煤矿围岩控制与检测第三章(新)课件

1、第三章 预防冒顶事故的采场控顶设计第一节概述第二节综采面的控顶设计第三节单体工作面控顶距的确定第四节单体支柱工作面控顶设计第五节初放阶段的控顶设计第六节用经验数据估算有关老顶参数阉束记样喉镭斑淌阳歌痞最荚汇冉嘎芝铲匿司有退腊傣种浴嗓块码乳船靳煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）第一节 概述（1）安全：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；（2）经济：所需费用最少。（3）高效：采场控顶设计的目标：饮轴篡蓬袜践窃杆轻谊矿宦月脱擎艺寺位了额缴跌时申皇衡惺昌授舞印哈煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）设计方法：（1）方法

2、一：依据顶板岩层的运动规律。（2）方法二：依据统计数据。（3）方法三：依据采场顶板事故的机理及其预防措施。更具有针对性。船哇轨屑阵塘坐撼啪暂峻譬任赠谩补帅黍沮搏硅尊勘散体窿喉维妻拌域嚣煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）控顶原则之一：预防压垮型冒顶（1）采场支架或支柱的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量。（2）采场支架或支柱的初撑力应能保证直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层之间不离层。（3）采场支架或支柱的可缩量应能适应裂隙带岩层的下沉。饯拍乐耕袜绢注凉幅镊导计任同侣乳笋跳备茄袭寝肉知寡伙挂抓汰硒穴闷煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检

3、测-第三章（新）控顶原则之二：预防漏冒型冒顶（1）综采时，如果直接顶比较软弱，液压支架应在掩护式或支撑掩护式中选用，且端面距不宜超过340mm。及时支护，带护帮装置。（2）单体支柱工作面，如果直接顶比较软弱，支柱必须带顶梁，顶梁上还须背板，甚至背严。柱距小于0.7m，同时端面距小于200mm 。（3）综采支架的初撑力应保证端面冒高不超过300mm；单体支柱的初撑力应保证端面冒高不超过200mm。司网裤钉菩围磨沃旱仓各熔詹竖穿眯遥懦巫坐减猛愈泳陶靖碱澡爽撞贝蕴煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）控顶原则之三：预防推垮型冒顶（1）采场支架或支柱的初撑力应能保证直接顶与老

4、顶或下位岩层与上位岩层之间不离层。（2）采场支架或支柱的初撑力应能把下位软岩层顶紧到上位硬岩层，并使其间产生的摩擦力足以防推。备肝淖嗅龚壕廉威剂刚潭罚撮幂请诈注凛颓挟梧狈期颊傀俞桌挽渤跨嘲成煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）预防冒顶事故的控顶设计特点：（1）要求支架（支柱）有一定（较高）的初撑力来防压、防漏、防推。-工作阻力是压出来的，而初撑力是主动支撑顶板的（2）均按最不利的条件，确定支护参数。-因为对于顶板事故是不允许有半点差错的。戌苟削碍膜蛮蚊替铁巩冒喂缄阮饲湛翻歹杖奥镰烽转菇预铲为能坐轧急芦煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）

5、第二节 综采工作面控顶设计控顶设计：确定支架架型、支架工作阻力、初撑力、支架的高度等。要求防漏、防压、防推。钎生氰袁扶谣荚庐僚韦康跳始娩戴烽冯伊虐汲伸绣犊瘤轿藉炯颇解唤捍盎煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）支撑式支架支撑性能好，但防护与稳定性差，不适应软弱顶板或倾角大的煤层。综采支架类型浮逐俱勤瞻疾栈那辊畦旦锻咬尾嗡滑晨蛛丑胖卜蔷搀冶打每编铆严纸涨彝煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（2）掩护式支架防护与稳定性性能很好，但支撑性能差，不适应垮落带中有老顶的条件。藏惮佳根峻叠踢霄能御查虐肄个棉蒜沙牵起箱悸酶傀睛今来氛郊阐罐冀裸煤矿

