回采工作面支护设计方案.ppt

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1、1 回采工作面支护设计,1.1 回采工作面支架与围岩关系1.2 回采工作面顶板控制1.3 回采工作面支护要求及原理1.4 回采工作面支护强度确定,2023/11/1,山东科技大学,1,1.1回采工作面支架与围岩关系,支架对顶板的工作状态1）支架对直接顶的工作状态“给定载荷”方案 在顶板岩层沉降过程中，支架对直接顶的工作状态按“给定载荷”考虑是接近实际的。无论顶板沉降到什么位置，直接顶给支架的作用力可以近似地看成是恒定的。,2023/11/1,山东科技大学,2,2)支架对基本顶的工作状态“给定变形”“限定变形”a.“给定变形”方案 在岩梁由端部断裂到沉降至最终位态的整个运动过程中，支架只能在一定

2、范围内降低岩梁运动速度，但不能对岩梁的运动起到阻止作用。在“给定变形”工作状态下，岩梁运动全过程中支架作用力与顶板压力之间的关系为:QiRi或 QiPiLK式中，Qi 沿倾斜每米顶板给支架的作用力，N/m；Ri 沿倾斜每米支架阻抗力，N/m；Pi 回采工作面支架平均承载力，N/m2。,2023/11/1,山东科技大学,3,岩梁运动至最终状态时的顶板下沉量（如下图）：为防止支架在岩梁运动过程中被压死，最大允许缩量须满足：,2023/11/1,山东科技大学,4,b.“限定变形”方案 采场支架对岩梁运动采取“限定变形”，是指采场支架对岩梁运动进行必要的限制。在支架阻力的作用下，岩梁不能沉降至最低位态

3、。岩梁进入稳定时的位态（岩梁运动稳定时采场顶板下沉量）由采场支架的阻抗力所限定。支架在“限定变形”状态下工作时，支架阻力与取得平衡的岩梁位态之间存在着一定的力学关系，可以建立两者的力学方程。在支架刚度一定的条件下，要求控制的位态越高，所需支架的阻抗力越大。,2023/11/1,山东科技大学,5,支架围岩的一般关系 支护强度是指单位面积上支架给予顶板的支撑力。合理的支护强度应该能杜绝下列顶板事故：剪切冒落、滑动冒落、冲击冒落；应该尽可能抑制下列顶板压力显现：台阶下沉、破碎、离层、大悬顶、冲击载荷。式中，A直接顶作用力；hA 控顶末排最大顶板下沉量；hi 要控制的顶板下沉量；K 位态常数，由岩梁参

4、数和控顶距决定。,2023/11/1,山东科技大学,6,支架围岩的双曲线关系如下图所示：,2023/11/1,山东科技大学,7,1.2回采工作面顶板控制 根据回采工作面冒顶有压、漏、推三个基本类型，回采工作面支架必须具备“支”、“护”、“稳”的基本性能，即“支得起”、“护得好”、“稳得住”。,2023/11/1,山东科技大学,8,支得起1)支：用工作面空间基本支柱工作阻力平衡工作空间上方垮落带岩重。依此可确定基本的支护强度，计算支护密度及柱排拒。2）切：切断下位岩层，防止顶板压力前移。依此确定末排支柱工作阻力，计算末排支柱的线密度。3）让：适应裂隙带下沉。4）挑：松动破碎厚层难冒顶板。,202

5、3/11/1,山东科技大学,9,护得好1）护住工作空间的顶板不冒落；2）保证回柱人员有工作空间；3）控顶端面顶板。稳得住1）支架结构稳定；2）提高支柱初撑力。,2023/11/1,山东科技大学,10,1.3 回采工作面支护要求及原理,回采工作面支护要求煤炭安全规程对回采工作面支护作出了以下要求：1.第53条规定：采煤工作面必须经常存有一定数量的备用支护材料。使用磨擦式金属支柱或单体液压支柱的工作面，必须备有坑木，其数量、规格、存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。,2023/11/1,山东科技大学,11,采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁、失效的磨擦式金属支柱和失效的单体液压支柱。

6、在同一采煤工作面中，不得使用不同类型和不同性能的支柱。在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须制定安全措施。2.第54条规定:采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施。严禁在浮煤或浮矸上架设支架。,2023/11/1,山东科技大学,12,使用磨擦式金属支柱时，必须使用液压升柱器架设，初撑力不得小于50KN；单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90KN，柱径为80mm的不得小于60KN。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的，在制定措施、满足安全的条件下，必须经企业技术负责人审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰倒或损坏、

