回采工作面顶板控制与支护

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六、放顶煤开采矿压显现：1、放顶煤开采影响本质——采高大、厚煤顶。2、矿压显现特点（据唐山矿观测）：前方支承压力峰值高、距工作面远（16—24米）；（采高大，顶板活动范围大，平衡结构高远）顶、底板相对移近量大（4.4m处达1.2m）；（采高大，老顶移动倾斜度大，顶板移动量大）顶煤在煤壁前方较远处开始较大位移（垂直、水平）；（煤体受压，产生塑性变形，垂直缩，水平伸）支架载荷、周期来压强度较小。（支架顶部煤体起到缓冲作用） 急倾斜开采、分层上向开采、放顶煤开采等矿压显现规律目前资料较少，尚需进一步探索研究。 第五章回采工作面顶板控制与支护本章介绍：顶板分类支架类型与特性采场支架与围岩相互作用原理综合机械化工作面顶板控制设计单体液压支柱工作面顶板控制设计 第一节顶板分类与底板特征一、对直接顶的分析：1、定性分析：破碎顶板————页岩、再生顶、煤顶中等稳定顶板——砂页岩、粉砂岩完整顶板————砂岩、坚硬砂页岩按稳定状态原生裂隙构造裂隙压裂裂隙裂隙类型张裂隙剪裂隙 2、定量分析：按直接顶初次垮落步距分不稳定顶板——中等稳定顶板—稳定顶板———3、雅格比分类法：端面破碎度——端面破碎面积与梁端无支护面积之比。冒落敏感度E——端面距为1米时的端面破碎度。一类二类三类 二、对老顶分析：老顶的影响主要体现为来压影响，原分类与来压有关。无来压来压明显来压严重坚硬顶板塑性顶板厚高比：（5，5~2，2） 三、顶板分类方案：（P132）1、分类目的：规范化、科学化、系列化2、分类方案：依据直接顶的稳定性（强度、初垮步距）分为四类；依据直接顶厚高比、老顶来压步距将老顶分为4级。直接顶：分为四类，其中1、2类各分为两个亚类；（不稳定、中稳、稳定、非常稳定）老顶：依据老顶初次来压当量将老顶分为4级。（来压不明显、明显、强烈、非常强烈） 顶板分类名称含义：直接顶：一类二类三类四类不稳定中等稳定稳定坚硬老顶：1级2级3级4级来压不明显来压明显来压强烈来压极强烈举例：二类2级顶板——直接顶中等稳定，老顶来压明显。 四、底板特征：1、底板的力学特征2、底板比压——底板单位面积所受支架的压力支柱插入底板的破坏形式受支承压力影响，产生变形。受支柱压力作用，被压入。整体剪切局部剪切其它剪切整体剪切局部剪切其它剪切穿鞋破坏 整体剪切——当载荷达到某一值后（极限抗压入强度），突然下降。局部剪切——没有明显的突破点，随载荷增加，压入深度的变形率增长较快。其它剪切——界于二者之间，有突破点但不明显，载荷超过突破点后，压入深度明显增大。木柱鞋抗压强度较低，不宜使用 第二节采场支架类型与特性一、支架类型：木支架——————木柱+木梁摩擦金属支架———摩擦柱+铰接金属梁单体液压支架———液压柱+铰接金属梁支撑式掩护式支撑掩护式单体支架液压支架普通支架端头支架大采高支架放顶煤支架液压支架的应用范围正在逐步扩大 二、支架的工作特性：单体支架特性应为支架与顶梁的共同特性，当顶梁为刚性材料时，支架特性主要由支柱特性决定。液压支架特性不仅与支柱特性有关，而且与支架结构有关。1、支柱特性：支柱力学特性——受顶板压力作用，支柱变形（下缩）性质。急增阻微增阻恒阻 2、支柱的工作阻力：支柱的工作阻力——支柱受顶板压力作用而产生的反抗力。（撑力——主动力；阻力——被动力）初撑力——支柱刚架设时对顶板支撑力；始动阻力——顶板压力下，支柱开始下缩时的阻力；初工作阻力——阻力由急剧增长到缓慢增长的转折点处阻力；额定工作阻力——支柱所能承受的最大载荷。 3、支撑系统工作特性：支撑系统——围岩与支撑物所构成的力学系统。支撑系统=顶板+插背物+顶梁+支柱+（浮煤矸）+柱鞋+底板支撑系统特性——支撑系统受力作用而呈现的变形性质。在对顶板的支撑中，实际是支撑系统工作特性在起作用。支撑物的可缩性使支撑系统早期发生较大变形，阻力上不去，顶板离层。支柱插入底板可导致顶板管理恶化。正常情况插入底板 安全规程规定：禁止将支柱架设在浮煤、浮矸上。技术要求：柱顶要插严背实；煤底或软岩底时，支柱要穿鞋（液柱铁鞋） 三、液压支柱：1、类型：内注液式：NDZ外注液式：DZ2、结构：3、DZ系列：4、型号：DZ22—30/100DZ——普通单体液压支柱PDZ——炮采单体液柱SDZ——三柱套（薄煤层）DZ系列系列高度22分米—额定阻力30吨/油缸内经100毫米 5、初撑力：式中：——泵站工作压力；——活柱直径；——管路压力损失系数。