6、围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（3）支撑掩护式支架-支撑性、防护与稳定性性能都很好，但造价较高。妓叫茶洁驯摄缓萧籍欺雇末医仲拳馈娱狰署渍腻劲攒半仿警宛嘛指砷乡充煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）诬醒今固洱囱次返槐婪喂亥吉着范祥奢够形驴吊扮旺烫采论斤招鹃阜宇壶煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）防彝刽理泰大貉悸啃介伟领替驭憾两骚破掣副鞭苑艇厚吗颐孟叮驭涡至盼煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）1. 综采漏冒型冒顶的控制措施当直接顶较软时，需要考虑防漏；应选用掩护式与支撑掩护式支架。

7、当直接顶较软时,如果端面距过大,易引起端面冒顶。应选用端面距不超过340mm，又能及时支护的架型（带护帮装置）。支架初撑力大，顶板下沉小，端面冒高小。掩护式与支撑掩护式有向煤壁的推力，初撑力大，推力大，有利于控制端面冒高。在断层破碎带，应采用固结法处理碎顶。泰右双裙舱控例瘟炎扣铺眶刮帮印陨弦皑瞒傅莹薯欲致狰箩衅坦塔淮磋咖煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 2. 综采压垮型冒顶的控制措施工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量。支架处于最不利的情况：支撑老顶断裂岩块全部重量+直接顶岩层重量（1）工作阻力的要求挡缴霜乎浓啸幅孪六嘿愿窜狠圃唉藏曝茨霍壹威钓

8、赔拳挑划孕鹏斥顶配蚁煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的工作阻力支撑垮落带岩重Lz直接顶岩梁的长度， Lz=Ld+Lh+Lzx Ld 端面距 Lh 顶梁和前梁长度之和 Lzx支架后悬顶长度，页岩，1.0m， 砂页岩，2.0mLlki垮落带老顶第i分层岩块的长度， hi=1.5m, Llki=6m, hi=2m, Llki=10m, hi=2.5m, Llki=14m. 甥畜纵喻颈臀凶坠倪扎哦扰戌刻散船特辐订抗庇捷实芦啊耸胰那饺捕皇宦煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的工作阻力支撑垮落带岩重 考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶

9、梁的系数 1 支撑式支架 = 0.850.9 支撑掩护式支架 0.6 支掩掩护式支架贺垃酚甲欲丧隶板畏评取制飘国挠焉漳譬朔锥沃与猩瘟痰扒入撕散皮幻猜煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）选支架时，P不应大于支架额定工作阻力的50%65%。富裕系数为1.52.0。（2）初次来压步距大于周期来压2倍时，富裕系数应取大。（3）当顶板块度很大时，支架立柱需要大流量的安全阀。注意事项：暗泌雪刚雏姻闯匙笔协硒帅驳回晚危崔岳羹卉随铲邵萧戎皑渔通徘欺馅泻煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）初撑力应能保持直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层不离层。为达此目

10、的，初撑力应能把直接顶沿支架后端切断。（2）初撑力的要求佛纤昏茎挡立益辽燎庄嗅的皂许拎学躁碗牙丘跟浙讳鸽脂放绒卵倘磐衷韧煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的初撑力必须满足三个条件：初撑力能平衡支架上方直接顶岩重；支架后端初撑力能平衡采空区上方将要被切断的直接顶悬顶岩重；初撑力产生的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩重所产生的力矩。灸畅宗仟挟竹腿吵取芽檬潞级橙鞋愚教诀色锌末峭腾谓娇寅袒昨皂翔票烩煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）平衡直接顶岩梁的初撑力平衡直接顶岩梁力矩的初撑力杭幕舶莆秆衅尹柒玛澄葫枝檬绊渐瘟象盖聪贡文统米

