采场顶板支护方法

1、.第五章 采场顶板支护方法第一节 顶板分类与底板特征一、对直接顶的分析直接顶的完整程度取决于两个因素：一个是岩层本身的力学性质，另一个是直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。以直接顶的初次垮落步距L0作为直接顶分类的工程指标，并将初次垮落步距L0 16 20 m的顶板称为稳定顶板，把L0 8 m的顶板称为不稳定顶板，对L0 = 915 m之间的顶板则称为中等稳定顶版。西德埃森采矿研究中心提出。端面破碎度是指支架前粱端部到煤壁间顶板破碎的程度，即破碎度以表示。式中FA为破碎的面积，F为整个梁端到工作面煤壁的面积。但一般冒高超过5 10 cm的面积才计入破碎面积。根据西德鲁尔区的大量测

2、定，可将该区的顶板分为三大类：一类为E = 010；二类为E = 11%30，。三类为E > 30。对于第三类，则无论从支架设计及生产管理上均应使端面距尽可能地小，以防止顶板冒落。这三类端面距与顶板破碎度的关系如图5-1所示。图5-1 端面距与顶板破碎度的关系二、对基本顶的分析在基本顶原分类中引入了直接顶厚度hi与煤层采高hm的比值N，N=hi/ hm。分类认为： N > 5，这时基本顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响，称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。2 < N < 5，这时基本顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响，称为有周期来压的顶板。N < 2，甚至没

3、有直接顶。这时，基本顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响。称为周期来压严重的顶扳。基本顶特别坚硬，又无直接顶。这时顶板常在采空区内悬露上万平方米而不垮落。当其垮落时，则形成暴风，顶板往往沿工作面切落，造成事故。这类顶板称为极坚硬顶板。由于大面积坚硬顶板难以处理，长时期来，仍然只能使用煤柱支撑法来管理这类顶板，即每采一定距离后，采空区内留一段煤柱，以防止顶板冒落。显然，这种方法将造成很大的煤损，且不利于使用综合机械化采煤。但通过多年研究和实践，采用爆破放落部分顶板，或用注入高压水使顶板软化等办法处理顶板，已可基本控制大面积顶板垮落对工作面造成的严重威胁。这些将在第十章加以进一步叙述。能塑性

4、弯曲的顶板。赋存在煤层之上的顶板，随着工作面的推进能缓慢下沉，而后逐渐与煤层底板相接触。这种情况的形成，显然与顶板岩层的性质，采高及岩层厚度有关。一般只可能在薄煤层或厚度不大的中厚煤层的石灰岩顶板中才出现。三、顶板分类方案及其指标表5-1直接顶分类指标及参考要素类别1类不稳定顶板2类中等稳定顶板3类稳定顶板4类非常稳定顶板1a1b2a2b基本指标r44<r88<r1212<r1818<r2828<r50岩性和结构特征泥岩、泥页岩、节理裂隙发育或松软泥岩、碳质泥岩、节理裂隙较发育致密泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、节理裂隙不发育砂岩、石灰岩、节理裂隙很少致密砂岩、石灰岩、节

5、理裂隙极少主要力学参数参考区间综合弱化常量CZ=0.163±0.064CZ=0.273±0.09CZ=0.30±0.12CZC=0.43±0.157CZC=0.48±0.11单向抗压强度RC=27.94±10.75RC=36±25.75RC=46.3±20RC=65.3±33.7RC=89.4±32.6分层厚度h0=0.26±0.125h0=0.285±0.13h0=0.51±0.355h0=0.675±0.34h0=0.72±0.34等效抗弯能

6、力RC h0<7.52RC h0=2.911.4RC h0=7.829.1RC h0=33104RC h0=45.5139.4注：参考指标中，CZ、RC、h0均为该类顶板各煤层相应参数的平均值加减均方差。表5-2基本顶分级指标基本顶分级基本顶来压显现不明显明显强烈非常强烈ab分级指标895895<975975<10751075<1145 >1145四、底板特征底板岩层在矿山压力控制中涉及两类问题：其一是煤层开采后引起的底板破坏，其范围将与开采范围及采空区周围的支承压力分布有关，由于底板的破坏可能导致地下水分布的变化，如我国华北地区许多煤层的底板为奥陶纪石灰岩，富含

