坚硬顶板不等长回采工作面覆岩运动规律研究.doc

硕士学位论文 坚硬顶板不等长回采工作面 覆岩运动规律研究 作 者：徐京狄 导 师：孙广义 教授 黑龙江科技学院 二一三年三月 学位论文使用授权声明学位论文使用授权声明 本人完全了解黑龙江科技学院有关保留、使用学位论文的规定，同意本人所 撰写的学位论文的使用授权按照学校的管理规定处理： 作为申请学位的条件之一，学位论文著作权拥有者须授权所在学校拥有学 位论文的部分使用权，即：学校档案室和图书馆有权保留学位论文的纸质版和 电子版，可以使用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编学位论文；为教学 和科研目的，学校档案室和图书馆可以将公开的学位论文作为资料在档案室、图 书馆等场所或在校园网上供校内师生阅读、浏览。另外，根据有关法规，同意中 国国家图书馆保存研究生学位论文。本人电子文档的内容和纸质论文的内容相 一致，论文的公布（包括刊登）授权黑龙江科技学院研究生学院办理。 （保密的学位论文在解密后适用本授权书）。 作者签名： 导师签名： 年 月 日 年 月 日 中图分类号： _ _ 学校代码： udc： _ _ _ 密 级： 黑龙江科技学院 硕士学位论文 坚硬顶板不等长回采工作面 覆岩运动规律研究 英文题目 作 者 徐京狄 导 师 孙广义 申请学位 工学硕士 培养单位 资源与环境工程学院 学科专业 采矿工程 研究方向 深井岩体控制 答辩委员会主席 评 阅 人 二一三年三月 论文审阅认定书论文审阅认定书 研究生 徐京狄 在规定的修业年限内，按照研究生培养方案 的要求，完成了研究生课程和其他培养环节的学习，成绩合格；在我 的指导下独立完成本学位论文,经审阅，论文中的观点、数据、表述和 结构为我所认同，论文撰写格式符合学校的相关规定，同意将本论文 作为学位申请论文送专家评审。 导师签名： 年 月 日 致谢致谢 本文是在导师孙广义教授的悉心指导下完成的。在三年的研究生学习期间， 恩师在学习上给予了我精心的指导；在生活上给予了我无微不致的关怀和照顾。 导师在论文的选题、研究方法、撰写等各个方面都倾注了大量的心血和精力。特 别是他在生活和工作中所表现出的高尚品德、渊博知识、精益求精的科研作风， 兢兢业业的工作精神深深感染和鞭策着我，使我受益匪浅。正是导师及时的启发、 帮助与鼓励，才使得论文得以顺利完成。 师恩似海，在此谨向导师致以深深的谢意和崇高的敬意！ 感谢黑龙江科技学院资源与环境工程学院陈刚、李兴伟、张继忠、康健、刘 永立、路占元、肖福坤老师及采矿系所有老师，他们在我攻读硕士学位期间的学 习，生活过程中给予了极大的帮助。感谢我的同学对我在学习和生活中的帮助。 感谢我的师弟徐方程、曹江潮、李佳臻在我实验和论文写作过程中的支持和帮助。 感谢我的父母，感谢他们在我近二十年的读书生涯中辛勤地养育着我，并在精神 上给予鼓励和鞭策。向那些曾在学习和生活中给予关心、爱护和帮助的各位老师、 同学、朋友们表示衷心的谢意。 在论文撰写过程中，参阅了大量的文献资料，在参考文献中已将作者列出， 但难以保证没有遗漏。在此，向所有的作者表示衷心感谢。由于水平和时间有限， 论文中难免有不当和不足之处，诚挚的恳请各位专家、教授给予批评、指正。衷 心感谢各位专家、教授在百忙之中评阅本文。 摘摘 要要 文章以平岗煤矿实际生产条件和地质资料为基础，采用实验室实验、理论分析、数值 模拟、现场观测相结合的方法，对 14#煤层 1202 工作面顶板压力、来压步距及覆岩关键层 破断特征进行研究。在实验室对现场采集的顶底板岩样进行力学实验，得出了理论计算及 数值模拟所需的岩石力学参数。通过理论计算结合煤层柱状图得出了回采工作面上方关键 层的位置，为数值模拟及关键层位置的设定提供了参数。采用 rfpa 软件模拟了 1202 工作 面关键层的破断特征，得出了 1202 工作面初次来压步距为 42m 左右，同时对同采深、顶 板岩性不同工作面关键层破断情况进行数值模拟，当均质度、强度和弹性模量较大时，工 作面初次垮落的步距较大，且其裂隙带的高度和影响范围均较大，显然其来压的显现程度 明显；反之则垮落步距小，裂隙带的高度和影响范围较小，来压显现的程度也较小。