7、失效的支柱，必须立即恢复或更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须架好临时支架。,2023/11/1,山东科技大学,13,回采工作面支护原理1.对直接顶“支”与“护”两重性 支架要有足够的支撑能力，在采场支护住直接顶，使其不垮落；同时，由于直接顶比较破碎，支架还必须能够护住顶板，使破碎岩块不能进入工作面。2.对基本顶控制状态的选择 根据回采工作面的需要来选择支架的工作状态：“给定变形”或“限定变形”。,2023/11/1,山东科技大学,14,1.4回采工作面支护强度确定 支护强度的计算是一个超静定问题，根据半定量的支围关系、量化控制准则和成功经验相结合的方法确定支护强度。下面按工作

8、面不同推进阶段，计算合理支护强度。,2023/11/1,山东科技大学,15,2023/11/1,山东科技大学,16,基本顶初次来压期间（1）支的准则防止直接顶向采空区推垮；让基本顶缓慢沉降到要求的位态（防止冲击）；保证支架不被压死；对可能发生剪切的采场，应采取特殊的处理方法，并进行采场来压预报。,2023/11/1,山东科技大学,17,（2）力学保证条件增加支柱初撑力和工作阻力，使直接顶和基本顶紧贴（加大泵压，穿鞋或用大吨位升柱器等措施）；支架能在不被压死的情况下，承担起基本顶的部分作用力和全部直接顶的作用力。,2023/11/1,山东科技大学,18,2023/11/1,山东科技大学,19,2

9、023/11/1,山东科技大学,20,当悬顶距较大时，自身有一定支承能力，其作用力无须支架全部承担，悬顶断裂后，在沉降过程中，根据静力平衡，支架必须承受悬顶的全部重力（不考虑力矩的作用）。长悬顶触矸后，直接顶给支架的作用力：,2023/11/1,山东科技大学,21,正常推进阶段（1）支的准则类拱结构采场，防止类拱在煤壁处切落（沿下图中AB、CD线）；梁式结构采场防止基本顶来压时出现大的台阶下沉和冲击；多岩层结构采场防止上位岩梁对下位岩梁的冲击；防止支架压死。,2023/11/1,山东科技大学,22,类拱在煤壁处的切落位置,2023/11/1,山东科技大学,23,2023/11/1,山东科技大学

10、,24,（3）支护强度类拱结构“给定变形”“限定变形”多岩梁结构,2023/11/1,山东科技大学,25,合理支护强度的确定 根据前面计算的支护强度，取其中的最大值作为合理支护强度，这样既可以防止直接顶滑动，又可以防止出现动压冲击和台阶下沉。,2023/11/1,山东科技大学,26,案例酸刺沟煤矿6上105-2综放工作面顶板控制技术项目研究总结报告,2023/11/1,山东科技大学,27,项目提出,酸刺沟煤矿首次在6上105-2工作面采用综采放顶煤采煤法。在工作面开采过程中，由于自然条件和对综采放顶煤采煤法的认识不足等原因，顶板管理问题成为了阻碍工作面顺利开采的主要因素。项目针对酸刺沟煤矿6上

11、105-2综放工作面顶板控制技术进行了深入探讨。,28,2023/11/1,山东科技大学,主要内容,1 矿压和采放工艺参数现场实测简介 2 工作面顶板赋存特征 3 工作面支架工作阻力统计 4 采场顶板运动特征和参数确定及矿压显现 5 综放工作面宏观矿压显现,29,2023/11/1,山东科技大学,6 采放工艺参数和效果的实测及分析 7 综放工作面顶板控制技术 8 综放工作面上覆岩层破坏“三带”高度观测和地表岩移9 主要结论10 安全控顶的建议,2023/11/1,山东科技大学,30,1 工作面概况及矿压和采放工艺参数现场实测,1.1 6上105-2工作面基本情况 工作面位于6上105-2辅运顺

12、槽和6上105胶运顺槽之间工作面走向长度1356m，倾向长度245m，平均埋深约200m顶板多为粗粒砂岩、细粒砂岩，局部为泥岩；底板多为泥岩、砂质粘土岩，局部为粗粒砂岩。,31,2023/11/1,山东科技大学,32,图1.1 6上105-2工作面和巷道布置,平面图,剖面图,2023/11/1,山东科技大学,1.2监测内容1）综放工作面覆岩结构和力学性能探测；2）综放工作面顶煤顶板运动规律和矿压显现的监测；3）综放工作面上覆岩层“三带”观测。1.3监测方法打孔取芯在工作面辅运顺槽中施工中深孔并取芯，按从煤层顶板下部向上的顺序依次取岩芯样并编号。,2023/11/1,山东科技大学,33,34,图

13、1.2 6上105-2工作面辅运顺槽顶板取岩芯钻孔位置,2023/11/1,山东科技大学,表1.1 6上105-2工作面顺槽顶板取芯钻孔参数,2023/11/1,山东科技大学,35,顶煤结构和煤厚探测 重点对工作面煤厚、顶煤（板）结构、采高、推进速度和放煤量等重要工艺参数进行针对性研究。图1.3 顶煤（板）结构探测图,2023/11/1,山东科技大学,36,由于顶煤断裂和冒落线位于支架切顶线前方，导致支架后柱能力的发挥严重不足。支架的实际控顶面积减小。由此提出了支架的有效控顶距和有效控顶面积均比设计控顶距和控顶面积减小的概念。1）支架设计控顶距：（Lk=6982-6117mm），支架设计支护面