7、水性，煤层开采后底板的变形破坏可能引起突水等事故，因此必须研究开采后的底板破坏规律；另一方面从采场支护系统而言，支护系统的刚度是由“底板支架顶板”所组成，因此底板岩层的刚度将直接影响到支护性能的发挥，由于单体支柱的底面积仅100cm2，在底板比较松软的情况下，支柱很容易插入底板，从而影响对顶板的控制。图5-2 工作面实测支柱载荷与支柱穿底量关系此处应指出，底鞋不宜采用木材，因为木材的横向抗压强度甚小，只有3MPa左右，与软底板情况相近，因此抗插入能力差，效果不明显。根据我国煤矿开采工作面底板对支柱的影响将底板进行了分类，如表5-3所示。可根据此表选择支柱应具有的底面积。表5-3 我国缓倾斜煤层

8、工作面底板分类方案底板类别基本指标辅助指标参考指标一般岩性名称代号容许比压qc / MPa容许刚度Kc / MPamm-1容许穿透度c/ mm-1容许单轴抗压强度Rc / MPa极软< 3.0< 0.035< 0. 20< 7.22充填砂、泥岩、软煤松软3.06.00.0350.320.200.407.2210.80泥页岩、煤较软a6.09.70.320.670.400.6510.8015.21中硬煤、薄层状页岩b9.716.10.671.270.651.0815.2122.84硬煤、致密页岩中硬16.1321.272.761.082.1622.8441.79致密页岩、

9、砂质泥岩坚硬> 32> 2.76> 2.16> 41.79厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩第二节 采场支架类型与支架力学特性一、概述回采工作面支架主要是由梁与柱组合而成的。根据支柱和顶梁的配合关系，可将回采工作面支架分为两大类，即单体支架和液压支架。由金属支柱和金属铰接顶梁组合而成的工作面支架称为单体支架，根据金属支柱的特性，又可将其分为摩擦式金属支架和单体液压支架，前者使用的支柱为摩擦式金属支柱，后者则为液压支柱。液压支架是由支柱、底座与顶梁联合为一个整体的结构。它以液压为动力，不仅能实现支设与回撤的自动化，而且使移溜等一系列工序也同时实现了机械化，充分减轻了繁重的体力劳动

10、。P0 初撑力。支架支设时，将活柱升起，托住顶梁，利用升柱工具和锁紧装置使支柱对顶板产生一个主动力。这个最初形成的主动力称为支柱的初撑力。对于液压支柱，即是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。P0 始动阻力。在顶板压力作用下，活柱开始下缩的瞬间，支柱上所反映出来的力称为始动阻力。这种力是顶板压缩支柱形成的。因此称为支柱的阻力。P1 初工作阻力。指在支架的性能曲线中，活柱下缩时，工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处的工作阻力。P2 最大工作阻力。支柱所能承受的最大负载能力，又称额定工作阻力。目前所使用支柱的工作特性有以下几种，如图5-12所示。图5-3 支柱的几种典型特性曲线(P-S曲线)

11、(a) 急增阻式； (b) 微增阻式； (c) 恒阻式； P0 初撑力；P0 始动阻力；P1 初工作阻力；P2 额定工作阻力或最大工作阻力。 急增阻式支柱开始支设时，有一个极小的人为的初撑力P0，当支柱在顶板压力作用下，活柱开始下缩时便形成了始动阻力P0，而后随着活柱下缩，工作阻力呈直线型急剧增加。这种支柱可缩量较小。其特性曲线见图5-3(a)。 微增阻声同急增阻式一样，只具备有较小的初撑力与始动阻力。但它随着活柱的下缩，工作阻力先有一个急剧增长过程。当达到初工作阻力P1后，随着支柱的继续下缩，工作阻力的增长变得极为缓慢，一直到支柱的最大可缩量，也即是支柱的最大工作阻力时为止。此类支柱具有较大

12、的可缩量，其特性曲线见图5-3(b)。 恒阻式当支柱安设后，随着活柱下缩，很快达到额定工作阻力，以后尽管活柱继续下缩，支柱的工作阻力保持不变，特性曲线见图5-3(c)。从支柱工作阻力适应顶板压力的特点进行分析，显然，恒阻性能的支柱较为有利，急增式性能比较差。但恒阻式支柱的结构比较复杂，成本较高。急增阻式的结构简单，成本较低。二、液压支柱的结构及特性液压支柱单独与顶梁配合支护顶板，称为单体液压支架。它也可以与顶梁、底座以及移架千斤顶等组合而成为液压自移支架。液压支柱是典型的恒阻性能支柱。按其注油方式可分为内注油式与外注油式两种。内注式液压支柱使用的工作介质是机油，它是通过摇动手把，操纵支柱内的手