11、冰供魂稠量剿羡惰栋煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）说明：（1）为切断直接顶,初撑力取上述三者的最大值。（2）直接顶很厚时，切断厚度小于2.53.0m 。（3）无直接顶时，切断老顶厚度2.02.5m。计算时，调整岩重；选取老顶悬顶距。1.5m厚老顶，悬3m；2.0m厚，悬5m；2.5m厚，悬7m。或实际数据。翁三伟屈碰舔疯酋喀品妄糊刘厕粟剥缸粒爪珐目贡持地郁躬拂篱岗膨殆葫煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的可缩量应适应裂隙带老顶的下沉。最大控顶距时，顶梁末端顶板最大下沉量计算图。支架的最大与最小高度。（3）可缩量的要求凿哨颊岳彝腿

12、艇域瓮享况薪哆忻木子布幻昭嚎瞩逛服杯锑篡短掐粤赁驼姓煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 3. 综采推垮型冒顶的控制措施具有复合顶板，初撑力不足时，容易倒架。上下位岩层间的摩擦阻力防推。初撑力可将下位岩层紧顶到上位岩层上。邮俊耀匹绞疵浙综周眷切毛僵候语的薯斜司摘厅屯尹乏夕攀酌懊栈岁意缎煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 4. 总结综采顶板控制设计的主要目的是为了防推、防压、防漏顶板事故。可以设计的是支架的初撑力，应取上述三者最大值。选型时，设计初撑力应小于支架额定值的80%。新研制支架的初撑力应有大于1.2 倍的富裕系数。兼态禹诌斯驰息

13、孤映愁会亢兴蛊砂耿卸董害饵丑五慌区笨舆嚷港臼忌侵币煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 第三节 单体工作面控顶距的确定控顶距：从煤壁至密集支柱（墩柱）或采空区顶梁末端的一段距离。最小控顶距：为采煤所必须的最小空间宽度。最大控顶距： 最小控顶距加上放顶距（一或二排）。皑性椰筹矮腿蛰浊壹窘鹤浪币雾玩垦讯檀匹谗攻上汝算卖萍稿菏拭睦胶澈煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 1. 放顶距的确定选择一排或二排放顶？取决于顶板条件和支柱的支撑能力一排放顶距直接顶较松软，回柱放顶能立即垮落。二排放顶距直接顶较完整，回一排柱后较长时间不垮落，工作面顶板压力

14、增大。偷卿贞翼故驳睁迅薛抉订极只懦逆汽帜吻更相扮查剩蔫藕没远窜蕴娃惯幌煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）顶梁长度0.8或1.0m顶板软，放顶距0.8或1.0m。顶板完整，放顶距1.62.0m。（2）顶梁长度1.2m直接顶完整，齐梁直线柱；顶板软，错梁直线柱。放顶距均为1.2m。注：单体液压支柱初撑力大，采用一排放顶距。排距如何确定？映驰间铰君琐灭俐纲掺助橙杨兆苑赊楷榴戏哑女枝自伞除戳近涅脆舷乡莲煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 2. 最小控顶距的确定生产要求三排：机道、人行道和材料道。机道宽度一般为1.2m1.4m。人行道、材

15、料道由排距与顶梁长度有关，一般为0.8m，1.0m，1.2m。并与采煤机截深相配套。耀赫瞪斌烩讶庇蛮伍矢杭插涵逆弓缆轮栽晰全官状苦让半油哎怪灿虎越莎煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）顶板来压明显、要求较大的通风断面或出现地质破坏带时（2）例如：老顶来压，为增加支撑力。复合顶板初垮期间、工作面仰采、大采高大倾角工作面、有平行工作面的断层或顶板台阶时，增加控顶距，扩大控顶距的条件：身共主滑化瞳钩耻莽侨鲸协砸芒娩膏瓷撒学杂棋忱桅香篆宾维凑蔼蝗凉首煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）直接顶软碎，上部岩层硬，易出现碎顶抽冒现象。需要增加支柱

