回采工作面頂板控制與支護課件

1、六、放頂煤開采礦壓顯現： 1、放頂煤開采影響本質采高大、厚煤頂。 2、礦壓顯現特點（據唐山礦觀測）： 前方支承壓力峰值高、距工作面遠（1624米）； （采高大，頂板活動范圍大，平衡結構高遠） 頂、底板相對移近量大（4.4m處達1.2m）； （采高大，老頂移動傾斜度大，頂板移動量大） 頂煤在煤壁前方較遠處開始較大位移（垂直、水平）； （煤體受壓，產生塑性變形，垂直縮，水平伸） 支架載荷、周期來壓強度較小。 （支架頂部煤體起到緩沖作用） 急傾斜開采、分層上向開采、放頂煤開采等礦壓顯現規(guī)律目前資料較少，尚需進一步探索研究。第五章 回采工作面頂板控制與支護 本章介紹： 頂板分類 支架類型與特性 采場支

2、架與圍巖相互作用原理 綜合機械化工作面頂板控制設計 單體液壓支柱工作面頂板控制設計 第一節(jié) 頂板分類與底板特征一、對直接頂的分析： 1、定性分析： 破碎頂板頁巖、再生頂、煤頂 中等穩(wěn)定頂板砂頁巖、粉砂巖 完整頂板砂巖、堅硬砂頁巖 按穩(wěn)定狀態(tài)原生裂隙構造裂隙壓裂裂隙裂隙類型張裂隙剪裂隙二、對老頂分析： 老頂的影響主要體現為來壓影響，原分類與來壓有關。 無來壓 來壓明顯 來壓嚴重 堅硬頂板 塑性頂板厚高比： （5， 52， 2 ）三、頂板分類方案： （P132） 1、分類目的： 規(guī)范化、科學化、系列化 2、分類方案： 依據直接頂的穩(wěn)定性（強度、初垮步距）分為四類； 依據直接頂厚高比、老頂來壓步距將

3、老頂分為4級。 直接頂： 分為四類，其中1、2類各分為兩個亞類； （不穩(wěn)定、中穩(wěn)、穩(wěn)定、非常穩(wěn)定） 老 頂：依據老頂初次來壓當量將老頂分為4級。 （來壓不明顯、明顯、強烈、非常強烈）四、底板特征： 1、底板的力學特征 2、底板比壓底板單位面積所受支架的壓力 支柱插入底板的破壞形式受支承壓力影響，產生變形。受支柱壓力作用，被壓入。整體剪切局部剪切其它剪切 整體剪切 局部剪切 其它剪切 穿鞋破壞 整體剪切當載荷達到某一值后（極限抗壓入強度）， 突然下降。 局部剪切沒有明顯的突破點，隨載荷增加，壓入深 度的變形率增長較快。 其它剪切界于二者之間，有突破點但不明顯，載 荷超過突破點后，壓入深度明顯增大

4、。木柱鞋抗壓強度較低，不宜使用第二節(jié) 采場支架類型與特性一、支架類型： 木支架木柱+木梁 摩擦金屬支架摩擦柱+鉸接金屬梁 單體液壓支架液壓柱+鉸接金屬梁 支撐式 掩護式 支撐掩護式 單體支架液壓支架普通支架端頭支架大采高支架放頂煤支架液壓支架的應用范圍正在逐步擴大二、支架的工作特性： 單體支架特性應為支架與頂梁的共同特性，當頂梁為剛性材料時，支架特性主要由支柱特性決定。 液壓支架特性不僅與支柱特性有關，而且與支架結構有關。1、支柱特性： 支柱力學特性受頂板壓力作用，支柱變形（下縮）性質。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頂板壓力作用而產生的反抗力。 （撐力主動力；

5、 阻力被動力） 初撐力支柱剛架設時對頂板支撐力； 始動阻力頂板壓力下，支柱開始下 縮時的阻力； 初工作阻力阻力由急劇增長到緩慢 增長的轉折點處阻力； 額定工作阻力支柱所能承受的最大載荷。3、支撐系統(tǒng)工作特性： 支撐系統(tǒng)圍巖與支撐物所構成的力學系統(tǒng)。 支撐系統(tǒng) = 頂板 + 插背物 + 頂梁 + 支柱+（浮煤矸）+ 柱鞋 + 底板 支撐系統(tǒng)特性支撐系統(tǒng)受力作用而呈現的變形性質。 在對頂板的支撐中，實際是支撐系統(tǒng)工作特性在起作用。 支撐物的可縮性使支撐系統(tǒng)早期發(fā)生較大變形，阻力上不去，頂板離層。支柱插入底板可導致頂板管理惡化。正常情況插入底板三、液壓支柱： 1、類型： 內注液式：NDZ 外注液式：

6、DZ 2、結構： 3、DZ系列： 4、型號： DZ 2230/100DZ普通單體液壓支柱PDZ炮采單體液柱SDZ三柱套（薄煤層）DZ系列 系列高度22分米額定阻力30噸/油缸內經100毫米 5、初撐力： 式中： 泵站工作壓力； 活柱直徑； 管路壓力損失系數。 6、液壓支柱工作原理：升柱； 工作；降柱1活柱；2柱體；3、9、10管路；4安全閥；5單向閥；6主回油路；7主進油路；8操縱閥連鎖式及對接式走向棚a連鎖上行式；b連鎖下行式；c連鎖混合式；d對接式 2、棚子支護順板（兩柱、三柱） （傾斜棚） 橫板（兩柱） 連鎖（上行式、下行式、混合式）傾斜棚 機組工作面的懸臂支護a正懸臂； b倒懸臂3、懸

