06放顶煤支护设计.ppt

1、第六章 放顶煤支护设计,第六章 放顶煤支护设计,第一节 顶煤活动规律及冒放规律 第二节 顶板结构及支架围岩关系 第三节 支架选型 第四节 顶板事故防治,放顶煤采场矿压控制,放顶煤采煤工艺的实质：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，并随工作面推进在后方放出，这种采煤工艺称为放顶煤采煤工艺。 目前，主要产煤国家已普遍认为它是开采厚度520m的厚煤层最好的工艺方法之一。 生产实践表明，采煤工艺的关键：顶煤破碎和被顺利放出。,综采放顶煤采场矿压控制,放顶煤采场矿压控制,综

2、放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1.2-1.8m后，工作面暂停开采；按放煤工艺要求顺序打开支架后方的放煤窗口，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。,放顶煤采煤方法分类,1）按工作面布置方

3、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。,放顶煤采煤方法分类,（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。,（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

4、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。,放顶煤采煤方法分类,（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10m20m分成若干个分段，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，其差别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后方放出运走。,放顶

5、煤采煤方法分类,综采放顶煤采场矿压控制,2） 按支护方式的放顶煤技术分类,（1）综采放顶煤（综放）,采用综采放顶煤支架进行放顶煤开采的称之为综采放顶煤，简称“综放”。,（2）轻型综采放顶煤（轻放）,轻型综采放顶煤与综采放顶煤类似，是在综采放顶煤的基础上，将综采放顶煤支架改造，使支架重量大幅度降低，成为轻型结构，自动放煤。,（3）悬移支架放顶煤（简放）,悬移支架是一种无底座由顶梁与双作用（支、移）液压支柱等组成，是可提腿迈步前移的支架，支架靠两个相邻的顶梁交错向前移动来前移。由于支架一般没有放煤机构，一般靠人工方式放煤，简称为“简放”。,第一节 顶煤活动规律及冒放规律,一、顶煤的变形、移动规律

6、放顶煤工作面支架围岩关系首先表现为支架顶煤作用关系，因此对顶板的管理直接表现为对顶煤的管理。 显然，顶煤移动、变形破坏规律不仅对顶板管理有重大影响，对放煤规律(参数、方式等)及对顶板结构亦有不同程度的影响。,第一节 顶煤活动规律及冒放规律,一、顶煤的变形、移动规律 顶煤的活动大致随着工作面推进而分为4个区域：即弹性变形区；裂隙扩展区；顶煤破碎区及顶煤冒落区，见图6-9。 当煤体由煤壁前方三向应力状态逐渐转为双向应力状态时，首先表现为水平位移加大。 阳泉一矿实验，随着工作面的推进测定其位移量，其顶板煤、岩移动曲线如图6-10所示。,曲线2为离底板7.5m的上位顶煤基点,如顶煤位移量一政在煤壁前6

7、-10 m开始微增，煤壁前2-3m急增，工作面后方2-4m破碎、垮落；而顶板则更滞后，甚至有悬顶。,阳泉一矿放顶煤工作面的观测结果,两种曲线类型： 一是下位顶煤、岩层处于悬梁结构，其位移由工作面前方的微增、工作面附近的急增和破碎垮落时的剧增三部分组成； 二是上位顶煤、岩层处于“煤岩”结构内，由于受块体回转时产生的水平推力作用，使位移曲线中有反向位移产生 随着基点离底板高度增加，开始产生位移的起始点离煤壁愈近，产生突然增大的垮落点更深入采空区内。 顶煤的水平位移量在煤壁附近为100mm左右，至垮落前可达250 mm。顶板内基点的位移量在正常推进期间水平位移可达170 mm，然后作反向闭合移动约1

8、00 mm，再随着结构失稳使顶板位移量达300 mm而垮落。顶煤、岩层分界面促使相对滑移、离层，使各分层独立位移、垮落。,一、顶煤的变形、移动规律,放顶煤工作面的顶煤深基点位移结果表明 由于煤炭不断采出，顶煤的移动开始于工作面煤壁前方，但由于煤层强度、开采条件及煤层厚度的不同，顶煤初始移动点距煤壁的距离也不同，在控顶区上方的移动量差别也相当大，破坏程度各异。 由阳泉及辽源矿区对顶煤移动的观测，可总结故顶煤开采的围岩及煤的位移场如图6-11所示。,二、顶煤破碎及可放性,根据顶煤破碎情况可分为压裂、松动及放落区。 (一)顶煤压裂区 压裂区在煤壁前4m左右开始，至煤壁附近，顶煤水平移动值较大，其最大