14、积（S=10.705m2-12.218m2）2）支架有效控顶距：控顶距（Lk=5249-4469mm），支架有效控顶面积（S=7.82m2-9.18m2）。,2023/11/1,山东科技大学,37,上覆岩层“三带”高度观测 在6上105回风顺槽和6上105-2工作面辅运顺槽之间的联巷中，共布置3个仰孔，均垂直于顺槽轴线方向，各观测孔的参数见表1.2。表1.2 6上105工作面导水裂隙带钻孔参数,2023/11/1,山东科技大学,38,39,图1.4 工作面顶板裂隙发育探测,2023/11/1,山东科技大学,采用山东科技大学专利产品双端封堵测漏装置进行井下钻孔双端堵水观测，上井后在煤层顶板剖面上

15、，根据孔深和由高程静压确定的垂高画出钻孔轴线。钻孔双端封堵测漏原理如图1.5所示。图1.5 钻孔双端封堵侧漏原理图,2023/11/1,山东科技大学,40,2 工作面顶板赋存特征,2.1采场顶板岩层结构探测 1)利用6上105-2工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、原地质报告中Y11钻孔和Y18钻孔成果、本工作面主回撤通道钻孔等4个不同部位的钻孔资料，研究分析工作面不同部位顶板岩层结构。沿工作面4个部位钻孔分布如图2.1所示。2)本次研究在辅运顺槽布置ZZ1、ZZ2和ZZ3、ZZ4共4个取芯钻孔，进行了岩性描述。,41,2023/11/1,山东科技大学,42,图2.1 工作面范围4个部位顶板岩层结构探

16、测钻孔分布,2023/11/1,山东科技大学,43,2.2顶板岩层结构分析 1）工作面范围内顶板岩层结构变化主要是指沿工作面倾向和走向顶板岩性、分层厚度和强度及其组合特性差异。2）以上4个区域钻孔的柱状对比可以看出，工作面不同区域顶板岩层结构变化大，6上105-2工作面区域的沉积环境不稳定，Y11、Y18以及辅运顺槽4个钻孔柱状图如下图所示。,2023/11/1,山东科技大学,44,图2.2 6上105-2工作面辅运顺槽ZZ1钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,45,图2.3 6上105-2工作面辅运顺槽ZZ2钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,46,图2.4 6上105-2工

17、作面辅运顺槽ZZ3取芯钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,47,图2.5 6上105-2工作面辅运顺槽ZZ4取芯钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,48,图2.6 6上105-2工作面Y18探煤钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,49,图2.7 6上105-2工作面Y11探煤钻孔柱状,2023/11/1,山东科技大学,50,3）6上105-2工作面辅运顺槽钻孔取芯成果、原地质报告中Y11钻孔和Y18钻孔成果和本工作面主回撤通道钻孔4个不同部位的钻孔资料表明，6上105-2工作面区域顶板结构较复杂，煤层上方40m范围内顶板岩性总体为含砾粗砂岩和粗砂岩，分层总数812层。岩

18、层分层明显，厚度相差较大。,2023/11/1,山东科技大学,51,2.3顶板岩层强度1）2011年6月17日和7月11日完成了辅运顺槽4个取芯孔ZZ3、ZZ4和ZZ1、ZZ2的取芯工作，进行完毕钻孔的岩性描述工作后，及时将岩芯发往山东科技大学进行岩石力学试验。2）2011年6月8日7月11日完成4个取芯的岩石力学试验工作。各钻孔岩芯抗拉和抗压强度如下表所示。,2023/11/1,山东科技大学,52,表2.1 ZZ3和ZZ4钻孔顶板岩石抗拉强度,2023/11/1,山东科技大学,53,表2.2 ZZ1和ZZ2钻孔顶板岩石抗拉强度,2023/11/1,山东科技大学,54,表2.3 ZZ3和ZZ4

19、钻孔顶板岩石单轴压缩强度,2023/11/1,山东科技大学,55,表2.4 ZZ1和ZZ2钻孔顶板岩石单轴压缩强度,2023/11/1,山东科技大学,56,3）进行了8个岩性，47块顶板岩层的单轴抗拉强度试验。其中最大分层含砾粗砂岩抗拉强度1.077.20MPa，平均3.097MPa；次最大分层粗砂岩抗拉强度0.842.46MPa，平均1.44MPa。4）进行了8个岩性，45块顶板岩层的单轴抗压强度试验。其中主体岩层含砾粗砂岩抗压强度9.6737.04MPa，平均17.89MPa；粗砂岩抗压强度6.7430.88MPa，平均16.87MPa。,2023/11/1,山东科技大学,57,2.4顶板