7、臂梁支護正懸臂、 倒懸臂齊梁直線柱布置 錯梁直線柱布置4、懸臂梁支架的布置方式： 常用錯梁直線柱5、特種支架： 叢柱 排柱（密集） 直線木垛 三角木垛 斜撐（戧柱） 抬棚特種支架的主要作用： 增加支撐力叢柱、排柱、抬棚 增強穩(wěn)定性木垛、斜撐（戧柱）、抬棚6、架設金屬單體支架的技術要求：1)確保金屬支柱的工作性能，失效支柱應及時運至地面檢修； 2)在支設金屬支柱時，應采用升柱器，使之具有一定的初撐力； 3)嚴禁在一個工作面使用兩種或兩種以上不同性能的基本支柱； 4)金屬支柱必須與金屬鉸接頂梁配套使用 ；5)不宜讓支柱受偏心載荷 ；6)必須保證支柱的支設質量。不能將支柱打在浮矸上。 支撐式 按支架

8、結構分類： 掩護式 支撐掩護式2、支撐式支架支護分析：工作特點： 支撐力大，適宜堅硬有來壓頂板； 反復支撐次數多，不適宜破碎頂板； 框式結構，不能承受水平推力。優(yōu)點：通風斷面大、行人方便、結構簡單、重量輕； 適用于：頂板穩(wěn)定，有來壓，瓦斯大的工作面。 3、支掩式掩護支架分析： 工作特點： （支柱支撐在掩護梁上） 控頂距小，減少了對頂板的反復支撐次數 結構可承受一定水平推力； 適應破碎頂板（擋矸，冒頂時可不勾頂） 缺點：支架空間小、通風斷面小、行人不便、重量大單鉸式雙鉸式“煤體支架垮落矸石”支撐系統(tǒng)： 煤體、垮落矸石為平衡結構支點（拱腳），需承受更多載荷； “煤體支架垮落矸石”支撐系統(tǒng)為靜不定系

9、統(tǒng)，剛度大的承受載荷也大； 煤體剛度大于垮落矸石及支架，為主要承載體； 支架受到保護，剛度較小，承載較小。 2）縱向： “老頂直接頂支架底板”支撐系統(tǒng)老頂直接頂支架底板 老頂以上巖層為載荷； 直接頂、底板的剛度直接影響支架特性的發(fā)揮； 支架特性為插背物、頂梁、支柱、柱鞋的綜合性質； 當其它結構物剛度很大時，支撐系統(tǒng)的特性即為支柱的剛度； 在整個支架群中，該支撐系統(tǒng)的特性影響到支架所受載荷的大小。2、支架與圍巖相互作用的特點： 1）支架與圍巖間的作用是作用力與反作用力關系； （支撐力宜均勻分布，且與頂板壓力共線） 2）支架受力的大小與支架本身特性有關； （在同一工作面，不允許同時使用特性不同的支

10、架） 3）支架支撐力在工作面的分布狀態(tài)與支架性能有關； 剛性 急增阻 微增阻 恒阻4）支架結構及尺寸對頂板壓力具有影響： 支架受力 = 頂板壓力； 支架結構影響其特性， 繼而影響其受力大??； （支撐式大，掩護式?。?； 支架受力大小與分布即 為頂板壓力的大小與分布。 （支撐式大，作用力靠后；掩護式小，作用力靠前）3、支架工作阻力與頂板下沉量的關系： （支架與圍巖相互作用關系） 由調壓實驗得到： 平 時來壓時2）由 曲線： 結論： 關系為雙曲線關系； 在某一工作阻力以上， 而 減少甚微； 在某一工作阻力以下， 則 急劇增加； （該工作阻力稱為與頂板下沉量相適應的合理工作阻力） 以提高工作阻力控制頂

11、板下沉量是有一定限度的； 不同工作面， 曲線不同。 合理工作阻力為拐點對應的工作阻力二、采場支架的工作狀態(tài)： 1、支架與圍巖體系的剛度： 1）組合剛度： 并聯： 串聯：并聯 串聯 2）支架的剛度： 式中： 支架的剛度（并聯）； 支架立柱數； 支架立柱的剛度； 支架立柱與豎直方向的夾角。 3）直接頂的剛度： 式中： 直接頂彈性摸量； 直接頂高度與支架承載寬度比值。似剛性中間型剛度似零剛度4）底板的剛度： （通過分析底板比壓獲得）5）支架與圍巖體系的剛度： 當底板影響小時（穿鞋或堅硬）： 當直接頂剛度 時： 當直接頂為中間型剛度時，與支架組成系統(tǒng)剛度。 2、支架的工作狀態(tài)： 給定載荷直接頂剛度小，

12、老頂的“回轉變形壓力”由直接頂變形所吸收，支架承受的載荷為直接頂載荷。（直接頂離層） 給定變形直接頂剛度大，老頂的“給定變形”全部通過直接頂傳到支架上。 給定載荷增大穩(wěn)定性； 支架 給定變形增大支撐力、可縮性。第四節(jié) 綜采面頂板控制設計一、概述 1、選型步驟： 1）確定頂、底板類型（直接頂、老頂、直接底）； 2）估算支架所需支護強度（實測、來壓步距）； 3）初定額定支護強度、初選架型； 4）修正架型及參數（斷面、風量、傾角）； 5）確定頂梁、護幫及側推結構； 6）確定底座參數； 7）進行支架參數優(yōu)化。 重要內容：支架額定強度、架型2、架型選擇： 分析比較法： 依據頂底板狀況、采高、傾角、瓦斯、