9、值约为垂直移动值的2-3倍，顶煤经过变形区后使其承裁能力相应降低，引起裂隙分叉与汇合，产生剪切断裂而破碎。 王庄矿实测顶煤垂直位移量达384mm，而水平位移量为643mm，在顶板明显下沉影响下，主裂隙由70逐渐变为50左右，另一组裂隙也发育，且有新的裂隙及水平层理裂缝产生，将煤体分割成大块状。 在进入顶煤压裂区前，老顶区断裂，使工作面煤壁压力显现迅速增高，片帮严重，强度较低的直接顶在老顶与媒体的共同作用下也断裂成间距为12m，形成23个落差较小的下沉台阶，裂缝宽度为520mm。,二、顶煤破碎及可放性,(二)顶煤松动区 该区位于煤壁附近支架顶梁的上方，由于底煤被采出，加之支架的反复支撑及放煤的影

10、响，顶煤沿裂缝松散，但煤块呈规则排列，顶煤在顶粱靠采空一侧约按70垮落角散落，在顶煤十分破碎时，此垮落角可向煤壁方向倾斜。顶煤的水平变形对其松散起很大作用。这种水平变形量随支架阻力的减小而增大。 当支架突然卸载后，不仅影响下位顶煤的水平变形，还影响到上位顶煤。支架反复卸载次数愈多，对顶煤的破坏作用愈大。 此区处于卸压区，顶煤在煤体重力作用下向液压支架放煤口方向倾斜和流动。 顶煤在上述三个阶段中的移动轨迹如图6-13所示。,此图是根据梅河三井实测值画出的，在图中同一竖直面内，位于16.5m高处的观测点水平位移值小于12.6m处的位移值，这种滞后移动将有利于减少煤矸混合。,在图中同一竖直面内， 位

11、于16.5m高处的测点水平位移值小于12.6m处的位移值，这种滞后移动将有利于减少煤矸混合。,梅河三井,二、顶煤破碎及可放性,(三)顶煤放落区 放煤口开启后，顶煤即由此区内放出。 放煤工作能否顺利进行，最根本的取决于顶煤的破碎质量。 被原生及采动裂隙分割破碎的顶煤产生体积膨胀、垂直变形加上顶板下沉量就形成支架顶梁尾端的下沉。,二、顶煤破碎及可放性,(三)顶煤放落区 阳泉15煤层放顶煤观测表明：梁长为3.05- 3.29m情况下，尾端下沉量为200 mm，周期来压时达300 mm，顶煤从端面到达后端一般要经过6.6次反复支撑，顶煤已基本破碎，破碎的顶煤同时产生水平变形，即相对支架顶梁有后移趋势，

12、使顶煤充满掩护梁上方空间。 顶煤能够破碎且能放出是放顶煤开采成功的必要条件，顶煤破坏取决于两个主要因素；支承压力大小(破坏的外因，主要取决于采深大小及采动条件)及煤体自身强度Rc(破坏的内因，与节理裂隙、夹石层特性等有关)。,一、 需控岩层范围,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，基本顶的运动效应将被顶煤“弱化”，变为次要的控制对象。 1）直接顶厚度 2）老顶结构及断裂状态,第二节 顶板结构及“支架围岩”关系,表6.1 我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测结果,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，亦即基本顶

13、的厚度与位态也是变化的。 直接顶的厚度变化，老顶初次来压前直接顶厚度较小，正常推进阶段直接顶厚度增大到一个基本稳定值，约为2倍左右采出煤厚； 稳定的直接顶厚度可分为运动特性有差异的上位直接顶及下位直接顶两部分。 其中下位直接顶(约11.2倍采高)由于断裂后回转空间大，冒落形态为不规则垮落带，而其上位直接顶岩层断裂后回转空间较小，冒落形态为规则垮落带。 现场观测和实验模拟结果还表明，只有当采空区被煤和矸石充满后，覆岩的不规则垮落才停止。,1）直接顶厚度,1）直接顶厚度,根据有关研究结果， SA =（0.150.25）h， 在放顶煤采场，h=H +T（为顶煤放出率）； 在一般顶板的采场， SA =

