矿山压力与岩层控制课件

矿山压力与岩层控制E-mail：Tel讲人：顾士坦2021年4月2023/9/261一、采场矿压根本理论2采场上覆岩层运动和开展的根本规律1矿山压力与矿山压力显现二、采场矿压观测方法及数据分析3采场支承压力及矿压显现与上覆岩层运动间的关系4回采工作面支架与围岩关系2023/9/262一、采场矿压根本理论1矿山压力与矿山压力显现开掘巷道和进行回采工作在煤或岩层中形成的空间矿山压力的概念采动采动空间采动后1.1矿山压力及其在围岩中的分布2023/9/263采动空间周围的岩(煤)体围岩矿山压力：采动后作用于岩层边界上或存在于岩层之中，促使围岩向已采空间运动的力。〔即采动后促使围岩运动的力〕煤及岩层采动前，一般在覆盖层重力、构造运动作用力等地质力的作用之下，处于三向受力的原始平衡状态。煤及岩层采动后，由于支承条件的改变，其原始平衡状态遭到破坏，边界上的作用力、分布在各点的应力〔包括大小及方向〕随之改变。2023/9/264

矿山压力的来源矿山压力根源？采动前的原岩应力1.岩层重力2.构造运动作用力3.岩体膨胀作用力各点主应力的大小、方向、垂直应力与水平应力之间的比值等决定了采动后围岩应力重新分布的规律2023/9/265〔1〕重力在未受构造运动影响的地区，处于某一深度的岩层中，覆盖岩层重量所引起的垂直压应力可表示为：2023/9/266〔2〕构造应力深部岩层中各点的应力将是自重应力场和构造应力场在该点应力的叠加，其最大主应力的大小和方向，多数情况下是由构造运动形成的应力所决定的。〔a〕垂直成因构造〔b〕水平成因构造

图构造应力在受构造运动作用力影响强烈的地区，特别是临近背斜轴、向斜轴等构造线的部位，构造运动形成的应力场往往是重要的。倾角变化带、煤厚变化带、断层、褶曲2023/9/267〔3〕膨胀应力泥质岩石特别是含有蒙脱石等吸水很强的成分情况下，遇水膨胀可以产生很高的膨胀应力，是巷道矿山压力的一个重要来源。龙口矿区、吉林省梅河、舒兰等矿务局的一些矿井中，在软岩中开掘和维护巷道遇到较大的困难，主要是膨胀压力作用的结果。2023/9/268矿山压力显现煤及岩层采动后，应力重新分布，处于采动边界的部位承受较高压力作用，约束条件、受力状况都发生明显改变。当该部位承受的压力值没有超出其允许的限度时(不超限)，围岩处于稳定状态。当采动边界部位的煤〔岩〕体所承受的压力值超出其允许极限后〔超限〕，围岩运动将明显表现出来，即产生煤〔岩〕体扩容后的塑性破坏、煤〔岩〕帮片塌、顶板下沉与底板鼓起等一系列矿压现象。采动后，在矿山压力作用下通过围岩运动与支架受力等形式所表现出来的矿山压力现象，称为“矿山压力显现〞。矿山压力显现的根本形式包括围岩的明显运动与支架受力等两个方面。2023/9/269矿山压力显现围岩运动支架受力两帮运动顶板运动底板运动载荷增减支架压折支架变形

矿山压力显现2023/9/2610图矿山压力显现的根本形式(a)冒顶、片帮(b)两帮鼓出(c)顶底板移近(d)顶板下沉与支架承载2023/9/2611

矿山压力显现是矿山压力作用下围岩运动的结果。

矿山压力显现的相对性巷道围岩运动的相对性支架受力的相对性2023/9/2612〔1〕巷道围岩运动的相对性采动过程中，围岩要向着采动空间运动。由于围岩承受的压力大小、自身强度、受力状况等不同，运动的开展程度也不相同。如果顶底板是低强度、分层厚度小的粉砂岩、页岩、泥岩时，那么在自重及轴向力等的作用下，顶板很容易弯曲下沉，底板鼓起，造成顶底板移近量增大。如果顶底板为高强度厚分层的砂岩、砂质页岩等组成时，顶底板移近量就要小得多。大同、通化、北京等局的巷道顶底板是坚硬砂岩，采用无支护就属此例。围岩变形能力不仅取决于所承受的压力大小，还与围岩强度有关。低强度岩体的变形能力要高于高强度岩体。2023/9/2613〔a〕〔b〕〔c〕图巷道围岩稳定与破坏巷道掘进后及时架设支架，给两帮岩体提供侧向力σ3〔图c〕，使其转为三向应力状态，阻止破坏的继续开展，可以维持围岩的稳定，矿压显现程度就可得到明显控制。2023/9/2614〔2〕支架受力的相对性支架上的压力显现大小主要取决于三方面因素：①支架对围岩运动的抵抗程度支架对围岩抵抗程度越高，承受的荷载越大，围岩变形越小。相反，如果支架不能对围岩的运动进行抵抗，而是在运动过程中逐步“退让〞，那么压力显现不明显，而围岩变形那么相应增大。同一种巷道，是采用砌碹支护，还是采用可缩性支架支护，巷道变形及支架上受力大小截然相反：前者碹体受力大，巷道变形小〔因为支架对围岩运动起到了限制作用〕，后者那么支架受力相对减小、巷道变形相应增加。2023/9/2615对于回采工作面来说，当支架对顶板处于“非让压〞〔“限定变形〞〕工作状态时，支架抵抗程度越高〔即老顶岩梁下沉量越小〕，对增阻支柱来说，顶板下沉量越小，支架上显现的压力也越小。假设对岩梁位态限制程度越低，处于“让压〞〔“给定变形〞〕工作状态，那么老顶岩梁运动结束时的顶板下沉量越大，采用增阻支柱时显现的压力也越大。②支架的力学特征对于巷道来说，支架一般是在“让压〞情况下工作。2023/9/2616采用增阻、可缩性支柱支护时，随着顶板下沉，支柱受力随活柱下缩而逐渐增大。顶板下沉到不同位置，支柱上压力显现是不同的。如果采用恒阻支柱支护，只要支柱受力超过平安阀开启压力，那么支柱下缩，并保持压力恒定，即支柱上的压力显现在顶板下沉过程中根本不变。2023/9/2617矿压与矿压显现的辩证关系