13、摇泵，把油从低压腔压入高压腔。支撑过程中通过安全阀来保证支柱对顶板具有一个恒定的工作阻力。回收时，打开卸载阀使高压腔内的油回到低压腔，活柱在自重作用下自动回缩。图54为内注式液压支柱的简单结构图。升柱时，操纵液压泵，无压油自活柱腔内通过吸油孔进入泵体。再经活塞加压，自单向球阀压至柱体内。这样使活柱上升。当支柱超过额定工作阻力时，工作液由通道进入安全阀，使安全阀打开，保持工作阻力恒定。支柱卸载时，则操纵手把，打开卸载阀，工作液从柱体腔内经过中心通道，经卸载阀流入活柱上腔。图54 内注液式支柱结构示意图1柱体，2活柱，3活塞头，4泵，5安全阀与卸载阀，6上顶盖，7下柱座，8支柱底腔，9通道图55为

14、外注液式液压支柱基本结构图。支设时，靠外部泵站经管路系统通过注液枪向支柱供液。工作介质是含有12乳化油的乳化液。回收时打开卸载阀，把工作介质排到支柱外部，活柱靠自重和弹簧力回缩。单向阀、安全阀和卸载阀共同组成一个三用阀，它是一个关键的部件，它的性能优劣直接影响着支柱的工作特性。在工作面每隔1015 m需配备一把注液枪和一卸载手把。外注式和内注式液压支柱在使用上各有其特点：1) 外注式液压支柱需要配备液压泵和管路系统，因而在使用上不如内注式灵活，但柱体内不需手摇泵，因此结构简单，重量轻，成本低；2) 外注式液压支柱，每使用一次需要消耗一定的乳化液；3) 外注式液压支柱支设速度由液压泵的流量决定。

15、一般来说，泵的流量比内注式液压支柱的手摇泵要大的多，所以支设速度比较快。因此，在一些薄煤层或人行比较困难的工作面，来回拉注液枪有困难时，宜使用内注式液压支柱。在缓倾斜和倾斜中厚煤层工作面中，则更宜使用外注式液压支柱。图55 外注式单体液压支柱1顶盖；2三用阀，3活柱体，4油缸，5复位弹簧，6活塞，7底座，8卸载手把，9注液枪，10泵站供液，11注液时操纵手把方向，12卸载时动作方向液压自移支架内使用的液压支柱属于外注式，其工作原理如图56。图56 液压支架支柱工作原理I升柱状态，工作状态，卸载状态1活柱；2柱体；3、9、10管路；4安全阀；5单向阀；6主回油管略；7主进油管路；8操纵阀升柱时操

16、纵阀处于的工作状态。工作液由泵站进入主油管7，后由CA进入油管9，经由单向阀5顶开阀盖进入油管10，而后进入柱体2使活柱1升起。上腔的废液则由管路3经由操纵阀BO进入主回油管路，回到泵站。降柱时操纵阀处于的状态。高压油由操纵阀CB经管路3进入支柱上腔，同时作用于单向阀5，使阀盖顶开。此时下腔的废液由管路10经单向阀进入管路9，再由操纵阀AO进入主回油路，返回泵站。三、单体支架支护方法分析单体支柱受力的大小，首先决定于顶板压力的大小，有时还决定于底板的力学性质以及顶梁是否具有压缩性。单体支柱所受载荷在梁上的分布状态，则取决于顶梁在支柱上的布置方式，如图57所示。若接顶情况良好，以支柱为基准，前后

17、梁的长度为1：1，则载荷应是均匀分布，如图中a。若考虑到顶梁两端有一定的变形，则应呈抛物线形，如图中b。若比值为2：1，则为三角形分布，如图中c。最好前后梁长的比例不大于2，因为，事实上多余的一部分梁对顶板不起支护作用，如图中d。图 57 单体支柱顶梁载荷分布在开始使用全部垮落法处理采空区时，把支架分为工作面支架与切顶支架两部分，其布置方式如图58。它的原则是利用工作面支架维护直接顶的完整性，利用切顶支架将直接顶沿采空区切落，同时对基本顶也有一控制力矩。这种支护方式又称为有排柱放顶。无排柱放顶如图59所示。 图58 有排柱放顶支架支撑力分布 图59无排柱放顶及支架支撑力分布（一） 带帽点柱支护

