采场矿山压力显现

中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology采场矿山压力主讲人：方新秋教授时间：

1.矿山压力概述

2.采场顶板活动规律

3.老顶的初次来压和周期来压

4.影响矿压显现的主要因素

5.采场顶板支护6.采场矿压显现规律实例7.总结

目录中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology1.采场矿山压力概述1.1掌握矿山压力的必要性生态环境保护：水、瓦斯、地表、矸石等。保证安全和正常生产：通风、行人、生产。减少资源损失：减小煤柱等。改善开采技术：巷道支护、采煤方法。提高社会和经济效益。1.2矿山压力基本知识矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力。矿山压力显现：矿山压力作用下引起的各种力学现象，以及在岩体中产生的动力现象。矿山压力控制：减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法。中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology

回采工作面/采场：直接进行采煤或采其它矿物的工作空间称为回采工作面或简称为采场。我国煤矿主要采用长壁采煤法，工作面煤壁长度通常150~200m，推进方向1000~2000m。最长的回采工作面已经达到400m，推进度最大的已经达到11km

顶板：赋存在煤层之上的岩层称为顶板或称为上覆岩层。

底板：位于煤层下方的岩层称为底板。

直接顶：直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为直接顶。

直接顶指采空区已经冒落岩层的总合。中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology

伪顶：在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.3～0.5m、极易垮落（随采随冒）的软弱岩层，称为伪顶。

基本顶：位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为基本顶/老顶。顶板下沉：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。常用s表示。

有时为了对比，把顶板下沉换算为单位采高、单位推进度的顶板下沉量，以每米采高、每米推进度下沉量表示，即：1.3矿山压力显现形式顶板下沉速度：指单位时间内顶底板移近量，以mm/h计算，它表示顶板活动的剧烈程度。某矿工作面顶板下沉速度变化情况局部冒顶：指回采工作面顶板形成局部塌落，影响回采工作的正常进行。工作面顶板沿煤壁切落（或称大面积冒顶）：指采面由于顶板来压而导致顶板沿工作面切落，它常严重影响工作面的生产。煤壁片帮：指采面运输机前面煤体在没有采煤机切割时，受支承压力作用发生破坏塌落显现。2.1砌体梁理论由于采矿工程涉及岩层内的原岩应力场以及岩体性质的复杂性，因而从一开始就对采场的矿山压力提出了各种不同的解释，这种解释就叫“假说”。因此，矿山压力假说对岩层控制具有指导意义。

钱鸣高院士在总结铰接岩块假说及预成裂隙假说的基础上，以及在大量的生产实践及对岩层内部移动进行现场观测的基础上，于20世纪70年代末80年代初提出了岩体结构的“砌体梁”力学模型，从而发展成了“砌体梁”理论。2.采场顶板活动规律砌体梁理论（钱鸣高，1978）砌体梁理论提出以后，很快得到煤炭系统广泛认同，对采场支架选型设计与顶板管理发挥了重要的理论指导作用。

理论观点一：采场围岩分区性特征弯曲下沉带裂隙带垮落带煤壁支承区离层区重新压实区理论观点二：力学简化模型：软硬岩分组性；

软岩处理；

硬岩砌体梁结构；

支护—顶板相互作用上覆岩层结构的骨架是覆岩中的坚硬岩层。可将上覆岩层划分为若干组，每组以坚硬岩层为底层，其上部的软弱岩层可视为直接作用于骨架上的载荷，同时也是更上层坚硬岩层与下部骨架联结的垫层。

随着工作面的推进，采空区上方坚硬岩层在裂隙带带内将断裂成排列整齐的岩块，岩块间将受水平推力作用而形成铰接关系。岩层移动曲线的形态经实测呈开始为下凹、而后随工作面的推进逐渐恢复水平状态，由此决定了断裂岩块间铰接点的位置。在直接顶上方存在厚度不等、强度不同的多层岩层，其中一层至数层在采场上覆岩层活动中起主要的控制作用。将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。前者称为亚关键层，后者称为主关键层。为了弄清岩层移动由下往上传递的动态过程，岩层移动过程中形成的采场矿压显现、煤岩体中水与瓦斯的流动和地表沉陷等状态的变化，关键在于弄清关键层的变形破断及其运动规律。2.2关键层理论关键层相似材料模拟关键层相似材料模拟关键层相似材料模拟煤层开采后，将首先引起直接顶的垮落。回采工作面从开切眼开始向前推进，直接顶悬露面积增大，当达到其极限跨距时开始垮落。直接顶第一次垮落高度超过1～1.5m，范围超过全工作面长度的一半，叫做直接顶初次垮落，此时直接顶的跨距称为“直接顶初次垮落距”。

2.3直接顶的垮落直接顶初次垮落前，相对基本顶而言，其变形大，容易出现直接顶与老顶间的离层。对直接顶初次垮落前可以简化为“两端固支梁”式结构，其离层与变形分析如下。直接顶老顶直接顶初次垮落前的离层分析

钻孔摄像机直接顶和老顶间发生离层

随着工作面自开切眼开始推进，直接顶发生初次垮落。由于老顶强度较大，因而继续呈悬露状态。此时，可视老顶为一悬露的“板”。2.4老顶的断裂

由于回采工作面长度（200m左右）远大于老顶悬露的跨距（40m左右）。因此可将老顶视为一端由工作面煤壁、另一端由边界煤柱支撑的固定梁，即所谓“梁”的假说。此时，若老顶之上的岩层强度较低，则上覆岩层的重量将通过老顶岩“梁”传递至两端的支承点上，即煤壁和煤柱上。中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology3.老顶的初次来压和周期来压