矿压的存在是绝对的，而显现是相对的，有条件的。压力显现强烈的部位不一定是压力顶峰的位置。图中所示，在A处顶板下沉量比B处大，但支承压力顶峰却是在B处。2023/9/2618上覆岩层运动和破坏的根本形式2采场上覆岩层运动和开展的根本规律〔1〕弯拉破坏的运动形式2023/9/2619(2)剪〔切〕断破坏的运动形式悬露岩层剪断的充分必要条件是：当采场推进至岩梁端部开裂位置附近，剩余抗剪断面上的剪应力超过限度，虽然中部还未裂开，只要岩层下部有少量运动空间，岩层即被剪断。岩层悬露后产生很小的弯曲变形，悬露岩层端部开裂→在岩层中部未开裂〔或开裂很少〕的情况下，突发性整体切断跨落。2023/9/2620岩层破坏形式的转化岩层破坏的弯拉破坏和剪切破坏两种形式是随地质条件和采动条件的变化而相互转化的。〔1〕当工作面推至端部开裂位置附近，提高推进速度可能会使原来呈弯拉破坏运动的岩层转变为剪断破坏。这就是在日常来压较均匀的采场，高产后往往出现切顶事故的原因。〔2〕改变开采程序。坚硬岩层覆盖的厚煤层，下行式开采时，顶分层的坚硬顶板可能整体切断，威胁生产。同时，跨落的大块造成中底分层假顶管理困难。为此可采用上行式开采程序。假设先采底分层，一方面坚硬岩层离采场位置较高，又有较大的剩余厚度作为垫层，可防止坚硬岩层剪断；另一方面，最后采顶分层时，坚硬岩层受重复采动影响，已形成裂缝，突然剪断的可能性较小。2023/9/2621〔4〕在推进方向遇到如下图的岩层，弯拉破坏的岩层可能向整体切断的运动形式转化。因为断层破坏了岩层的延续性。当工作面推进到断层部位，岩层悬露尚未到达中部裂断所必需的跨度，可能出现整体切断的危险。图