对矿 压观测数据进行理论分析可知，随着不等长工作面长度不断加大工作面平均压力随着增大， 而周期来压步距有减小的趋势，来压时顶板压力有增大趋势。这为不等长工作面进行顶板 控制设计提供依据。 关键词：关键词：覆岩；关键层；rfpa；坚硬顶板；矿压观测；不等长工作面 1 目目 录录 摘 要i 目目 录录1 1 绪论1 1.1 课题研究背景及意义 .1 1.2 国内外研究现状概述 .2 1.2.1 采场围岩控制研究概述 .2 1.2.2 坚硬顶板围岩控制研究 .6 1.3 龙煤集团鸡西子公司顶板压力研究现状 8 1.4 本课题研究的内容 .8 2 坚硬顶板分类及其采场矿压显现规律 .10 2.1 坚硬顶板分类 10 2.1.1 国外坚硬顶板分类简述 10 2.1.2 我国缓斜工作面的顶板分类 12 2.2 坚硬顶板采场矿山压力显现特征 13 2.2.1 周期性的破断来压步距大、动载系数高 14 2.2.2 支架载荷高，且分布不均匀 14 2.2.3 坚硬顶板来压具有明显的时间差和步距差 14 3 平岗矿东三采区 14#层顶板力学性能参数测定分析 .15 3.1 平岗煤矿 14层 1202 采煤工作面概况 15 3.2 岩石力学性能参数测定 .16 3.3 14#煤层 1202 工作面顶板岩层结构 .16 3.4 实验设备 16 3.5 试件的加工 .16 3.6 实验数据的处理 .17 3.6.1 原始数据 .17 3.6.2 数据处理 .21 3.7 实验分析 22 4 平岗矿覆岩关键层结构分类与破断失稳特征 .24 4.1 14#煤层 1202 工作面覆岩关键层结构分类 .24 4.1.1 厚硬单一关键层结构 .24 4.1.2 多层关键层结构 .24 4.2 关键层判别方法 .24 4.3 平岗煤矿 14#煤层上覆岩层关键层分析 27 4.3.2 平岗煤矿 14层 1202 采煤工作面顶板关键层分析 27 4.3.3 老顶岩层的板式结构分析 .29 5 1202 回采工作面矿压显现规律数值模拟研究 31 5.2 回采工作面顶板破断形态数值模拟研究 .31 5.2.1 岩石破坏过程仿真原理 .31 5.2.2 rfpa 系统功能与特征 33 5.2.3 数值计算模型建立及计算方案 .33 2 5.2.4 数值计算结果分析 .35 5.1 数值模拟目的 .41 5.3 关键层破断形式对工作面压力影响数值模拟研究 41 6 工作面矿压显现研究.47 6.1 回采工作面支护状态的现场观测 .47 6.1.1 监测目的 .47 6.2.观测工具及测区布置 .47 6.2.1 观测工具 47 6.2.2 东三采区 14#右一面测区布置 .48 6.2.3 矿压观测内容 50 6.3 数据处理及分析 .50 6.4 不等长工作面矿压显现规律分析 56 6.4.1 工作面压力与工作面长度关系 56 6.4.2 来压时工作面压力与工作面长度关系 57 6.5 支护参数评价 .58 6.5.1 支护设计 58 6.5.2 支护设计评价 59 7 结论.61 参考文献.62 1 1 1 绪论绪论 1.1 课题研究背景及意义 煤炭是中国工业动力的基础。在中国生产和消费的一次能源结构中煤炭约占 70%左右。煤炭提供了 78%的发电能源；其次，煤炭是中国的主要化工原料之一， 提供了 70%的化工原料1；再次，煤炭是农业生产和城镇人民生活的重要物质，60%的 民用能源是由煤炭提供。在探明的化石能源中，煤炭占 94.3%。在未来的 5060 年 内，随着新行能源的不断发展，煤炭的消费比重在一定程度上会有所下降，但煤 炭是我国最主要能源的的现状不会改变。 煤矿坚硬顶板回采工作面和非坚硬顶板回采工作面的主要区别是矿山压力显 现的不同，坚硬顶板回采工作面其矿山压力显现较为剧烈。首先，坚硬顶板其初 次垮落步距一般大于 30-40m，在回采工作面回采后基本顶悬而不垮，形成大面积 悬露，因而对工作面的回采安全形成极大的威胁。同时，顶板大面积的垮落，经 常给回采工作面乃至矿井造成严重的破坏，甚至发生矿震。