1、煤矿安全高效开采决策支持系统,山东科技大学 石永奎,一、课题研究的目的及意义,众所周知，不能够根据具体的地质条件进行针对性的开采设计，特别是在采场推进过程中对上覆岩层赋存情况及其变化以及由此变化导致的覆岩运动规律及支承压力分布规律的差异认识不清，是当前煤矿事故频繁，特别是重大事故和环境灾害没有能从根本上得到控制、开采经济效益不好的重要原因之一 。,垂直工作面推进方向剖面图,工作面推进到不同位置的支承压力分布,破坏拱高沟通上部含水层是透水淹井事故的主要原因,地表沉陷值与破坏拱高是否未波及地表关系密切,在上覆岩层已经稳定的内应力场中开掘和维护巷道，煤层承受的支承压力很小，原始构造应力和富集于煤体的
2、瓦斯基本释放，冲击地压、瓦斯煤层突出等重大事故以及高的巷道支护和维护费用都可以避免,在工作面推进过程中，如果遇到较大的断层把老顶岩梁切割就会使老顶岩梁失去向前方煤壁或（和）采空区矸石上传递力的联系，采场支架受力会突然增大，造成安全阀开启和活柱下缩，严重时会压死支架,各类事故与开采覆岩运动的关系,任何矿井单靠某一工作面实测的信息以及决策的成果，简单的套用到其它工作面的方法，即依靠简单的统计经验决策的方法，是不科学的。这也同样说明，煤矿安全高效开采决策，是一项涉及地质、开采技术条件诸多因素需要有高深学科理论和实践基础，需要应用现代高新技术手段的复杂系统工程。因此，在完善与掌握采场上覆岩层运动和应力
3、场应力大小分布为核心的煤矿安全高效开采决策理论基础上，实现理论与现代高新技术，特别是与现代信息技术的结合，建立一套能够全面反映采场地质条件及其变化趋势，预测采场矿压显现规律和支承压力分布规律，特别是能够预测某些特殊区段可能发生的矿压异常现象，进而能够作出具有针对性的安全开采决策的决策支持系统是解决煤矿当前事故繁多，特别是采场推进过程中可能出现的矿压异常造成的支架压死等问题的最佳技术途径。,可视化地理地质信息查,可视化采动信息（预测与监测）,可视化安全开采决策,安全高效开采决策支持系统,回采工作面控制决策系统,巷道矿压控制决策系统,各类顶板事故控制决策系统,实用矿山压力理论已经取得了系统的突破性
4、成果,开采上覆岩层运动范围在大量实测研究的基础上取得了系统的成果 煤层上支承压力大小和分布发展变化规律的研究取得了突破性的进展 采场矿山压力及相关事故控制决策（基础）结构力学模型已初步建立,理论基础,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,传递岩梁形成的力学机理,当max上max下或Wmax上Wmax下时，两岩层组合成一个传递岩梁同时运动。,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,垮落带范围（一次采全高）,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,垮落带范围（开采厚煤层下部分层 ）,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,裂隙带的高度,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,缓沉带的高度,上覆岩层在纵向上的运动发展规律,覆岩裂隙带运动
5、方程,上覆岩层在推进方向上的运动规律,采场需控岩层范围内覆岩运动规律,上覆岩层在推进方向上的运动规律,采场需控岩层范围内覆岩运动规律,初次运动阶段(c0),周期运动阶段(c),相对稳定过程 （b0),显著运动过程 (a0),相对稳定过程 （b),显著运动过程 (a),c0=b0+a0,c=b+a,上覆岩层在推进方向上的运动规律,岩梁运动步距计算,上覆岩层在推进方向上的运动规律,裂隙带覆岩运动规律（第一次运动阶段）,上覆岩层在推进方向上的运动规律,裂隙带覆岩运动规律（正常运动阶段）,上覆岩层在推进方向上的运动规律,缓沉带覆岩运动规律,采场支承压力动态结构力学模型,支承压力三维结构力学模型,采场支
6、承压力动态结构力学模型,支承压力三维结构力学模型(俯视图),采场支承压力动态结构力学模型,三维结构力学模型(推进方向的剖面图),采场支承压力动态结构力学模型,三维结构力学模型(垂直推进方向剖面图),采场支承压力动态结构力学模型,采场四周煤体上支承压力平衡方程,Vcx=(L+2Sx)(Cx+2Sx)H+(Cx+2Sx)bxH+(L+2Sx)bxH bx=f(Cx)，bx(0)=0; bx(L)=bmax Sx=f(Cx)，Sx(0)=0; Sx(L)=Smax,采场支承压力动态结构力学模型,支承压力随工作面推进的变化曲线,采场支承压力动态结构力学模型,分布在工作面两侧煤体上的支承压力,采场支承压