20、岩层的水理性质 1）岩石的含水率（w）是指岩石孔隙中含水的质量与岩石烘干后的质量之比。根据试件含水率状态的不同，可分成岩石在天然状态下的含水率和饱和状态下的含水率。酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态下含水率的测试结果见表2.5。2）根据生产需要，对酸刺沟煤矿顶板岩石进行了不同含水状态下单轴压缩试验，不同含水状态下顶板岩石单轴压缩试验结果见表2.6。,2023/11/1,山东科技大学,58,表2.5 不同含水状态下顶板岩石含水率测试结果,2023/11/1,山东科技大学,59,表2.6 酸刺沟煤矿顶板岩石不同含水状态下单轴压缩试验结果,2023/11/1,山东科技大学,60,3）进行了2个岩性，12

21、块顶板岩层试块的含水率及含水强度测试。顶板岩层天然含水率5.56.6%，饱和含水率9.910.1%。天然状态下与饱水状态下，岩石强度相差不大，干燥状态下岩石的强度最大；岩石的弹性模量及泊松比随着含水率的增加有逐渐变小的趋势。,2023/11/1,山东科技大学,61,3 工作面支架工作阻力统计,3.1工作面基本支架简介 1）6上105-2综放工作面使用的支架分为3种类型，分别为基本支架，过渡支架和排头支架，中间支架（基本支架）额定工作阻力15000kN，额定初撑力31.4MPa（12778kN），中间支架主要结构和参数如图3.1所示。2）工作面共布置46条支架压力测线，统计其中有代表性的27条作

22、为研究测线。,2023/11/1,山东科技大学,62,3）分3阶段统计了工作面矿压参数，分别为阶段1（5月15日6月20日）、阶段2（6月16日7月15日）和阶段3（7月13日7月29日）。4）将工作面分为4个区域进行研究分析，4个区域分别是下部（130#），中下部（3170#），中上部（71100#）和上部（101140#）。5）将压力较为突出的6个重点支架进行单独分析。6个重点部位支架指工作面从下部到上部的50#、60#、80#、90#、110#、120#支架。,2023/11/1,山东科技大学,6)工作面采煤方法为综采放顶煤垮落法采煤方法，采放高度比1:1.951:2.28，采放步距比1

23、：1和1：2，割煤步距0.70.8m，设计工作面推进度285.45m/月，月产62.98万t。2011年8月18日，工作面累计生产原煤328.36万t，工作面推进831m。,2023/11/1,山东科技大学,63,64,图3.1 ZF15000/26/42四柱支撑掩护式放顶煤支架,2023/11/1,山东科技大学,65,3.2安全阀开启压力的调整 2011年5月12日前，工作面基本支架安全阀开启压力36.86MPa，由于工作面经常出现压坏支架和架前漏煤压死前部运输机情况，对顶板的控制效果不好。5月12日之后，经过研究决定将前柱安全阀开启压力升高至46.2MPa（受损修复的支架为42MPa，后又

24、统一调整到46.2MPa），后柱升高至42MPa。,2023/11/1,山东科技大学,66,3.3支架初撑力 支架初撑力是采场支护中的一个重要参数，其作用有两个：一是确保支架按设计的增阻规律来增阻，使支架处于合理的工作状态，发挥其最大的支护效能；二是抑制顶板的早期下沉，最大限度地保持直接顶（顶煤）的完整，防止冒顶及顶板下位岩层与上位岩层离层，有效避免动压冲击。,2023/11/1,山东科技大学,67,（1）前柱初撑力前柱初撑力9.321.1MPa，平均1517MPa，约占额定值（37MPa）的4146%。（2）后柱初撑力后柱初撑力2.915.5MPa，平均67MPa，约占额定值（37MPa）的

25、1619%。（3）整架初撑力整架初撑力26986956kN，平均42004800kN，占额定初撑力（15056kN）的2832%。,2023/11/1,山东科技大学,68,3.4支架循环末阻力 第1阶段6个重点部位支架前柱和后柱循环末阻力变化曲线如图3.2所示。本阶段其余支架和第2、第3阶段所有支架循环末阻力见附件。,2023/11/1,山东科技大学,69,（a）50#支架,（b）60#支架,2023/11/1,山东科技大学,70,（c）80#支架,（d）90#支架,2023/11/1,山东科技大学,71,（e）110#支架,（f）120#支架,图3.2 重点部位支架工作阻力变化曲线（5月15