回采工作面从开切开始采煤，采空区范围逐渐增大，当老顶悬露达到极限跨距时，老顶断裂形成三铰拱式的平衡，同时发生已破断的岩块回转失稳（变形失稳），有时可能伴随滑落失稳（顶板的台阶下沉），从而导致工作面顶板的急剧下沉。此时，工作面支架呈现受力普遍加大现象，即称为老顶的初次来压。3.1老顶的初次来压由于支架反力（支撑力）P形成的反力矩难以平衡由老顶初次来压载荷Q2所形成的力矩，因而老顶岩块的回转在一定程度上是不可避免的，工作面顶板必然随之发生下沉。只有当老顶岩块在采空区触矸形成反力后，其回转下沉才会缓和和停止。为了不使老顶沿工作面切落，支架工作阻力应等于Q1与Q2之和。老顶初次来压的力学模型

3.1.1老顶初次来压力学模型P—支架反力；Q1—直接顶载Q2—老顶载荷；R—矸石反力

老顶岩块滑落失稳实例

老顶初次来压前采场四周支承压力分布3.1.2老顶初次来压前支承压力分布A—增压区；B—减压区；C—稳压区。老顶初次来压前，采场顶板压力并不大，但煤壁内的支承压力却达到了最大值。所以，煤帮的变形与塌落(片帮)，常常是预示工作面顶板来压的一个重要标志。老顶初次来压前强大的前支承压力可能导致直接顶在煤壁前方剪切破坏，形成预成裂隙，不利于顶板管理。老顶初次来压比较突然，易使人疏忽大意。3.1.3老顶初次来压特征与影响因素老顶初次来压对回采工作面的影响较大，必须掌握初次来压步距的大小，及时采取对策（如加强木垛、抬棚、斜撑等）。老顶初次来压步距越大，工作面来压显现越剧烈。老顶初次来压步距与来压强度，与老顶岩层的力学性质、厚度、破断岩块咬合条件、直接顶厚度、采高等因素有关。来压的预测预报；加强支护；工作面与开切眼斜交，使老顶悬板呈梯形，根据顶板达极限跨度时破断的原理，老顶初次来压的破断将不致于造成工作面全面来压，而呈局部来压。让工作面呈局部来压。3.1.4

预防老顶初次来压期间造成事故的主要措施3.1.5几个有益的结论老顶的初次来压步距：与老顶初次断裂步距相当。动载系数：支架来压时载荷与平时载荷之比。老顶初次步距越大，工作面来压显现越剧烈，相应的动载系数也越大。老顶初次来压步距是老顶岩层分类的主要依据。据统计，我国煤矿现有生产工作面中，我国初次来压步距10～30m占54％，30～55m占37.5％。山西大同矿有的矿井有的老顶初次来压步距达到160m左右。

老顶初次来压后，随着回采工作面的推进，老顶岩层将发生周期性破断，老顶破断岩块形成的“砌体梁”结构的稳定性将随之发生周期性变化。3.2老顶的周期来压3.2.1回采工作面推进对岩体结构的影响：A岩块的受力分析（a）砌体梁结构。工作面推进一段距离（L）后，A岩块断裂，如图（b），此时A、B岩块不能形成三铰拱平衡。A、B岩块回转，经过图（b）、（c）到（d）又重现原砌体梁结构。如此反复。老顶结构“稳定—失稳—再稳定”过程

随着回采工作面的推进,上覆岩层的结构经历了“稳定－失稳－再稳定”的过程，这种变化将呈现周而复始的过程。由于A岩块的回转，必然导致工作面顶板的不断下沉。从管理顶板出发，支架性能必须与之相适应。支架应具备：①一定的可缩量;②一定的工作阻力：P＝QA＋B－T·tan(ψ-θ)。对于冒落带岩层，T＝0，P＝QA+B,即支柱阻力能承受控顶区全部岩层重量。

随着回采工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定—失稳—再稳定”周而复始的变化过程。老顶岩层的周期性破断而引起“砌体梁”结构的周期性失稳而引起的顶板来压现象称为采场周期来压。周期来压的主要表现形式是：顶板下沉速度急剧增加，顶板的下沉量变大；支柱载荷普遍增加；有时还可能引起煤壁片帮、顶板台阶下沉、支柱折损，甚至工作面冒顶事故。老顶周期来压的力学模型

周期来压时与初次来压时一样，支架必须保证足够的支撑力以满足∑Fy=0，但并不能阻止老顶岩块的回转。支架对老顶岩块所具有的作用力P1应为：3.2.2周期来压的力学模型：3.2.3周期来压步距：老顶的周期来压步距可近似按老顶的悬臂梁折断来确定。

老顶周期来压的力学模型3.2.4周期来压期间顶板的控制：

直接顶传递老顶的作用力及支架的支撑力。因此，保证直接顶的完整性对老顶的控制有十分重要的意义。但是，在老顶来压期间。由于煤壁前方强大的支承压力，使得直接顶在煤壁前方形成剪切破断，不利于直接顶的管理。此外，来压大小与直接顶在采空区冒落矸石充满采空区的程度直接相关。采空区冒落愈严实，老顶对工作面影响愈小；反之，则越大。老顶来压时老顶控制不当，将导致工作面的垮顶现象。3.2.5预防老顶来压期间造成事故的主要措施：来压的预测预报。加强支护。工作面与开切眼斜交，使老顶悬板呈梯形，让工作面呈局部来压。4影响采场矿压显现的主要因素在一定地质条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的最重要因素之一。

在单一煤层或厚煤层第一分层开采时，冒落带与裂隙带带的总厚度与采高基本上成正比关系。采高越大，采出的空间越大，必然导致采场上覆岩层破坏严重。4.1采高与控顶距的影响

