下工业性试验等方法，对综掘巷道超前支架与围岩的相互作用进行系统研究，具体内容及思路如下：
(1)现场观测通过对王庄煤矿7103综掘工作面.现场地质勘查，收集岩体物理力学参数为数值分析中参数的选择提供依据。
(2)理论分析对巷道围岩冒顶机理进行理论分析并对不同冒顶的形式进行归类研究，基于烧度理论对煤壁片帮机理进行分析，并对多种片帮形式进行分类总结分析，从而确定相应的护顶护帮保护措施。同时结合广义Mises准则，在考虑中主应力情况下的煤壁塑性区宽度计算，从而可以更好的提供支护方案。
(3)数值模拟根据王庄煤矿7103综掘工作面地质条件，利用FLAC数值模拟软件分别对不同巷道断面尺寸下围岩变形规律的研究、超前支架装置在综掘巷道适应性研究、超前支架在不同地质条件下的适应性研究，应用锚杆、锚索对综掘巷道围岩控制的模拟研究。通过数值模拟对应力、应变、塑性区分布、位移矢量的分析研究，可以确定超前支护装置对围岩变形量的控制作用，为施工作业过程中采用合理的支护型式与支护参数设计提供依据。
(4)井下工业性试验为了验证超前支护装置能否配合工作面综掘设备安全、高效生产，将进行综掘超前支架井下工业性试验。通过试验可以更好的证明超前支护装置结构以及参数的合理性，为进一步优化超前支架提供依据。
（二）本文研究框架
本文研究框架可简单表示为：
五、写作提纲
摘要 3-4
ABSTRACT 4-5
1 绪论 8-12
1.1 课题的研究背景和意义 8-9
1.2 国内外研究现状 9-10
1.3 主要研究内容和研究技术路线 10-12
2 工程地质条件 12-18
2.1 井田地质条件分析 12
2.2 井田地层特征分析 12-13
2.3 井田煤田特征分析 13-18
3 综掘工作面合理支护强度计算及超前支架特征分析 18-30
3.1 液压支架合理支护强度的确定及选型 18-19
3.1.1 垮落带重量估算法 18
3.1.2 岩重倍数法估算 18-19
3.1.3 液压支架的选型 19
3.2 ZJC2×1040/30/42型超前支架结构特征分析 19-25
3.3 ZJC2×1040/30/42型超前支架工艺线路分析 25-28
3.4 ZJC2×1040/30/42型超前支架结构特点分析 28-29
3.5 本章小结 29-30
4 综掘巷道煤壁冒顶片帮机理研究 30-44
4.1 巷道冒顶机理分析 30-32
4.1.1 地质因素相关的冒顶形式 30-31
4.1.2 支护技术相关的冒顶形式 31
4.1.3 采掘技术相关的冒顶形式 31-32
4.2 巷道片帮机理分析 32-36
4.2.1 煤壁片帮的破坏形式 32-36
4.3 综掘工作面煤壁塑性区宽度以及应力分析 36-42
4.3.1 煤壁塑性区应力分布 36-38
4.3.2 煤壁塑性区宽度的计算 38-42
4.4 本章小结 42-44
5 综掘巷道支护与围岩相互作用的数值模拟研究 44-72
5.1 FLAC数值模拟软件 44
5.2 计算模型和参数的选取 44-46
5.2.1 力学参数的选取 44-46
5.2.2 计算模型 46
5.3 数值模拟方案 46-71
5.3.1 不同断面尺寸下数值计算结果分析 47-56
5.3.2 综掘巷道应用超前支架装置数值模拟研究 56-60
5.3.3 不同围岩条件下数值计算结果分析 60-66
5.3.4 综掘巷道锚杆与围岩的相互作用数值模拟 66-71
5.4 本章小结 71-72
6 综掘超前支护装置工业性试验 72-82
6.1 井下工业性试验的目的及意义 72
6.2 试验工作面概况 72-74
6.3 试验工作面主要配套设备及特征 74
6.4 试验工作面施工过程 74
6.5 试验工作面劳动组织 74-75
6.6 试验工作面矿压检测设计 75-78
6.7 试验工作面测站数据分析 78-80
6.8 本章小结 80-82
结论 82-84
参考文献 84-88
在学研究成果 88-89
致谢 89
六、本文研究进展(略)
七、目前已经阅读的主要文献
[1]全国煤化工信息站.中国能源“十一五”成就、“十二五”发展规划及现状[J].煤煤化工，2013，(04): 01-06+09.