如大同矿务局马脊梁 矿 402 采区，煤层厚度为 6m 的 2 号煤层，顶板为 4.5m 厚的砂砾岩及其上部的 50100m 厚的砂岩，最大开采深度 106m，在悬顶面积为 151 万 m2时，发生大面积 的顶板整体垮落，采空区垮落范围约 12.5 万 m2，地震台测到的里氏震级为 3.2 级， 地表裂度 45 度，沉陷面积为 7 万 m2，形成宽度达 4m 的裂缝数十处， 。 平岗煤矿 14#煤层顶板依次为厚度 7.2m 的细砂岩、2.5m 以下的煤及薄岩层 （累计厚度 12.3m） ，再以上为 6.4m 厚的粉砂岩。从实验室所测得 7.2m 厚的细砂 岩单轴抗压强度均值超过 90mpa，质地坚硬；该顶板岩层浸水后强度降低的程度较 大，其软化系数较小，故而该顶板定性为较坚硬顶板。通过理论分析 14#煤层顶板 第一层 7.2m 的细砂岩为该工作面上覆岩层的关键层。 由于平岗煤矿现阶段大部分煤层顶板都为厚层的较坚硬顶板，为准确掌握平 岗煤矿工作面开采初次来压及周期来压的步距及其强度，进一步提高工作面支架 选型的科学性，实现采煤工作的安全高效，研究和掌握平岗煤矿 14#煤层顶板控制 理论与技术，对平岗煤矿的安全高效生产具有重要的现实意义。 2 1.2 国内外研究现状概述 1.2.1 采场围岩控制研究概述 采场矿压理论萌芽于 19 世纪后期至 20 世纪初，该时期主要运用简单力学规 律解释矿压现象。1916 年德国 k.stock 的悬臂梁假说认为：采空区和工作面上方 顶板可当作一个岩梁，其岩梁一端固定在岩体内，另一端为悬伸状态。顶板由多 个岩层组成，则为组合悬臂梁，弯曲下沉时可由已垮落岩石支撑。组合悬臂梁达 到某极限长度时，发生周期性断裂，进而引发周期来压。该假说对工作面前方支 承压力和周期来压解释较完善，但对岩层移动规律解释不够全面4。 1928 年，德国哈克(w.hack)和前苏联吉果策尔 (g.gihcer)两位学者提出压力 拱理论(假说)。该假说认为岩层自然平衡过程使得回采工作面上方形成“压力拱” ， 拱的两个支撑点分别位于煤壁前方和采空区，即形成前、后拱脚。在拱脚处和拱 内分别形成应力增高区和降低区，工作面推进引起压力向前移动。该假说对围岩 卸载原因及过程解释充分，但疏于解释上覆岩层移动规律5。 1947 年预成裂隙梁理论由比利时 a.拉巴斯提出，主要内容为：采动影响破坏 了顶板岩层的连续性，使其成为非连续体。工作面周围形成应力增加区域、降低 区域及采动影响区域，三区域随工作面推进，也随之向前递进。上覆岩层裂隙的 存在使得岩体变形近似于塑性体。这种假塑性体相互压紧，构成预应力梁。上覆 岩层作用和自重作用使其产生假塑性弯曲，在下层岩层下沉大于上层岩层条件下 发生离层。6 铰接岩块假说于 1954 年由前苏联 t.h.库茨涅佐夫学者提出，其主要观点为， 垮落后的岩层形成规则和不规则垮落带。规则垮落带上方岩层构成裂隙带，在水 平挤压力作用下，裂隙带内岩块相互铰合，构成多环节铰链平衡结构，并在采空 区上方有规律地下沉。工作面支架阻力是顶板下沉量的函数，即支架在给定载荷 情况下工作。该理论对上覆岩层分带状况进行了阐明，且对岩层内部力学性质和 结构进行了初步探讨。但其未深入讨论铰接岩块之间平衡需要的条件，也没有对 老顶岩梁处于铰接状态需要的条件和范围进行确定。因此，对于强度不同的顶板， 岩层内部复杂的力学现象不能用该理论进行解释4。 波兰萨武斯托维奇和 m.鲍莱茨基两位学者为了探索上覆岩层下沉规律和工作 面矿压显现规律，研究了上覆岩层均布荷载条件下的弹性基础梁模型。该模型认 3 为，顶板的下移始于煤壁前方某个位置，最大下移量则位于煤壁后面采空区，不 论位于煤壁前后，采动影响范围均取决于煤层及顶底岩层稳定状况。沿工作面推 进方向，支承压力分布为“三区分布” ，支承压力极大值随煤层强度增大而增大， 开采速度的提高可以减小支承压力极值7。两位学者还提出煤层和垮落岩石压力变 化过程与直接顶无关，而只决定于老顶的变形。研究得出了煤层和采空区上方顶 板岩层下移方程及煤层和采空区内垂直应力方程，可大致反映出工作面矿压变化 规律。 