4.1.1采高对冒落带、裂隙带高度的影响4.1.2采高与控顶距对工作面顶板下沉的影响工作面开采后上覆岩层的下沉曲线按负指数函数。采场支架的支撑力一般不能改变此曲线的性质。因此从采场支护的“小结构”必须与覆岩形成的“大结构”相适应的观点出发，工作面顶板下沉量也将基本上遵循此规律。上覆岩层移动实测曲线上覆岩层移动与工作面空间顶板下沉的关系θ-煤壁支承区的影响角，L0-移动曲线中由前最大曲率点到后最大曲率点的距离，L-控顶距，s0和sL-分别是L0和L范围内的岩层与顶板的下沉量。回采工作面的顶板下沉量与采高、控顶距大小成正比。

据我国50个工作面统计，离煤壁4m处的顶板下沉量一般相当于采高的10%~20%，即下沉系数=0.025~0.05。

采用充填法处理采空区，回采工作面顶板下沉量要比垮落法为小。根据实际统计，充填面控顶距为4m处的顶板下沉量仅为采高的4%~5%，即下沉系数=0.01左右。4.1.3采高对工作面煤壁稳定性的影响

采高越大，回采工作面煤壁越不易稳定，容易出现煤壁片帮等问题。片帮会增加工作面支架顶梁与煤壁之间的顶板悬露面积，可能导致冒顶事故的发生。

我国《液压支架设计规范》（MT/T556-1996)：采高大于2.5m时一般宜设护帮装置。

4.2工作面推进速度的影响顶板下沉量是时间的函数。

所以有人认为：“既然顶板下沉量与时间有关，若加快推进速度，缩短工作面每个循环的时间，必然可使顶板下沉量减少。这样就能把顶板压力甩掉”。这个想法对吗？落煤、放顶时顶板下沉剧烈；平时顶板下沉较平缓。放顶影响范围向上20m，向下10m；剧烈影响向上10m，向下5m

。放顶对顶板下沉的影响A——倾斜向上；B——倾斜向下。放炮影响范围沿工作面倾斜上下15m，剧烈影响上下5m。放炮对工作面顶板下沉速度的影响1—放炮经过测点；2—测点下4m处放炮；3—测点下10m处放炮。落煤后，增大了回采工作面的控顶距,因而破坏了煤壁前方的应力平衡，使支承压力产生一个向煤壁深处移动的过程，同时使得老顶破断岩块进一步回转，从而引起工作面顶板下沉加剧。

放顶后，老顶岩层形成的结构本来由“煤壁－工作面支架－采空区已冒落的矸石”支撑体系所支撑.放顶过程就是撤除了靠近采空区一侧的支架支撑力,导致“支架-围岩”的力学系统发生变化，这种变化将使顶板下沉量急剧增加。

落煤与放顶工序对顶板下沉的影响，实质上是开采后老顶“砌体梁”结构在其前后支承压力不断推移过程中对工作面顶板所带来的影响。加快工作面推进速度只是缩短了落煤与放顶这两个主要生产过程的时间间隔,只能消除一部分平时的下沉量,但绝不能消除因落煤和放顶所造成的下沉量。所以,只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下，加快工作面推进速度才会对工作面顶板状态有所改善。当工作面推进速度提高到一定程度后，顶板下沉量的变化将逐渐减小。因而想把顶板压力“甩掉”的企图实际上是不能实现的。4.3开采深度的影响开采深度影响原岩应力和支承压力值。开采深度对矿山压力具有绝对的影响，但对矿山压力显现的影响则不尽相同。开采深度对巷道矿压、冲击地压影响显著。

据德国统计，当开采深度>1400m时，巷道围岩的变形与支架上承受的压力都将增加，估计有30％的巷道不能采用现有的维护方法。岩层受重力变形所积聚的能量与深度的平方成正比。因此，对有冲击矿压危险的矿井，随着深度的增加，发生冲击矿压的次数与强度都将显著增加。开采深度对采场顶板压力大小的影响并不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显，尤其是对顶板下沉量的影响。在目前的开采深度条件下，实际测定表明，采场顶板下沉量与采深之间并无直接关系。

支架所受载荷的大小，与裂隙带形成“结构”的条件有关，因而主要应视煤层采高、直接顶和老顶的力学性质、厚度等因素而定。

随着采深进一步增加，支承压力必然增加，从而导致煤壁片帮及底板鼓起的几率增加，由此也可能导致支架载荷增加。4.4煤层倾角的影响

（1）随着煤层倾角增大，顶板下沉量将逐渐变小。如图，倾斜煤层上覆岩层的重量W分解为垂直压力、切向压力二个分量。煤层倾角增大，必然使沿岩层面的切向滑移力Wsinα(即Q2)增大，而使作用于层面的垂直压力Wcosα(即Q1)减小，所以顶板下沉量变小。

（2）煤层倾角增加到一定程度可能导致冒落矸石沿底板滑移，从而改变上覆岩层的运动规律。

冒落带、裂隙带不对称，两带在采场上部大、下部小。倾角达到80甚至出现底板破坏滑移。冒落矸石滑移还与h/M比值有关。1—裂隙带；2—冒落带。由于冒落岩块滑移，使采空区下部充填较满，而上部却形成冒空。这样必然使采场支架受力不均匀。（3）倾斜长壁工作面上覆岩层更易形成“结构”。

当厚煤层用倾斜分层开采时，可采用全部垮落法自上而下逐层回采。显然，开采第一分层时，矿山压力显现于普通单一中厚煤层开采没有任何区别。但是，当回采以下各分层时，工作面顶板就变成了第一分层回采时冒落得岩块。破碎的顶板必然给顶板管理工作带来新的困难。