18、在直接顶比较完整时使用。柱帽一般用厚为50100 mm，长为0.30.5m的木板或半圆木制成。带帽点柱在工作面的排列方式有矩形布置与三角形布置两种，见图510。图510 带帽点柱的布置方式(a)-矩形排列；(b)-三角形排列架设支柱时应考虑煤层的倾角，一般应向上倾斜24o。（二） 棚子支护 走向棚，顶板压力大时可采用连锁式走向棚，顶板压力小时可采用对接式走向棚。当节理裂隙垂直于工作面时，采用倾斜棚。（三） 机组工作面单体支架布置1 悬梁与支柱的关系金属支柱与铰接顶梁组合成悬臂支架。按悬臂支架沿工作面推进方向的布置方式可分为正悬臂式与倒悬臂式两种，如图511所示。图511 机组工作面的悬臂支护(

19、a) 正悬臂；(b) 倒悬臂采用正悬臂时，机道顶板有悬臂支护，必要时还可掏梁窝提前挂梁，打贴帮柱等，因此机道的安全条件比较好。在架设悬梁时，应使舌端对着煤壁，以便在需要掏梁窝时，梁窝可以小些。这种方式的悬梁靠采空区一侧伸出不长，因而不易折损。采用倒悬臂时，回撤靠采空区一侧的支柱，不易被矸石埋住。当顶板比较破碎时，掏梁窝比较浅，因而容易挂梁。这种方式回柱时比较安全。2支架的布置方式有齐梁式与错梁式两种。四、液压支架支护方法分析（一）液压支架分类我国目前还没有对液压支架进行严格的分类。但就目前普遍应用的名词概念来说，基本上有三种名称：即支撑式、掩护式与支撑掩护式。考虑到科学性与习惯性，可以将此三类

20、定为以下的概念：1) 支撑式。指在结构上没有掩护梁，对顶板的作用是支撑方式称为支撑式支架。2) 掩护式。指在结构上有掩护梁，支柱是通过掩护梁对顶板起支撑作用的支架。3) 支撑掩护式。指具有掩护梁结构，支柱大部分或几乎全部是通过顶梁对顶板起支撑作用，也可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。另外，将对预板仅起掩护作用的液压支架称为纯掩护式液压支架。这种命名法在一定程度上既考虑了支架的支撑特点，同时又考虑了支架的结构特点。第三节 采场支架与围岩相互作用原理一、支架与围岩的相互作用（一）支架与围岩相互作用体系回采工作面的支架与其支撑的围岩是一对相互作用着的矛盾统一体。支架结构及性能的设计必须符合回采

21、工作面围岩运动规律，只有这样才能使支护结构设计既经济又合理。同时也只有支架的支撑力分布合适，护顶装置可靠，才有可能维护好顶板，以保证矿工的安全和生产正常进行。（二）支架与围岩相互作用的特点回采工作面支架与围岩关系的特点如下： （1)支架和围岩是相互作用的一对力。在小范围内，围岩形成的顶板压力可看作是一个作用力，支架可以视为一个反力，两者应互相适应，使其大小相等，而且尽可能地作用在一个作用点上。 （2）支架受力的大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关。事实证明，刚性、急增阻式、微增阻式或恒阻式支架受力在工作面的分布状态是不一致的，恒阻式支架的受力比较均匀。（3)支架结构及尺寸对顶板压力的影

22、响。实际生产中证明，在支架架型选择合适时，可以用最小的工作阻力维护好顶板。例如在有些条件下使用短梁的掩护式支架(支柱工作阻力仅800kN)却能取得比使用四柱垛式（工作阻力2400kN）更好的维护效果。从上述情况可知，支架结构设计必须适应围岩条件，支架性能应尽可能设计成恒阻式，在支架受力的过程中应尽可能使其与顶板压力相一致。在支架参数中最主要的是确定工作阻力与可缩量。对围岩来说，主要是考虑在各种支架反力作用下的顶板状态，由此引出评定围岩完整与否的质量标准问题。（三）支架工作阻力与顶板下沉量的关系早在60年代，国内外曾多次进行了支架工作阻力P与顶板最终下沉量L之间关系的试验。我国当时是在实验室内进