7、力动态结构力学模型,分布在工作面两侧煤体上的支承压力,采场支承压力动态结构力学模型,两侧煤体上的支承压力分布范围,明显影响范围S3=(1/31/4)Sx,采场支承压力动态结构力学模型,两侧煤体上的内应力场分布范围,沿采空区四周煤体上内应力场范围内分布的垂直支承压力等于工作面初次来压前夕老顶岩梁（板）的重量,工程应用,济三煤矿1302工作面辅助顺槽沿空掘巷煤柱尺寸计算,巷道位置,工程应用,工作面基本条件,1、工作面长度：170m 2、工作推进长度：1614.8m 3、煤层厚度及开采高度：6.6m 4、煤层倾角：3-50 5、煤层顶底板条件 直接顶（垮落岩层）岩性及厚度:11m 老顶（下位传递岩梁
8、）岩性及厚度:3540m 可能破坏（垮落和出现导水裂隙）岩层范围的钻孔柱状高:90100m 6、开采深度:450500m,工程应用,1301工作面柱状图,工程应用,1301工作面矿压观测结果,1.直接顶（垮落岩层）厚度:11m 2.老顶（明显影响矿压显现的岩梁）厚度：3540m 3.老顶来压步距第一次裂断步距：5560m周期裂断步距：20m,1.地表沉陷波及范围推进方面波及范围:2194m两侧波及范围:750m 2.地表最大沉陷值推进方向:700mm两侧方向:700mm,工程应用,计算结果,1301工作面支承压力影响范围为：Sx=170m, 明显影响区为:S3=4050m（实测）,S0=10m
9、,工程应用,煤柱尺寸确定,根据1301工作面内应力场分布范围，沿空掘巷煤柱尺寸可取为34m,工程应用,煤柱尺寸确定,考虑煤体软、老塘水等因素，确定沿空掘巷煤柱尺寸为5m,地理化,扫描地图,数字地图,数字文件,数字图象,管理,组织,采集,分析,显示,Map OutputsComposite MapsPerspective MapsInterpretive MapsScaled Maps Tabular ReportsAreasLengthsSummaries,DBMS,DBMS, 现代信息技术（软件环境）的飞速发展为项目顺利实施提供了操作平台,可视化地理地质信息系统,三维可视化地理地质信息基础子
10、系统,功能,连续地层建模,主要断层建模,地表地形建模,等高线信息输入,等值点插值,断层信息输入,图形放大,图形缩小,图形旋转,图形平移,图形剖分,图形截取,图形查询,等高线数字化,三维图形显示,连续地层建模,从散点数据构造形体一直是计算机辅助图形设计的一个重要问题，尤其对于具有复杂断层的地质构造。由于三角片构成的分片曲面可以用较少的网格数表示任意边界、变化剧烈的复杂地质构造，因此主要采用三角网格模型建立地层模型。,连续地层模型,网格显示,连续地层模型,填充后,主要断层表面模型,地表地层建模,地表地层建模是在3Dmax中建立模型，再在Opengl中读入生成的。,系统流程,等高线扫描采点图,插值,
11、空间数据的插值是地质学家最常用的数据处理方法之一。地质数据的复杂性对常规的自动插值方法和技术是一个严峻的挑战。对于插值方法我们选择了多重二次曲面函数法（Multiquadric Function），它是一种新的地质曲面插值方法，这种运用二次曲面基本函数插值的方法最早是哈迪在1971年提出的，将方法引入煤层地质曲面逼近，并取得了良好的效果。与其它不规则连续曲面方法相比，该方法数学原理简单，易于数值实现。由于各种因素的影响，实际勘探的原始样本点分布不可能很均匀，多重二次曲面函数插值法对于这种非网格化样品空间尤其适合，逼近效果良好。,多层面显示,单个地层显示,剖切,截取模型,对截取模型进行三维操作,
12、对截取模型进行三维操作后可明显看到断层,截取模型,进行三维操作后,模型放缩,模型平移、旋转,图形缩小,缩放演示,图形放大,图形旋转,图形平移,采动信息可视化,可视化采动信息基础子系统,用户界面,决策支持系统,图形建模系统,图形显示系统,裂隙带运动规律,缓沉带运动规律,支承压力分布规律,采场上覆岩层数字化模型,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,GDI 坐标系,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,水平状态岩层,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,开采层（煤层）,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆
13、岩层数字化模型,直接顶初次垮落前夕,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,x9=x8- CrackWidth y9=y8 x10=x2+l/2 y10=y7- MidSinkage x11=x12- CrackWidth y11=y7 x13=x1 y13=y7,直接顶初次垮落前夕,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,直接顶周期垮落状态,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,直接顶周期垮落状态,Type TLayerState_CycleStage_ImmediatRoofOverarmLength As Double 悬顶长度,m （控顶区宽度）C
14、rackHeight As Double 裂缝高度,mCrackWidth As Double 深入煤壁的直接顶裂缝宽度 一般为零FirstCrackDis As Double 前方（模型右侧）裂缝距煤壁的距离SecondCrackDis As Double 后方（模型左侧）裂缝距煤壁的距离EndSinkage As Double 直接顶端部下沉量Angle As Single 岩层破断角度 ，度（不是弧度）End Type,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,直接顶周期垮落状态,x9=x8- CrackWidth y9=y8 x10=x8- OverarmLength y10
15、=y7+ EndSinkage x11=x2 y11=y7,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶初次运动阶段状态,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶初次运动阶段状态,Type TLayerState_FirstStage_MainRoof CrackHeight As Double 裂缝高度CrackWidth As Double /裂缝宽度FirstCrackDis As Double 前方（模型右侧）裂缝距煤壁的距离SecondCrackDis As Double 后方（模型左侧）裂缝距煤壁的距离MidSinkage As Double 岩层中部下
16、沉量MidCrackWidth As Double 岩层中部裂缝宽度C0 As Double 老顶初次运动步距 End Type,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶初次运动阶段状态,x9=x8- CrackWidth y9=y8 x10=x2+ y10=y7+ MidSinkage,x11=x12+ CrackWidth y11=y7 x13=x1 y13=y7,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶周期运动阶段状态,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶周期运动阶段状态,Type TLayerState_CycleStage_Main
17、Roof_beam BeamLengthI As Double /初次运动阶段梁长度,m.等于“初次来步距”的0.5倍BeamLengthII As Double /周期运动阶段梁的长度,m.等于“周期来步距”OffsetI As Double /初次运动阶段断裂线超前煤壁的距离,mOffsetII As Double /周期运动阶段断裂线超前煤壁的距离,mDisOfStableI As Double /第一次运动阶段相对稳定步距,mDisOfStableII As Double /周期运动阶段相对稳定步距,mDisOfImportanceI As Double /第一次运动阶段相对显著步距,