工作面前方构造断裂面对岩层运动形式的影响〔3〕强制放顶改变坚硬岩层的厚度，可以排除整体切断跨落的威胁，从而使破坏形式转化为弯拉破坏形式。2023/9/2622上覆岩层纵向运动开展的根本规律A-冒落带B-裂隙带C-缓沉带采场上覆岩层中除临近煤层的采空区已跨落岩层外，其它岩层保持“假塑性〞状态，两端由煤体支承，(或一端由工作面前方煤体支承，一端由采空区矸石支承)在推进方向上保持传递力的联系。因此，可把每一组同时运动〔或近似同时运动〕的岩层看成一个运动的整体，称为“传递力的岩梁〞，简称“传递岩梁〞。传递岩梁形成的力学原理2023/9/2623〔a〕直接顶〔b〕根本顶直接顶：在老塘〔采空区〕内已跨落，在采场内由支架暂时支撑的悬臂梁，其结构特点是在采场推进方向上不能始终保持水平力的传递。根本顶：是指运动时对采场矿压显现有明显影响的传递岩梁的总合，在初次来压后，是一组在推进方向上能始终传递水平力的不等高裂隙梁。2023/9/2624直接顶和根本顶的相互转化造成直接顶和根本顶两局部岩梁转化的原因：〔1〕地质条件的变化，主要是岩层厚度和断层等构造的影响。〔2〕采动条件的变化，主要是采高和推进速度的变化。〔3〕改变采空区顶板处理方法。〔4〕改变开采程序。对同一采场，当地质条件和采动条件等发生变化或改变采空区顶板的处理方法时，直接顶和根本顶之间有可能相互转化。原属直接顶的岩层可能变成根本顶，同样，原属根本顶的岩层也可以转化为直接顶。2023/9/2625〔1〕地质条件的变化，主要是岩层厚度和断层等构造的影响。〔2〕采动条件的变化，主要是采高和推进速度的变化。改变推进速度到一定限度，也可能造成两者间的转化。2023/9/2626〔3〕改变采空区顶板处理方法。〔4〕改变开采程序2023/9/2627影响岩层运动的因素〔1〕岩层的强度特征强度高、厚度大的岩梁，周期运动步距c将较大，相对稳定步距b也较大，显著运动步距a那么较小〔即岩梁显著运动开展迅速〕；强度低、厚度小的岩梁，周期来压步距c和相对稳定步距b那么较小，显著运动步距a要大些〔即显著运动开展较缓慢〕。假设裂隙相当发育，有时很难划分岩梁处于相对稳定和显著运动的界限。2023/9/2628〔2〕采动条件采高、推进速度等采动条件对岩梁的运动过程会产生重要影响。加大采高，而工作面跨落高度不变，那么增加了岩梁显著运动时运动空间，岩梁的显著运动更明显。当岩层的强度较低时，突然提高推进速度到某定值后，有可能导致岩梁运动步距扩大。有些矿井在日常推进速度条件下采场来压不明显，高产后出现大面积来压现象，就是这个原因。此时应加强支护，否那么易冒顶。〔3〕采空区处理方法采用强制放顶减小岩梁厚度，可减小运动步距〔c值、b值〕。采空区充填减小岩梁运动空间，可使其运动不明显。2023/9/2629初次运动阶段从岩层由开切眼开始悬落,到对工作面有明显影响的一、二个传递岩梁第一次断裂运动结束为止。上覆岩层在推进方向上的运动规律2023/9/2630周期性运动阶段从岩层初次运动结束到工作面采完，顶板岩层按一定周期有规律的断裂运动，称做周期性运动阶段。2023/9/2631

把岩梁运动幅度较小，对采场矿压影响不明显的过程称为岩梁处于相对稳定过程。即岩梁处于相对稳定状态时工作面推进的距离。用相对稳定运动步距b表示。把岩梁运动幅度大，对采场矿压有明显影响的过程,称为岩梁处于显著运动过程,既通常所说的来压过程。即岩梁大幅度运动开始,到运动根本结束。用显著运动步距a表示。显著运动过程相对稳定阶段2023/9/2632〔1〕初次运动阶段的根本参数表达岩梁运动过程的根本参数岩梁来压步距2023/9/2633岩梁经历一次相对稳定过程与显著运动的全过程就完成了一个周期,是指岩梁完成一次周期性运开工作面所推过的距离。描述岩梁运动周期长短的参数时周期来压步距c。c=a+b

c—岩梁的周期来压步距，m；

a—岩梁的显著运动步距，m；

b—岩梁的相对稳定步距，m。一般情况下，周期来压步距为初次来压步距的倍。〔2〕周期运动阶段的根本参数2023/9/2634各次周期来压步距并非都完全相等，而是呈一大一小的周期性变化。这个变化将随来压次数的增加，差值愈来愈小。计算及实践结果证明，经过两、三个周期以后，步距的差异实际上已很小。因此采场进入正常推进阶段后，把周期来压步距看成根本相同是可行的。一般情况下，周期来压步距为初次来压步距的倍。2023/9/2635〔4〕岩梁运动步距的实测研究在现场确定岩层运动的步距，通常采用顶底板相对移近量和移近速度为主体的岩层动态观测研究方法。③分析研究各动态曲线，对岩梁的运动步距〔a、b、c〕进行标定。2023/9/26362023/9/26372023/9/2638假设岩梁初次来压步距过大，对工作面平安生产造成威胁，那么可以通过强制放顶方法减小来压步距。〔a〕循环放顶〔b〕中部拉槽〔c〕端部切断2023/9/2639直接顶厚度的实测推断方法

利用采场来压前夕支柱承载值P，可以反推直接顶跨落厚度。关于根本顶的厚度范围，宋振骐院士等曾经在开滦范各庄矿岩层运动实测的研究中进行了探讨，初步认为根本顶范围约为采高的5-6倍。经过最近几年井下实测研究的验证，在一般岩层条件下，这个结论比较接近客观实际,也可以通过实测得到。2023/9/2640影响直接顶厚度的主要因素①采高h