目前为防止下分层开采顶板破碎岩块塌落，一般在上分层开采时在采空区侧铺金属底网，甚至灌注适当的黄泥浆等，使冒落矸石顶板在上覆岩层重量的压力下，重新结成一个整体顶板（叫再生顶板、人工假定）。4.5分层开采时的矿山压力显现（1）下分层开采老顶来压步距较小、强度较低。某矿工作面老顶来压步距实测值（2）下分层支架载荷变小。

据统计，无论采用液压支架还是单体支柱，第二分层采场支架载荷要比第一分层小，有时可低40%。

其原因首先是回采第一分层时，顶板来压表现的“动载荷”(即老顶折断时对支柱形成的载荷)较大，而在第二分层则主要表现为“静载荷’。其次，在第一分层回采时，“支架—围岩”系统形成的刚度要比以下各分层大。

（3）下分层顶板下沉量变大。回采工作面（采场）是地下移动着的工作空间。为了保证安全生产，必须对采场顶板进行支护。直接顶板是回采工作面支护直接作用的对象，直接顶的好坏将对生产与安全有直接影响，而直接顶的完整性又受到老顶平衡特征的影响，例如工作面的初次来压与周期来压都是老顶的活动而形成的。从一定意义上讲，控制采场矿山压力显现主要是控制老顶的活动规律，使其不危及到工作面的安全。所以，采场支护的直接对象是直接顶岩层，通过直接顶间接地对老顶的活动起一定的控制作用。5.1采场顶板分类5采场顶板支护设计与控制采空区处理方法对老顶的活动有着明显的影响，我国煤矿目前普遍采用的是全部垮落法管理顶板，在回采工作面从开切眼回采一定宽度出现顶板破断冒落以后，回采工作面便是处于一侧是待采的煤壁，另一侧是冒落破坏的采空区。为了选择合适得液压支架形式、单体支柱的支护方法、液压支架支护强度、单体支柱的支护密度和采空区处理措施，以提高工作面的安全程度，减少顶板事故等，按照原煤炭工业部颁发了《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》（MT554-1996）行业标准进行工作面顶板管理。全部垮落法回采工作面采空区空间的演化过程回采工作面采空区处理方法回采工作面采空区常见处理方法a刀柱(留煤柱)；b顶板缓慢下沉法；c充填法

；d全部垮落法直接顶分类指标及参考要素老顶（基本顶）分级指标老顶分级IIIIIIIV老顶来压显现不明显明显强烈非常强烈IVaIVb分级指标pe895895<pe975975<pe10751075<pe1145pe>11455.2采场顶板控制顶板控制的目标：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。能保持顶板移近量、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。所需的费用最少。顶板种类直接顶厚度与采高之比附加条件直接顶上覆岩层特征ⅠⅡⅡa老顶的垮落带Ⅱb老顶的裂隙带Ⅱc厚层难冒岩层Ⅲ非厚层难冒岩层采用垮落法控制顶板时，根据直接顶厚度与采高之比及直接顶上覆岩层破坏特征的不同可将缓斜、中斜煤层顶板分为下表所示的几种情况。5.2.1单体液压支柱工作面的顶板控制原则单体液压支柱工作面的顶板控制原则：对垮落带岩层采取“支”的原则。对裂隙带岩层采取“让”的原则。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。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。不论那一种顶板，都要针对直接顶的稳定性考虑“护”的问题。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。支护参数应保证顶板处于良好状态。一般情况下，应保持工作面控顶范围内顶底板移近量每米采高不大于100mm，顶板不出现台阶下沉，端面冒高不大于200mm。综采工作面的顶板控制问题突出地表现在支架与围岩的适应性上，当适应性好时，顶板事故率低，工作面高产、高效。适应性主要表现在以下三方面：液压支架的架型及主要参数。支架在煤层特殊赋存条件下的适应性。工作面处于特殊地点及时期的控顶技术。

5.2.2综采工作面液压支架控制设计

液压支架选型不仅包括支架的架型及额定工作阻力，支护强度等参数，而且涉及顶梁、护帮、底座、侧推及阀组等主要部件的选型及其参数的决定。

液压自移支架的选型顺序

目前液压支架的选型有两种方法：系统分析比较法及综合评分法。

对液压支架设计使用起决定作用的力学参数是工作阻力和初撑力。

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。载荷估算方法：

式中，、、分别为第层直接顶的厚度、悬顶距及容重。图8支架受力图支架受力图实测统计法：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；—置信度系数。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1～1.3，支架合理工作阻力P为：5.3采场顶板事故的预防5.3.1

采场顶板事故分类压垮型冒顶老顶来压时的压垮型冒顶厚层难垮顶板大面积冒顶漏冒型冒顶大面积漏垮型冒顶局部漏冒型冒顶大面积漏垮型冒顶局部漏冒型冒顶靠煤帮附近的局部冒顶工作面两端的局部冒顶放顶线及其附近的局部冒顶地质破坏带附近的局部冒顶

推垮型冒顶复合顶板推垮型冒顶金属网下推垮型冒顶复合顶板推垮型冒顶金属网下推垮型冒顶大块孤立顶板旋转推垮型冒顶冲击推垮型冒顶综合类型冒顶5.3.2

采场顶板事故机理及预防压垮型冒顶的机理及预防老顶来压时的压垮型冒顶机理图11老顶初次来压a—老顶断裂下沉；b—顶板台阶下沉图老顶周期来压a—老顶断裂下沉；b—顶板台阶下沉老顶初次来压a—老顶断裂下沉；b—顶板台阶下沉预防措施：合理设计采场支护，使支护具有足够的支撑力和可缩量，当老顶来压比较强烈时，要选用可缩量较大的支柱，有时要选用具有大流量安全阀的支柱，并加强后排支柱的支撑强度。要进行顶板断层情况的预测预报。顶板大面积悬露后，因弯曲应力超过其强度导致顶板岩层断裂并大面积垮落顶板大面积悬露后，采空区周边煤柱上方岩层内的剪应力超过其极限强度，导致顶板岩层大面积冒厚层难垮顶板大面积冒顶预防措施采用煤柱支撑法(即刀柱采煤法)时，如果煤柱上方顶板需悬露大面积才垮落(煤柱上方顶板，视其岩性、分层厚度及煤柱尺寸，有时能自行沉落)，则应在刀柱之间的采空区内用钻孔爆破法强制放顶。厚层难垮顶板大面积冒顶机理采用长壁法采煤时，或超前工作面用钻孔爆破法、高压注水法预先松动或弱化顶板，或在采空区用循环浅孔及步距式深孔法崩落顶板。漏冒型冒顶的机理及预防靠煤帮附近的漏冒工作面两端的漏冒放顶线附近的漏冒地质破坏带附近的漏冒