26、日6月20日）,2023/11/1,山东科技大学,72,由上述3个阶段循环末阻力分析图可以分析出（1）前柱末阻力前柱末阻力22.926.7MPa，占额定值（46.2MPa）的5058%。6个重点部位支架前柱末阻力2529MPa，占额定值（46.2MPa）的5463%，其中1535MPa所占比例约60%，3550MPa所占比例约57%。,2023/11/1,山东科技大学,73,（2）后柱末阻力后柱末阻力911MPa，占额定值（42MPa）的2227%。6个重点部位支架后柱末阻力1113MPa，占额定值（42MPa）的2631%，其中05MPa所占比例约3747%。（3）整架末阻力整架末阻力651

27、77620kN，占额定值（17946kN）的3643%。6个重点部位支架末阻力71198639kN，占额定值（17946kN）的4048%，重点部位值比全工作面平均值大约20%。,2023/11/1,山东科技大学,74,3.5工作面面长方向顶板压力均值的差异 阶段1：工作面下部、中下部、中上部和上部支架整架末阻力平均值之比值为：1:1.17:1.21:1.13。压力大小排序：中上部值中下部值上部值下部值。阶段2：工作面下部、中下部、中上部和上部支架阻力平均值之比值为1:1.25:1.14:1.29。压力大小排序：上部值中下部值中上部值下部值。,2023/11/1,山东科技大学,75,阶段3：工

28、作面下部、中下部、中上部和上部支架阻力平均值之比值为1:1.37:1.45:1.39。压力大小排序：中上部值上部值中下部值下部值。总体而言，工作面从下往上4个区域顶板压力有差异。一般为中上部值中下部值上部值下部值，其比例不超过1：1.3。个别情况有变化。,2023/11/1,山东科技大学,76,3.6支架工作阻力发挥程度的评述总体而言，工作面支架初撑力发挥程度不理想，尤其是后柱初撑力发挥程度不足20%。工作面支架循环末阻力发挥稍好，但仍小于60%，其中后柱小于30%。初撑力和工作阻力小，使得工作面顶板下沉量增大，不能满足工作面顶板控制目标要求。,2023/11/1,山东科技大学,77,4 采场

29、顶板运动特征和参数确定及矿压显现,由6上105-2辅运顺槽ZZ1、ZZ2、ZZ3和ZZ4钻孔柱状可知，煤层以上40m顶板岩性以含砾粗砂岩和粗砂岩为主，抗压强度中等以下，最大42.8MPa，平均21.84MPa，分层较多，分层间层理清晰。因此我们可以推断，6上105-2工作面顶板组成为直接顶和老顶两部分，其中直接顶随采随冒或滞后冒落，老顶成周期性断裂运动。,2023/11/1,山东科技大学,78,4.1直接顶厚度 工作面30#144#支架面长区域直接顶厚度 1）按直接顶冒落后充填满采空区计算 随采随冒放顶煤采场直接顶厚度按此计算。参见图4.1。此时直接顶厚度公式为：计算得：,2023/11/1,

30、山东科技大学,79,2）按实测工作面顶板压力值计算（1）直接顶随采随冒没有悬顶 此时，顶板力 计算的工作面直接顶厚度为33.435.4m。（2）上位直接顶有悬顶 按照1/2直接顶厚度岩层作为上位直接顶，其悬顶系数计算如下：计算得：,2023/11/1,山东科技大学,80,此时顶板压力 按此种条件计算的工作面直接顶厚度为 10.4711.06m。（3）按照直接顶全厚度悬顶计算此时顶板压力 计算得到直接顶厚度为6.206.56m。,2023/11/1,山东科技大学,81,按照综放采场直接顶组成一般特点，结合本矿岩层特点，正常条件下建议工作面直接顶厚度计算以上述（2）方式为准。此时，直接顶厚度为10

31、.4711.06m。,2023/11/1,山东科技大学,82,工作面内1-30#支架面长区域直接顶厚度 此时，工作面按顶煤厚度03m计算。同样，按照直接顶厚度分成等厚的二部分，其中上位直接顶按悬顶系数同样取5.4计算。此时，顶板压力 计算得到：8.3110.66m,2023/11/1,山东科技大学,83,由此可知，由于支架上方顶煤厚度和直接顶悬顶情况不同，全工作面内不同部位直接顶厚度存在较大差别。,2023/11/1,山东科技大学,84,按照4个取芯钻孔可知1）ZZ1对应部位工作面直接顶厚度由1层厚度为11.46m含砾粗砂岩组成。2）ZZ2对应部位工作面直接顶厚度 由1层8.06m含砾粗砂岩组