18、mDisOfImportanceII As Double /周期运动阶段相对显著步距,ms_mid As Double 岩梁中部下沉量wd_mid As Double 中部裂缝宽度wd_end As Double 端部裂缝宽度ht_mid As Double 中部裂缝高度ht_end As Double 端部裂缝高度 End Type,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶周期运动阶段状态,sa=h-mz*(k-1),采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶周期运动阶段状态,相对稳定过程,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,老顶周期运动阶段状态
19、,相对显著过程,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体处于弹性阶段支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体处于弹性阶段支承压力曲线,假设原始应力图形高度为h，应力集中系数为k，应力变化范围为s，煤层序号为i，抛物线方程为y=ax2+c。有：,a=-（k-1）/h/s2,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体处于弹性阶段支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体出现塑性区时支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体出现塑性区时支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆
20、岩层数字化模型,煤体出现出现内外应力场时支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,煤体出现出现内外应力场时支承压力曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,采场上方压力拱曲线,采场上覆岩层运动规律数字化,采场上覆岩层数字化模型,采场上方压力拱曲线,x0 = (c1b2 - c2b1) / (a1 b2 - a2b1)y0 = (a1c2 - a2c1) / (a1b2 - a2 b1)r = Sqr(x0 - x1) 2 + (y0 - y1) 2) 式中： a1 = x1- x3 b1 = y1 - y3 c1 = (x1x1 - x3x3 + y1y
21、1 - y3y3) / 2 a2 = x2 - x3 b2 = y2 - y3 c2 = (x2x2 - x3x3 + y2y2 - y3y3) / 2,直接顶厚度推理网络,传递岩梁的判别方法,工作面推进到22m,工作面推进到25m,工作面推进到41m,工作面推进到73m,工作面推进到150m,工作面推进到22m,工作面推进到25m,工作面推进到41m,顶板控制的PDCA循环,井下岩层动态监测信息的智能可视化分析系统,软件，硬件,在线监测 离线监测 手工监测,支架阻力，活柱缩量 端面距，片帮深度,围岩移近量，离层，多点位移 锚杆（索）阻力，测力锚杆 煤体应力，动态仪,瓦斯，co，风速，温度,监
22、测信息的智能分析，日报,微震,回采工作面 支护设计决策支持系统,山东科技大学,本系统根据具体工作面的生产地质条件，按照“以岩层运动为中心的矿压理论”体系的相关模型， （1）计算出工作面直接顶的厚度，初次垮落步距，老顶厚度，初次来压步距，周期来压步距等运动参数； （2）确定工作面可行的支护型式和支护参数。 本系统分：单体版、综采版和综放版。,系统功能,系统理论基础,1.采场动态结构力学模型,2.采场顶板控制设计理论体系位态方程理论模型,系统决策模型,位态方程基础,支架围岩的双曲线关系图,A：直接顶作用力,：控顶末排最大顶板下沉量,：要控制的顶板下沉量,K：位态常数，由岩梁参数和控顶距决定,位态方
23、程基础,在具体采场，可计算出,，k,：分别为老顶厚度、密度和运动步距,LK：控顶距；KT：岩重分配系数,KT：岩梁断裂位置、结构形式、物理性质、支架性能等有关系的系数由于支架、煤壁、矸石与老顶岩层之间是一种静不定关系，因此确定KT只能用相应的半定量分析配合量化控制准则和现场经验相结合的方法。,位态方程基础,支护强度的定量计算,直接顶初次垮落期间,LK：控顶距,支的准则：把直接顶安全地切落在采空区。如基本支护达不到要求，则 考虑其它措施。力学保证条件：支架至少能承担起直接顶初次垮落步距一半的重力。,支护强度,:直接顶密度。,支护强度的定量计算,老顶初次来压期间,支的准则： 防止直接顶向采空区推垮
