回采工作面顶板控制与支护课件

1、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（1624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

2、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， 52， 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

3、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）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

4、。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；

5、 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。正常情况插入底板三、液压支柱： 1、类型： 内注液式：NDZ 外注液式：

6、DZ 2、结构： 3、DZ系列： 4、型号： DZ 2230/100DZ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：升柱； 工作；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

7、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。 支撑式 按支架

8、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“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

9、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

10、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

11、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，

12、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、

13、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=11.3，此时经验公式： （煤炭科学研究总院） 级老顶： 级老顶：（额定支护强度；采高；周压步距；控顶高度；直接顶厚度

14、/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0.90.95支掩式 0.650.75支顶式0.80.9支撑掩护0.80.952、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

15、为额定阻力的0.60.851、2类顶板初撑力为额定阻力的0.750.852、3类顶板初撑力为额定阻力的0.60.75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

16、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（0.80.9）； 增阻系数(0.90.95)； 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

17、 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

18、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1.21.4； 老顶级别采高 m1300330

19、41023253504203350380430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

20、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

21、（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48米，影响范围为4050米。少数可达6080米。应力集中系数为2.53。 工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为1530米。少数可达3540米，峰值一般距煤壁1520米，应力集中系数为23。 在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达57。 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

22、采空两侧采空影响深度为1.52B影响深度为34B压力传递影响角一般为3040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2530度5、相邻巷道合理距离： 一般间距： 大巷2040米（围岩稳定取小值，不稳定取大值）； 上下山1530米； 集中巷1530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

23、、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：巷道掘进段弹塑性、量小、趋于稳定、时间短；：无采掘影响段主要为流变，受岩性影响较大；：采动影响段前3050m，后4060m（峰值520m），量大；：采动影响稳定段位移、变形均较小，工作面后方100米以远；：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）、原始压力带 显现轻微，一般不受破

24、坏。 、支承压力影响带 工作面距巷道4050m开始 变形、破坏严重，移近速度达10mm30mm/d。峰值区严重。 、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。 卸载带；支承压力带；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

25、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

26、）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

27、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7090%；巷顶被护巷移近量为原来1/71/12；宽面掘巷矸石带填充，隔离，效果好。 一侧卸压 顶

28、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4/55/6。 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： 破裂区 塑性区 弹性区 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

29、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0.50.7m 。 （3）锚杆支护：二、巷道金属支架支护： 1、U 型钢可缩性

30、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

31、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

32、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

33、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

34、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

35、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

36、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1.52.0m（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

37、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

38、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

39、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

40、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。级轻微冲击（10t以下）级中等冲击（1050t）级强烈冲击（50t以上）4、冲击矿压的危害： 1）对井下

41、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

42、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

43、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： H350m 不发生冲击矿压； 350m H500m危险增大； H500m 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

44、，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5.05.01.51.5弹性能指数 /kj5.05.02.02.0动态破坏时间 /ms5050500500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

45、、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2030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

46、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

47、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610米，孔深 10米，影响生产。长钻孔注水巷道，超前60米，间距1020 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