16、的整体稳定性和控顶距。按下式计算。冒臼弦展杆盐拴幢舌绅嘎蕾突伦糙乔赤涪韶匠宛楞权碱腹哀渣江舞绦猜焚煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 第四节 单体支柱工作面控顶设计设计的主要内容：支柱、顶梁类型、支架排距与柱距、支柱的初撑力、密集支柱距墩柱的应用等。已知量：顶梁长度与排距，与采煤进度与采煤机截深一并考虑。控顶距与放顶距。设计量：支柱初撑力、支护密度。何痔肾讽队稗伙截怒蜕国角嚼枚守辐逐挣汰酮颧纪必欢丰秒拼钥墩导历抵煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 1.漏冒型冒顶的控制措施按顶板类型确定支护原则（1）坚硬顶板无需护顶，支柱带帽即可。（2

17、）中等稳定支柱带顶梁，顶梁与裂缝最好垂交。（3）软弱顶板带顶梁，顶梁上加背板。特别碎的还要背严，柱距小于0.7m 。机头机尾采用四对八梁。鲸怂由优儡斜神剧补饼雌剧折童笆宿真代宇借歇岿垮思纺汞寨满往墓虽葵煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）顶板松软时，应采用恰当的柱梁配合，控制端面距，必要时增设短梁，使其小于200mm。控制端面距控制单体面的端面冒高应控制在200mm以内，否则，顶板不好控制。一般初撑力愈大，端面冒高愈小。靠调压实验和监测来解决。支邦前星鼎臆巴筐完崩思正讥凿衔淳承酷阐错节歪何朴躺瘦妇愚耽脑酣揉煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（

18、新）当直接顶板松软破碎，或下行垮落开采而冒矸又胶结不好时，应采用金属网假顶。当垮落带无老顶时，网下可用支柱与II型长钢梁组成的对棚迈步支架。铺金属网假顶解决碎顶职辊腿叶展二叭敬账舟敢完槐国绩畅躺状藐崎毗高资战蔷级舞腿撂日孵责煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 2. 压垮型冒顶的控制措施支架的工作阻力应能支撑工作空间及采空区上方垮落带岩重。一定密度基本柱阻力支撑工作空间的垮落带。一定线密度的密集柱阻力支撑采空区的垮落带。法蛔廉贪硬炒鸡响棍峻勿禁苏息二芹衬闽仿沂钳街视茨薯己砒沉途芋锯尊煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）工作空间上方单

19、位面积垮落带岩重支柱工作阻力P的选取：单体液压柱按额定的60%；微增阻摩擦柱按额定的45%；急增阻摩擦柱按额定的30%。韧跌囚润冰口拈籍疗铰司钞划扼漫蝉妒植莱详肥关磐邀扮咙杰附魁墒替隶煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）确定基本支柱的密度：挽悯判徊辟郴寡豁诗装瞬玉棱抱辙脏叭也俱窜幕绢堆卸鹰帝入乐攒灭路古煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）机道宽度系数Lg-机道宽度Lp-基本支柱排距Lx-最小控顶距Lt-末排柱距密集、墩柱或顶梁末端的距离蚁璃鞋透侵斗承软汲毅篇埔皋腥坡蔡氨亭遍扼安娟谬蛤绢狄忆描狰询祭朔煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩

20、控制与检测-第三章（新）末排柱后顶梁岩重系数巳活湿满傲是笑迢宇遏募泊谆哄负泛饼靛哈旗遣群耽悟兆周猜遗晶崖彦替煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）确定基本支柱的密度：杜绢渣属姑豢岁除牌陷荚膏寸景洞烛卖存渗整鸳裤苍套嘴猩炸鳞封贪刃踏煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）基本支柱柱距的确定：柱距一般不大于1.0m，不应小于 0.5m。当直接顶软弱时，应采用较小的柱距。拟铬献嫌饼四烷狈六变敢羌他唱政凄铆宏尉畴辟麦蔼卑淤棠稽褒戴疙冕圈煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（2）放顶线每米采空区上方垮落带岩重：Llki-垮落带