14、0.2H。 回收率与C的关系是 =1-C/(Tkm)（km为顶煤垮落后的碎胀系数）。,直接顶厚度计算例子,郑州矿务局顶煤碎胀系数为1.2，SA=0.2H，则直接顶厚度为： 由上式可知，kA在一定的顶板条件下是常数，直接顶厚度由采高、顶煤厚度和放出率控制。 例如，芦沟矿某工作面采高2.0m，kA=1.3，直接顶厚度为： 显然，在顶煤厚度一定时，直接顶厚度与顶煤放出率成正比。,由于放顶煤开采的特殊性，基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，多数采场基本顶运动在工作面的矿压显现并不十分明显。 大量的现场观测表明，老顶的周期来压步距平均10-15m，老顶运动在工作面前方形成的

15、顶煤及直接顶的变形是显著的。 一般煤体超前变形压缩在煤壁前方10 m左右，峰值位值在煤壁前方5-10 m，老顶在前方2-5m处有明显位移。 煤壁前方巷道或顶板的位移或移近速度的变化说明老顶在工作面前方断裂运动是客观存在的。,2）基本顶作用,老顶的上述两种特性决定了老顶在工作面上方形成“传递岩梁”的力学待性。老顶在工作面前方断裂的条件是煤壁前方形成了压力降低的塑性区，这一断裂条件下的老顶结构可用图6-15表示。 对于直接顶厚度较小，埋深较小，煤层又较硬的条件，由于顶板运动形成的超前支承压力峰值与煤体的强度相平衡，峰值位值基本上位于煤壁附近，煤体前方的塑性破坏区或强度明显降低区近似为零，这时的老顶

16、断裂线位于煤壁上方附近。 在直接顶厚度为2倍左右采厚条件下，当采深较大时，老顶在煤壁前方断裂，在推进方向仍然能保持传递水平力的联系。 在放顶煤采场，由于顶煤在支架上方必须破碎才能放出，破碎后它便不能有效地传递老顶的作用力。因此，采场支架对老顶只能采取给定变形的方针，支架只要能保证“顶煤一直接顶一老顶”紧贴，就可防止老顶的冲击和顶煤、直接顶的滑动。,2）基本顶作用,（1）“煤煤”结构,顶煤较厚、煤层结构复杂的情况下，很可能出现支架上方未冒顶煤与采空区已冒顶煤之间的拱式平衡结构，且这个结构人为不易破坏 。,图6.5 “煤煤”结构示意图,二 放顶煤采场的顶板结构,1）“煤煤”结构；2）“岩-矸”结构

17、；3）岩梁结构,出现这种采场结构的条件：, 顶煤中存在较厚、较硬的夹矸，大块夹矸形成“煤煤”结构的基底岩层； 上部顶煤坚硬，呈大块状垮落，或煤中含有粘土成分，呈团块状垮落。,（2）“岩矸”结构,假定在上一放煤循环中垮落的顶煤已全部放出，且空穴被矸石全部充满，此时采空区内煤岩的状态如图所示，下位岩层呈不规则垮落，上位岩层呈大块状较规则地垮落。,未垮落岩层与已垮落矸石挤压而形成的半拱结构。,（3）岩梁结构,煤层上存在大厚度坚硬岩层且直接顶厚度较小、顶煤较薄 。,该结构存在的判别依据 ：,M：坚硬岩层厚度（一次同时运动的厚度，有时不是岩层的总厚度）；,即，SA,（1）“煤煤”结构下的支架围岩关系,支

18、架应能同时承担下位和上位顶煤的作用力，并同时考虑基本顶的作用，此种结构下支架围岩关系式：,三、 放顶煤采场的“支架围岩”关系,（2）“岩矸”结构下的支架围岩关系,（3）岩梁结构下的支架围岩关系,mz：直接顶的厚度，m。,基本顶的运动对工作面矿压显现的差异较大，其动载系数一般在1.051.8之间，由于岩梁结构运动时压力显现明显，因此选择基本顶来压时的动载系数时应比其它两种结构下的大，以避免基本顶来压时对支架产生大的冲击。,第三节 支架选型,在进行放顶煤工作面的支架选型时，首先要研究放顶煤工作面上覆岩层结构及支架围岩关系，计算出支架的合理支护强度。 在支架设计工作阻力满足工作面支护强度的前提下，还

19、应根据工作面具体地质条件选择合理支架类型，以期达到即经济又安全的目的。,综采放顶煤支架,（a）单输送机高位放顶煤支架,（b）双输送机中位放顶煤支架,（c）双输送机低位放顶煤支架,适用于急斜特厚煤层和缓斜中硬煤层。,（d）“三软”煤层的放顶煤支架,目前解决“三软”煤层放顶煤的支架架型主要应提高支架对围岩的封闭能力，并适当增加顶梁长度，以免梁上顶煤放空，一般采用四柱长梁支撑掩护式放顶煤支架。,图5.21 ZFS 3600-16/28三软煤层放顶煤支架,（e）急斜特厚水平分段放顶煤支架,综采放顶煤工作面支架选型,研究放顶煤工作面上覆岩层结构及支架围岩关系，计算工作面的合理支护强度。在支架设计工作阻力