20 世纪 30 到 50 年代的研究主要理论基础为连续介质。该阶段将巷道到地表 的岩体这个整体作为研究对象，即为一个连续各向同性弹性体，主要运用了弹性 力学理论。之后又有学者研究了非理想弹性体，即非均质、各向异性的情况。德 国在此时期内回采面采用了摩擦式金属支柱，英国采用了自移式液压支架。支护 设备的改善也促进了长壁开采的发展，进而使顶板控制问题越来越受到关注。工 作面顶板控制研究开始了新的发展进程。 20 世纪 80 年代初，钱鸣高院士提出“砌体梁”的力学模型。其主要观点为： 回采工作面覆岩构成垮落带、规则移动带和弯曲下沉带。之所以称之为砌体梁， 是因为在规则移动带与上部断裂岩块咬合的情况下，采场覆岩构成的砌体结构外 形似梁，其实质则为拱。煤壁、液压支架和采空区垮落岩石支承了该结构，覆岩 沿着开采方向可以划分为煤壁支撑影响区域、离层区域和重新压实区域。此理论 充实和发展了裂隙假说和铰接岩块假说。钱院士于 1994 年研究确立了砌体梁结构 “s-r”稳定理论，1995 年得出了该结构受力理论解和岩石内移动曲线定量解，即 为定量分析。基于多年研究实践，逐渐形成岩层控制关键层理论，关键层破裂引 起全部或者局部覆岩产生整体移动4。 二十世纪 80 年代初由我国著名矿山科研工作者宋振骐教授，在大量现场实践 基础上提出了“传递岩梁”理论。该理论最显著的特征是“实用性” ，因为该体系 是以采场上方岩层运动为基础建立的。传递岩梁理论认为采场上方对工作面矿压 显现起作用的压力的范围是有限的。这些压力以部分老顶和直接顶为载体对工作 面施加作用。工作面的推进导致直接顶在采空区冒落，因此破碎的直接顶不能向 前方的煤壁和后方的采空区施加力的作用。破断后的老顶在工作面上方形成新的 结构，所以可以继续对工作面前方煤体及采空区施加作用。因此老顶的运动对工 4 作面矿压显现有着直接的关系。 工作面在向前推进的同时引起直接顶的同步冒落。在推进距离不是特别大时， 老顶由于强度大，短时间内不断裂，而是悬吊在采空区上方。此时，可视老顶为 一悬露的“板” 。 图 1-9 老顶初次断裂前板的结构 figure 1-9 roof fracture the structure of the front panel for the first time （a） (b) (c) (d) 图 1-10 老顶支撑条件的简化 figure 1-10 roof support conditions simplification 工作面自开切眼开始向前方推进，根据已采空面积的情况具体分析。当工作 面长度在 150200m 之间，推进到 30m 左右时，工作面出现老顶的第一次来压。 通过对现场实际生产条件的分析，可将老顶设为由四周煤柱支承的板式结构。如 图 1-10 所示：(a) 四边固支；（b）一边简支，三边固支；（c）两边固支，两边 简支；（d）三边简支，一边固支。 5 图 1-11 老顶 “ox”型破断形式 figure 1-11 roof of “o-x ”-type breaking form 工作面在前进的过程中不断的引起老顶弯矩的增长和老顶载荷的增加。到达 一定程度后，老顶开始出现破裂现象。老顶的破裂前弯矩的最大值是在板式结构 长边的中心位置，因此破裂首先在此位置发生，接着在短边的中央发生破断。这 时候就形成了“o”型破断，随着顶板压力的不断增加最后形成“x”型破断。如 图 1-11 所示。 “x”型破断的特征是上部的裂缝闭合下部的裂缝张开。 传递岩梁理论对工作面及两巷的支护设计起到了重要的指示作用。该理论以 不断推进的工作面为基础，以工作面上方岩层运动为主要研究内容。实现了矿压 观测、顶板控制设计和顶板控制效果判断的相互结合。该理论揭示了矿山压力分 布和岩层运动之间的联系，从而在工程实践中更加容易的通过矿压观测得出工作 面压力分布和岩层运动的规律。实现了理论和方法的统一。 新中国成立后，我国的煤炭事业得到了前所未有的发展，80 年代钱鸣高院士 提出了关键层理论。该理论认为，当采场上覆岩层中存在多层坚硬岩层时，仅有 一层或数层厚硬岩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坚硬岩层称为关键层34,前者在覆 岩运动中称为亚关键层，后者在覆岩运动中称为主关键层35。