的影响从直接顶计算公式可看出：如果上覆岩层厚度都不大，强度和变形能力根本相同，那么可以得出冒高与采高近似成正比的结论。③岩梁触矸处已冒岩层碎胀系数KA的影响④采空区顶板处理方法的影响采用充填法可以减少冒高值；采用强制放顶可以将可能整体跨落的采场向一般采场转化。⑤开采程序的影响现场把改变采高看做控制采场矿压和上覆岩层破坏范围的手段是正确的。2023/9/26413.1支承压力的根本概念3采场支承压力及矿压显现与上覆岩层运动间的关系支承压力的分布范围包括高于和低于原岩应力的整个区域煤〔矿〕层采出后，在围岩应力重新分布的范围内，作用在煤〔岩〕层和矸石上的垂直压力。支承压力来源于上覆岩层的重量。2023/9/2642图采煤工作面前前方的应力分布Ⅰ－工作面前方应力变化区；Ⅱ－工作面控顶区；Ⅲ－垮落岩石松散区；Ⅳ－垮落岩石逐渐压缩区；Ⅴ－垮落岩石压实区；A－原岩应力区；B－应力增高区；C－应力降低区；D－应力稳定区2023/9/2643图

已采区及其两侧煤柱的应力分布A－原岩应力区；B1、B2－应力增高区；C－应力降低区；D－应力稳定区2023/9/26443.2采场支承压力分布与上覆岩层运动间的关系从采场推进开始至煤壁支承能力改变(即煤壁附近煤体进入塑性状态)之前。第一阶段：2023/9/2645从煤壁支承能力改变到老顶岩梁端部断裂前为止。第三阶段第二阶段从老顶岩梁端部断裂到岩梁中部触矸为止。2023/9/2646采场矿压显现与上覆岩层运动间的关系围岩变形、破坏与跨落〔1〕直接顶的初次垮落图4.13直接顶初次垮落长壁工作面从开切眼开始采煤后，直接顶跨度不断增加，其弯曲下沉也不断增加。一般在直接顶跨距达6m～20m后，直接顶初次跨落。当直接顶跨落高度到达1m以上、跨落长度达工作面长度一半以上时，就叫做直接顶初次垮落。直接顶初次垮落时自开切眼到支架后排放顶线的距离叫做初次垮落步距。2023/9/2647〔2〕根本顶初次来压〔a〕〔b〕图4.14根本顶初次来压随着采煤工作面的推进，根本顶就逐渐弯曲下沉，当到达极限跨距断裂下沉。这时工作面顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，甚至发生顶板的台阶下沉。采煤工作面开采以来初次断裂，使工作面支架承受较大的静载荷或冲击载荷，这种矿山压力显现叫做根本顶初次来压，如下图。根本顶初次来压时，由开切眼到工作面煤壁的距离叫做根本顶的初次来压步距，一般为20m～50m。如果直接顶跨落后不能填满采空区空间，根本顶把自身及上位岩层的重量都加到工作面周围的煤柱上。2023/9/2648〔3〕根本顶周期来压根本顶初次来压后，随着工作面的继续推进，根本顶呈周期性折断下沉，工作面周期性出现顶板下沉加快、煤壁严重片帮、支柱受力增大以及顶板台阶下沉等。这种由于根本顶周期性断裂引起的矿山压力显现叫做根本顶周期来压，如下图。相邻两次根本顶周期来压的平均距离，即根本顶周期折断的平均值叫做根本顶周期来压步距。一般为根本顶初次来压步距的1/2～1/4。图4.15根本顶周期来压2023/9/2649(1)支架对直接顶的工作状态—“给定载荷〞方案顶板控制设计时，必须按最危险状态〔沿煤壁处切断〕考虑直接顶给支架的作用力可近似地看成是恒定的4回采工作面支架与围岩关系支架对顶板的工作状态2023/9/2650(2)支架对根本顶的工作状态—“给定变形〞和“限定变形〞①“给定变形〞工作方案支架只能降低岩梁运动速度，但不能阻止岩梁的运动最终状态时的顶板下沉量