13、煤層穩(wěn)定程度、開采方法等因素確定支架額定工作阻力、幾何尺寸、立柱數量位置、移架方式、頂板覆蓋率等參數。（目前多用） 綜合評分法： 在特定的地質、開采技術條件下，對預選的各種支架對圍巖的適應性及力學特性進行評價打分，綜合分數時考慮各項內容的重要程度，選擇分數最高者，確定支架結構，然后確定支架的初撐力、工作阻力，并對支架參數進行優(yōu)化。二、液壓支架參數： 1、工作阻力： 估算法： 實測法： 若允許3%支架時間加權平均阻力大于額定工作阻力，k=2； 若以最大工作阻力 為統(tǒng)計值，則 k=11.3，此時經驗公式： （煤炭科學研究總院） 級老頂： 級老頂：（額定支護強度；采高；周壓步距；控頂高度；直接頂厚度

14、/采高）老頂初壓步距； 備用系數 理論分析法： 式中： 合理支護強度； 巖塊間摩擦角； 巖塊破斷角； 老頂巖層厚度； B 巖塊回轉下沉量； B 巖塊的重量及載荷； 控頂距。 液壓支架額定工作阻力： 式中： 額定工作阻力； 液壓支架中心距； 液壓支架支撐效率； 控頂長度； 支護強度。 支撐式0.90.95支掩式 0.650.75支頂式0.80.9支撐掩護0.80.952、初撐力： 提高初撐力可 初撐力確定減少頂板離層，增強頂板強度和穩(wěn)定性提高對機道支撐，減少端面破碎度和煤壁片幫壓實頂梁上及底座下浮矸，提高支撐系統(tǒng)剛度充分利用額定支撐能力，減少頂板下沉量。實測初撐力為額定阻力的0.714合理初撐力

15、為額定阻力的0.60.851、2類頂板初撐力為額定阻力的0.750.852、3類頂板初撐力為額定阻力的0.60.75第五節(jié) 單體液壓支柱工作面頂板控制 一、頂板控制的原則： 1、目標 2、原則消除冒頂隱患，防止冒頂事故；將頂板下沉量控制在一定限度內；費用最少。初撐力可平衡垮落帶巖層重量；可縮量能適應裂隙帶巖層的下沉；可切斷近距薄層老頂；能防止頂板巖層的失穩(wěn)性破壞；保證頂板處于良好狀態(tài)。二、單體支架工作面頂板控制設計： （設計內容包含：支柱類型、規(guī)格選擇，支柱的額定阻力、初撐力確定，支架頂梁選擇，支架布置形式，支護強度及支柱密度，排柱距及特殊支架布置等） 1、工作面合理支護強度的確定： 一般按老

16、頂初次來壓最不利狀態(tài)進行計算： 合理支護強度： （支架承受直接頂重量及老頂重量的一半） 其中：考慮支撐合力作用位置及附加載荷后的懸頂系數。2、支柱有效支撐能力的確定： 支柱有效支撐能力在允許的頂板下沉量范圍內，所有支 柱所能達到的工作阻力的平均值。 （有效支撐能力額定工作阻力） 1）支柱不鉆底，支護質量正常時： 式中： 支柱承載不均勻系數（0.80.9）； 增阻系數(0.90.95)； 支柱回撤前所能達到的理論工作阻力，kN/柱。 2）支柱發(fā)生鉆底時： 式中： 與底板抗壓入強度相對應的支柱工作阻力； 考慮支柱鉆底式的不均勻系數，增阻系數。3、支柱密度及柱距確定： 排距 a 與截深匹配；柱距 b

17、 排距為0.8時，k=1.2;排距為1m時，k=1.1排距為1.2時。K=1.0 用單體支柱 + 鉸接頂梁時，柱距不小于0.5米； 破碎頂板、網下開采時，任何梁，柱距不小于0.7米。 4、支柱初撐力： 增加初撐力，可預防直接頂離層，使支柱更快達到工作阻力以平衡垮落帶巖重。 應使初撐力盡量等于額定工作阻力； 一般條件下，初撐力應不低于額定阻力的70%80%。 5、支護系統(tǒng)剛度： 支護系統(tǒng)剛度單位頂底板相對移近量所對應的支柱 工作阻力增量。 （支護系統(tǒng)剛度受系統(tǒng)內組成部分影響） 從有效控制頂板角度看， 支護系統(tǒng)剛度越大越好。 （支柱鉆底超過100mm，則需要穿鐵鞋） 插背物目前的背頂材料，壓縮率可

18、達50%，一般在 50kN前即可完成，壓縮量大，剛度小； 頂 梁金屬頂梁不可壓縮，可認為是剛性； 底 板砂頁巖、砂巖等中硬、堅硬巖層剛性較大， 煤、泥巖、頁巖等較軟巖層剛度小，影響系 統(tǒng)剛度； 支 柱單體液柱剛度比較理想； （初撐力高，可壓縮背頂物等材料，使系統(tǒng)剛度增加）增大工作面支護強度 頂底板相對移近量； 端面冒高； 頂板臺階下沉量。 則可減少提高支柱初撐力提高支柱密度提高支護系統(tǒng)剛度均可提高支護強度三、單體支柱工作面支護強度的實測統(tǒng)計： （可選用） （依據統(tǒng)計公式定量確定支護強度、支柱密度） 1、單體支柱的支護強度： 式中： 備用系數，一般取1.21.4； 老頂級別采高 m1300330