24、； 让老顶缓慢沉降到要求的位态（防止冲击）； 保证支柱不被压死； 对可能发生剪切的采场，应采取特殊的处理方法，并进行采场来压 力学保证条件： 增加支柱初撑力和工作阻力，使直接顶和老顶紧贴（加大泵压，穿鞋或用大吨位升柱器等措施）； 支架能在不被压死的情况下，承担起老顶的部分作用力和全部直接顶的作用力。,支护强度,KT :岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N的控制。,支护强度的定量计算,:分别为老顶厚度、密度和初次来压步距,大量研究表明，采空区充填得越实，支架承受的老顶作用力越小。根据现场控制的经验，一般条件采场的KT可按下表选取。,N1，表明直接顶很薄，坚硬老顶来压猛烈，支架必须承担初次来压步
25、距内1/4的岩重。如基本支护达不到要求，则采取特种支护或其它措施。 15时，表明垮落直接顶与老顶接实，支架可完全不考虑老顶的作用力,支护强度的定量计算,直接顶作用力A的计算,当悬顶距LS2m时,当悬顶距LS2m时,支护强度的定量计算,支护强度的定量计算,老顶正常推进阶段,支的准则： 在类拱结构采场，防止类拱的煤壁处切落（AB、CD线）； 梁式结构采场防止老顶来压时出现大的台阶下沉和冲击； 多岩梁结构采场防止上位岩梁对下位岩梁的冲击；防止支柱压死。,类拱在煤壁处的切落位置,支护强度的定量计算,老顶正常推进阶段,力学保证条件： 类拱结构采场保证支架能支柱直接顶和悬跨度一半的重量； 支架在给定变形状
26、态工作时，必须能支柱直接顶并能承担部分老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度； 支架在限定变形状态下工作时，必须能支柱与要求控制的顶板下沉量hi对应的老顶悬跨度Li的部分及直接顶的全部作用力。,支护强度的定量计算,老顶正常推进阶段支护强度,类拱结构下：,给定变形下：,限定变形下 ：,多岩梁结构下 ：,支护密度的计算,n:支护密度，根/m2 P:支护强度，kN/ m2 R:支柱实际支撑能力，kN/柱,系统界面,系统界面,回采巷道 支护设计决策支持系统,山东科技大学,（1）选择回采巷道的支护形式 （2）计算合理支护参数,系统功能,系统理论基础,1.采场动态结构力学模型,2.巷道支护理论体系锚杆支护原理
27、,系统结构,系统决策流程,基本支护形式,简易支护型式,指裸体巷道、点柱、薄层喷射混凝土和局部单体刚性锚杆等简单的支护型式，仅适用于稳定的回采巷道。其中裸体巷道用于巷宽3.5m以下，顶板分层厚度较大的情况。当巷宽较大或顶板分层厚度较小时，宜选用点柱或分布较稀疏的刚性单体锚杆。薄层喷射混凝土仅用于有风化倾向的稳定围岩。,基本支护形式,梯形刚性支架,该类支架结构简单，架设容易，不破坏顶板，柱腿扎角可按具体情况自行调整。由于支架本身的可缩性很小，所以梯形刚性支架用于围岩较稳定、断面面积小于10m2、预计顶底板移近率不大于10%的较稳定的回采巷道。,基本支护形式,梯形可缩支架,该类支架垂直可缩，承载力不
28、很大，但能保持顶板完整性，适用于围岩较稳定、移近率超过10%的回采巷道或稳定性中等或稍差但底板、煤柱稳定（仅顶板不稳定）且断面积小于10m2的回采巷道。这种情况下侧压一般较小，底板稳定，仅是顶板下沉量稍大，利用支架的竖向可缩性适应围岩变形。,基本支护形式,拱形可缩性支架,支架结构受力合理，承载能力高，可缩性好，能适应巷道自然冒落形状，适用于围岩稳定性较差、顶底板相对移近量大于300mm，断面大于6m2的回采巷道。具体有以下类型： 三心拱直腿可缩性支架：适用于顶压大、两帮及底板较稳定的巷道；半圆拱直腿可缩性支架：适用于顶压大、有一定侧压、两帮较稳定的情况；三心拱曲腿可缩性支架：适用于顶压、侧压均
29、大而不必加固底板的情况；马蹄形可缩性支架：除具备拱形支架一般优点外，能抗底臌和两帮移近、适用于围岩松软，移近量较大，特别是底臌和两帮稳定性差的巷道。,基本支护形式,封闭型支架,适用于不稳定的回采巷道。这类巷道围岩预计移近率一般大于35%其它支护型式已不能控制围岩变形。具体分以下几种： 圆形可缩性支架：适用于移近量大、各方压均匀、底臌、两帮移近严重，使用非封闭支架预计K40%的的情况； 方环形可缩性支架：较圆形有更大的断面利用率，能保持顶板完整性旦抗不均匀压力能力强； 长环形可缩性支架：除具备方环形可缩性支架的特点外，能较好地适用于存在竖向与横向变形及压力不均衡情况的巷道。,基本支护形式,锚杆及