6、液压支柱工作原理：Ⅰ—升柱；Ⅱ—工作；Ⅲ—降柱1—活柱；2—柱体；3、9、10—管路；4—安全阀；5—单向阀；6—主回油路；7—主进油路；8—操纵阀 带帽点柱的布置方式a—矩形排列；b—三角形排列四、单体支架布置方式：1、带帽点柱——矩形、三角形布置 连锁式及对接式走向棚a—连锁上行式；b—连锁下行式；c—连锁混合式；d—对接式2、棚子支护——顺板（两柱、三柱）（倾斜棚）横板（两柱）连锁（上行式、下行式、混合式） 倾斜棚机组工作面的悬臂支护a—正悬臂；b—倒悬臂3、悬臂梁支护——正悬臂、倒悬臂 齐梁直线柱布置错梁直线柱布置4、悬臂梁支架的布置方式：常用错梁直线柱 5、特种支架：丛柱排柱（密集）直线木垛三角木垛斜撑（戗柱）抬棚 特种支架的主要作用：增加支撑力——丛柱、排柱、抬棚增强稳定性——木垛、斜撑（戗柱）、抬棚 6、架设金属单体支架的技术要求：1)确保金属支柱的工作性能，失效支柱应及时运至地面检修；2)在支设金属支柱时，应采用升柱器，使之具有一定的初撑力；3)严禁在一个工作面使用两种或两种以上不同性能的基本支柱；4)金属支柱必须与金属铰接顶梁配套使用；5)不宜让支柱受偏心载荷；6)必须保证支柱的支设质量。不能将支柱打在浮矸上。 五、液压支架：1、分类：按支撑面积与掩护面积比值分类支撑式支撑掩护式掩护支撑式掩护式支撑式掩护支撑式支撑掩护式掩护式 支撑式按支架结构分类：掩护式支撑掩护式2、支撑式支架支护分析：工作特点：支撑力大，适宜坚硬有来压顶板；反复支撑次数多，不适宜破碎顶板；框式结构，不能承受水平推力。优点：通风断面大、行人方便、结构简单、重量轻；适用于：顶板稳定，有来压，瓦斯大的工作面。 3、支掩式掩护支架分析：工作特点：（支柱支撑在掩护梁上）控顶距小，减少了对顶板的反复支撑次数结构可承受一定水平推力；适应破碎顶板（挡矸，冒顶时可不勾顶）缺点：支架空间小、通风断面小、行人不便、重量大单铰式双铰式 第三节回采工作面支架与围岩相互作用原理一、支架与围岩的相互作用：1、支架与围岩相互作用体系：1）横向：“煤体—支架—垮落矸石”支撑系统煤体支架垮落矸石 “煤体—支架—垮落矸石”支撑系统：煤体、垮落矸石为平衡结构支点（拱脚），需承受更多载荷；“煤体—支架—垮落矸石”支撑系统为静不定系统，刚度大的承受载荷也大；煤体刚度大于垮落矸石及支架，为主要承载体；支架受到保护，刚度较小，承载较小。 2）纵向：“老顶—直接顶—支架—底板”支撑系统老顶直接顶支架底板老顶以上岩层为载荷；直接顶、底板的刚度直接影响支架特性的发挥；支架特性为插背物、顶梁、支柱、柱鞋的综合性质；当其它结构物刚度很大时，支撑系统的特性即为支柱的刚度；在整个支架群中，该支撑系统的特性影响到支架所受载荷的大小。 2、支架与围岩相互作用的特点：1）支架与围岩间的作用是作用力与反作用力关系；（支撑力宜均匀分布，且与顶板压力共线）2）支架受力的大小与支架本身特性有关；（在同一工作面，不允许同时使用特性不同的支架）3）支架支撑力在工作面的分布状态与支架性能有关；刚性急增阻微增阻恒阻 4）支架结构及尺寸对顶板压力具有影响：支架受力=顶板压力；支架结构影响其特性，继而影响其受力大小；（支撑式大，掩护式小）；支架受力大小与分布即为顶板压力的大小与分布。（支撑式大，作用力靠后；掩护式小，作用力靠前） 3、支架工作阻力与顶板下沉量的关系：（支架与围岩相互作用关系）由调压实验得到：平时来压时 2）由曲线：结论：关系为双曲线关系；在某一工作阻力以上，而减少甚微；在某一工作阻力以下，则急剧增加；（该工作阻力称为与顶板下沉量相适应的合理工作阻力）以提高工作阻力控制顶板下沉量是有一定限度的；不同工作面，曲线不同。合理工作阻力为拐点对应的工作阻力 二、采场支架的工作状态：1、支架与围岩体系的刚度：1）组合刚度：并联：串联：并联串联 2）支架的刚度：式中：——支架的刚度（并联）；——支架立柱数；——支架立柱的刚度；——支架立柱与竖直方向的夹角。3）直接顶的刚度：式中：——直接顶弹性摸量；——直接顶高度与支架承载宽度比值。似刚性中间型刚度似零刚度 4）底板的刚度：（通过分析底板比压获得）5）支架与围岩体系的刚度：当底板影响小时（穿鞋或坚硬）：当直接顶刚度时：当直接顶为中间型刚度时，与支架组成系统刚度。 2、支架的工作状态：给定载荷——直接顶刚度小，老顶的“回转变形压力”由直接顶变形所吸收，支架承受的载荷为直接顶载荷。（直接顶离层）给定变形——直接顶刚度大，老顶的“给定变形”全部通过直接顶传到支架上。给定载荷——增大稳定性；支架给定变形——增大支撑力、可缩性。 第四节综采面顶板控制设计一、概述1、选型步骤：1）确定顶、底板类型（直接顶、老顶、直接底）；2）估算支架所需支护强度（实测、来压步距）；3）初定额定支护强度、初选架型；4）修正架型及参数（断面、风量、倾角）；5）确定顶梁、护帮及侧推结构；6）确定底座参数；7）进行支架参数优化。重要内容：支架额定强度、架型 2、架型选择：分析比较法：依据顶底板状况、采高、倾角、瓦斯、煤层稳定程度、开采方法等因素确定支架额定工作阻力、几何尺寸、立柱数量位置、移架方式、顶板覆盖率等参数。