为防止支架在岩梁运动过程中被压死，所要求的最大允许缩量须满足：2023/9/2651②“限定变形〞工作方案指采场支架对岩梁运动进行必要的限制。在支架刚度一定的条件下，要求控制的位态愈高，所需支架的阻抗力越大。位态方程2023/9/2652在“给定变形〞条件下工作的增阻支架，在采场推进过程中，其压力显现规律与采场顶板下沉量的变化规律相同，如下图。图4.17“给定变形〞条件下增阻支架压力显现规律2023/9/2653②恒阻支架图4.18“给定变形〞条件下恒阻支架压力显现规律2023/9/2654①增阻支架增阻支架在“限定变形〞状态下工作时，其受力大小完全由采场顶板下沉量决定。图4.19“限定变形〞条件下增阻支架压力显现规律2023/9/2655②恒阻支架〔限定变形〕图4.20“限定变形〞条件下恒阻支架压力显现规律2023/9/2656不同类型顶板条件下支架压力显现特征对于强度高、厚度大的顶板，有可能发生整体跨落。在顶板跨落前，岩层大面积悬露，且无明显沉降，那么支架上显现的压力将会很小，一旦切落，支架受力将迅速上升，甚至会切垮工作面。对于强度高的根本顶板岩梁，当其下部直接顶跨落，缺乏以充填采空区时，由于岩梁显著沉降的空间较大，那么在来压时刻，往往伴有动压冲击，支架受力会明显上升。对于强度低的软岩顶板，岩梁的自稳性能低，当下部岩梁沉降时，上部岩梁会在不太长的时间内追随下部岩梁的沉降。因此，采场顶板下沉量即根本顶的厚度均随时间增加而增加，致使在采场推进过程中，支架受力一直十清楚显。2023/9/2657支承压力现场监测主要是确定其分布特征，如分布范围、顶峰位置、低应力区范围等重要的特征参数。〔1〕钻孔液压枕法该方法是利用钻孔液压枕〔油枕应力计〕测量煤体的相对应力变化。采用钻孔测力计测定支承压力分布特征的关键是测力计的预紧，否那么只能给出很低的压力变化或根本测不出压力。测力计的预紧一般通过楔体结构实现，支承压力现场监测2023/9/2658油枕应力计的测点布置：在开采前，从距切眼50m~100m开始，每隔10m~20m由两顺槽巷道向煤体钻水平孔。孔深一般5m~10m。每个观测阶段每侧巷道内的钻孔数不应少于3个~5个。钻孔的方向也可根据观测需要确定。2023/9/2659〔2〕钻屑法根据钻孔过程中单位孔深排出煤屑的重量、体积和粒度组成等来判断采煤工作面煤体应力是一种简便方法。排出煤屑的状况，一方面与钻孔的几何尺寸有关，另一方面与煤体内应力状况有关，在应力作用下钻孔发生收缩变形，使钻孔的煤屑量和粒度组成发生改变。用手持式电钻垂直煤壁打眼，钻孔深5m～8m，在钻孔过程中，收集钻出的煤屑，每钻进一米测量一次煤屑重量和体积及用3mm筛子测粒度组成。2023/9/2660〔3〕钻孔钢弦测力计法钢弦式测力计结构

1—支撑；2，6—导轨；3—楔块；

4—金属弹性筒；5—振弦；单位mm钻孔钢弦测力计方法同钻孔液压枕监测支承压力分布特征的原理相同，主要差异在于传感原理不同。2023/9/2661〔4〕超前巷道位移法支承压力的存在是绝对的。支承压力显现是支承压力的作用结果，其形式和程度是相对的。只有当煤体进入塑料破坏状态后才会发生明显的显现，支承压力显示的根本规律如下图。煤壁不出现非弹性区，压力分布呈顶峰在煤壁的负指数曲线，支承压力与显现成正比关系；煤壁出现非弹性区后，显现与压力的分布规律不尽相同，显现仍是一条顶峰在煤壁单调下降曲线，弹性区内显现与压力成对应关系，非弹性区，显现与压力变化趋势相反。利用巷道动态法确定支承压力顶峰位置、分布范围和明显影响范围。2023/9/2662〔5〕侧向联络巷位移法

图4.28测区布置在顺槽一侧设置一条巷道监测线，观测开采前后倾向支承压力分布状态。2023/9/26634.2采场支护的原理(1)对直接顶—“支〞与“护〞两重性支护住直接顶使其不垮落护住顶板使破碎岩块不能进入工作面(2)对根本顶控制状态的选择根据采场的需要来选择支架的工作状态。2023/9/2664综采液压支架实际支撑能力液压支架升架质量，直接影响到支架对顶板的初撑力，也影响到支架由初撑状态进入到恒阻状态所需的时间〔即该段活柱缩量大小〕，如下图。4.3采场支护设计相关问题2023/9/2665液压支架对顶板的支护特性与单体支柱不同，随工作面推进，存在着支架反复卸载、前移、再支撑的过程〔单向割煤、双向割煤〕。在支架卸载前移过程中，卸载时对顶板的支撑力几乎消失，使临近的未移支架所受压力升高，沿工作面煤壁方向明显出现支架受载不均现象〔如图〕，支架对顶板的实际支撑力应当是沿工作面煤壁方向整个支架控顶范围内的阻力平均值。图5.29沿煤壁方向支架受力分布液压支架对顶板的实际支撑能力2023/9/2666