20、满足工作面支护强度的前提下，还应根据工作面具体地质条件选择合理支架类型，达到既经济又安全的目的。,根据煤体强度选择架型,对于较软煤层，应选用短顶梁支架，减少对顶煤的反复支撑次数，增加支架前方支护能力，以维护机道上方顶煤不垮落，宜选用掩护式放顶煤支架。,放顶煤开采比较适应的煤体强度为1f3，顶煤基本不需要采取人为松动或软化措施，在矿山压力作用下即能自行垮落，且块度适宜，即使有个别大块煤产生，依靠支架本身的二次破碎功能，也能实现顶煤的顺利放出。,对于强度较大不易垮落的煤层，应选用长顶梁支架，增加支架对顶煤的反复支撑次数，宜选用支撑掩护式支架。支架顶梁长度大于3m，顶煤从暴露到受支架56次反复支撑后

21、，基本都能在支架顶梁与掩护梁铰接点前后顺利垮落。,根据煤层倾角选择支架架型,急倾斜煤层内尽量选用掩护梁插板式放顶煤支架，这种类型支架的主要特点是，后部输送机置于底板或底板托架上，放煤口低，产尘量少，丢煤少，掩护梁既可伸缩又可以摆动，放煤口大，放煤速度快；支架二次破碎顶煤能力大。,倾斜煤层内，选用底座与掩护梁连接式（单铰接或四连杆式）支架。这类支架的主要优点是整体稳定性好，强度大。,第四节 放顶煤工作面顶板事故案例,一、 三软煤层条件顶板事故 放顶煤顶板控制出现的问题主要是片帮、冒顶、支架工作状态不好等。 1）主要原因 放煤口放煤过度，顶煤及架前放空冒顶； 推进速度慢引发片帮冒顶，如采煤机在某一

22、位置停留时间过长，底板起伏有包鼓处理费时等，机头架冒顶埋机头，端头架低头； 支架性能不好或操作失误引发片帮冒顶：如降架时冒顶，伸缩梁伸不出或顶不紧煤壁，相邻架有空隙漏顶，支架放煤空间狭小放煤困难，时间长，支架钻底等； 地质构造：断层处基底鼓包处顶煤特别破碎。,第四节 放顶煤工作面顶板事故案例,一、 三软煤层条件顶板事故 2）事故处理（控制）措施 改变采煤工艺过程，采用全面超前移架，防止片帮和冒顶； 在工作面生产管理上采取： （a）必须严格按照作业规程进行采放工艺； （b）周期来压时加快推进速度，采煤机不长时间停留在同一位置； （c）提高拉架速度；减少落煤量； （d）架前部伸缩梁改造成全封闭。对

23、放顶煤支架改造，使其具有全封闭，及时控顶的性能。,1）初次放顶后大面积空顶来压产生严重动压冲击事故,二、 中硬以上煤层条件顶板事故,山西某矿某综放面,选用FD-165/2.6型放顶煤液压支架。顶煤厚3.65m，采高2.4m，直接顶、基本顶为石灰岩，厚12m以上。 初采4m后开始放煤，至基本顶初次垮落时，顶板最大悬顶面积达1500m2，垮落时支架产生了强大冲击。致使立柱安全阀和前梁安全阀全部开启，部分管路崩裂，60#架推移千斤顶盖被掀起，回风顺槽风速达37m/s，由于支架设计强度较合理，支架并未遭到严重破坏，计算该冲击动压最少达0.806MPa，冲击系数2.2以上。,2）工作面正常推进阶段顶板“异常”矿压事故,当工作面推进到1426m，工作面轨道巷压力较大，顶板下沉、底鼓严重，最大底鼓达0.8m，工作面液压支架平均阻力为3375kN，并发现12080号支架压力比较大。部分支架阻力剧增，支架下缩非常明显，支架基本被压死，立柱卡环崩坏较多。工作面不时听到顶板的断裂声，支架平均阻力达到5240kN，中部最大值为7211kN，安全阀普遍开启，部分安全阀成雾状喷射，顶板处于剧烈活动阶段。异常来压期间有67个液压支架被压死，压坏立柱102根，支架前连杆压坏33个，致使工作面停产20余天。,工作面来压后，顶板出