（目前多用）综合评分法：在特定的地质、开采技术条件下，对预选的各种支架对围岩的适应性及力学特性进行评价打分，综合分数时考虑各项内容的重要程度，选择分数最高者，确定支架结构，然后确定支架的初撑力、工作阻力，并对支架参数进行优化。 二、液压支架参数：1、工作阻力：估算法：实测法：若允许3%支架时间加权平均阻力大于额定工作阻力，k=2；若以最大工作阻力为统计值，则k=1~1.3，此时 经验公式：（煤炭科学研究总院）Ⅰ~Ⅲ级老顶：Ⅳ级老顶：（额定支护强度；采高；周压步距；控顶高度；直接顶厚度/采高）老顶初压步距；备用系数 理论分析法：式中：——合理支护强度；——岩块间摩擦角；——岩块破断角；——老顶岩层厚度；——B岩块回转下沉量；——B岩块的重量及载荷；——控顶距。 液压支架额定工作阻力：式中：——额定工作阻力；——液压支架中心距；——液压支架支撑效率；——控顶长度；——支护强度。支撑式0.9~0.95支掩式0.65~0.75支顶式0.8~0.9支撑掩护0.8~0.95 2、初撑力：提高初撑力可初撑力确定减少顶板离层，增强顶板强度和稳定性提高对机道支撑，减少端面破碎度和煤壁片帮压实顶梁上及底座下浮矸，提高支撑系统刚度充分利用额定支撑能力，减少顶板下沉量。实测初撑力为额定阻力的0.714合理初撑力为额定阻力的0.6~0.851、2类顶板初撑力为额定阻力的0.75~0.852、3类顶板初撑力为额定阻力的0.6~0.75 第五节单体液压支柱工作面顶板控制一、顶板控制的原则：1、目标2、原则消除冒顶隐患，防止冒顶事故；将顶板下沉量控制在一定限度内；费用最少。初撑力可平衡垮落带岩层重量；可缩量能适应裂隙带岩层的下沉；可切断近距薄层老顶；能防止顶板岩层的失稳性破坏；保证顶板处于良好状态。 二、单体支架工作面顶板控制设计：（设计内容包含：支柱类型、规格选择，支柱的额定阻力、初撑力确定，支架顶梁选择，支架布置形式，支护强度及支柱密度，排柱距及特殊支架布置等）1、工作面合理支护强度的确定：一般按老顶初次来压最不利状态进行计算： 合理支护强度：（支架承受直接顶重量及老顶重量的一半）其中：——考虑支撑合力作用位置及附加载荷后的悬顶系数。 2、支柱有效支撑能力的确定：支柱有效支撑能力——在允许的顶板下沉量范围内，所有支柱所能达到的工作阻力的平均值。（有效支撑能力＜额定工作阻力）1）支柱不钻底，支护质量正常时：式中：——支柱承载不均匀系数（0.8~0.9）；——增阻系数(0.9~0.95)；——支柱回撤前所能达到的理论工作阻力，kN/柱。 2）支柱发生钻底时：式中：——与底板抗压入强度相对应的支柱工作阻力；——考虑支柱钻底式的不均匀系数，增阻系数。3、支柱密度及柱距确定：排距a——与截深匹配；柱距b——排距为0.8时，k=1.2;排距为1m时，k=1.1排距为1.2时。K=1.0 用单体支柱+铰接顶梁时，柱距不小于0.5米；破碎顶板、网下开采时，任何梁，柱距不小于0.7米。4、支柱初撑力：增加初撑力，可预防直接顶离层，使支柱更快达到工作阻力以平衡垮落带岩重。应使初撑力尽量等于额定工作阻力；一般条件下，初撑力应不低于额定阻力的70%~80%。 5、支护系统刚度：支护系统刚度——单位顶底板相对移近量所对应的支柱工作阻力增量。（支护系统刚度受系统内组成部分影响）从有效控制顶板角度看，支护系统刚度越大越好。（支柱钻底超过100mm，则需要穿铁鞋） 插背物——目前的背顶材料，压缩率可达50%，一般在50kN前即可完成，压缩量大，刚度小；顶梁——金属顶梁不可压缩，可认为是刚性；底板——砂页岩、砂岩等中硬、坚硬岩层刚性较大，煤、泥岩、页岩等较软岩层刚度小，影响系统刚度；支柱——单体液柱刚度比较理想；（初撑力高，可压缩背顶物等材料，使系统刚度增加） 增大工作面支护强度顶底板相对移近量；端面冒高；顶板台阶下沉量。则可减少提高支柱初撑力提高支柱密度提高支护系统刚度均可提高支护强度 三、单体支柱工作面支护强度的实测统计：（可选用）（依据统计公式定量确定支护强度、支柱密度）1、单体支柱的支护强度：式中：——备用系数，一般取1.2~1.4；老顶级别ⅠⅡⅢ采高m130033041023253504203350380430单体工作面支护强度下限 2、单体支柱密度选择：1）按直接顶稳定性确定支柱密度：稳定性级别1类（不稳定）2类（中等稳定）3类（稳定）1a1b支柱密度上限2.251.7851.431.25支柱密度下限2.081.431.251.04各类直接顶的支柱密度 2）按必需的支护强度验算支柱密度：式中：——单体支柱工作阻力；——支护强度；——支柱密度。支柱系列DZ-300/100DZ-250/80DZ-150/63初阻力117.575.349额定阻力300250150单体支柱工作阻力实测阻力与初撑力相近，可用初撑力代替。 