32、成。,2023/11/1,山东科技大学,85,3）ZZ3对应部位工作面直接顶厚度共由3层岩层组成，分别为含砾粗砂岩（0.35m）、粗砂岩（1.13m）和含砾粗砂岩（6.9m）。4）ZZ4对应部位直接顶厚度 共由2层岩层组成，分别为含砾粗砂岩（7.64m）和中砂岩（0.78m）,2023/11/1,山东科技大学,86,上述4个钻孔部位反映的工作面直接顶厚度为8.0611.46m，其中主体岩层均为含砾粗砂岩。根据岩层按拉弯破坏形式计算的含砾粗砂岩单层岩层的初次垮落步距和周期性断裂步距计算结果如表4.1。,2023/11/1,山东科技大学,87,表4.1 直接顶垮落步距计算结果,2023/11/1,

33、山东科技大学,88,已知含砾粗砂岩4个厚度和4个抗拉强度组合条件，计算得到的岩层初次垮落步距L0z=85.0437.87m，周期性断裂步距Cz=28.3515.46m。4个钻孔位置顶板条件下，计算得到的岩层初次垮落步距均值51.4766.74m，周期性断裂步距均值21.0127.25m。计算的直接顶运动步距较大，主要是由于其抗拉强度比一般岩层大导致的。,2023/11/1,山东科技大学,89,4.2工作面老顶厚度 1）按老顶周期来压期间的顶板压力计算 计算得：6.48.94m。2）工作面不同部位老顶厚度的分析（1）ZZ1对应部位老顶厚度,2023/11/1,山东科技大学,90,（2）ZZ2对应

34、部位老顶厚度（3）ZZ3对应部位老顶厚度（4）ZZ4对应部位老顶厚度,2023/11/1,山东科技大学,91,计算得到的工作面老顶初次来压步距和周期性来压步距见表5.5。老顶初次来压步距为3855m，周期来压步距为1622m，该周期来压步距计算值和实测的工作面老顶来压步距约20m基本吻合。老顶厚度反算初次来压步距见表4.2。,2023/11/1,山东科技大学,92,表4.2 老顶厚度反算老顶来压步距,2023/11/1,山东科技大学,93,4.3顶板运动步距1）主要以支架工作阻力的周期性变动作为判别顶板运动步距的标准。根据前述对支架前柱和后柱工作阻力统计可知，前柱工作阻力的利用率达到50%以上

35、，后柱工作阻力平均12MPa，方差约12MPa，阻力利用率25.95%。相对而言，前柱更能真实反映支架的受力状况，因此，选择支架前柱工作阻力作为判定顶板来压步距的主要标准。,2023/11/1,山东科技大学,94,2）第1阶段周期来压循环末阻力变化曲线见前述图3.2，由图3.2可以得到第1阶段内工作面4个区域对应支架处顶板运动特征统计信息，见表4.1。第2、3阶段周期来压循环末阻力和顶板运动特征统计信息表见附件。,2023/11/1,山东科技大学,95,表4.3 4个区域来压步距和持续步距统计,2023/11/1,山东科技大学,96,3）由各阶段统计信息得出正常情况下，工作面老顶周期性来压步距

36、，其中来压持续步距（亦称显著运动步距），即。来压前步距（亦称相对稳定步距）。7月25日后，由于工作面采空区留设尺寸比较规范的煤垛支撑顶板，导致工作面来压步距减小，可知，来压步距。,2023/11/1,山东科技大学,97,4.4顶板运动引起的矿压显现 各阶段重点部位顶板周期来压过程压力显现（1）显著运动过程支架工作阻力 前柱工作阻力38.9942.78MPa，整架工作阻力1162813057kN。110#支架来压时16000kN。有效支护强度大于2Mpa。（2）相对稳定运动过程支架工作阻力前柱阻力21.43222.73Mpa，整架工作阻力59266689kN。（3）周期运动过程支架工作阻力前柱阻

37、力25.1926.56Mpa；整架工作阻力73087961kN。,2023/11/1,山东科技大学,98,支架动载系数 以支架前柱阻力计算动载系数=1.741.87。以整架阻力阻力计算的动载系数=1.742.08。工作面开采不同阶段动载系数有差别，放煤较多时，动载系数较大。从动载系数衡量，6上105-2综放工作面属于来压强烈的工作面。另外，工作面面长方向上动载系数也有差别，工作面70#80#以上动载系数大，以110#120#附近区域支架动载系数为最大，最大值、大于2。,2023/11/1,山东科技大学,99,5 综放工作面宏观矿压显现,通过6月11日7月30日，对6上105-2工作面端面顶煤破

38、碎度（示意图如5.1所示）、支架顶梁仰俯角、安全阀开启情况以及支架活柱缩量进行宏观矿压显现监测、数据处理和分析，各阶段分析表见阶段报告及其附件。主要结论如下：,2023/11/1,山东科技大学,100,图5.1 顶煤（板）破碎度观测示意图,2023/11/1,山东科技大学,101,1）工作面顶梁第1接顶点到顶梁前端的距离以及作业规程规定的端面距均偏大，对破碎顶板控制不利，建议减小。第1接顶点到煤壁的距离大，表明支架顶梁和顶煤不是面接触，顶梁低头，顶梁和顶煤成剪刀差接触，支架经常栽头，工作状态不好。2）总体而言，工作面煤壁片帮深度、冒顶高度、高度均较小，说明工作面推进过程中实体煤壁保护较完整。但