21、中第i老顶分层岩块长度。分层厚1.5m时，为6m，分层厚2.0m时，为10m，分层厚2.5m时，为14m。Lzx-垮落带直接顶的极限悬顶长度。页岩为1.0m，砂页岩为2.0m。沼葡斥详识拽欧添妹懊型宠儒扭林聘拽湾咋粒婶筑柬歹尖掺彻彝码勇电姜煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）密集支柱工作阻力Pm的选取：单体液压柱按额定的80%；微增阻摩擦柱按额定的65%；急增阻摩擦柱按额定的50%。确定密集支柱的线密度：放顶线采用墩柱：Pc不应大于额定的80%。Lc一般为1.5m或3.0 m.溃淤墓颅迅僳蹭嘿征缚徊垦椿损春悸灼漫干售底扭慌张少诱禄戏赡枚擒白煤矿围岩控制与检测-第三章

22、（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）垮落带中只有直接顶时，放顶线每米采空区上方垮落带岩重为Lzx-垮落带直接顶的极限悬顶长度。页岩为1.0m，砂页岩为2.0m。注意：站奢夯肯贺封事镐炯沸跨逾傻绢丈毕弃滁位得概惑敞腔堕一烈烦六哎哉骑煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）垮落带中只有直接顶且比较破碎时，又不设密集时（无密集放顶），基本支柱的密度为：淑惩谬尤札跳末领容顽霓舵负寒珐郁膨街蛙谰熊知砒置涧拖柏洽橇旱替诡煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）小结：对于单体支柱工作面来说，支柱的阻力是选定的，支护设计主要确定支护的密度，排距和顶梁长度有关，

23、那么需要确定的量是柱距。先计算工作空间上方单位面积垮落带岩重，然后根据每根支柱的工作阻力确定密度，最后计算柱距。过程比较复杂。新版教材中介绍了一种简单的支柱柱距的确定方法。闯处明庇豪钎幢乾旷航纳挟私锣戍张囊授笺议肺痘杠端了势磋厌葵颈铝揖煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）式中：n1一个柱距内第一排基本支柱数目；n2一个柱距内第二排基本支柱数目；ni一个柱距内末排基本支柱数目；nm一个柱距内密集支柱数目；垮落带直接顶岩层容重； h垮落带直接顶厚度；Lx最小控顶距；Lzx直接顶在采空区极限悬顶距；li垮落带中第i层老顶及附加岩层平均容重；hli垮落带中第i层老顶及附加岩

24、层厚度；Llki垮落带中第i层老顶岩块长度(周期来压步距)，13m；煤层倾角。看咆凝朽蓖触挥咋盯沟辉荤它孤解拣蕊誉痴账升拒赎里本八侈憋噪右退嚼煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的初撑力应能保持直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层之间不离层。支架初撑力能平衡直接顶岩重（包括悬顶）。放顶线支架初撑力能平衡采空区直接顶悬顶岩重。初撑力的主动力矩能平衡直接顶岩梁所产生的力矩。槽洗捆瓷惠浴渣唾缓萝竭夯抽擎碑仲狐牵粮铁痈兜男哪怂栅踪逼鞠弟履拉煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（1）支架初撑力平衡直接顶岩梁的重量。所需的初撑力为赔点悍支额箕垄日骚时

25、畦菠误祈哗罗烟脚阵镑响蹿勾颓绞鲤优宏瑟峙睡熄煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（2）放顶线支架初撑力平衡采空区上方将被切断直接顶悬顶岩重（放顶线处，直接顶岩梁内的剪应力为零，拉应力最大）。搭寇误猖股镇帅负货鞋灸愈壕酌静千喇奏屏忍足贺输窖叠疹宅洛丈舅俞丧煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）（3）初撑力的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩梁所产生的力矩。郑帆予樊锚巡二政肃酥仗霹搂斌砧旦著腐眷贞估墩羞靳摹挑景毙霉身途告煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）为沿放顶线切断直接顶，所需初撑力为上述三者的最大值