19、41023253504203350380430單體工作面支護強度 下限2、單體支柱密度選擇： 1）按直接頂穩(wěn)定性確定支柱密度：穩(wěn)定性級別1類（不穩(wěn)定）2類（中等穩(wěn)定）3類（穩(wěn)定）1a1b支柱密度上限2.251.7851.431.25支柱密度下限2.081.431.251.04各類直接頂的支柱密度2）按必需的支護強度驗算支柱密度： 式中： 單體支柱工作阻力； 支護強度； 支柱密度。 支柱系列DZ-300/100DZ-250/80DZ-150/63初阻力117.575.349額定阻力300250150單體支柱工作阻力實測阻力與初撐力相近，可用初撐力 代替 。 必需的初撐支護強度 由 替代： 支柱密

20、度驗算： 單體支架工作面 可通過調整支架密度來增大支護強度第六章 采區(qū)巷道礦壓顯現及其控制 本章介紹： 采區(qū)巷道圍巖應力及變形規(guī)律 受采動影響巷道礦壓顯現規(guī)律 巷道圍巖控制技術 第一節(jié) 采區(qū)巷道變形與破壞一、采區(qū)巷道概念：采區(qū)巷道采區(qū)內的準備巷道和回采巷道。（采區(qū)上下山，區(qū)段平巷、回風平巷及切眼、各種聯系巷道）采區(qū)巷道特點： （1）大部分屬煤層巷道，圍巖強度低； （2）受開采區(qū)影響大，巷道破壞嚴重； （3）服務期限短，支護要求較低。二、采區(qū)巷道變形與破壞形式： 冒落、下沉、鼓幫、片幫、底臌、開裂 三、影響巷道變形破壞的因素 1、自然因素 （1）巖性與構造特征 （2）巷道埋深H （3）煤層傾角

21、（4）地質構造 （5）水 （6）時間2、開采技術 （1）受采動影響情況 （2）巷道保護方法 （3）巷道斷面的形狀及支架架設時間第二節(jié) 采區(qū)巷道礦壓顯現規(guī)律一、受采動影響巷道的圍巖應力： 1、巷道圍巖應力：彈性變形應力分布塑性變形應力分布 2、回采工作面周圍支承壓力分布： 工作面超前支承壓力峰值一般在煤壁前48米，影響范圍為4050米。少數可達6080米。應力集中系數為2.53。 工作面傾斜方向固定支承壓力范圍一般為1530米。少數可達3540米，峰值一般距煤壁1520米，應力集中系數為23。 在拐角區(qū)要形成應力疊加，應力集中系數可達57。 煤層拐角處疊加支承壓力3、采動引起的底板應力分布：一側

22、采空兩側采空影響深度為1.52B影響深度為34B壓力傳遞影響角一般為3040度4、構造應力對巷道穩(wěn)定性的影響： 1）構造應力特點： 以水平應力為主，具有明顯的方向性、區(qū)域性。 2）水平應力對巷道的影響： 影響巷道頂板巷道底板軟巖（煤層）底臌、蠕變巷道兩幫引起拉應力，破裂、鼓出、塌落薄層頁巖巖層面滑移厚層砂巖剪切、失穩(wěn)冒落3）合理巷道方向： 巷道軸向與最大主應力夾角小于2530度5、相鄰巷道合理距離： 一般間距： 大巷2040米（圍巖穩(wěn)定取小值，不穩(wěn)定取大值）； 上下山1530米； 集中巷1530米。 （在淺部、堅硬巖層、急傾斜可為10米； 深部、松軟圍巖為50米）二、走向平巷礦壓顯現規(guī)律： 1

23、、巷道圍巖變形量： （頂板下沉量、底臌量、巷幫移近量、深部圍巖移近量、巷道剩余斷面積） 頂底板移近量巷道中心線高度減少值； 兩幫移近量巷道腰線平距減少值。 總變形量：巷道掘進段彈塑性、量小、趨于穩(wěn)定、時間短；：無采掘影響段主要為流變，受巖性影響較大；：采動影響段前3050m，后4060m（峰值520m），量大；：采動影響穩(wěn)定段位移、變形均較小，工作面后方100米以遠；：二次采動影響段影響劇烈程度及影響范圍均較第一次為大。 2、走向平巷礦壓顯現特點：走向巷道逐段受采動影響三、傾斜巷道礦壓顯現規(guī)律 巷道處于前方承壓力的不同區(qū)域，有不同的礦壓顯現：（三個顯現區(qū)域帶）、原始壓力帶 顯現輕微，一般不受破

24、壞。 、支承壓力影響帶 工作面距巷道4050m開始 變形、破壞嚴重，移近速度達10mm30mm/d。峰值區(qū)嚴重。 、煤體邊緣卸載帶 煤體破壞，應力降低，向平衡過度，移近量仍較大。 卸載帶；支承壓力帶；原巖應力帶 傾斜巷道全長同時受采動影響 第三節(jié) 采區(qū)巷道礦壓控制原理 一、“支架圍巖”相互作用原理 支架圍巖構成統(tǒng)一的力學體系，二者之間有相互作用，而二者合之又共同承載。 1、支架圍巖相互作用的基本狀態(tài)：給定載荷狀態(tài)支架僅承受其自重作用，與母體巖層的移動變形無關。 給定變形狀態(tài) 支架阻力與圍巖移動性質、支架特性有關。 當支架變形特性與圍巖變形不相適應時，則可承受更高的載荷，支架被破壞。 給定載荷圍