单体支柱工作面通常的顶板处理方法有：留煤柱、煤垛支撑顶板〔如房柱、刀柱等〕；缓慢下沉法；自然垮落法；层状坚硬顶板〔厚度不超过5m〕运动形式转化法；厚层坚硬顶板特殊处理法。①自然垮落法对顶板不采取专门的处理措施，随工作面推进顶板在采空区内自行垮落称为自然垮落法处理顶板。它借助于顶板岩层自身的垮落性控制顶板，属既平安又经济的方法，在条件允许时，应优先选择。2023/9/2667②缓慢下沉法煤层上方覆盖层由塑弯性能强的石灰岩或泥质页岩组成时，顶板可能随工作面推进而弯曲下沉，并在采空区内一定距离处与底板接触闭合。假设因顶板下沉量太大，工作空间过小，或超过支柱缩量的限度时，就需要在采空区进行局部充填，以减小最大控顶排处的顶板下沉量，如图〔b〕所示。(a)缓慢下沉(b)采空区充填(c)采空区内强放图5.30缓慢下沉顶板采空区充填与强制放顶2023/9/2668综采放顶煤采场矿压控制放顶煤采煤工艺的实质是，在开采煤层的底部(或沿底板，或在煤层中某一高度范围的底部)布置一个回采工作面，用正常的机械化方法进行回来，工作面上方的顶煤，利用矿山压力作用或辅以人工松动方法使其破碎，并随工作面推进在前方放出，这种采煤工艺称为放顶煤采煤工艺。1957年苏联开始试验综合机械化放顶煤采煤方法，特别是在1964年法国首先试验成功以后，一些主要产煤国家相继引进了这一技术，并十分重视。目前，主要产煤国家已普遍认为它是开采厚度5—20m的厚煤层最好的工艺方法之一。生产实践说明，采煤工艺的关键：顶煤破碎和被顺利放出。2023/9/2669综采放顶煤采场矿压控制2023/9/2670综合机械化放顶煤采煤工艺的主要生产过程是：在工作面中，采煤机割煤后，液压支架及时支护，移到新的位置，推移工作面输送机；待采过两、三刀后，即工作面推进约后，工作面暂停开采；按放煤工艺要求顺序翻开支架前方的放煤窗口，放出已松碎的顶煤，至见矸石时，立即关闭放煤窗口；将工作面全长的顶煤全部放出后，再进行端头支护和其它辅助工序。完成上述全部工序即为一个采煤工艺循环过程。但是这两个工艺过程在工作面全长内分段同时进行。这种回采工作面称为放顶煤回采工作面。根据煤层及围岩的赋存条件(厚度和物理力学性质等)，正常回采工作面可有不同的布置位置，采煤工艺可分为三种不同的类型。2023/9/2671按工作面布置方式分类〔1〕整层放顶煤采煤法直接沿底板布置放顶煤工作面，当采煤工作面推进一定的距离后，就将上部顶煤放出，这样一次采出煤层的全部厚度。2023/9/2672〔2〕预采顶分层采煤法沿顶板在煤层中布置一个普通长壁采煤工作面〔即采顶分层〕，然后再沿底板布置放顶煤工作面进行回采，将底分层上部的顶煤放出。该采煤法应解决三个问题：一是直接顶坚硬或厚度较薄，不能随采随冒，需要人工措施处理顶板；二是防止在底部放顶煤时发生混矸；三是当煤层中瓦斯含量较大或有突出危险时，预采顶分层可起到预先释放瓦斯，或进行抽放工作。2023/9/2673综采放顶煤采场矿压控制〔3〕预采中间分层放顶煤采煤法先在煤层中间布置一个普通长壁采煤工作面进行开采。然后，再沿底板布置放顶煤采煤工作面。对厚度大于10m，硬度较大，难以直接放落的煤层或需预疏干的煤层，可采用这种采煤法使顶煤预先垮落松碎，然后再放煤回收。顶煤预先垮落松碎，还将增加自然发火的危险性和放煤时的煤尘量。2023/9/2674综采放顶煤采场矿压控制〔4〕水平分段放顶煤采煤法对于厚度超过20m，甚至上百米的极厚煤层，可以把煤层厚度按10m～20m分成假设干个分段，使用放顶煤采煤法依次自上而下分段回采。