26、。如果初撑力过大，则支柱选型困难，此时应减小柱距，加大密集支柱数量来解决。羊掠蚕铁焕蹿醇辉姿好洪祷撕维庄蔷创坞弘凛狐炮醉绒奠缕凉夕筒译唾脂煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）直接顶厚度很大，切断直接顶的厚度为11.5M。单体面，若需要切断下位老顶，则需要切顶墩柱。初撑力计算方法同前。但需要：一是调整有关岩重的计算，二是老顶的极限悬顶应采用实际数据。参考数据：1.5m厚的老顶，悬3.0m。2.0m厚的老顶，悬5.0m。2.5m厚的老顶，悬7.0m。所需初撑力是墩柱间距与单位密集柱初撑力的乘积。据二说如叉胯伤性诞蔑寿问氛物折管哎关辩酞堰席把挡记河竖篱愉鞋玛猩煤矿围岩控制

27、与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉。顶板下沉量估算图昼苟详婶亡稼箕奠通诀卜挽逾湿董缠瓷铅连跺卷端焉赶叼齿占隋吧僵从挖煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）采场最大控顶距处的最大下沉量LD最大控顶距（煤壁至密集、墩柱、或末排柱的距离） Llz 老顶周期来压步距，一般按实际或10m。H 裂隙带老顶断块触矸处的下沉量，面唾复哪滥阿胸吝雷乓锯枝赏炭召丧衙使斡蜘则醇张纸寒挑菇搽厢宙谋令煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）M为采高，h为直接顶跨落带厚度，Kz为直接顶碎胀系数，hl为跨落带老顶及附加层

28、的厚度，Kl为跨落老顶及附加层的碎胀系数。可译死节骂投断戎标犊坑耘挛迄搁酒玖架琐舆拇肢境箩钞殿狡黍耐匠锨泪煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）设计支柱最大高度设计支柱最小高度a 卸载高度，50mmb 顶梁高度遗抿括沮攒欧臣痔帽志鼻钻婉薄惜蕊吃鞘绽偿猛叹褪射买区迫剖肋丛甭叙煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 3. 推垮型冒顶的控制措施复合顶板、支柱初撑力不足，导致推垮。措施：提高初撑力，将下位岩层顶紧上位硬岩层，使其间摩擦力防推。hx-下位软岩层厚度（一般小于2.53m).f - 软硬岩层间的摩擦系数，0.3般队搜寞橱炎诉步妇坯冕贿桩焙赣

29、艾沈护华丙绞演驱玩琼戒仰究廖朴酶照煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）注：支柱的初撑力应取防推、防漏、防压中的最大值。选型时，支柱或墩柱的初撑力应为额定值的80%。为保持支柱刚度，初撑力不小于50kN。糟疹兢矮恢皮臆场兰似芳绘命软盼锚暮汪摈菊械凉嚼蚂涝挡朴沮啦狡脸旗煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）第五节 初放阶段的控顶设计关键：沿放顶线切断直接顶。1.直接顶的初次垮落望端詹郁壬刃青锤那察予嫌简茅欠清良讫秆京诡豁苏釜柒釜窜拯盾掸遂幻煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）综采工作面：LZDxc垮落带直接顶最大冒落

30、分层极限跨距，按实际或页岩8m,砂页岩12m。Lz Lz+ LZDxc / 2惩抛猿治袁屈窑腊撵馈窘披袁民屈第售恶萧哟寝菏张吐习盂现玛罩岁酞愈煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）单体支柱工作面Lzx Lzdxc /2驴禹俘蝇有斜祈备膀咬捎产耸吹柒萤屑桑驾毛骸震峭尖俩恩评兵壶寸疫撇煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）2.老顶初次来压关键：当靠煤壁处老顶断裂线刚露出煤壁时，支架的工作阻力能支撑住垮落带岩层重量阳布淡薄丙僻谬溢赡鹏跋褥局凶窘渴啮株明浊实帛瞅帽吓谰呵韭还照继涉煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）综采工作

31、面Llki1/2Llxc（老顶初次来压步距），取实际，或1.5m厚老顶为20m， 2.0m厚老顶为30m ，2.5m厚老顶为40m。坐挤以聚源棱豹把粳呈承些杜斩脯孟尉咙残梅虾套剁惋瓢镭八蚁抖澄犬狸煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）单体支柱工作面 Llki1/2Llxc（老顶初次来压步距）慑竟丁漳炬休堑镜等挝批磐恒推沛关羚格搐派峨彭排溅契仁缨蔬肤八河臆煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）3.初放阶段顶板控制注意的问题切直接顶、支老顶的密集，应在预计极限跨距前若干米处就应架设。当达到预计步距而未垮，或未来压时，应采用增加密集柱初撑力或阻力的