23、行的，有些国家是根据现场实测资料加以统计，其中最完整的是前苏联在一个工作面进行了支架调压试验，结果与实验室所得大致相同，即证明了工作阻力P与顶板最终下沉量(即由煤壁到采空区一侧)是一近似的双曲线，或称为“PL”曲线。试验的条件为：采高1.31.5m，倾角2°3°，直接顶为5m左右的粉砂岩，抗压强度为73MPa；再上面仍为粉砂岩，但较致密，抗压强度为8182.6MPa；采用支撑式液压支架。在调压试验中，开始时使用每架1500kN的工作阻力，而后调到1300kN架。此为试验的第I阶段。在第阶段则调到每架1000kN。最后将支架调到600kN架。每阶段都经历了周期来压及平时两个过

24、程。表54介绍了试验所得的数据。表54调压试验各阶段情况表 所有上述的统计及试验结果均证明了一个事实，即在一定工作阻力以上，支架工作阻力增加对顶板下沉量影响较小，但低于此值则影响极大。由此，可以得到在前述分析中同样的结论，即采场支架的工作阻力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。二、采场支架的工作状态由于支架处于支架与围岩相互作用体系中，支架的工作状态是支架与围岩关系的综合反映，也是老顶的位态、直接顶、支架以及底板力学特性的综合体现。分析掌握支架的工作状态，对于及时调整和保持支架良好的工作状况，保持良好的支架与围岩关系具有重要意义。（一）支架与围岩体系的刚度模型支架与围岩体系可视为由具有一定刚度的

25、直接顶、支架和底板组成的，其刚度模型可由5-12所示。1. 支架的刚度根据支架的工作特性，支架的刚度一般是指支架增阻阶段的刚度。支架刚度越大，单位活柱缩量支架的增阻量越大，对顶板保持稳定所起的作用越好。支架的刚度可用下式表示 图 5-12 支架与围岩体系刚度模型式中Ks-支架的刚度；N-支架立柱数；k-支架立柱的刚度；b-支架立柱与竖直方向的夹角。支架的刚度可由实验室试验测得，也可在工作面实测得到。2 直接顶的刚度研究表明，破断为四边形体的采场直接顶其刚度与其弹性模量和实际承载体的几何尺寸有关。即，m为四边形体直接顶的高度和其实际承载宽度的比值。直接顶在不同的硬度和赋存条件下具有不同的刚度特征

26、，可表现为似刚性、似零刚度和中间型刚度直接顶三种类型。不同刚度类型的直接顶对支架围岩体系有着不同的影响。3 底板的刚度底板对支架围岩系统的影响主要体现在当底板刚度较小时，支架活柱在下缩增阻的同时，底板也被压缩，相当于立柱增阻量一定时增大了活柱缩量，从而减小了支架的刚度及支撑系统的刚度，由此可造成顶板下沉量增大，顶板状态变差。底板的刚度K f可通过对反映底板抗压入特性的底板比压的分析获得。不同硬度的底板具有不同的刚度，因而对支架围岩体系的影响也不同。4 支架与围岩体系的刚度支架与围岩体系的刚度K由体系直接顶、支架和底板的刚度共同决定，可由下式表示 当底板为坚硬和中硬时，其刚度较大，对支架围岩系统

27、的影响较小；当底板较软时，其刚度较小，这时可通过增大支架底座面积，改变底座的比压分布，减小底座对底板的比压来减小底板对支架围岩体系的影响。从这一意义上讲，可以认为底板的影响是有限的，在支架围岩系统中，主要是直接顶和支架的相互作用。因此上式可简化为： 根据上述分析，若直接顶的刚度K r®¥,即直接顶为似刚性体,则K=Ks,此时支架的刚度即为系统的刚度；若直接顶的刚度K r®0,即直接顶为似零刚度，则K=0，此时系统的刚度为零；若直接顶的刚度0<K r<¥，即直接顶为中间型刚度，则系统的刚度由直接顶刚度和支架的刚度共同决定。（二）采场支架的工作状