局部漏冒型冒顶图13工作面漏垮示意图θ－自然安息角；α－煤层倾角大面积漏垮型冒顶机理选用合适的支护，使工作面支护系统有足够的支撑力和可缩量。顶板必须背严接实。严防放炮、移输送机等工序推倒支架，防止出现局部冒顶。

大面积漏垮型冒顶机理及防治措施端面顶板冒顶的防治原则鉴于端面距对直接顶稳定性有决定性影响，因而在推移支架时应尽可能缩小端面距，尤其在直接顶本身力学性质较差时更应注意端面距的控制。老顶的变形与失稳将直接影响端面顶板稳定性，为此应根据直接顶厚度与采高的比值N、直接顶本身的力学性质选择合适的架型。应保证支架处于良好的工作状态，尤其应避免顶梁过分抬头(不宜大于10°～15°)及过分低头(不宜大于10°)的工作状态。对于特别松软的直接顶，在采用缩小端面距及改变支护参数均难于改变端面冒顶时，应采取固化顶板以提高直接顶自身的抗冒能力。应尽可能保证工作面具有较快的推进速度对每一工作面可进行实地观测，而后根据统计规律分析所得的影响端面顶板冒落稳定性指标，对支护质量与顶板动态进行监测。端面顶板冒落的影响因素及监测内容影响综采面控顶效果的因素主要包括顶板条件、控顶技术和支护质量。监测内容包括顶板状态、支架工况、工作面各生产环节等。4.4综采工作面支护质量监测顶板支架管理水平：日进度v，反映综合管理水平老顶直接顶稳定性片帮深度C支架阻力增量△P

岩块单向抗压强度Rc裂隙间距I分层厚度h初撑力P0：反映支架参数合理性和操作的完善程度时间加权阻力Pt：反映支架支撑力的发挥情况顶梁低、抬头角：反映顶板状态和平衡千斤顶操作情况接顶距a：反映操作质量和顶板状态梁端距b：反映移架是否到位顶梁倾向角：反映支架的自稳性影响控顶效果的因素

监测方法主要是在工作面布置监测线，由数据自动采集仪监测支架支护质量信息，人工取数进行分析处理，或通过在线监测方法将监测数据直接由井下传输到地面调度室和各职能部门，监测结果由分析软件自动分析处理，实现了实时动态监测。中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnology6采场矿山压力显现规律实例6.1大采高采场矿压显现规律实例6.1.1阳泉一矿地质特征

山西阳泉煤业一矿位于山西省阳泉境内，地理位置优越，交通便利。井田走向长14.5km，倾斜长9.8km，面积约83.6km2一矿属高瓦斯矿井，井田地质条件比较简单。

一矿海拔最低点位蒙村河床，标高为605.3m，一般相对高差470m。总的地形地貌特征是：西北高东南低倾斜向下的地貌。中国矿业大学ChinaUniversityOfMiningAndTechnologyS8310工作面可推进长度为1023m，倾斜长度为220m。工作面工业储量200.71万t，可采储量186.66万t，煤种为WY3。该工作面内15#煤层总厚度最大6.60m，最小6.35m，平均厚度6.51m，煤层倾角1~13°，平均6°，煤层赋存稳定，构造相对简单。煤层结构复杂。S8310工作面直接顶厚度为12.25m，直接顶上方为11.3m厚的黑色泥岩，厚度较大，黑色致密，同时其运动空间较小，因此认为基本顶为11.3m的黑色泥岩。工作面基本顶为11.3m的黑色泥岩。S8310工作面布置图1号测区

根据S8310工作面液压支架立柱、平衡千斤载荷的平均值，对工作面内5个测区的实测数据进行分析，绘制出工作面支架压力随观测时间的关系曲线，如图所示：6.1.2阳泉一矿现场实测数据2号测区

根据以上图分析可知，S8310工作面整面支架立柱工作阻力在10.44~36.46MPa之间，当支架达到平均额定工作阻力12000kN时，液压支架载荷约为43.3MPa，初撑力为10548kN（37.5MPa）。

根据工作面5个测区中工作面支架载荷实测数据和相关图形变化曲线可知，在2013年12月3日~2013年12月10日期间S8310工作面各测区内支架工阻力值普遍都出现增大的趋势，其中3号测区支架平均工作阻力达到28.3MPa，在12月3日工作面推进到9.4m时，直接顶黑色泥岩出现局部面积的初次垮落，进而造成工作面支架工作阻力的普遍增大。6.1.3阳泉一矿实测数据分析

综上分析可知，直接顶黑色泥岩的垮落步距在9.4~11.3m，直接顶垮落期间将导致支架工作阻力的普遍增大；基本顶初次来压极限垮落步距为31.9m左右，周期破断垮落步距在12.3~15.5m之间。截至2014年1月6日八点班工作面各测区内支架工作阻力值又普遍呈现增加趋势，即工作面正处于第三次周期来压阶段。S8310工作面周期来压步距平均为13.5m，平均动载系数为1.25，动载系数较小，且无冲击载荷，说明基本顶的失稳对工作面影响程度较弱。这是由于大采高工作面顶板变形位移大，部分原来的基本顶变为直接顶，随支架前移及时垮落，垮落顶板的垫层加厚，使动载系数减小，且无冲击性。