25、巖與母體巖層脫離，不受母體巖層移動 影響，支架僅承受固定載荷作用。 （支架載荷不大，且基本固定）給定變形圍巖受母體巖層移動影響，并將母體巖層 移動變形傳遞給支架，支架受載與巖層變形 特征有關。 （支架載荷較大，與圍巖變形正比）3、“支架圍巖”相互作用原理： 由芬納位移公式可得右側曲線由曲線有： 支撐力 位移量 支撐力 位移量 支撐力不可能完全限制圍巖的位移； 支撐力小到一定程度，圍巖變形急劇增大，甚至破壞； 不同特性支架、支護時間不同，支架承受載荷不同； 合理支撐力應在曲線拐點附近。4、“支架圍巖”相互作用原理的應用： 1）二次支護（新奧法）讓壓支護 2）柔性支護允許產生一定變形。讓壓支護 3

26、）主動支護加大圍壓，提高圍巖強度?？箟褐ёo 第四節(jié) 巷道保護基本措施一、基本原則： 允許圍巖變形、提高圍巖強度、降低圍巖應力。二、基本方法和途徑：1、控制方法：巷道保護使圍巖應力與巖體強度相適應 （采用適當斷面，預留斷面，煤柱護巷，巷道在減壓區(qū)）巷道支護架設支架防止圍巖過度變形與移動巷道維修改換已惡化的支撐系統(tǒng)，恢復圍巖移動穩(wěn)定性。2、控制原理 抗壓 讓壓 躲壓 移壓三、基本措施： 將巷道布置在巖性好的巖層內 將巷道布置在應力降低區(qū) 對巷道進行卸壓保護常用方法為： 卸壓 無煤柱護巷 1、巷道卸壓保護：卸壓原理采用人為方法，改變周邊圍巖應力分布，使 峰值應力內移，巷道處于應力降低區(qū)。 1）巷道跨

27、采卸壓： 跨采類型縱跨采面推進方向與巷道軸向平行；橫跨采面推進方向與巷道軸向垂直。 礦壓特點縱跨巷道逐段受采動影響（巖石集中巷）；橫跨巷道全長同時受采動影響（上山石門）跨采期間圍巖移近量大，過后穩(wěn)定。 縱向跨采（依次影響） 橫向跨采（同時影響）跨越平巷、跨越上山、 掘后跨采、掘前預采。 2）開槽（松動）卸壓： 卸壓措施巷道周邊開槽（孔）卸壓巷道圍巖松動爆破卸壓開槽后可改變周邊應力分布狀態(tài)，使應力內移。 無切縫 兩幫切縫 頂底切縫 兩幫頂底切縫3）卸壓巷硐卸壓： 卸壓巷硐位置巷道一側被保護巷變形減少7090%；巷頂被護巷移近量為原來1/71/12；寬面掘巷矸石帶填充，隔離，效果好。 一側卸壓 頂

28、板卸壓 寬巷卸壓4）掘前預采： 在巖巷尚未掘進時，先將其上部煤層采掉，然后在采空區(qū)下掘進巖石巷道，使之在應力降低區(qū)。 為效果最理想的方法。 巷道圍巖變形量減小4/55/6。 要求巖巷距煤層較近，距開采區(qū)域平距足夠。2、無煤柱護巷技術 1）護巷煤柱的穩(wěn)定性： 留設煤柱優(yōu)點：可雙巷掘進；技術簡單；對通風、運輸、排 水、 安全有利；缺點：煤損大；風巷受二次采動影響，維護費高；不利底 板巷道穩(wěn)定；成為沖擊地壓、煤炭自燃隱患。2）煤柱的應力分布：一側采空煤柱很寬煤柱較寬煤柱較窄形成： 破裂區(qū) 塑性區(qū) 彈性區(qū) 原始應力區(qū) 3）護巷煤柱的穩(wěn)定性： 煤柱寬度是影響煤柱穩(wěn)定性和巷道維護的主要因素。 護巷煤柱穩(wěn)定

29、條件： 煤柱中央產生的彈性區(qū)（核）寬度 不小于煤柱高度的2倍。煤柱寬度：4）沿空掘巷的三種方式： 完全沿空掘巷；留小煤皮掘巷；保留部分老巷掘巷 5）沿空留巷巷旁支護： 巷旁支護作用 巷旁支護類型控制直接頂離層及時切斷直接頂減少巷內支護承載封閉采空區(qū)木垛密集矸石帶混凝土砌塊高水速凝水泥第五節(jié) 采區(qū)巷道支護一、巷道支護原則： 支護特點：臨時性、可變形。 支護要求：確保安全，維護最小允許斷面。 基本支護類型： （1）木支護：梯形（對棚或密集等） （2）金屬支架： 工字鋼梯形支架 平頂可縮金屬支架 拱形可縮性金屬支架 棚間距0.50.7m 。 （3）錨桿支護：二、巷道金屬支架支護： 1、U 型鋼可縮性

30、支架： （拱可縮） U 型鋼型號：U18、U25、U29、U36 （kg/m） 1）基本結構類型：三節(jié)規(guī)格： 10.4 ；12；14 2）支架連接件： （螺栓連接件， 楔式連接件） 上限位連接件 中間連接件 下位連接件 連接件= 鎖緊構件+ 摩擦機構螺栓連接件：強度高、剛性大、可縮性好、工作 阻力穩(wěn)定、型鋼滑移平穩(wěn)。2、礦用工字鋼支架： 剛性特性，可縮量小，適用于圍巖穩(wěn)定條件。 通過增加接榫木墊、棚腿插入底板（墊柱鞋）等措施可以增加適量可縮量。 現場以梯形支架為主，拱型有如下類型： 拱頂斜腿 拱頂直腿 錨噴加強拱頂三、 巷道錨桿支護1、錨桿種類與錨固力： 錨桿分類 錨固力機械錨固式賬殼式、倒楔