28、态在支架与围岩体系中，若令支架与围岩体系的总体变形量为，支架及直接顶的变形量分别为和，则有 令 则 ， 与n 的关系曲线如图5-13所示。图5-13 与n的关系曲线 若当>80% 时，即认为系统的变形主要是由支架的变形决定的，则支架的刚度特性决定系统的总体力学特性；当<20%时,即认为系统的变形主要是由直接顶的变形决定的，则直接顶的刚度特性决定系统的总体力学特性；当 20% ££ 80%时，即认为系统的变形取决于直接顶和支架的共同变形，则系统的刚度是由直接顶的刚度和支架的刚度共同决定的。当时，支架围岩体系的变形量主要由支架承担，因此，可把直接顶视为似刚性体。此时

29、，支架的工作状态为“给定变形”工作状态，即老顶的“给定变形”经直接顶全部传到支架上，因此，顶板的下沉量由老顶的回转量决定。当时，支架与围岩体系的变形量主要由直接顶来承担，相比之下，可视直接顶的刚度为零。此时，老顶的“回转变形压力”被直接顶的变形所吸收，支架所承受的载荷为直接顶的重量，支架处在“给定载荷”工作状态。当或时，支架与围岩体系的变形量是由直接顶和支架共同分配的。在这种情况下，支架的变形量与其刚度间具有关系： KS与DSS间具有双曲线关系。即随着支架刚度的增大，支架的承载能力增强，顶板的下沉量减小。支架的工作状态是处于“给定变形”状态还是处于“给定载荷”状态，是由直接顶刚度和支架刚度的相

30、对变化决定的。当支架处在“给定变形”工作状态时，支架应具有足够的支护强度和可缩量；当支架处在“给定载荷”工作状态时，支架应具有足够的稳定性。第四节 综合机械化采煤工作面顶板控制设计一、液压支架选型1.液压自移支架的选型顺序（1)根据顶板岩石力学性质、厚度及岩层结构及弱面发育程度确定直接顶类型；（2)根据老顶岩石力学特性及矿压显现特征确定老顶级别；（3)根据底板岩性及底板抗压入强度及刚度测定结果，确定底板类型； （4)根据矿压实测数据计算额定工作阻力或根据采高，控顶宽度及周期来压步距，估算支架必需的支护强度和每米阻力；（5)根据顶底板类型、级别及采高，初选必需的额定支护强度，初选支架型式； （6

31、)考虑工作面风量，行人断面，煤层倾角，修正架型及参数； （7)考虑采高、煤壁片帮(煤层硬度和节理)的倾向性及顶板端面冒落度，确定顶梁及护帮结构； （8)考虑煤层倾角及工作面推进方向，确定侧推结构及参数； （9)根据底板抗压入强度，确定支架底座结构参数及对架型参数的要求； （10）利用支架参数优化程序(考虑结构受力最小)，使支架结构优化。 液压支架的选型：系统分析比较法分析比较法 选型原则为： （1)主要根据直接顶、老顶的厚度、物理性质、层理和裂隙发育情况及类级；结合采高、开采方法等因素确定支架的额定工作阻力、初撑力、几何形状、立柱数量及位置、移架方式、顶板覆盖率。下位顶板的稳定性对液压支架选型

32、尤为重要。例如经分析认为，目前适用最广的架型为两柱支顶式掩护支架及支撑掩护式支架，而前者可适用于老顶II级，动压系数为1.21.5，直接顶较稳定，采高小于5m的煤层；后者主要适用于I级以上老顶，动压系数约1.5m以上，直接顶中等稳定以上的煤层； （2)对于“三软”煤层，目前采取的架型有两种两柱掩护支架。一种是短顶梁的支掩式托梁掩护支架，为了缩小控顶距可采用插底式支架；另一途径是采取对顶板全封闭方式的支顶式掩护支架，可采用长侧护板的整体顶梁加伸缩梁，加大立柱的倾斜以增大支架的指向煤壁的水平支撑能力； （3)根据煤厚、变化范围及其规则程度，确定支架最大和最小高度、活柱伸缩段数、加高装置。结合煤层的