当主关键层破断时 将引起上覆所有岩层的破断，当亚关键层破断将引起局部岩层的破断。各关键层 的破断直接导致其上方岩层的破断，同时对其下方岩层的破断也产生了影响 “关 键层”理论给出了关键层的破断规律，同时对关键层的分析也做了详细的介绍。 大量的工程实践表明关键层的判断依据是正确而可行的。该理论理论科学的将岩 层移动与地表沉陷、采动煤岩体中水与瓦斯流动、矿山压力的有效结合，为更全 面、深入地解释采动岩体活动规律与采动损害现象奠定了基础34。 根据不同矿区深部工作面覆岩赋存结构特征，将深部工作面覆岩关键层结构 分为 2 类。第 1 类为单一关键层结构，第 2 类为多层关键层结构35。 单一关键层结构指工作面上方只存在一层厚度和强度都很大的坚硬岩层，且 距离煤层较近35。该关键层为工作面上方的主关键层，其破断下可影响工作面矿 压显现，上可对地表沉陷有直接影响。 当开采煤层上方有多层关键层时即是多关键层结构，有亚关键层和主关键层35。 6 对于采深较大，基岩较厚的煤层，工作面上方顶板结构一般为多层关键层结构36。 采场薄板矿压理论和 rst 软件系统依据不同的煤层赋存条件、开采技术条件， 定量计算并预测长壁工作面条件下顶板来压步距和强度。 一些专家学者提出岩层质量指数法来确定岩层的质量。提出老顶三种基本模 型，即类拱、拱梁和梁式结构，分别代表松软、中硬和坚硬老顶结构8。三种老顶 结构有其各自对应的岩层质量取值范围，其中：类拱不能预报来压，拱梁可以预 报，而梁式结构来压预报最准确，这就形成了一个专家系统，能进行工作面来压 预测预报。 1.2.2 坚硬顶板围岩控制研究 在煤矿开采中，难垮落的坚硬顶板属于较稳定的顶板，基本顶的来压强度等 级较高。其特点是煤层上覆岩层厚度较大，有较少裂隙发育，岩石抗压(拉)强度 高，这样的条件在中、美、俄、印等国家都很常见。这类顶板条件开采条件下， 过去采用煤柱支撑法开采是最常用的方法。这种开采方法直接成本低，顶板控制 范围不大，但有较大煤炭损失和较大面积的来压威胁。国内外通过改进采煤方法 和顶板弱化处理坚硬顶板来解决这一难题。弱化处理方法有顶板高压预注水及预 裂爆破等技术措施，顶板经弱化处理后容易垮落，有利于应用长壁机械化开采方 法9。与此同时，回采面采用强力液压支架和大流量安全阀这类特殊结构以适应坚 硬顶板的开采条件。前苏联、印度、波兰所做的研究工作如下所述。 (1)前苏联：难垮落顶板对综合机械化开采的发展造成了阻碍，因此古科夫煤 炭生产联合公司进行了难控顶板管理方面的研究，主要有超前钻孔松动的爆破法 试验和顶板水力压裂处理方法。 (2)印度 ：1960 年前采用房柱法开采，之后长壁垮落法试验屡遭失败，直至 1990 年后难垮顶板管理方面的研究才开始发展。印度所做研究中，有很高理论的 价值及实用价值的是其对难垮顶板条件下长壁工作面开采顶板的分类。 (3)波兰：主要的研究包括短孔及深孔注水压裂技术或爆破技术10。 在坚硬顶板采场围岩控制方面的研究中，我国主要采用综采液压支架选型、 支架-围岩关系、支护方式、支护质量及顶板动态监测等方面。 经过几十年的煤矿开采经验，人们已经总结出了一套比较完善的矿山压力控 7 制理论，由最初的定性分析顶板状况到定量计算顶板应力和下沉量。对于工作面 顶板控制方法主要有选择采空区的顶板处理方法、决定控顶距离、选择支护方式、 制定工作面日常顶板管理质量等。这些顶板控制方法在实践中得到了充分的验证， 并且从实践中也得到许多宝贵经验。 目前对于工作面顶板控制主要是需控岩层范围的确定，采场需要控制的岩层 范围是指煤层上覆岩层中的运动对采场产生明显影响的那一部分岩层，包括直接 顶与老顶。从矿压控制的要求出发，直接顶是指在采空区己经冒落，在工作面推 进方向上失去了传递力联系的那一部分岩层，即不规则垮落岩层；老顶则是由运 动对采场产生明显影响的岩梁组成，每一岩梁由同时运动或近乎同时运动的一层 或数层岩层组成。尽管岩梁会发生断裂，但其在工作面推进方向上始终能保持传 递力的联系。