31、式、楔縫式；粘結錨固式樹脂、快硬水泥、水泥沙漿；摩擦錨固式縫管式、水脹式管狀錨桿。托錨力安裝時，拖板與錨桿的預緊力；粘錨力粘結摩擦力與錨桿軸力；切向錨固力限制巖塊沿弱面滑動的力。初錨力、工作錨固力、殘余錨固力2、錨桿支護原理： 1）懸吊原理 2）組合梁原理 3）壓縮拱原理 4）最大水平應力原理 5）圍巖強度強化理論3、組合錨桿支護： 1）錨梁網聯合支護： 錨桿 + 托梁（鋼帶）+ 金屬網2）桁架錨桿支護：錨桿 + 拉桿 + 拉緊器 + 墊塊 桁架錨桿在頂板內會形成水平和鉛直方向擠壓力，使頂板的中性軸下移，增強頂板抗彎能力，提高其整體性。4、預應力錨索： 1）類型脹殼式鋼絞線預應力錨索沙漿粘結式

32、預應力錨索2）小口徑預應力錨索結構：錨索比錨桿長，可錨入深部較穩(wěn)定的巖層中。5、錨桿支護系統(tǒng)設計方法： 由地質調查、設計、施工、監(jiān)測、信息反饋等相互制約影響，綜合完成系統(tǒng)設計。主要包括： 1）地質力學評估圍巖應力及巖體強度； 2）初始設計，并對選定方案進行穩(wěn)定性分析； 3）施工； 4）現場監(jiān)測（錨桿受力、深部圍巖移動） 5）信息反饋與修改完善； 6）重復進行上述步驟，直至滿意為止。 四、采區(qū)巷道聯合支護：1、聯合支護原理分階段綜合運用多種支護形式維護巷道2、聯合支護方式：錨桿+棚子單用錨桿不行時錨網+金屬棚子+人工砌垛采深大，壓力大，留巷。 目前，煤巷錨桿支護常用： 錨索+錨桿+W型鋼帶+拱可

33、縮支架聯合支護，效果 較好。第七章 頂板災害性事故及其防治本章重點介紹：局部冒頂，大型冒頂，沖擊礦壓等頂板災害。 頂板事故與水、火、瓦斯、煤塵并列，被稱為煤礦五大災害。一直是影響安全生產的主要因素。 據統(tǒng)計，在上世紀90年代以前，因頂板事故死亡人數占總死亡人數的45%以上，目前，雖然隨支護技術的進步有所降低，但仍占25%左右，給國家財產和人民生命安全帶來極大威脅。 必須重視頂板災害事故，采取措施，杜絕隱患，實現安全生產。第一節(jié) 局部冒頂事故的防治一、鑲嵌型頂板局部冒頂事故的防治：1. 結構：鍋底石、魚背石，局部煤頂2. 產生原因：落煤后，無支護，在無支護區(qū)冒險作業(yè)，沒有前兆3. 措施： 調查

34、選及時支護架型 不許在無支護區(qū)工作 敲幫向頂 嚴格架設質量、插嚴背實，補換支柱 二、支護突然失效局部冒頂事故的防治：唐山礦1982年5188綜采面4m，50kg/m鋼軌，二死一傷1. 產生原因： 支架內傷 2. 措施： （1）支架無損 （2）合理設計結構，使彎距較小支架損傷造成事故示意圖三、空頂冒落沖擊局部冒頂事故的防治：1. 局部空頂（空洞）的形成：（1）局部漏頂沒填實糊頂，不充填空間加大（2）頂板冒落抽空30頂碎，網上冒落抽空（3）上分層大塊矸石參差冒落最初穩(wěn)定，下層開采翻滾（4）上分層支架回收不凈留有空間，下層開采易冒（5）上分層冒落不充分采空區(qū)四周形成（初采、上下端頭）（6）分層頂板離

35、層下沉量加大，離層空間，再冒，形成沖擊局部空頂的形成： 漏頂未填實 頂板冒落抽空 矸石參差冒落 切眼及停采邊界冒落不充分 上分層支柱回收不凈 2. 防治冒頂措施：（1）防止漏頂空頂： 超前支護掏梁窩，提前掛梁 插嚴背實 超前錨桿頂碎時（2）封堵漏頂： 打樁楔 泡沫封堵材料（3）處理空間： 調查上分層位置、大小、標示 空洞較小時點柱+木垛接頂（先加固空間周邊支架） 空洞較大時3m以下打高柱支柱（先加固空間周邊 支架），在其下架設木垛（最后回收），空洞再大則繞行開采 2. 防治冒頂措施： （1）防止漏頂空頂： 超前支護掏梁窩，提前掛梁 插嚴背實 超前錨桿頂碎時 （2）封堵漏頂： 打樁楔 泡沫封堵材

36、料 （3）處理空洞： 調查上分層位置、大小、標示 空洞較小時點柱+木垛接頂（先加固空間周邊支架） 空洞較大時3m以下打高柱支柱（先加固空間周邊支架）， 在其下架設木垛（最后回收）， 空洞再大則繞行開采防治局部冒頂措施：掏梁窩超前支護 超前錨桿 打樁楔處理冒頂 木垛接頂 高柱接頂 木垛支撐3. 空頂處回柱放頂措施：（1）加大控頂距上下周邊各5m不回，留安全空間（2）對空洞區(qū)周圍充填超過邊界1.52.0m（3）空頂區(qū)“拉大網”回柱嚴禁人員進老塘 加大控頂距 矸石局部充填 四、工作面上下端頭局部冒頂：1. 端頭礦壓顯現特點：（1）上下順槽已產生較大變形和破壞時間1-2年，1000mm（2）上下順槽支