33、强度和节理发育程度确定是否采用护帮装置，以及装置的形式和尺寸。煤层厚度小于2.7m时，一般不使用护帮装置； （4)煤层倾角数据主要用于确定支架稳定性，如防倒、防滑装置、锚固站及调架装置； （5)底板抗压入强度及平整程度用于确定底座类型是整体刚性底座或弹性连结的分底座；根据底板载荷集度分布确定底座面积以及在软底时采用减少底座端部载荷集度峰值的架型或采用插底式还是设置抬底座装置； （6)依据煤层的瓦斯含量及释放方式确定支架的最小过风断面是否能满足通风要求； （7)金矿井内地质构造情况，特别是断层的落差、影响范围，陷落柱的范围和规律。这一方面应使综采区段布置避开地质构造复杂区域，宜用于断层落差小于1

34、m，最大不超过煤厚12的稳定煤层。此外应选对地质构造变化适应能力强的架型。 根据以上原则对可选择的支架架型及各部件的几个方案进行比较后，决定采取某类型及其参数。二、液压支架参数 对液压支架设计使用起决定作用的力学参数是初撑力和工作阻力。 支架的合理支护强度应包括支架合理工作阻力、合理初撑力以及两者的比值，对于坚硬和稳定顶板尚需考虑工作面每延米阻力，此值反映支撑力矩的大小。1. 液压支架工作阻力决定支架合理工作阻力的方法主要有：载荷估算法、实测统计法及理论分析法等。 （1）载荷估算方法 估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重Q1，还要承受当老顶来压时形成的附加

35、载荷Q2。 式中，、分别为第i层直接顶的厚度、悬顶距及容重。 当直接顶随支架推移而冒落时，等于控顶距，工作面的合理支护强度p应为： 由于老顶的载荷Q2难于精确地计算，故可将不来压时的支架载荷作为仅是直接顶的载荷，再乘以来压时的动压系数n可得 若考虑直接顶的初始碎胀系数为1.251.5，动压系数一般不超过2，则，式中M采高，m。显然，在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。(2)实测统计法 支架的时间加权平均工作阻力在每一循环是不同的，它是一个随机变量。据一些工作面的统计，它服从正态分布，故支架合理工作阻力P可用下式表示： 式中 标准均方差，kN； k置信度

36、系数若允许有3的支架时间加权平均阻力大于额定工作阻力而使安全阀开启，则k值约为2，故上式为： 若以支架最大工作阻力Pm作为统计值，则k可取为11.3，支架合理工作阻力P为 当工作面有明显老顶来压现象时，应按来压期间统计的支架阻力来确定合理工作阻力。 （3）理论分析法图514 Pt与P0/PH的关系曲线砌体梁学说认为，工作面支架的作用应及时支撑控顶区内直接顶岩层，避免直接顶和老顶离层而破碎，同时要对上覆可能形成砌体梁结构的老顶岩层以作用力，用以平衡其部分载荷，不让其沿工作面形成切顶及大量的台阶下沉。由于支架的工作阻力不可能改变老顶以上岩层的主要位移状态，因此，这时支架的受力条件应考虑到满足支架必

37、要的可缩量。 式中 pH合理支护强度，kNm2；岩块间摩擦角；岩块破断角；H老顶岩层厚度；B岩块回转下沉量；Q砌体梁下位岩层中悬露岩块的全部重量。2 初撑力初撑力在支架参数中具有重要地位，其对顶板控制度重要性已得到普遍认同。 提高支架初撑力可以减少顶板离层，增强顶板自身强度，增加顶板的稳定性；提高支架对机道顶板的支撑能力，减少工作面顶板端面破碎度及煤壁片帮；压实顶梁上及底座下浮矸，提高支撑系统刚度；充分利用支架额定支撑能力，减少顶底板相对移近量。 实测表明，随着初撑力与额定工作阻力的比值x增加，实测支架平时工作阻力按指数曲线增长，其回归方程为 式中，A和B为随地质技术条件而变的常数。随着支架值

38、的增加，P1值也增加，但当值达到6085后，P1值曲线的斜率迅速减小，因此，为了使支架发挥较高的支撑水平，又考虑到支柱安全阀开启压力通常要低于额定压力10，故的合理值宜取0.60.85。对于I、类顶板，值宜选7585，对于上及类顶板，值取6075为宜。 初撑力的适当提高，并不会增加支柱的开启率，因为高初撑力可减少支架的增阻值，从而减少顶板下沉量及安全阀开启率。 第五节 单体液压支柱工作面顶板控制原则一、顶板控制的原则1. 顶板控制的目标对单体液压支柱工作面，从当前技术水平出发，其合理顶板控制目标有三个：第一，能最大限度地消除压、漏、推冒顶隐患，防止发生各种类型的冒顶事故；第二，能保持顶底板移近