必需的初撑支护强度由替代：支柱密度验算：单体支架工作面可通过调整支架密度来增大支护强度 第六章采区巷道矿压显现及其控制本章介绍：采区巷道围岩应力及变形规律受采动影响巷道矿压显现规律巷道围岩控制技术 第一节采区巷道变形与破坏一、采区巷道概念：采区巷道——采区内的准备巷道和回采巷道。（采区上下山，区段平巷、回风平巷及切眼、各种联系巷道）采区巷道特点：（1）大部分属煤层巷道，围岩强度低；（2）受开采区影响大，巷道破坏严重；（3）服务期限短，支护要求较低。二、采区巷道变形与破坏形式：冒落、下沉、鼓帮、片帮、底臌、开裂 三、影响巷道变形破坏的因素1、自然因素（1）岩性与构造特征（2）巷道埋深H（3）煤层倾角α（4）地质构造（5）水（6）时间2、开采技术（1）受采动影响情况（2）巷道保护方法（3）巷道断面的形状及支架架设时间 第二节采区巷道矿压显现规律一、受采动影响巷道的围岩应力：1、巷道围岩应力：弹性变形应力分布塑性变形应力分布 2、回采工作面周围支承压力分布：工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前4~8米，影响范围为40~50米。少数可达60~80米。应力集中系数为2.5~3。工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为15~30米。少数可达35~40米，峰值一般距煤壁15~20米，应力集中系数为2~3。在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达5~7。 煤层拐角处叠加支承压力 3、采动引起的底板应力分布：一侧采空两侧采空影响深度为1.5~2B影响深度为3～4B压力传递影响角一般为30~40度 4、构造应力对巷道稳定性的影响：1）构造应力特点：以水平应力为主，具有明显的方向性、区域性。2）水平应力对巷道的影响：影响巷道顶板——巷道底板——软岩（煤层）底臌、蠕变巷道两帮——引起拉应力，破裂、鼓出、塌落薄层页岩岩层面滑移厚层砂岩剪切、失稳冒落3）合理巷道方向：巷道轴向与最大主应力夹角小于25~30度 5、相邻巷道合理距离：一般间距：大巷———20~40米（围岩稳定取小值，不稳定取大值）；上下山——15~30米；集中巷——15~30米。（在浅部、坚硬岩层、急倾斜可为10米；深部、松软围岩为50米） 二、走向平巷矿压显现规律：1、巷道围岩变形量：（顶板下沉量、底臌量、巷帮移近量、深部围岩移近量、巷道剩余断面积）顶底板移近量——巷道中心线高度减少值；两帮移近量———巷道腰线平距减少值。总变形量： Ⅰ：巷道掘进段——弹塑性、量小、趋于稳定、时间短；Ⅱ：无采掘影响段——主要为流变，受岩性影响较大；Ⅲ：采动影响段——前30～50m，后40～60m（峰值5～20m），量大；Ⅳ：采动影响稳定段——位移、变形均较小，工作面后方100米以远；Ⅴ：二次采动影响段——影响剧烈程度及影响范围均较第一次为大。2、走向平巷矿压显现特点：走向巷道逐段受采动影响 三、倾斜巷道矿压显现规律巷道处于前方承压力的不同区域，有不同的矿压显现：（三个显现区域带）Ⅰ、原始压力带显现轻微，一般不受破坏。Ⅱ、支承压力影响带工作面距巷道40～50m开始变形、破坏严重，移近速度达10mm～30mm/d。峰值区严重。Ⅲ、煤体边缘卸载带煤体破坏，应力降低，向平衡过度，移近量仍较大。Ⅰ—卸载带；Ⅱ—支承压力带；Ⅲ—原岩应力带倾斜巷道全长同时受采动影响 第三节采区巷道矿压控制原理一、“支架—围岩”相互作用原理支架——围岩构成统一的力学体系，二者之间有相互作用，而二者合之又共同承载。1、支架—围岩相互作用的基本状态：给定载荷状态——支架仅承受其自重作用，与母体岩层的移动变形无关。给定变形状态——支架阻力与围岩移动性质、支架特性有关。当支架变形特性与围岩变形不相适应时，则可承受更高的载荷，支架被破坏。 给定载荷——围岩与母体岩层脱离，不受母体岩层移动影响，支架仅承受固定载荷作用。（支架载荷不大，且基本固定）给定变形——围岩受母体岩层移动影响，并将母体岩层移动变形传递给支架，支架受载与岩层变形特征有关。（支架载荷较大，与围岩变形正比） 3、“支架—围岩”相互作用原理：由芬纳位移公式可得右侧曲线由曲线有：支撑力↑→位移量↓支撑力↓→位移量↑支撑力不可能完全限制围岩的位移；支撑力小到一定程度，围岩变形急剧增大，甚至破坏；不同特性支架、支护时间不同，支架承受载荷不同；合理支撑力应在曲线拐点附近。 4、“支架—围岩”相互作用原理的应用：1）二次支护（新奥法）——让压支护2）柔性支护——允许产生一定变形。让压支护3）主动支护——加大围压，提高围岩强度。抗压支护 第四节巷道保护基本措施一、基本原则：允许围岩变形、提高围岩强度、降低围岩应力。