37、護基本無初撐力，促使離層下沉（3）支承壓力產生疊加，加劇對圍巖破壞作用（4）面積大，煤巖體承載能力低，支架控頂負擔重（5）端頭移溜改柱，支架多工作在初撐階段，阻力低，穩(wěn)定性差，頂板下沉量大。2. 端頭冒頂類型：（1）推垮型冒頂掘巷破壞、離層、漏頂、有空間（2）端頭大面積懸頂壓跨型頂硬、懸露、突冒（3）移留時壓垮回撤機頭機尾支架，支撐力降低、突冒 下端頭推垮型冒頂 上端頭推垮型冒頂3. 防止端頭冒頂措施：（1）十字頂梁支護（2）端頭回梁八柱支護（倒移）（3）提高支護強度為正常時的1.6倍（增支柱密度、特殊支架）（4）局部錨桿一端頭支架混合支護（5）選用端頭支架 端頭錨固 十字鉸接頂梁 十字頂梁支

38、護第二節(jié) 大型冒頂事故的防治一、復合型頂板條件下的冒頂事故1. 復合頂板巖性與結構： 下軟上硬層狀巖層2. 礦壓特點： 平時頂板壓力小，支架承載不大； 離層后，形成不穩(wěn)定結構，有橫向移動傾向； 支護失穩(wěn)，推垮。 堅硬頂板放頂后，懸頂，斷裂，沖擊推垮。復合頂板推垮型冒頂復合頂板老頂沖擊砸垮型冒頂3. 防治措施：（1）合理布置工作面：嚴禁爬山開采；嚴禁下順槽與工作面銳角相交階梯形布置（2）減少對頂板破壞：不得挑頂掘進； 切眼錨桿加固（錨桿+液柱） （3）安全控制：提高初撐力；初次放頂時，沿傾斜分段布置錨桿；降低初步階段采高，充填、炮崩；（調整采高有一定限度）復合頂薄時，挑頂開采；增大控頂距。工作面

39、不得爬山開采不得與下順槽銳角相交不得挑頂掘進巷道切眼內錨桿支護沿工作面斜長分階段錨桿支護二、金屬網下推跨型下頂：1. 網下事故： 推垮型支架穩(wěn)定性差，大巖塊翻轉，漏頂發(fā)展為砸垮型。大塊矸石翻轉造成推垮型冒頂放頂抽空造成砸垮型冒頂2. 防治措施：（1）調研頂分層冒落狀況，危險區(qū)標注；（2）預防處理：煤壁深孔爆破（第一分層）；（3）金屬網假頂控制： 1）盡可能延長分層開采間隔時間； 2）適當降低第二分層工作面初采高度； 3）適當加大控頂距特殊情況下用； 4）及時處理網兜放矸，托板； 5）上分層開采不扯網，及時補網。適當加大控頂距確保安全空間及時處理網兜第三節(jié) 沖擊礦壓一、沖擊礦壓及其特點： 1、沖

40、擊礦壓發(fā)生在高應力區(qū)井巷、回采工作面圍巖體內， 以突然、急劇、猛烈破壞為特征的礦壓動力現象。 2、特點： 突發(fā)性無明顯前兆，發(fā)生時間短； 瞬時震動性過程急劇，似爆炸，有強烈震動； 巨大破壞性常造成慘重傷亡和巨大損失； 復雜性發(fā)生范圍廣泛。與煤瓦斯突出區(qū)別：外觀形式相似，但動力來源不同， 突出時伴有大量瓦斯涌出。3、沖擊礦壓分類：1）按沖擊強度分2）按拋出煤量分彈射單個碎塊射落，微沖擊現象；礦震內部沖擊，不外拋，外觀為震動、煤炮；弱沖擊煤巖拋出，規(guī)模及破壞性不大；強沖擊煤巖大量拋出，破壞嚴重。級輕微沖擊（10t以下）級中等沖擊（1050t）級強烈沖擊（50t以上）4、沖擊礦壓的危害： 1）對井下

41、巷道： 強沖擊將大量破壞煤巖拋入巷道，破壞巷道支護系統(tǒng)及圍巖結構。小型沖擊影響不大。2）對井下人員： 遭受突然傷害，現場人員大多遭受腦部受傷，其次是胸部機械受傷，內部器官損傷等。3）對地表建筑： 沖擊伴發(fā)礦震，對地表可造成震害。二、沖擊礦壓發(fā)生機理：1、強度理論： 煤、巖體發(fā)生沖擊礦壓，是由于所受應力超過其強度所致。 （夾持煤體理論夾持使煤體具有更高彈性能，一旦應力突然加大，或系統(tǒng)阻力突然減小，發(fā)生沖擊）2、能量理論： 煤、巖體受力積蓄彈性能，當系統(tǒng)破壞時，消耗能量少于積蓄能量時，多余能量促使發(fā)生沖擊。 （似炸彈爆炸殺傷原理）3、沖擊傾向理論： 煤、巖體發(fā)生沖擊是幾個方面性能的反映，當某性能達