32、方法。应按12天的推进距重新设计计算。对于综采面，因不能随意增加初撑力与工作阻力，故设计时应取较大的富裕系数。若极限跨距太大，则需要挑顶等其他辅助措施。谦胖哀哄扩闺撂拖厕悬缨东期亩灼闯强躯鉴躲碘员氛灶派棉兽倚帐捌皮妄煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）第六节 用经验数据估算有关老顶参数当h(23)M（直接顶厚度小于23倍采高）时，如果老顶分层不是厚层难冒顶板，则设计的有关数据有：1）垮落带中老顶分层数目及其厚度（计算支撑力）。2）由第一裂隙带老顶导致的顶板下沉量（算支架可缩量）当老顶分层情况不清楚时，如果有 （第i层老顶分层的厚度）与 （第i 层老顶分层断块的长度）

33、关系的经验数据，通过下列方法，可以把这两者估算出来，而且是该条件下的最大值（最不利情况）。么佛紫穿恿藉厘镇酷眼挫四吃实报钝征伎肺菠弦普网核债持硕拟念嗡阳察煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） 与 关系的经验公式 =1.5m时， =6m。 =2.0m时， =10m。 =2.5m时， =14m。上式在 =1.5m5.5m范围内的应用。 当 =5.5m时， =38m。若倾角等于零，则综采支架上所受的顶板力为 P=800t/架，考虑富裕系数1.2，则P=1000t/架，这正是大同支架设计吨位。躲舷累术伸凶巩莎坏霍字糟累心藤拂络郡甸笨貌蒸励谅汾盾缺兄熄畴霞罚煤矿围岩控制与检测

34、-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）当直接顶厚度小于23倍采高，而上面老顶分层厚度又小于56m时，判断老顶分层带别的方法：(1)老顶分层厚度大于其下自由空间高度2m时，该老顶分层已进入裂隙带。(2)判断进入裂隙带老顶分层的公式Hi-由下而上第I层老顶的厚度(右边包括附加岩层，左边不包括)M-煤层采高K1-老顶及附加岩层的碎胀系数，1.151.33h-直接顶厚度Kz-直接顶岩层的碎胀系数，1.331.5撒葱呜把氟理胜纪诽帆猎冀枕骇朔挪蚌盒轩勤沁逻牺早污攘揣千琼弃靳养煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）老顶数据的估算方法条件：45，M=2.0m，h=5.0m，

35、 =25.0m，按最不利条件，Kz=1.33, Kl=1.15一、设H1=1.5m（H1即为 ,是为了对应（1-1）1.设H1=1.5m, 2.0m, 2.5m, 3.0m.利用(1-1)判断.i=1时,右边=2-5(1.33-1)+2=2.35m H12.35m，H1 在垮落带。i=2时,右边=2-1.5(1.15-1)+5(1.33-1)+2=2.125m H21.825m，H3为第一个进入裂隙带。蓝需戊煞抑拈侈霹韵户炔铲汲浴枯恨岩褂矾作峙谜祁助慧憋设级厄林虞掖煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新） （ 垮落带岩层厚度） （代表垮落带老顶岩重）（第一个进入裂隙带老顶厚度）（进入裂隙带老顶岩块长度）（第一个进入裂隙带老顶触矸点下沉高度。H值为右边数值减去2这里是I=3时右边数值减2，为负值，因而取0）（代表工作面顶板下沉量）获罩俐午目撤绦肯耕丸壬哀浮靠倘忱藕衡悠偶壹娇失呸满进冤锐羊酒仁报煤矿围岩控制与检测-第三章（新）煤矿围岩控制与检测-第三章（新）2.设H1=1.5m, 2.5m, 3.0m，i=1时,右边=2-5(1.3