二、基本方法和途径：1、控制方法：巷道保护——使围岩应力与岩体强度相适应（采用适当断面，预留断面，煤柱护巷，巷道在减压区）巷道支护——架设支架防止围岩过度变形与移动巷道维修——改换已恶化的支撑系统，恢复围岩移动稳定性。2、控制原理抗压让压躲压移压 三、基本措施：将巷道布置在岩性好的岩层内将巷道布置在应力降低区对巷道进行卸压保护常用方法为：卸压无煤柱护巷 1、巷道卸压保护：卸压原理——采用人为方法，改变周边围岩应力分布，使峰值应力内移，巷道处于应力降低区。1）巷道跨采卸压：跨采类型纵跨——采面推进方向与巷道轴向平行；横跨——采面推进方向与巷道轴向垂直。矿压特点纵跨——巷道逐段受采动影响（岩石集中巷）；横跨——巷道全长同时受采动影响（上山石门）跨采期间围岩移近量大，过后稳定。 纵向跨采（依次影响）横向跨采（同时影响）跨越平巷、跨越上山、掘后跨采、掘前预采。 2）开槽（松动）卸压：卸压措施巷道周边开槽（孔）卸压巷道围岩松动爆破卸压开槽后可改变周边应力分布状态，使应力内移。无切缝两帮切缝顶底切缝两帮顶底切缝 3）卸压巷硐卸压：卸压巷硐位置巷道一侧——被保护巷变形减少70—90%；巷顶————被护巷移近量为原来1/7—1/12；宽面掘巷——矸石带填充，隔离，效果好。一侧卸压顶板卸压宽巷卸压 4）掘前预采：在岩巷尚未掘进时，先将其上部煤层采掉，然后在采空区下掘进岩石巷道，使之在应力降低区。为效果最理想的方法。巷道围岩变形量减小4/5—5/6。要求岩巷距煤层较近，距开采区域平距足够。 2、无煤柱护巷技术1）护巷煤柱的稳定性：留设煤柱优点：可双巷掘进；技术简单；对通风、运输、排水、安全有利；缺点：煤损大；风巷受二次采动影响，维护费高；不利底板巷道稳定；成为冲击地压、煤炭自燃隐患。 2）煤柱的应力分布：一侧采空煤柱很宽煤柱较宽煤柱较窄形成：Ⅰ——破裂区Ⅱ——塑性区Ⅲ——弹性区Ⅳ——原始应力区 3）护巷煤柱的稳定性：煤柱宽度是影响煤柱稳定性和巷道维护的主要因素。护巷煤柱稳定条件：煤柱中央产生的弹性区（核）宽度不小于煤柱高度的2倍。煤柱宽度： 4）沿空掘巷的三种方式：完全沿空掘巷；留小煤皮掘巷；保留部分老巷掘巷 5）沿空留巷巷旁支护：巷旁支护作用巷旁支护类型控制直接顶离层及时切断直接顶减少巷内支护承载封闭采空区木垛密集矸石带混凝土砌块高水速凝水泥 第五节采区巷道支护一、巷道支护原则：支护特点：临时性、可变形。支护要求：确保安全，维护最小允许断面。基本支护类型：（1）木支护：梯形（对棚或密集等）（2）金属支架：工字钢梯形支架平顶可缩金属支架拱形可缩性金属支架棚间距0.5～0.7m。（3）锚杆支护： 二、巷道金属支架支护：1、U型钢可缩性支架：（拱可缩）U型钢型号：U18、U25、U29、U36（kg/m）1）基本结构类型：三节规格：10.4；12；14 2）支架连接件：（螺栓连接件，楔式连接件）上限位连接件中间连接件下位连接件连接件=锁紧构件+摩擦机构螺栓连接件：强度高、刚性大、可缩性好、工作阻力稳定、型钢滑移平稳。 2、矿用工字钢支架：刚性特性，可缩量小，适用于围岩稳定条件。通过增加接榫木垫、棚腿插入底板（垫柱鞋）等措施可以增加适量可缩量。现场以梯形支架为主，拱型有如下类型：拱顶斜腿拱顶直腿锚喷加强拱顶 三、巷道锚杆支护1、锚杆种类与锚固力：锚杆分类锚固力机械锚固式——账壳式、倒楔式、楔缝式；粘结锚固式——树脂、快硬水泥、水泥沙浆；摩擦锚固式——缝管式、水胀式管状锚杆。托锚力——安装时，拖板与锚杆的预紧力；粘锚力——粘结摩擦力与锚杆轴力；切向锚固力——限制岩块沿弱面滑动的力。初锚力、工作锚固力、残余锚固力 2、锚杆支护原理：1）悬吊原理2）组合梁原理3）压缩拱原理4）最大水平应力原理5）围岩强度强化理论 3、组合锚杆支护：1）锚梁网联合支护：锚杆+托梁（钢带）+金属网2）桁架锚杆支护：锚杆+拉杆+拉紧器+垫块 桁架锚杆在顶板内会形成水平和铅直方向挤压力，使顶板的中性轴下移，增强顶板抗弯能力，提高其整体性。 4、预应力锚索：1）类型胀壳式钢绞线预应力锚索沙浆粘结式预应力锚索2）小口径预应力锚索结构：锚索比锚杆长，可锚入深部较稳定的岩层中。 5、锚杆支护系统设计方法：由地质调查、设计、施工、监测、信息反馈等相互制约影响，综合完成系统设计。主要包括：1）地质力学评估围岩应力及岩体强度；2）初始设计，并对选定方案进行稳定性分析；3）施工；4）现场监测（锚杆受力、深部围岩移动）5）信息反馈与修改完善；6）重复进行上述步骤，直至满意为止。 四、采区巷道联合支护：1、联合支护原理——分阶段综合运用多种支护形式维护巷道2、联合支护方式：锚杆+棚子——单用锚杆不行时锚网+金属棚子+人工砌垛——采深大，压力大，留巷。目前，煤巷锚杆支护常用：锚索+锚杆+W型钢带+拱可缩支架联合支护，效果较好。 