42、到沖擊引發(fā)標準時，可發(fā)生沖擊。 沖擊傾向度煤、巖產生沖擊破壞的能力。 彈性變形指數； 有效沖擊能指數； 極限剛度比； 破壞速度指數。依三種理論有三個準則： 強度準則： 能量準則： 沖擊準則：全部應力大于強度煤巖釋放能量大于消耗能量沖擊傾向度大于實驗臨界值第一個為破壞準則，后兩個為突然破壞準則。同時滿足三個準則，才可能發(fā)生沖擊。三、沖擊礦壓影響因素： 影響因素1、地質條件影響： 采深； 煤巖力學性質； 頂板巖層結構； 地質構造自然地質條件（原巖應力、煤巖力學性質）開采技術條件（局部應力集中）組織管理措施（作業(yè)質量、技術設備）1）采深： 體積變形能 形狀變形能可見：H 越大，體積能越大，越容易沖擊

43、破壞煤并使其運動消耗于塑性變形沖擊發(fā)生采深：式中： 應力狀態(tài)系數 c體積能變形常數一般： H350m 不發(fā)生沖擊礦壓； 350m H500m危險增大； H500m 沖擊危險急劇增加。采深與沖擊礦壓發(fā)生頻次關系2）煤巖力學性質： 煤的沖擊傾向性指標 任何煤層均可發(fā)生沖擊；煤越脆硬，所需沖擊能越小，越容易發(fā)生沖擊。沖擊能指數彈性能指數動態(tài)破壞時間沖擊能指數 全 應力應變曲線， 峰前能量與峰后 能量之比。（比值越大，則沖擊能力越大） 彈性能指數 單壓破壞前，彈性能與塑性消耗能 之比。 （彈性能所占比重越大，則沖擊可能性越大） 動態(tài)破壞時間 單壓時，從極限載荷到完全破壞所 經歷的時間。 （破壞時間越短

44、，則越容易發(fā)生沖擊） 彈性能指數計算圖 動態(tài)破壞時間曲線煤沖擊傾向鑒定指標值指 標強沖擊弱沖擊無沖擊沖擊能指數5.05.01.51.5彈性能指數 /kj5.05.02.02.0動態(tài)破壞時間 /ms5050500500煤層含水，可增加塑性，減小彈性能積存，減緩沖擊危險。厚煤層比薄煤層更容易發(fā)生沖擊。3）頂板巖層結構： 具有厚層堅硬砂巖頂板是發(fā)生沖擊礦壓的主要原因。 煤層內彈性能體積彈性能變形彈性能頂板彎曲彈性能 頂板彎曲能計算圖4）地質構造影響：沖擊多發(fā)地點： 向斜軸處； 斷層附近； 煤層傾角變化處； 構造應力帶。2、開采技術影響： 影響分兩類產生高應力區(qū)煤柱、采空邊緣、孤島、采序；減小阻力放炮

45、、截煤。1）采序影響煤巖體內應力分布； 采向采面向采空區(qū)方向推采，易發(fā)生沖擊；2）上層煤柱、停采線推進、穿過時沖擊危險大；3）采空區(qū)距采空區(qū)2030米，沖擊危險大；4）開采面積開采面積大，沖擊危險增大。沖擊礦壓發(fā)生在巷道多（72.6%），發(fā)生在采場少（27.4%）在殘采區(qū)、停采線、斷層及超采處發(fā)生沖擊多（89%）四、沖擊礦壓預測方法： 1、綜合指數法： 實質：對已發(fā)生沖擊礦壓進行統(tǒng)計，分析其各方面影響 因素并確定各因素的影響權重，綜合建立預測預 報指標。 1）地質因素指數： 第 i 個因素實際影響指數 第 i 個因素最大影響指數 地質因素沖擊危險指數 2）開采因素指數： 第 i個開采因素實際危

46、險指數 第 i 個開采因素最大危險指數 開采因素沖擊危險指數3）危險等級評定綜合指數：無沖擊弱沖擊 中等沖擊強沖擊 不安全 2、計算機模擬法： 通用軟件：FLAC ； UDEC ； ANSYS 等。 （因計算機模擬對煤巖力學參數進行了簡化，故此法僅適用于確定沖擊危險區(qū)域）3、鉆屑法： 實質：通過鉆孔排粉量的變化確定支承壓力的特征， 從而確定沖擊的可能性。 （鉆孔排粉量與支承壓力具有定量關系）鉆屑量指數： 鉆出煤量 正常排粉量五、沖擊礦壓的防治1、防范措施： 主要解決開采技術不合理問題 1）開拓布置應有利于開采解放層； 2）最大限度避免形成煤柱高應力區(qū)； 3）避免工作面相向開采； 4）工作面由斷

47、層、褶曲軸始采； 5）巷道布置在底板巖層或無沖擊危險煤層； 6）采用長壁無煤柱全部垮落法； 7）選擇整體性強的可縮性支架。2、解危措施： 主要解決卸壓降能問題 1）卸壓爆破：震動卸壓爆破撤人、引發(fā)、移壓。震動落煤爆破撤人、引發(fā)、落煤移壓。震動卸壓落煤爆破長鉆孔爆破、合一。頂板爆破長短鉆孔爆破，降能、引發(fā)。 2）煤層注水： 短鉆孔注水機道，間距610米，孔深 10米，影響生產。長鉆孔注水巷道，超前60米，間距1020 米，孔深為面長，薄煤層難用。聯合注水長短結合。 3）鉆孔卸壓： 釋放彈性能，消除應力升高區(qū)。 4）定向裂縫： 釋放彈性能，降低沖擊危險。 a. 定向水力裂縫： 在短時間內，人為用高壓水將煤、巖體破壞。 （軸向、周向） b. 定向爆破裂縫： 由炸藥替代高壓水，造成煤、巖體產生裂縫。 （軸向、周向） 第八章 礦山