利用现场观测针对大采高综采工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点,得出大采高综采工作面矿压显现特征结论如下:采场支架载荷大,较普通综采面高10一30%。这是由于大采高工作面支架需控制的顶板岩层层位高。来压时动载系数小,且无冲击载荷。这是由于大采高工作面直接顶垮落空间大,顶板变形位移增大,部分原来的基本顶变为直接顶,垮落顶板的垫层加厚,使动载系数减小,且无冲击性。6.1.4阳泉一矿大采高矿压显现规律总结基本顶来压明显,但不强烈。这是因为基本顶岩层的破断步距不因采高的增大而变化,但因下位顶板及时垮落,研石垫层加厚而造成来压减弱。工作面周期来压期间支架载荷及动载系数大于初次来压期间支架载荷及动载系数。这是由于在大采高条件下,基本顶厚度相对较薄时,承受上覆岩层的压力弱,随着工作面推进,基本顶层位必然上升,造成周期来压期间支架载荷较初次来压大。采场支架载荷以静载为主。这是由于支架初撑力和工作阻力呈线性关系,在静载作用下,支架的初撑力愈高,控制的顶板层位愈高,支架末阻力愈高,是正比线性关系,若是动载作用下,支架的初撑力超过其临界初撑力后,由于基本顶结构被支架初撑力所控制,故不可能失稳,基本顶基本处于平衡状态,随着初撑力的增大,支架阻力增长缓慢,也就是说基本顶通过自身平衡减缓了支架载荷的增加,故为对数关系。支架降阻式运行特性多,占10%以上。说明在大采高条件下,对支架稳定性、支架操作及支护强度等的要求高。

郭家河井田设计生产能力5Mt/a，井田东西长约14.8km，南北宽约8.4km，面积94.72km2，呈不规则矩形。全井田煤炭资源量为73447万t，其中先期开采地段29656万t，可满足5Mt/a矿井33a。3煤层为大部可采，为主要可采煤层。3煤层为厚煤层，厚度1.20～27.75m，平均厚度12.80m。煤层倾角较缓，一般为6°以下，部分煤层倾角为6～12°，局部煤层倾角达到16°。煤层埋藏深度为410～810m。3号煤层1301试采综放工作面属该矿I盘区，1301试采综放工作面走向长度947m，工作面倾向长度为235m，回采面积约为222545m2。工作面标高为+695～+825m，均厚度10.4米，煤层倾角3～18°，平均10°。6.2综放采场矿山压力显现规律实例6.2.1郭家河地质概况郭家河工作面布置图6.2.2郭家河现场实测数据

通过对现场1301试采综放工作面内液压支架阻力数据的连续观测和记录，并通过收集数据的整理和分析。在1301试采综放工作面正常回采期间，根据每次液压支架阻力读数的变化，绘制出了工作面内每个测站和整个工作面内液压支架的平均循环载荷P随着1301试采综放工作面的不断推进，与距离开切眼煤壁L对应的变化曲线，如下图所示，从而研究分析3号特厚不稳定煤层1301试采综放工作面正常回采期间顶板的来压规律。

根据以上1301试采综放工作面正常回采期间相关的变化曲线分析得出，郭家河矿3号特厚不稳定煤层1301试采综放工作面在观测期间内液压支架总共经历了周期来压4次。当1301试采综放工作面推进距离为6.4m左右的时候，下部区域测站和中部区域测站内液压支架经历了基本顶的第一次周期来压峰值，其来压的影响范围为2.8m左右；上部区域测站内液压支架推进到距离为9.6m的时侯，液压支架经历第一次周期来压的峰值，基本顶来压时影响范围的约为2.9m左右，由此可以得出1301试采综放工作面经历一次周期来压时，支架载荷均值为25.4Mpa，动载系数1.12，来压的影响范围约为2.8m左右。6.2.3郭家河实测数据分析

当1301试采综放工作面推进到距离56.8m左右的时侯，下部区域测站和中部区域测站内液压支架经历了基本顶的第四次周期来压峰值，影响范围为2.9m左右；上部区域测站内液压支架推进到距离为60.0m的时侯，液压支架经历第四次周期来压的峰值，基本顶来压时影响范围的约为2.3m左右，由此可以得出1301试采综放工作面经历的第四次周期来压步距约为17.6m左右，支架载荷均值为20.3Mpa，动载系数1.32，来压时的影响范围约为3.1m左右。根据以上对1301试采综放工作面基本顶来压相关数据的整理和分析，结果见下表所示。1301试采综放工作面基本顶来压规律分析表随工作面推进液压支架俯角变化曲线

1301试采综放工作面液压支架的载荷数值总体不大，并且液压支架的动载系数约在1.23左右，液压支架的动载系数过小，使得综放工作面液压支架的载荷发生变化时不易被观测，而且这也可以说明工作面基本顶的失稳对综放工作面的影响在逐渐减弱。现场随着1301试采综放工作面不断推进，基本顶呈现周期性的来压，顶煤受工作面内液压支架的反复支撑和挤压，加之受上覆岩层破断下沉后的压力作用，致使顶煤破碎较充分，从而在1301试采综放工作面正常回采期间，顶部煤层被放出较为充分。在非来压期间，1301试采综放工作面煤壁和顶板比较稳定。