30、其组合形式支架,这类支护型式包括多种组合形式，根据杆体的性质又可分为刚性锚杆和可延伸锚杆，除单体锚杆外，尚有锚喷、锚带、锚网喷等多种形式，既可用于支护稳定性好的巷道，又可用于支护变形量大的巷道，应用范围广泛，是准备巷道主要的支护型式。对于回采巷道，也是正在逐渐推广与改善的主要支护型式，可在一定条件下选择合理的组合形式。,基本支护形式,桁架(W钢带)锚杆,对于层状地层下开挖支护，桁架锚杆是一种十分有效的顶板维护方法。作为一种主动支护，当顶板和煤柱有较大变形时，整个支护系统可以随围岩变形而产生较大位移。同时提供必要的支护力。这种支护型式对于围岩变形较大、顶板稳定性差，底板较稳定的情况，可以发挥较好
31、的支护作用。,锚杆支护参数设计方法,层状岩体中，锚杆将下部不稳定岩层悬吊在上部稳固的岩层上，锚杆承受的载荷为下部不稳定岩层的重量。最典型的情况是顶板上部1-1.8m处有一厚层（2m以下）坚固岩层，下部为较完整的层状较弱岩层。若没有上述坚固岩层，也可用免压拱高或破碎带高度以外的非破碎稳定带概念代替。,悬吊机制及其围岩条件,锚杆支护参数设计方法,在没有坚硬厚层的薄状岩层中，通过锚杆的预拉应力，将视为叠合梁的各薄层挤紧，提高其自撑能力。杆体承受岩层错动趋势所产生的剪应力。组合梁与叠合梁相比，应力减小（n-1）倍，挠度减小（n2 1）倍。,组合梁机制及其围岩条件,锚杆支护参数设计方法,在被裂隙切割的块
32、状围岩中，锚杆将危石悬吊，彼此挤紧，形成类似三铰拱的稳定结构，不但使岩块不掉落，而且加固成能承受载荷的整体结构。,三铰拱（楔固、紧固）机制及其围岩条件,锚杆支护参数设计方法,采用点锚固形式的锚杆的预拉应力可以形成以锚杆两端为顶点的算盘珠式的压缩区。若把锚杆以适当的间距沿拱形断面系统安装，则可在巷道周围形成连续的均匀压缩带作为承载结构并将应力向两帮深部围岩传递，其承载能力决定于锚杆长度与间距、预拉应力。,组合拱（均匀压缩拱）机制及其围岩条件,锚杆支护参数设计方法,由于目前放顶煤工作面越来越多，回采巷道顶板为煤体，其,普氏免压拱理论,冒落形状为拱形，按照普,氏免压拱理论，如图所示，巷道两帮的破坏范
33、围为：,锚杆支护参数设计方法,Kc：巷道周边挤压应力集中系数， r:岩石平均体密度， KN/m3； :采动影响系数，； H :埋深， m； m :顶煤单向抗压强度， Mpa； :顶煤内摩擦角，； h :巷道高度，m,普氏免压拱理论,锚杆支护参数设计方法,顶板最大松动范围可按下式预计,普氏免压拱理论,fm :顶煤坚固性系数 L :巷道宽度，m,锚杆支护参数设计方法,帮锚杆长度计算 对两帮的加固，可以取在破坏范围的2/3处，即合力作用点所处位置，作为两帮支护长度的下限，而全部破坏范围作为支护的上限，因此，两帮锚杆有效范围长度；,普氏免压拱理论,l下限=2C/3 l上限=C l平均= （l下限l上限
34、）,锚杆支护参数设计方法,顶锚杆长度计算 同样，沿着支护合力作用点为端点形成的拱高b1作为顶板锚杆支护的下限，顶板在支护条件下全松动范围拱高作为支护的上限，故顶板锚杆有效锚固长度：,普氏免压拱理论,l顶=b1b=(L/2+2C/3)/f(L/2+C)/f,锚杆支护参数设计方法,锚杆间距计算 顶板锚杆数量应满足以下两个条件；一是能承受拱内岩重；二是杆体抗剪强度能满足要求。,普氏免压拱理论,（1）平衡拱内岩重所需的锚杆间距S1可按下式计算：,T：锚杆的实际锚固力，KN；K1 ：安全系数；：煤的体积密度，KN/m3,锚杆支护参数设计方法,普氏免压拱理论,（2）校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2：,d：
35、杆直径， mm； ：杆抗剪强度，Mpa； k2 ：顶板抗剪安全系数，取5； f ：分层间摩擦系数；,系统界面,系统界面,系统界面,系统界面,系统界面,系统界面,系统界面,系统界面,开采沉陷可视化工程分析系统,山东科技大学,充分利用目前最新的研究成果及先进的计算机技术，实现开采沉陷预测工作的计算机系统化，为开采方案决策提供全面、快速、准确的科学依据。,系统目标,系统框架,系统流程,系统理论基础,系统计算成果可视化,Excel表格数据文件,系统计算成果可视化,Excel表格数据文件,系统计算成果可视化,地表下沉等值线图（AutoCAD图形格式）,系统计算成果可视化,地表水平变形等值线图（AutoCAD图形格式）,系统计算成果可视化,沿预计方向地表移动变形曲线图（AutoCAD图形格式剖面图）,系统计算成果可视化,垂直预计方向地表移动变形曲线图（AutoCAD图形格式剖面图）,系统计算成果可视化,地表下沉Surfer三维数字图,系统计算成果可视化,地表水平变形Surfer三维数字图,