这种方法叫做极厚煤层分段放顶煤采煤法。在急倾斜特厚煤层中，水平分段放顶煤采煤法类似于水平分层采煤法，其差异是按高度划分为分段，在分段底部采用水平分层采煤法的落煤方式〔机采或炮采〕，分段上部的煤炭由采场前方放出运走。2023/9/26756.2综放采场顶板结构及“支架—围岩〞关系放顶煤采场的需控岩层，主要指直接顶和顶煤，一般而言由于顶煤的存在，根本顶的运动效应将被顶煤“弱化〞，变为次要的控制对象。2023/9/2676〔1〕直接顶厚度在放顶煤采场，煤从垮落到放完是一个动态过程，此过程中直接顶的厚度是变化的，亦即根本顶的厚度与位态也是变化的。直接顶厚度：2023/9/2677〔2〕根本顶作用由于放顶煤开采的特殊性，根本顶活动的矿压显现是通过直接顶及顶煤介质传递到工作面煤壁及支架，多数采场根本顶运动在工作面的矿压显现并不十清楚显。2023/9/2678二、综采工作面矿压观测方法及数据分析液压支架的工作阻力由每根立柱柱腔液体压力来反映，因此，通常通过监测立柱内压来计算支架的阻力。1、综采工作面支护阻力的测定仪器选择柱腔液体压力的测量一般采用KJ-216综采支架压力计算机监测系统，它是一种适用于煤矿高产高效工作面综采支架压力参数进行远距离监测的分布式在线监测系统。2023/9/26792023/9/26801.2测区的布置沿回采工作面设置上、中、下3个测站，中部测站要设置2-5条测线，观测工程要全，该位置的矿压显现具有代表性，该位置不受两端护巷煤柱的影响。2023/9/2681综采支架压力计算机监测系统记录的P-t曲线包含了很丰富的内容。但直接看记录曲线很不直观，必须加以整理和计算才能成为研究分析支架阻力变化规律的有用资料。一般需根据记录曲线及时整理以下内容:由综采支架压力计算机监测系统可监测到液压支柱的支护阻力，变化过程，可以得到支柱初撑力、最大阻力、循环经历时间以及支架运转特性〔P-t〕曲线。1.3日常数据整理与分析2023/9/2682—实测初撑时各立柱油缸内的压力，MPa；—每架支架的立柱数。—立柱内径，cm；①按监测循环计算支架的初撑力〔P0〕、末阻力〔Pm〕、时间加权平均阻力〔Pt〕和相应的支护强度。初撑力〔P0〕:指移架后的支架初始阻力。它的大小取决于泵站的工作压力，并受管路损失和操作等因素的影响。支架立柱总初撑力可由下式计算：2023/9/2683循环末阻力（）:系指循环末支架移架前的工作阻力。在正常情况下，循环末阻力为循环内的最大工作阻力。它是反映综采工作面矿压显现强弱，评价支架额定工作阻力是否富裕的重要指标。支架立柱循环末总阻力由下式计算:—实测循环末油缸内工作压力。2023/9/2684由于支架阻力是随时间不断变化的，所以，仅以循环末阻力还缺乏以反映支架的全面受力情况。例如，两个不同循环支架立柱的末阻力可能相近或相等，但在循环内支架立柱的受力差异可能很大。两个循环支架的受力不能认为是等同的。2023/9/2685用时间加权平均工作阻力（）则可以反映出这一差别。时间加权平均阻力:指一个采煤循环内以时间为加权计算的平均工作阻力，可根据阻力与时间的关系曲线求算。其值为曲线下所包围的面积除以受力的时间。如图所示，为简化计算，将曲线所包围的面积分割成数个曲边梯形，这样，可按下式近似地求得2023/9/2686一般应尽量在曲线的拐点处取分点。分割点越多，计算值越精确。但一般为简化计算，取5个左右分点即可。曲线变化不大时，分点也可再少些。—时间，min；—支架阻力()，kN