确定采场需要控制的岩层范围是顶板设计的首要问题，其中包括各 部分岩层的厚度和运动步距的确定11。 国内外特别是我国在采场围岩控制技术的研究方面取得了一系列卓有成效的 研究成果如综采支架选型设计、普采工作面支架围岩关系、支护方式、支护设 计、特殊支护、支护质量与顶板动态监测等。原西德学者 geverling 通过数值模 拟计算，得到了原岩应力与开采深度之间的关系：原西德埃森采矿研究中心还对 深部开采在采场周围及底板岩层中的应力分布规律进行了数值模拟计算。如靳钟 铭、徐林生教授编写的煤矿坚硬顶板控制 、宋永津洲教授编写的关于大同矿区 坚硬难冒顶板技术 、史元伟教授等编写的采煤工作面围岩控制原理技术以 及陈炎光等人对采场围岩控制的研究等等。 对于工作面围岩力学模型的建立和计算机数值模拟，有教授和学者己经做了 大量工作。如采场围岩整体结构与砌体梁力学模型、坚硬顶板控制的数值模拟、 采场空间结构模型及其算法等，这些模型和算法的建立为工作面采场围岩特性的 研究提供了宝贵的理论与实践。 我国坚硬顶板控制的研究始于上世纪五十年代，已经有五十多年的历史，不 仅在生产实践中积累了丰富的经验，而且在理论研究上也跻身世界前列。坚硬顶 板控制从开始的维持顶板不冒落、从煤柱支撑法、采空区充填法到促进和改善顶 板冒落(强制放顶法、压力注水弱化顶板法、强力支护切顶法等)的两个阶段。 我国在坚硬顶板注水软化的研究及应用处于世界领先的水平，如大同矿务局 8 的坚硬顶板处理技术等。通过采用相关软件对顶板注水软化的数值模拟结果表明， 顶板注水后，顶板岩体发生塑化，改变了顶板岩层中的应力分布和顶板变形位移 特征，随软化系数的减小和软化厚度的增加，上覆岩层初始冒落步距及来压程度 显著减小，从而有效控制采场矿山压力。坚硬顶板注水软化后顶板岩层中的拉、 压力峰值转移到了采区上方的悬顶中，从而有利于顶板在采空区上方断裂并分层 次垮落，减小岩层破断时对支架的冲击载荷和传力系数，减小顶板来压强度12。 对于坚硬顶板控制，目前国内外一般采取如下具体技术措施： 1.掌握顶板的运动规律，采取防、治结合的原则，实现“宏观让步，微观控 制”的目标。 2. 合理确定液压支架工作阻力，发挥支架的优势， 3.掌握顶板来压规律，做好来压预报预测工作。推广支护质量监测系统，能 及时发现各种可能造成支架围岩系统故障的隐患并及时采取措施加以消除，使 支架最有效的发挥其设计支护效能，从而实现对顶板的有效控制。 4.岩层注水软化、强制放顶等技术措施13。 1.3 龙煤集团鸡西子公司顶板压力研究现状 龙煤集团鸡西子公司在上世纪八十年代专门成立了矿山压力研究小组，对生 产矿井进行了大量的矿山压力控制技术研究与实测工作，取得明显的效果。根据 研究结果确定了鸡西子公司的采场与巷道的支护参数，并在 1985 年以鸡煤生字第 323 号文件形式下发文件，明确确定了顶板压力计算方法与有关参数的选择，保证 了安全高效生产。但是，随着煤炭科学技术的发展及开采深度的增加，1985 年的 一些研究成果已不适应现有开采的条件与要求，需要采取有效的方法对坚硬顶板 开采条件下的回采工作面矿山压力进行控制，以保证安全高效的生产。 因此，近几年来，鸡西子公司开始对所有生产矿井回采工作面有计划的进行 矿山压力观测与研究，其主要目的是确保回采工作面安全生产，提高单产与效率。 1.4 本课题研究的内容 （1）对平岗煤矿有关开采煤层及其顶底板煤岩层力学性质进行实验室测试， 获得相应的围岩力学参数。 （2）根据平岗矿覆岩赋存结构特征，对煤层覆岩关键层结构进行分析研究。 9 通过数值分析、理论分析等方法确定覆岩关键层的破断失稳特征，获得关键层结 构和破断特征，分析初次与周期来压步距与顶板压力等参数。 （3）研究回采工作面支护参数，并进行优化。 10 2 2 坚硬顶板分类及其采场矿压显现规律坚硬顶板分类及其采场矿压显现规律 坚硬顶板是指煤层顶板岩石强度和弹性模数高、节理裂隙不发育、厚度大、 整体性强、自承能力强的顶板，工作面回采后顶板大面积悬露而不垮落，工作面 初次及周期来压步距大，老顶来压时压力大33。