[2]马健，丁日佳.煤炭企业在国民经济和社会发展中的地位[J].煤炭技术，2007，(06): 1-2.
[3]丁吉林.国家能源局对外发布《页岩气发展规划（2011-2015)》[J].财经界，2012,(07):97-97.
[4]盛福杰，刘金平.中国煤炭储备研究综述[J].中国煤炭，2010，(12): 10-14.
[5]杨凯.煤炭企业竞争力比较研宄一以中国神华、大同煤业、平庄能源为例[D].对外经济贸易大学，2013.
[6]赵爱国.我国大型煤炭企业竞争力分析与评价研究[D].辽宁工程技术大学，2003.
[7]曹沉浮.我国煤炭价格变动趋势及其影响因素的实证研究[D].西安科技大学，2010.
[8]张明慧，李永峰.合理开发我国煤炭资源的理性思考[J].能源技术与管理，2004，(03):90-92.
[9]薛毅.当代中国煤炭工业发展述论[J].中国矿业大学学报，2013，(04)： 87-94.
[10]程敏，范志胜.论巷道快速掘进的影响因素及其技术措施[J].现代商贸工业，2010，（07):292-293.
[11]魏锦平.综放面顶煤压裂规律及成拱机理研究[D].太原理工大学，2004.
[12]李跃宇，吴志海.我国煤矿掘进装备技术发展的思路[J].煤炭科学技术，2000，(09)：46-49.
[13]杨青华.浅谈高产高效综掘工作面冒顶事故原因及预防措施[J].煤炭科学技术，2010，(01)： 54-55.
[14]田雷.山东七五煤矿巷道围岩稳定性分类与锚杆支护技术研究[D].东北大学，2003.
[15] T.Kawamoto, Y.Lchikawa & T.Kyoya. Deformation and Fracturing Behavior of DiscontinuousRock Mass and Damage Mechanics Theory.Int. J.Num. Anally.geo, 1998， 12(4): 321-327.
[16]钱鸣高，缪协兴.釆场上覆岩层结构的形态与受力分析[J].岩石力学与工程学报,1995，(02): 97—106.
[17]史元伟.液压支架与围岩力学相互作用及支架选型研究[J].煤炭科学技术，1999，(05):26-30.
[18]钱鸣高，李鸿昌.采场上覆岩层活动规律及其对矿山压力的影响[J].煤炭学报，1982，(02):01-12.
[19]何富连，赵志志，何尚森等.大采高综放面支架-围岩系统失稳的模糊事故树法研究.煤炭工程，2014，(10): 158-161.
[20]康立军.综放开采顶煤与支架耦合力学作用研究[J].中国煤炭学会，1999.
[21]刘长友，金太，王京龙.高产高效综放工作面直接顶稳定性监测[J].矿山压力与顶板管理，2003，(01): 51-53.
[22]王国法等.高端液压支架及先进制造技术[M].煤炭工业出版社，2010.
[23]骆祥均.王庄煤矿生产矿井测量基准一致性研宄及建立[J].科技情报开发与经济，2012，(17): 139-141.
[24]曹胜根.综放高效开采关键技术研究与应用[J].釆矿与安全工程学报，2008，(02)：207-212.
[25]刘润斌.山西某矿矿井充水因素分析[J].科学之友，2012，(08)： 25-26.
[26]李焕同.王庄煤矿地质环境综合评价研究[D].河北工程大学，2011.
[27]郝存义，段军.6m大釆高综采面支架合理支护强度确定煤矿开采，2010，(06):12-14+28.
[28]李洪彪.赵庄矿松软煤层大釆高工作面矿压规律及围岩控制研究[D].太原理工大学，2012.
[29]北京煤炭设计研究院.寺河矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度关系之探讨[J].煤炭工程，2001，(07): 50-52.
[30]康平.如何提高掘进巷道月进水平[J].内蒙古煤炭经济，2013，(02): 01-02.