39、从7月25日7月30日工作面生产情况来看，工作面顶煤破碎有所加剧，局部区域漏煤严重。,2023/11/1,山东科技大学,102,3）工作面顶煤断裂线在支架前柱附近，至使后柱受力减小。放空顶煤，易发生直接顶冲击支架事故。建议有序放煤，改善支架受力状态。4）工作面支架安全阀开启压力平均为44.92MPa，最大值为56MPa，开启的安全阀集中在工作面中部和上部。5）工作面非来压期时，支架工作循环活柱缩量小，一般几个毫米；来压期间支架工作循环活柱缩量在100mm左右，最大值为609mm，最大活柱缩量目测约为900mm。说明来压期间支架工作循环活柱缩量明显增大，工作面属于来压剧烈工作面。,2023/11

40、/1,山东科技大学,103,6 采放工艺参数和效果的实测及分析,6.1采煤工艺自2011年5月12日以来，工作面采煤工艺参数进行部分调整，目前6上105-2工作面主要采煤工艺参数如下：采高3.84.0m，循环割煤步距700mm，放煤高度7.818.67m，采放高度比1:1.951:2.28。采用两采一放双轮顺序放煤方式，第一轮平均放煤时间85s，第二轮平均放煤时间98s，放煤步距1400mm。工作面月生产能力达百万吨以上。,2023/11/1,山东科技大学,104,6.2工作面顶板控制技术和效果分析 2011年2月21日4月22日，工作面在老顶初次来压和周期来压期间，发生过多起影响工作面正常生

41、产的事故。为保证安全高效生产，2011年5月12日开始至7月20日，工作面顶板控制常规技术措施主要从以下4个方面着手。,2023/11/1,山东科技大学,105,（1）提高初撑力标准 工作面支架初撑由25.2MPa提高到28MPa。但通过前期工作面支架初撑力统计结果显示，初撑力发挥程度最好的前柱也仅为仅为一半左右，支架初撑力利用率仍然很低。（2）提高安全阀开启压力 前柱由36.86MPa提高到46.2MPa，后柱由36.86提高到42MPa。工作面基本没有支架被压死的情形出现。,2023/11/1,山东科技大学,106,（3）严格控制放煤时间和放煤量 采用两采一放双轮顺序放煤方式并根据来压强度

42、、活柱行程等矿山压力显现情况确定放煤与否及放煤量，工作面近1/4的支架不主动放煤。（4）来压期间工作面快速推进 工作面在周期来压期间采用快速推进不放煤或压力明显区不放煤来控制顶板下沉量，甩开顶板压力。虽能达到控制顶板的目的，但丢煤较多，顶煤回收也会有所下降。,2023/11/1,山东科技大学,107,7 综放工作面顶板控制技术,6上105-2综放工作面顶板控制的主要难题（）顶板来压时工作面顶板下沉量大，多次压死支架。（）采空区顶板大面积悬顶，垮落顶板冲击支架和采空区气体，产生支架的损害和风害。（）柱支架后柱能力发挥严重不足，导致支架工作阻力不足，不能有效控顶。,2023/11/1,山东科技大学

43、,108,控制顶板困难的主要原因（）顶板赋存（岩性、厚度和强度等）的变化导致的顶板运动形式和运动参数的急剧变化，对工作面顶板管理提出了严峻挑战。（）顶煤冒落的特征和参数导致支架工作阻力发挥严重不足。（）顶板运动形式和规律的掌握和运用于指导生产不够。（）支架型式和顶煤的运动和冒落特征不够匹配。（）队伍新。,2023/11/1,山东科技大学,109,顶板控制的基本目标（1）保证工作面顶板下沉量控制要求。（2）预防采空区顶板大面积冒落产生的风害和对支架的损害。（3）回采率满足要求。,2023/11/1,山东科技大学,110,综放工作面顶板控制一般技术（）采煤工艺控制（）放煤工艺控制（）支架工作状态和

44、工作阻力的控制（）顶板的处理（复杂和成本高）,2023/11/1,山东科技大学,111,顶板控制的思路和专门技术1）思路 立足现实条件，在掌握回采工作面顶板和顶煤运动特征和参数的基础上，从工作面采放工艺控制，支架工作阻力的管理等基础工作着手，达到顶板控制的目标。2）2项专门技术（1）实现工作面基本支架的“给定变形”工作状态。（2）工作面必要的地段和时间，提高采空区的充填率。,2023/11/1,山东科技大学,112,由前述工作面顶板组成及顶板纵向运动的分析，可以得到6上105-2综放工作面顶煤顶板结构特征，参见图7.1。顶板结构主要特点（1）工作面采高h=3.9m，顶煤按最大厚度hd=9m，直