第七章顶板灾害性事故及其防治本章重点介绍：局部冒顶，大型冒顶，冲击矿压等顶板灾害。顶板事故与水、火、瓦斯、煤尘并列，被称为煤矿五大灾害。一直是影响安全生产的主要因素。据统计，在上世纪90年代以前，因顶板事故死亡人数占总死亡人数的45%以上，目前，虽然随支护技术的进步有所降低，但仍占25%左右，给国家财产和人民生命安全带来极大威胁。必须重视顶板灾害事故，采取措施，杜绝隐患，实现安全生产。 第一节局部冒顶事故的防治一、镶嵌型顶板局部冒顶事故的防治：1.结构：锅底石、鱼背石，局部煤顶2.产生原因：落煤后，无支护，在无支护区冒险作业，没有前兆3.措施：调查选及时支护架型不许在无支护区工作敲帮向顶严格架设质量、插严背实，补换支柱 二、支护突然失效局部冒顶事故的防治：唐山矿1982年5188综采面4m，50kg/m钢轨，二死一伤1.产生原因：支架内伤2.措施：（1）支架无损（2）合理设计结构，使弯距较小支架损伤造成事故示意图 三、空顶冒落冲击局部冒顶事故的防治：1.局部空顶（空洞）的形成：（1）局部漏顶没填实——糊顶，不充填空间加大（2）顶板冒落抽空——α＞30°顶碎，网上冒落抽空（3）上分层大块矸石参差冒落——最初稳定，下层开采翻滚（4）上分层支架回收不净——留有空间，下层开采易冒（5）上分层冒落不充分——采空区四周形成（初采、上下端头）（6）分层顶板离层——下沉量加大，离层空间，再冒，形成冲击 局部空顶的形成：漏顶未填实顶板冒落抽空矸石参差冒落切眼及停采边界冒落不充分上分层支柱回收不净 2.防治冒顶措施：（1）防止漏顶空顶：超前支护——掏梁窝，提前挂梁插严背实超前锚杆——顶碎时（2）封堵漏顶：打桩楔泡沫封堵材料（3）处理空间：调查上分层位置、大小、标示空洞较小时——点柱+木垛接顶（先加固空间周边支架）空洞较大时——3m以下打高柱支柱（先加固空间周边支架），在其下架设木垛（最后回收），空洞再大则绕行开采 2.防治冒顶措施：（1）防止漏顶空顶：超前支护——掏梁窝，提前挂梁插严背实超前锚杆——顶碎时（2）封堵漏顶：打桩楔泡沫封堵材料（3）处理空洞：调查上分层位置、大小、标示空洞较小时——点柱+木垛接顶（先加固空间周边支架）空洞较大时——3m以下打高柱支柱（先加固空间周边支架），在其下架设木垛（最后回收），空洞再大则绕行开采 防治局部冒顶措施：掏梁窝超前支护超前锚杆打桩楔处理冒顶木垛接顶高柱接顶木垛支撑 3.空顶处回柱放顶措施：（1）加大控顶距——上下周边各5m不回，留安全空间（2）对空洞区周围充填——超过边界1.5～2.0m（3）空顶区“拉大网”回柱——严禁人员进老塘加大控顶距矸石局部充填 四、工作面上下端头局部冒顶：1.端头矿压显现特点：（1）上下顺槽已产生较大变形和破坏——时间1-2年，1000mm（2）上下顺槽支护基本无初撑力，促使离层下沉（3）支承压力产生叠加，加剧对围岩破坏作用（4）面积大，煤岩体承载能力低，支架控顶负担重（5）端头移溜改柱，支架多工作在初撑阶段，阻力低，稳定性差，顶板下沉量大。 2.端头冒顶类型：（1）推垮型冒顶——掘巷破坏、离层、漏顶、有空间（2）端头大面积悬顶压跨型——顶硬、悬露、突冒（3）移留时压垮——回撤机头机尾支架，支撑力降低、突冒下端头推垮型冒顶上端头推垮型冒顶 3.防止端头冒顶措施：（1）十字顶梁支护（2）端头回梁八柱支护（倒移）（3）提高支护强度为正常时的1.6倍（增支柱密度、特殊支架）（4）局部锚杆一端头支架混合支护（5）选用端头支架端头锚固 十字铰接顶梁十字顶梁支护 第二节大型冒顶事故的防治一、复合型顶板条件下的冒顶事故1.复合顶板岩性与结构：下软上硬层状岩层2.矿压特点：平时顶板压力小，支架承载不大；离层后，形成不稳定结构，有横向移动倾向；支护失稳，推垮。坚硬顶板放顶后，悬顶，断裂，冲击推垮。 复合顶板推垮型冒顶复合顶板老顶冲击砸垮型冒顶 3.防治措施：（1）合理布置工作面：严禁爬山开采；严禁下顺槽与工作面锐角相交——阶梯形布置（2）减少对顶板破坏：不得挑顶掘进；切眼锚杆加固（锚杆+液柱）（3）安全控制：提高初撑力；初次放顶时，沿倾斜分段布置锚杆；降低初步阶段采高，充填、炮崩；（调整采高有一定限度）复合顶薄时，挑顶开采；增大控顶距。 工作面不得爬山开采不得与下顺槽锐角相交不得挑顶掘进巷道 切眼内锚杆支护沿工作面斜长分阶段锚杆支护 二、金属网下推跨型下顶：1.网下事故：推垮型——支架稳定性差，大岩块翻转，漏顶发展为砸垮型。大块矸石翻转造成推垮型冒顶放顶抽空造成砸垮型冒顶 2.防治措施：（1）调研顶分层冒落状况，危险区标注；（2）预防处理：煤壁深孔爆破（第一分层）；（3）金属网假顶控制：1）尽可能延长分层开采间隔时间；2）适当降低第二分层工作面初采高度；3）适当加大控顶距——特殊情况下用；4）及时处理网兜——放矸，托板；5）上分层开采不扯网，及时补网。 