坚硬顶板与普通顶板矿山压力显 现的主要差别是顶板来压强烈，因此，掌握坚硬顶板工作面矿山压力基本规律， 有针对性的采取措施有效控制，是采场安全生产、消除重大顶板事故的关键32。 2.1 坚硬顶板分类 顶板控制不仅要了解煤层之上、基本顶以下各个岩层本身的物理力学性质， 更重要的是还要掌握采场上覆岩层对开采有影响的各岩层总的力学特性，以便针 对性地确定采场顶板的控制方法。 2.1.1 国外坚硬顶板分类简述 早在 50 年代初前苏联煤炭科学研究院以直接顶的厚度为主，将采场顶板分为 四级，如表 3-1 所示，其中级顶板属于坚硬顶板。在当时木支柱的条件下，只有 i 级顶板才可以采用全部垮落法控制顶板，级只能用部分垮落法控制顶板，级 必须用部分充填法开采。对于稳定顶板的划分，其允许暴露面积为 120m2以上。 表 3-l 前苏联顶板分类 级别顶板岩石特征 直接顶厚度为采高的 68 倍以上，且易于垮落 直接顶厚度小于 68 倍采高，易于垮落，老顶需很大的悬露面积才能垮落 直接顶稳定或者无直接顶，煤层之上的老顶在大面积悬露是也不易垮落 直接顶板有缓慢下沉特征，下沉式不发生大的断裂，煤层厚度在 0.81.0m 以下 60 年代初前苏联 b.t.达维江茨认为顶板岩石的冒落性与控顶区内的单位顶底 板移近量是一致的，并建议采用 v 级分类方案，如表 3-2 所示。表中单位顶底板 移近量是指每米采高、每米推进度的顶底板移近量。在 v 级分类方案中，将坚硬 顶板分成级、级难冒顶板和级极难冒顶板。 表 3-2b.t.达维江茨顶板分类 级别冒落程度单位顶底板移近量（mm） 易冒落岩石40 中等冒落岩石25 11 难冒落岩石15 极难冒落岩石 15 缓慢下沉 波兰采矿研究总院 k.帕夫沃维奇和 a.毕林斯基等采用顶板特征指数 l 将采场 顶划分为五级，其中第 v 级顶板又分为两个亚级，见表 3-3。 表 3-3 波兰顶板分类 级别顶板特征指数 l类级名称顶板描述 018顶板极软 暴露后立即片落（下限）或稍滞后片落（上限） ， 为了维护岩层组，应留顶煤 1835 极难和难维 护顶板 片落30，全是窟窿掉块，冒落、开裂岩块由支 架承担，不安全容易冒顶 3560开裂顶板 局部掉块、松软、有下限制上限逐渐坚硬、上限 为相当好和好的顶板，易变成冒落顶板 60130好的顶板 由下限至上限逐渐由较稳定到稳定的极好顶板， 劳动条件很好，上限时较难冒，直至难冒 a 130250坚硬顶板要求采取促成顶板冒落的措施 b250 极坚硬顶板 悬露面积大，在目前技术条件下全部垮落法开采 困难大 顶板特征指数为 （3-1）drl m 016 . 0 式中 rm-岩体抗压强度，mpa； d-岩石平均分层厚度，mm。 在缺乏直接顶测定值的情况下，可采用下面的经验公式 ，cm （3-2） 7 . 0 )10(4 . 0 c rd 式中 rc-岩体抗压强度，mpa。 （3-3） 321 kkkrr cm 式中 k1-强度比例系数，砂岩 k1=0.33；粉砂岩 k1=0.42；泥岩 k1=0.50； k2-岩石的时间弱化系数，砂岩 k2=0.7；粘土岩和泥岩 k2=0.6； k3-湿度弱化系数，取值 0.3-0.9。 这种顶板分类的第 v 级为坚硬顶板，其中又分为坚硬和极坚硬两个亚级。以 上为国外顶板分类的一部分，分类指标主要是岩体本身的稳定性和强度等，很少 考虑支护手段和控制方法上的差异。 12 2.1.2 我国缓斜工作面的顶板分类 随着煤矿生产技术的不断发展，回采工作面机械化程度的提高，80 年代初， 为了改善顶板管理，我国颁布了新的缓斜和倾斜煤层回采工作面顶板分类方 案。该方案首先明确了伪顶、直接顶、基本顶的基本概念，然后按稳定性将直接 顶分为四类见表 3-4，按来压强度将基本顶分为四级见表 3-5，最后由两者类级别 的不同组合，将采场顶板分为 11 类，其中属于坚硬顶板的有 1、2、3、4、vi4五类12，表 3-6。 