45、接顶总厚度MZ=10m，其中上位直接顶MZ2=5.0m，下位直接顶MZ2=5.0m，老顶厚度ME=8m。（2）顶煤后部切顶线处于支架前后立柱中间。,2023/11/1,山东科技大学,113,（3）直接顶主体岩层为抗拉强度较大的含砾粗砂岩，分层明显。下位直接顶及时冒落，上位直接顶最大悬顶步距LZ=13m。（4）老顶由多个岩层组合而成，呈有规律的断裂运动并引起强烈的工作面顶板来压显现，因此，来压开始时，老顶断裂线位于工作面有效控顶距内。（5）由于工作面直接顶厚度较小，冒落后不能全部充填满后方已采空间，并且采空区内有部分厚度的冒落顶煤堆积。,2023/11/1,山东科技大学,114,图7.1 6上1

46、05-2综放工作面顶煤顶板结构,2023/11/1,山东科技大学,115,7.1岩梁位态与支架工作状态1）采空区充填与岩梁末端沉降值的关系 直接顶和顶煤冒落后充填采空区，充填高度H1计算得：H1=（9-7.80.8）1.39.821.3=16.35m 上覆岩层冒落和开采煤厚总高度（空间）：老顶岩梁末端自由沉降高度SA：,2023/11/1,山东科技大学,116,以上计算说明，老顶岩梁末端有6.39m的下沉空间（自由空间），即已冒落直接顶和采空区遗煤不能全部充填满采出空间，顶板来压时有较大的自由下沉空间。,2023/11/1,山东科技大学,117,不放顶煤时采空区充填情况 H为负值，说明工作面后

47、部冒落的顶煤完全不放煤时，由顶煤垮落后在采空区形成的垫层能完全充满采空区。因此，老顶运动的幅度受到极大限止，顶板来压时对工作面矿压显现的增量作用不明显。,2023/11/1,山东科技大学,118,7.2老顶自由沉降到稳定位态时工作面顶板下沉量 此时，支架处于“给定变形”工作状态。由相似三角形定理：计算得：由此可知，老顶沉降至自由位态，工作面对应控顶距处（前柱后方800mm）顶板下沉量达1394mm，后柱处的顶板下沉量约为1642mm。目前支架允许活柱缩量最大1100mm，支架会被压死。,2023/11/1,山东科技大学,119,7.3支架实际工作状态 1）实测阶段1来压时工作面最大工作阻力为1

48、10#支架，工作阻力13383kN，此时，前后柱工作阻力分别为42.8MPa和23.0MPa，折合有效支护强度1.71MPa。此时，支架处于“限定变形”工作状态。工作面顶板下沉量由下式计算：,2023/11/1,山东科技大学,120,2）取最小有效控顶距，=4.5m；计算得到：和允许的顶板下沉量1100mm相比，顶板下沉量富余量约349mm。3）按来压时6个重点部位平均工作阻力11628kN计算，则顶板下沉量富余量101mm，此时支架仍有被压死的危险。,2023/11/1,山东科技大学,121,4）支架发挥最大工作阻力时，支架仍处于“限定变形”工作状态。支架最大阻力能控制的顶板下沉量为，同样可

49、以由式 计算得到。此时 923mm。即目前状态的支架工作阻力能控制的顶板位态即前立柱处顶板下沉量为923mm。顶板下沉量富余量107mm，同样，支架有被压死的危险。5）不同情况下工作面顶板下沉量计算结果如图7.2所示。,2023/11/1,山东科技大学,122,图7.2 6上105-2综放工作面顶板结构和支架位态示意图,2023/11/1,山东科技大学,123,6）矿压测试2、3阶段，工作面来压时，全工作面支架中阻力最大的110#支架末阻力均值分别为16316kN和16943kN，折合有效支护强度约2.092.17MPa，计算得到有效控顶距附近顶板下沉量509538mm。来压时，6个重点部位支

50、架末阻力均值分别为13057kN和13595kN，折合有效支护强度约1.671.74MPa，计算得到顶板下沉量647680mm，同样可知，支架处于“限定变形”工作状态。,2023/11/1,山东科技大学,124,7.4采空区留条形间隔煤垛控制工作面矿压显现技术1）在面长方向上，将工作划分为4个区域对放煤进行控制。2）沿工作面推进方向，以平均周期来压步距（20m）对放煤时间进行控制，在每个周期来压步距内顶板来压时约割煤57刀（3.5m4.9m）不放煤，不放煤步距基本与工作面平均显著来压步距（5m）基本相当，即在来压期间不放煤可形成满足要求的最大煤垛高度。3）在每个不放煤区域内，仍可以以8架为单位