39、量、台阶下沉量以及端面冒高等顶板状态参数在一定限度之内，保证顶板处于良好状态；第三，所需的费用最少。 为达到上述第一个目标，从当前顶板事故主要是推垮型冒顶这个事实出发，应尽可能地提高单体液压支柱的初撑力。为达到上述第二个目标，必须在生产实践中进行日常的支护质量与顶板动态监测或调压试验。 此外，应在达到第一个及第二个目标的前提下，再考虑使所需费用最少。2.顶板控制的原则 从顶板控制的目标出发，单体液压支柱工作面的顶板控制原则如下： （1)对垮落带岩层采取“支”的原则，即采场支柱的工作阻力应能平衡工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量；采场支柱的初撑力应能平衡工作空间及采空区上方垮落带直接顶岩重；

40、（2)对裂隙带岩层采取“让”的原则，即采场支柱的可缩量应能适应裂隙带岩层的下沉； （3)当直接顶厚度不足1倍采高，尤其是煤层上面直接就是厚度不大的老顶时，可用“切”的原则切断采空区上方老顶； （4)当直接顶厚度不足1倍采高时，可用“挑”的原则挑落1倍采高顶板。对厚层难冒顶板，应松动碎裂3倍采高顶板岩层；或在工作面前方用钻眼爆破或高压注水的措施进行松动弱化，或在采空区挑顶3倍采高；这些措施也可统称之为“挑”； （5)不论那一种顶板，都要针对直接顶的稳定性考虑“护”的问题；（6)不论那一种顶板，如果是复合顶板，应使支柱的初撑力本身就能防推。第六节 采场来压预报与支护质量监测一、老顶来压的预测预报自

41、1985年以来，中国矿业大学矿压室根据老顶岩层可以用Winkler弹性基础上kirchhof板力学模型得到老顶断裂前后位移场变化，相应在煤体内(即基础部分)形成了“反弹”区“压缩”区的原理。从而证实了老顶开始断裂起即对上、下两侧平巷引起振动效应。（一）老顶断裂的主要特征及预报原理 (1)老顶断裂是裂缝形成、扩展的时间过程； (2)由于考虑了煤层和直接顶的弹性，研究了它们与老顶的相互作用，发现老顶断裂线处于工作面前方煤壁之内，因此，老顶断裂与工作面全面来压之间存在时间差，为来压预报和采取对策提供了时间； (3)老顶在断裂前后其挠曲面将发生突变，由此引起断裂线前方出现“反弹”与“压缩”现象。研究还

42、表明，即使工作面中部老顶断裂，两侧巷道内也会出现反弹、压缩现象。 根据上述原理，中国矿业大学矿压室提出了在工作面两巷中采用测压的办法(单体液压支柱压力自记仪)来捕捉反弹与压缩振动信息。由于液体具有不可压缩的性质，只要顶板有微量的反向运动或沉降运动，自动记录曲线就会出现“负台阶”或“正台阶”变化，所以是一种稳定可靠的顶板反弹量和沉降量的放大装置，能自动记录任何时刻由老顶断裂引起的反弹，压缩信息。（二）老顶断裂与来压的预测预报实例 以1986年首先在柴里煤矿2322工作面进行老顶来压预报的试验为例，说明其应用方法与效果。 (1)测站布置 2322工作面矿压监测站布置如图5-15所示。图中超前巷道内

43、的测点主要监测老顶的反弹、压缩现象、判断老顶断裂的产生与扩展，工作面内的测点主要监测工作面宏观压力显现与支护工作状态。 (2)监测工作 观测工作主要是每天更换20个圆图压力自记仪的表纸，只需1人便可完成。测点的移动与工作面正常支护工作是一致的，所以可列入正常生产环节。 (3)数据处理 观测数据采用多指标聚类分析方法由计算机完成，因此能及时输出当天工作面矿压显现综合指标，为顶板管理决策提供依据。为了避免观测支柱初撑力的离差和反映顶板的动态，聚类分析指标一律采用压力增量形式。此外，这种数据处理方法还可引入宏观现象、经验数据等虚变量进行分析，使分析结果更为可靠和有效。 由上述可见，2322工作面矿压监测方法使用仪