2023/9/2687支护强度()：是指支架对顶板的支护阻力与支护面积()的比值，单位为。对于支撑式支架，立柱与顶板垂直，值可用求出。对于掩护式支架，则需要再乘以支护效率。

统计支架的工作特性曲线，即统计阻力与时间关系曲线的类型，统计不同时期(如周期来压或非周期来压时)的各循环阻力-时间关系曲线中各类型的百分比，可以分析顶板压力的大小和支架对顶板的适应性。例如，一次急增阻式曲线百分比极小，说明支架的支撑力对这种顶板来说是有富裕的。2023/9/2688〔a〕初撑力〔b〕一次增阻式〔c〕二次增阻式〔d〕三次增阻式图2液压支架阻力-时间关系曲线类型示意图根据以上分析，将几条测线各值汇于监测总图上，在此图上，支架阻力的变化是判定综采工作面老顶来压步距和强度的重要依据。2023/9/2689例如：根据邢台煤矿7205顶分层综采工作面支护阻力实测数据，分析顶板活动规律，评价顶板稳定性和支架支护阻力等参数。

7205综采工作面位于邢台煤矿东翼二采区，采用倾斜分层金属网假顶倾斜长壁下行垮落采煤法开采七煤层。该煤层工作面直接顶为白色粗粒砂岩和粉砂岩，老顶为粗粒白色石英砂岩，底板为粉砂岩，煤层倾角平均60。所测采煤工作面为顶分层，采高，采面长约139m，采煤机斜切进刀，往复双向割煤，日进，选用原西德贝考瑞特公司制造的两柱掩护式支架，支护强度为408KN/m2~492KN/m2，工作阻力为3260KN/架，初撑力为2480KN/架，支护高度。工作面运输巷和回风巷采用单体液压支柱加强支护。2023/9/2690该采煤工作面中部设置了两条观测线〔48架和50架〕，观测了60个循环的支护阻力。〔1〕以观测循环次数〔N〕、观测日期〔日/月〕和至开切眼距离〔L〕为横坐标，以各循环的初撑力p0、循环末阻力Pm、时间加权平均阻力pt为纵坐标，绘出支护阻力沿工作面推进方向的分布曲线。1、顶板活动规律1〕判定老顶来压步距2023/9/26912023/9/26922023/9/2693（2）以实测阻力平均值加其一倍均方差为老顶来压的判据p′。在图中将大于判据的循环标出，以大于pm的数据或峰值为主，参考大于和的数据或峰值，确定老顶来压性质、位置和顺序，图中观测期间经历了直接顶初次垮落、老顶初次来压和两次周期来压，有关来压步距及参数见表所示。2023/9/26942023/9/2695根据原煤炭部标准，利用直接顶强度指标D和初次垮落步距l进行直接顶分类，按直接顶与采高的比值N和老顶来压步距L0进行老顶分级。7205工作面未作岩石单向抗压强度试验，故D值参考7404采煤工作面实测值，，l=13m~17m，因此属于中等稳定II类直接顶，，L0=24m，老顶属于来压明显的II级顶板。2〕确定老顶来压强度2023/9/2696按测试整理的数据和支护阻力分布图，对采煤工作面所用的两柱掩护式支架支护阻力及其强度进行评价。3.对掩护式支架支护阻力及支护强度的评述2023/9/26972023/9/26982023/9/26992023/9/261002023/9/261012023/9/26102〔2〕时间加权平均值为1912KN/架，其中大于2000KN/架的占34.9%，相当于额定工作阻力〔3260KN/架〕的58.7%。其最大值为架，相当于额定工作阻力的75.2%，由此可见，此类支架在该采煤工作面应用是有较大富裕的。〔1〕实测最大工作阻力平均值为2155KN/架，其中大于2400KN/架的占29.6%，最大工作阻力实测值〔平均值〕与额定工作阻力〔3260KN/架〕比值为66.1%，额定工作阻力比顶板来压时最大工作阻力3118KN/架仍剩余4.4%，这说明两柱掩护式支架在此工作面应用时完全可以支撑顶板的。〔3〕支护强度实测值为：q0=326KN/m2;qm=423KN/m2;qt=389KN/架，这几项指标与设计值有一定的差距，总体来看，支护强度偏低，但q0/qm比额定值高，这对顶板控制是有好处的。2023/9/261032、工作面顶板下沉与支架活柱下缩量监测分析采煤工作面“三量〞观测的测线、测区的布置应统一安排，一般根据观测目的而定。三量：顶底板移近量、支柱活柱下缩量、支架载荷。采场“三量〞监测的测站布置如下图。具体采场可根据情况适当简化。一般可沿采场内设上、中、下3个测站。中部测站要设置2～5条测线，观测工程要全，这是因为中部不受两端护巷煤柱的影响，其矿压显现具有代表性，是重点观测区。上、下测站可设1～2条测线，上、下测站距顺槽煤柱的距离应大于15m。2.1测区及测线的布置2023/9/26104图2.1工作面“三量〞监测测站布置2023/9/26105观测顶底板移近量和移近速度的仪器有：测杆、顶板动态仪等，测量顶底板移近量和移近速度时，必须在顶、底板中安设牢固的基点。基点的安设方法：先用电钻在顶底板打眼，眼深200mm~300mm，顶底板上每一对基点的连线应与顶底板垂直，在孔眼内楔入事先准备好的木桩，长度150mm~200mm，外露端钉入一个铁钉，钉尾即作为观测点。测量基点的安设：在采煤机经过后悬露的顶板上及时的安设基点，要注意使基点的位置对准两个支架间的缝隙。2.2基点的设置与仪器的安装2023/9/261062023/9/26107顶板安设好后，首先读取初读数，以后要按时观测，一般每隔1~2h观测一次，综采工作面在移架前、后必须各观测一次，从测杆或顶板动态仪安设时起，观测到测点靠近采空区报废为止。假设采高较大时，可用铁锤将400mm~600mm长的六棱钢钎打入顶板作为基点。当顶板较坚硬稳定时，顶板基点也可用油漆或水玻璃等标明，但底板基点仍按上述方法安设。2.3观测方法与记录顶底板移近量的观测与记录2023/9/26108使用顶板动态仪或带测速指示器的测杆观测顶底板移近速度时，要用秒表或手表计时，无工序影响时，观测时间间隔为3min~10min。顶底板移近速度的观测和记录2023/9/26109活柱下缩量的观测一般与顶底板移近量的观测同时进行。单体支柱工作面，均采用标点法观测活柱下缩量，支柱支设完毕后，立即用扁铲、钢锯条或其他方法在活柱上刻出明显的“+〞号，用钢直尺或钢卷尺量取读数。活柱下缩量的观测2023/9/26110手工测量液压支架活柱下缩量时，可采用与单体支柱观测根本相同的标点法。为观测循环内的下缩量，应在每次移架前、后各观测1次。观测时，要注意平安阀的开启状态，以便区分开启前、后的活柱下缩量。开启前活柱下缩量主要是柱腔内的液体弹性压缩及一些微渗漏造成的下缩，数值较小，大都在10mm之内，其值主要取决于柱腔内乳化液的容量。2023/9/26111表2.2采煤工作面矿压“三量〞整理表工作面测点号测力计号零读数观测时间顶底板移近量活柱下缩支柱载荷测点位置备注（工序等）月日时分读数移近量（mm）读数下缩量（mm）读数读数差载荷（t）至煤壁（m）至采空区（m）2023/9/26112表2.3采煤工作面“三量〞按循环整理表

项目顶底板移近量（mm）活柱下缩量（mm）压入底板量（mm）支柱载荷（t/根）至煤壁距离（m）

上

中

下

平均值

最大值

最小值

2023/9/261132.4数据的整理和分析顶底板累计移近量Sl的整理顶底板累计移近量是指测点从最初设置测