适当加大控顶距确保安全空间及时处理网兜 第三节冲击矿压一、冲击矿压及其特点：1、冲击矿压——发生在高应力区井巷、回采工作面围岩体内，以突然、急剧、猛烈破坏为特征的矿压动力现象。2、特点：突发性————无明显前兆，发生时间短；瞬时震动性——过程急剧，似爆炸，有强烈震动；巨大破坏性——常造成惨重伤亡和巨大损失；复杂性————发生范围广泛。与煤瓦斯突出区别：外观形式相似，但动力来源不同，突出时伴有大量瓦斯涌出。 3、冲击矿压分类：1）按冲击强度分2）按抛出煤量分弹射——单个碎块射落，微冲击现象；矿震——内部冲击，不外抛，外观为震动、煤炮；弱冲击——煤岩抛出，规模及破坏性不大；强冲击——煤岩大量抛出，破坏严重。Ⅰ级——轻微冲击（10t以下）Ⅱ级——中等冲击（10—50t）Ⅲ级——强烈冲击（50t以上） 4、冲击矿压的危害：1）对井下巷道：强冲击将大量破坏煤岩抛入巷道，破坏巷道支护系统及围岩结构。小型冲击影响不大。2）对井下人员：遭受突然伤害，现场人员大多遭受脑部受伤，其次是胸部机械受伤，内部器官损伤等。3）对地表建筑：冲击伴发矿震，对地表可造成震害。 二、冲击矿压发生机理：1、强度理论：煤、岩体发生冲击矿压，是由于所受应力超过其强度所致。（夹持煤体理论——夹持使煤体具有更高弹性能，一旦应力突然加大，或系统阻力突然减小，发生冲击）2、能量理论：煤、岩体受力积蓄弹性能，当系统破坏时，消耗能量少于积蓄能量时，多余能量促使发生冲击。（似炸弹爆炸杀伤原理） 3、冲击倾向理论：煤、岩体发生冲击是几个方面性能的反映，当某性能达到冲击引发标准时，可发生冲击。冲击倾向度——煤、岩产生冲击破坏的能力。弹性变形指数；有效冲击能指数；极限刚度比；破坏速度指数。 依三种理论有三个准则：强度准则：能量准则：冲击准则：全部应力大于强度煤岩释放能量大于消耗能量冲击倾向度大于实验临界值第一个为破坏准则，后两个为突然破坏准则。同时满足三个准则，才可能发生冲击。 三、冲击矿压影响因素：影响因素1、地质条件影响：采深；煤岩力学性质；顶板岩层结构；地质构造自然地质条件（原岩应力、煤岩力学性质）开采技术条件（局部应力集中）组织管理措施（作业质量、技术设备） 1）采深：体积变形能形状变形能可见：H越大，体积能越大，越容易冲击破坏煤并使其运动消耗于塑性变形冲击发生采深：式中：—应力状态系数c—体积能变形常数 一般：H≤350m不发生冲击矿压；350m＜H≤500m危险增大；H≥500m冲击危险急剧增加。采深与冲击矿压发生频次关系 2）煤岩力学性质：煤的冲击倾向性指标任何煤层均可发生冲击；煤越脆硬，所需冲击能越小，越容易发生冲击。冲击能指数弹性能指数动态破坏时间冲击能指数——全应力应变曲线，峰前能量与峰后能量之比。（比值越大，则冲击能力越大） 弹性能指数——单压破坏前，弹性能与塑性消耗能之比。（弹性能所占比重越大，则冲击可能性越大）动态破坏时间——单压时，从极限载荷到完全破坏所经历的时间。（破坏时间越短，则越容易发生冲击）弹性能指数计算图动态破坏时间曲线 煤冲击倾向鉴定指标值指标强冲击弱冲击无冲击冲击能指数≥5.05.0~1.5＜1.5弹性能指数/kj≥5.05.0~2.0＜2.0动态破坏时间/ms≤5050~500＞500煤层含水，可增加塑性，减小弹性能积存，减缓冲击危险。厚煤层比薄煤层更容易发生冲击。 3）顶板岩层结构：具有厚层坚硬砂岩顶板是发生冲击矿压的主要原因。煤层内弹性能体积弹性能变形弹性能顶板弯曲弹性能顶板弯曲能计算图 4）地质构造影响：冲击多发地点：向斜轴处；断层附近；煤层倾角变化处；构造应力带。 2、开采技术影响：影响分两类产生高应力区——煤柱、采空边缘、孤岛、采序；减小阻力————放炮、截煤。1）采序——影响煤岩体内应力分布；采向——采面向采空区方向推采，易发生冲击；2）上层煤柱、停采线——推进、穿过时冲击危险大；3）采空区——距采空区20~30米，冲击危险大；4）开采面积——开采面积大，冲击危险增大。冲击矿压发生在巷道多（72.6%），发生在采场少（27.4%）在残采区、停采线、断层及超采处发生冲击多（89%） 四、冲击矿压预测方法：1、综合指数法：实质：对已发生冲击矿压进行统计，分析其各方面影响因素并确定各因素的影响权重，综合建立预测预报指标。1）地质因素指数：——第i个因素实际影响指数——第i个因素最大影响指数——地质因素冲击危险指数 2）开采因素指数：——第i个开采因素实际危险指数——第i个开采因素最大危险指数——开采因素冲击危险指数3）危险等级评定综合指数：无冲击弱冲击中等冲击强冲击不安全 2、计算机模拟法：通用软件：FLAC；UDEC；ANSYS等。（因计算机模拟对煤岩力学参数进行了简化，故此法仅适用于确定冲击危险区域）3、钻屑法：实质：通过钻孔排粉量的变化确定支承压力的特征，从而确定冲击的可能性。