在基本顶周期来压期间，老顶来压时煤壁片帮和顶板破碎较为严重，加之受煤层厚度、倾角变化等因素的影响，致使综放工作面矿压显现比较强烈，伴随着综放工作面煤壁出现局部的片帮并伴有剧烈的破裂声，支架的安全阀先后打开，而且1301试采综放工作面内液压支架的压力数据呈现出急剧增大的现象，液压支架上方出现大量的淋水等矿压显现现象。

根据3号煤层1301试采综放工作面的实际开采条件，工作面从500m处向前推进时为俯斜开采，随着工作面推进到6～25m左右时，煤层的厚度和倾角都逐渐增大，工作面顶板上覆岩层和煤层呈现出现“凸”状。当工作面基本顶破断后，破断后的岩块之间不能形成相互铰接的结构，致使工作面基本顶破断后滑落失稳，使第一次周期来压步距偏小。

当1301试采综放工作面推进到20～42m时，3号煤层的厚度和倾角呈现出逐渐减小状态，工作面顶板上覆岩层和煤层呈现“凹”状。当工作面基本顶破断后，破断的岩块之间由于形成了铰接结构而保持相对稳定的状态，从而稍微延缓了工作面基本顶破断和冒落的来压步距，进而致使周期来压步距稍大，1301试采综放工作面经历的第二次周期来压步距约18.1m左右；当工作面推进至40～70m时，3号煤层的厚度和倾角呈现逐渐增大的状态，工作面顶板上覆岩层和煤层呈现“凸”状，使工作面基本顶更容易破断回转并失稳，而且受3号煤层厚度和倾角变化的影响，致使来压步距进一步减小，1301试采综放工作面基本顶第三次周期来压步距约14.7m左右。

由此可以看出，麟北煤田郭家河矿区1301试采综放工作面在正常回采期间，工作面基本顶的破断和冒落受3号煤层厚度和倾角变化的影响，致使破断岩块反复的形成铰接结构和失稳，对工作面基本顶的破断和冒落步距产生一定程度的影响，从而导致1301试采综放工作面的基本顶来压步距呈现一定范围内变化，在来压期间综放工作面矿压显现剧烈。

利用现场观测针对综合放顶煤工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点,得出综放工作面矿压显现特征结论如下:

综放面来压强度缓和、周期来压不明显、来压步距减小、动载系数不大;综放面支架载荷不大,支架受载并不因开采煤厚的增加而加大,反而减小:支架前柱工作阻力普遍大于后柱工作阻力,一般高10%-15%,支架后柱在放煤后有相当比例呈阻力下降,甚至降为零。工作阻力较小,初次来压步距有所增加,周期来压步距与分层炮采工作面的来压步距相当,矿压显现不明显。6.2.4郭家河综放采场压显现规律总结破碎度与生产工序和工作面推进度有关,推进度大时,工作面顶板破碎度测氏。片帮与漏顶往往与周期来压的时间吻合,说明周期来压不明显,但对工作面现场管理有较大的影响。煤壁片帮和架前冒顶与回采工艺有较大的相关性,加快推进速度是减少煤壁片帮的有效手段。

常村矿S5-5综放工作面，是S5采区第一个回采工作面，S5-5工作面地面位置位于王庄南部，张家庄村东部。地面标高为926.5～937.3m，工作面底板标高为518～564.6m，埋藏深度为327.2～419.3m。该工作面北接S5回风下山，东临S5-3综放工作面（未布置），西邻S5-6工作面（未布置），南至KF22断层防隔水煤柱边界。回采后将造成工作面上部地面耕地塌陷。

工作面采用走向长壁后退式、一次采全高、开后窗低位放顶煤、全部垮落的综合机械化采煤方法。工作面采高为采高3.2m，放顶煤高度为2.88m，采放比为1.11。循环进尺0.8m，循环产量1609.1t；日推进4m，日产量8045.5t。

6.3.1常村煤矿地质概况6.3大采高综放采场矿压显现规律实例

放煤工艺采用一刀一放，多轮顺序不等量的作业方式。初采10m（过切眼）不放顶煤。过切眼后可逐步调整放煤量，待顶煤全部压在尾梁上时，方可正常放煤，放煤步距0.8m。放煤做到隔架见矸即止。

采用端部割三角煤的斜切进刀方式，采煤工序为：割煤、装运煤→移架→推前溜→放顶煤→拖后溜，当工作面局部地段出现顶板破碎，片帮达到（超过）循环进度时采煤工序为：拖后溜→移架→割煤、装运煤（扫底煤）→推前溜→放顶煤。

工作面推进20m后，工作面上下两端头的液压支架承载情况依然处于初撑阶段，支架内加权阻力曲线值30MPa左右；工作面中部的液压支架明显有了增阻变化，说明工作面采空区上方部一直悬露的顶板中“O-X”形裂隙开始发育并造成液压支架工作阻力增加，工作面中间局部来压，这就是工作面初次来压。6.3.2常村煤矿现场实测数据90号支架工作阻力随工作面推进的变化150号支架工作阻力随工作面推进的变化

在工作面推进至大约35m时，工作面煤壁呈现片帮、顶板多处冒落及淋水较大的现象，基本顶大面积垮落，可以确定工作面基本顶初次来压，初次来压步距约为35m，基本顶初次来压持续时间较短，强度较大。工作面初次来压期间30号、75号、135号支架原始压力与工作阻力变化曲线如图所示。30号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律75号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律135号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律

根据现场观测，当S5-5工作面推进至35m左右时，随着工作面后方采空区的岩石破断，支架上方淋水，煤壁局部片帮并伴有破裂的声音，工作面中部支架压力数据突然急剧增大，液压支架的安全阀先后打开。因此可以判断此时工作面来压。基本顶已经开始垮落，主要发生在工作面中部。当工作面推进至约40m时，两端基本顶开始垮落，伴随有前述来压预兆，两端头也开始来压，工作面开始大面积来压，由此可确定S5-5工作面初次来压步距为40m左右。工作面中部初次来压超前两端来压1～2d，但端头来压持续时间比工作面中部持续时间长。初次来压期间矿压显现较为明显，支架最大工作阻力6990kN，占额定工作阻力的99.86%。

工作面推进至约58m时，工作面煤壁呈现片帮，中部顶板多处淋水，底板积水较多，工作面大面积来压，且呈现出中间大、两端小的特点。可以确定是工作面第一次周期来压，来压步距约18m，周期来压持续时间较短，强度较初次来压小。工作面第一次周期来压期间30号、75号、135号支架工作阻力变化曲线。

由图可知，第一次周期来压支架工作阻力与初次来压时强度相当，局部区域矿压显现强烈，工作面老顶周期来压的动力现象很明显，具体表现为伴随支架上方一声闷响，多架液压支架安全阀同时开启。30号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律75号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律135号液压支架的支护阻力随工作面推进的变化规律

在工作面推进至约78m时，工作面呈现大面积来压现象。比较明显的现象主要有：21号~24号架处煤壁上方顶板淋水严重；33号~44号处煤壁大面积片帮；52号~56号架煤壁片帮特别严重，刮板机上堆满冒落的大块煤与顶板岩石；57号~79号架处煤壁上方顶板淋水，但不是太大；62号~76号架煤壁片帮严重，大块冒落的煤与有岩石堆满支架通道；88号~104号架处刮板机机道中积水严重；119号~143号架顶板冒落也很严重，大部分支架处于悬顶状态；114号~160号架处煤壁片帮严重，采煤机上方堆满了冒落的大块的煤与岩石；工作面呈现大面积来压态势，这就是工作面第二次周期来压。

根据第一次周期来压以及推进度，并结合第一次周期来压以后支架工作阻力数据，可以确定工作面第二次周期来压，其来压步距约20m。本次周期来压工作面煤壁片帮程度大，

也有所增大强度比第一次周期来压强度大，来压持续时间较长。工作面第二次周期来压期间30号、75号、135号支架工作阻力变化曲线如图3-25至3-27所示。由图2-19至图2-21可知，第二次周期来压期间支架压力显现整体上较第一次周期来压强烈，其。第二次周期来压期间位于工作面中间的液压表读数最大值达到58.83MPa，非来压期间支架工作阻力5825kN（36.22MPa），是额定工作阻力的66.01%。30号液压支架初撑力与工作阻力曲线75号液压支架初撑力与工作阻力曲线135号液压支架初撑力与工作阻力曲线

通过对S5-5工作面支架支护阻力观测，结合不同时期的来压特征，分析来压规律如下：在工作面割三角煤过程中，工作面上方煤层顶板初次垮落，然后工作面中部、下部顺序垮落，平均垮落步距18m；工作面继续推进，顶板活动又趋于激烈，有明显顶板断裂响声，支架压力明显增大，顶板冒落度加大，这说明基本顶开始断裂，根据工作面支架载荷观测数据和曲线分析可知，工作面（全长）基本顶板大面积来压步距为40m，中部来压强烈，两端由于端头未放顶煤矿压显现相对缓和，且超前两端支架矿压显现1d左右。6.3.3常村煤矿现场实测数据分析基本顶初次来压后，顶板活动又趋于稳定，然而随着工作面的推进，支架压力开始变化，在非来压期间，工作阻力均小于其额定工作阻力。各架均能接近支架的额定工作阻力；S5-5工作面各部位支架工作阻力主要分布在6500~7000kN之间，可见所选支架富余系数不是很大，有时工作面来压期间非常强烈，应加强防护工作；S5-5工作面推进初期或者是工作面推进较慢时（小于3m/d），工作面来压步距比较大，平均超过了20m，在工作面推进较快的情况下（大于6m/d）来压步距较小，平均为15m左右，工作面正常开采推进速度为4m/d，老顶周期来压步距平均为18m左右。

利用现场观测针对综合放顶煤工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性的特点,得出综放工作面矿压显现特征结论如下:

与大采高工作面和普通综放工作面一样,大采高综放工作面在推进过程中也会产生顶板初次来压和周期性来压,而且来压现象比较明显。大采高综放工作面随着顶煤厚度增加,工作面初次来压步距随之增大。但周期来压歩距变化较小。大采高综放工作面液压支架的工作阻力随采高增加而增大。6.3.4常村煤矿大采高综放采场压显现规律总结大采高综放工作面液压支架的工作阻力随顶煤厚度的增加而增大。大采高综放工作面液压支架的工作阻力要大于普通综放工作面液压支架的工作阻力。大采高综放工作面液压支架的工作阻力要大于机采高度相同的大采高工作面液压支架的工作阻力。6.4卸压开采下被保护层矿压显现规律实例6.4.1沙曲矿煤层地质条件

沙曲煤矿隶属于华晋焦煤有限责任公司，其地理位置在山西省柳林县西部，工业场地距县城约5km。井田走向长22km，倾斜宽4.5~8km，面积约135km2。全井田地质储量2252.28Mt，生产能力为5.0Mt/a。矿井水平水平标高+400m。主要煤层为2号、3号、4号、5号，其中北翼3号、4号煤层合并，称为3+4号煤层。

沙曲矿井北翼山西组2、3+4、5号煤层间距较近，2号煤层赋存于山西组中部，可采厚度0.70～1.46m，平均厚度1.1m，下距3+4号煤平均14m，下距5号煤平均22.1m，下距6号煤39.7m。3+4号重叠煤层厚度合并厚度平均4.62m，5号煤平均3.6m。综上所述，矿井北翼2、3+4、5号煤层属于近距离煤层群，煤层群剖面图如图所示。近距离煤层群剖面图6.4.2沙曲矿现场实测数据及分