（钻孔排粉量与支承压力具有定量关系） 钻屑量指数：——钻出煤量——正常排粉量 五、冲击矿压的防治1、防范措施：主要解决开采技术不合理问题1）开拓布置应有利于开采解放层；2）最大限度避免形成煤柱高应力区；3）避免工作面相向开采；4）工作面由断层、褶曲轴始采；5）巷道布置在底板岩层或无冲击危险煤层；6）采用长壁无煤柱全部垮落法；7）选择整体性强的可缩性支架。 2、解危措施：主要解决卸压降能问题1）卸压爆破：震动卸压爆破——撤人、引发、移压。震动落煤爆破——撤人、引发、落煤移压。震动卸压落煤爆破——长钻孔爆破、合一。顶板爆破——长短钻孔爆破，降能、引发。2）煤层注水：短钻孔注水——机道，间距6~10米，孔深10米，影响生产。长钻孔注水——巷道，超前60米，间距10~20米，孔深为面长，薄煤层难用。联合注水——长短结合。 3）钻孔卸压：释放弹性能，消除应力升高区。4）定向裂缝：释放弹性能，降低冲击危险。a.定向水力裂缝：在短时间内，人为用高压水将煤、岩体破坏。（轴向、周向）b.定向爆破裂缝：由炸药替代高压水，造成煤、岩体产生裂缝。（轴向、周向） 第八章矿山压力观测本章介绍：常规矿压观测方法第一节矿压现场观测概述一、矿压观测类型1、按观测地点分：地面观测采掘工作面观测2、按观测规模分：常规观测专项现测 二、矿压观测的内容1、常规观测的内容单体支架工作面——“三量”观测。液压支架工作面——“三量”+顶板破碎度巷道———————顶底板移近量，支架变形损坏，围岩应力2、专项观测的内容依据研究问题需要确定，如上覆岩层变形、移动和破坏过程，支架外载分布等。“三量”——顶底板移近量、支架阻力、活柱下缩量 三、观测组织1、测前准备选定测区，搜集资料，建立组织，培训人员，准备仪器。2、编制观测计划观测计划包括：观测目的，观测条件，观测内容和方法，观测进度和组织，资料整理方法及观测报告提纲等内容。3、现场测压把握数据的真实性4、资料整理汇总在日常整理资料的基础上，对所测数据集中诸项细致整理，并进行数理统计分析，提出对所测工作面矿压规律的认识，并以此分析控制顶板或改进支架等措施，最后编写观测报告。 第二节矿山压力现场观测方法一、工作面顶板下沉量及下沉速度观测1、工作面顶板下沉量观测仪器：ADL—2.5型沉降指示器C—Ⅱ型自动记录器 2、活柱下缩量观测单体柱用刻记法，液压支架用YSZ—I型液压支架压力下缩自记仪。3、顶板下沉速度观测仪器：计时表、KY—80型动态仪观测：每隔6′、3′、2′、1′、30″读数一次，下沉速度快时，缩短读数间隔。测工序影响时，同时应有3人工作。 二、支护阻力观测1、单体摩擦支柱支护阻力观测仪器：ADJ—45和ADJ—50型机械式测力计、NN-2Y型指示器450kN和500kN,工作膜直径为135和180mm。允许偏心角7度。观测：架设支架时埋于柱下；用NN-2Y型指示器测读工作膜变形量； 在测力计“压力—变形”标定曲线上查找对应荷载；测力计“压力—变形”标定曲线应定期标定绘制。 2、液压支拄、支架支护阻力和辅助千斤顶压力观测仪器：YTL—610SM圆图压力记录仪YSZ—I型液压支架压力下缩自记仪DZ—CL三用(防降压多通)测力计 三、顶板破碎度统计观测：统计观测顶板冒高在100mm以上冒落面积所占比重。四、巷道矿压现场观测：1、巷道围岩周边应力观测1)应力解除法。2)应力恢复法。3)光弹性应力法。应力解除法应力恢复法 2、锚固力试验（锚杆拉拔试验）为检验锚杆的锚固质量，每400～500根锚杆，或少于400～500根的独立工程，都应取一组锚杆(3根)做锚固力试验。试验时应注意下列几点：(1)安装锚杆拉拔器时，应保持各杆件与锚杆的外露部分平行；(2)千斤顶的吨位以200～250kN为宜；(3)加载时应匀速缓慢，以免锚杆受过大冲击载荷而影响试验的准确性；(4)焊接丝杆的强度应大于锚杆体的强度；(5)拉拔设备应固定牢靠，并有安全保护措施。 3、围岩移动观测1)巷道顶底板移近量观测。仪器：ADL—2.5型测杆或KY—80型动态仪观测。观测：与工作面雷同2)巷道底臌观测。巷帮设基准水平线，测与轨面垂距。当铁轨下卧时，应及时测量初值。4、巷道支架变形观测及数据整理在巷道支架上拟定基准点；观测巷道支架上各测点与基准点的间距；以所测各线段为半径，定出同一观测时间各点的位置，将所得各点用曲线板连接起来，测得支架变形实测图。 5、支架下缩量观测刻上标记，用钢尺测定标点间距。6、巷道支架受载观测仪器：ADJ型机械式和HC型液压测力计观测：支柱载荷测点与围岩移动、活柱下缩同时布置，每组设置2～3个观测剖面；7、用楔体液压应力计测量煤体应力BKY—600型楔体液压应力计测量煤体应力巷道支架载荷观测煤体应力观测 五、回采后上覆岩破坏过程及高度观测方法1、直接观测Kp2、掘观测巷观察覆岩破坏状态 3、深部测点观测覆岩运动过程4用钻孔冲洗液测定和两带高度