表 3-4 直接顶分类 主要分类指标分类参考指标 类别类别名称 强度指数初次垮落步距（） 不稳定顶板 3.08 中等3.17.0918 稳定顶板7.1121925 坚硬顶板12 25 表 3-5 老顶分级 主要分类指标分类参考指标 级别级别名称 m h n 初次垮落步距（m） 1 来压不明显顶板 35 2来压明显顶板0.30.5 至 352550 3来压强烈顶板 0.30.5 至 35 0.3 50 2550 4来压极强烈顶板 0.550 - 直接顶厚度，m；m - 采高，m。 h 表 3-6 我国顶板分类 老顶级别 直接顶级别312312344 切顶线支护无密集支护加打稀密集密集支柱密集支柱 采空区处理全部垮落法全部垮落法全部垮落法强制放顶 强制放顶、软化 顶板局部充填 13 这种分类方法中的强度指数为。 21c crd c 式中 rc-岩石单轴抗压强度，mpa；捣碎法测定时，按表 3-7 计算。 c1-节理裂隙影响系数 c2-分层厚度影响系数 表 3-7 捣碎法测定 rc的计算表 岩粉高度 l（mm）rc计算式 l20 l rc 700 l80 或 l2080 的砂质页岩 18 800 l rc l2080 的煤或软页岩 l rc 1000 我国现行的这种顶板分类对级来压强烈顶板有了较细的划分，但级顶板 太笼统，而且控制方法也未加区别，针对性不强。在级顶板中，1、2类可以 用全部垮落法，3、4类必须强制放顶，显然不够确切，因为 l、2 类顶板只表 明了它的直接顶稳定性差，并不表明岩层的厚度大小，从 0.35 的 n 值变化范围 很大，其中 2550 m 来压步距的顶板必有强烈来压，甚至极强烈来压。例如大同 矿区某些顶板有 1.0 左右的直接顶，老顶为级，甚至级，实践中也往往采取针 对性的处理措施，这一点正是生产中需要解决的关键。 平岗煤矿 14#煤层直接顶初次放顶垮落距离 18m，强度指标： =92*0.4*0.8=28.8 21c crd c 综合分析直接顶为类的稳定顶板。基本顶初次垮落步距 40m（工作面长度 50m） ，且煤层之上直接为厚度 7.2m 的细砂岩，充填系数 n 取 0.4 ,基本定为来压明 显类的较坚硬顶板。 980 6 . 52 5 . 15)ln( 3 . 241mnlp k 式中 基本定初次垮落步距（40m） 。 k l 参考其它顶板分类方法，14#煤层顶板为来压明显的类较坚硬顶板。 2.2 坚硬顶板采场矿山压力显现特征 坚硬顶板的硬、整、厚的工程力学性质决定了其有如下显著的采场矿山压力 显现特征。 14 2.2.1 周期性的破断来压步距大、动载系数高 坚硬顶板的一大特点就是煤层采出后，采空区上方的顶板不能及时垮落，当 悬露较大面积后，才突然破断冒落。根据统计，初次冒落的面积一般在 3000m2以 上，而周期冒落面积也在 1500 m2以上。对于长壁采场来说，初次来压步距在 30m 以上，整体性强的顶板往往呈正方形的悬露面积时，顶板活动产生的压力最大， 也就是说工作面长度和来压步距近似相等时，往往易发生工作面开采过程中的顶 板最剧烈活动。 造成坚硬顶板来压强烈的另一个重要因素是直接顶厚度小，垮落岩石在采空 区形成的垫层很薄，或者无垫层，老顶垮落的空间高度大，在变形能量释放的同 时，大块顶板的岩石直接冲击在支架上。 2.2.2 支架载荷高，且分布不均匀 支架载荷高是由于坚硬顶板岩层一次冒落高度大、冒顶面积大。顶板冒落时， 支架要承受厚层且悬臂较长的顶板岩体重力。该岩体在破断之前的变形和蠕变， 会使支架载荷迅速增高。研究表明，冒落岩层冲击支架与其岩块质量 m 成正比， 与坚硬顶板及其上的软弱顶板的重力 q 的平方成正比，与来压步距的四次方成正 比，同时与支架本身瞬间的可缩量成反比。也就是说，在冲击瞬间安全阀可及s 时排液，支架瞬时下缩量大，则支架受载小，反之支架会承受很大的尖峰载荷。 由于坚硬顶板由于整体性硬、冒落的块度大。一般在冒落切顶后方均有 3-5m 左右的悬顶，它是造成载荷分布不均的主要原因。欲改善受力分布，应及时处理 顶板，尽可能减少顶板悬露面积。 2.2.3 坚硬顶板来压具有明显的时间差和步距差 坚硬顶板的破断规律一般是先离层后拉应力破坏。基本顶岩层的断裂裂隙往 往超前在煤壁内，断裂后由于上覆岩层亦为坚硬岩层，则产生夹持作用，使断裂 的岩块夹持在岩层和煤层之间，保持暂时平衡状态。只有当工作面即将推进至断 裂线附近时，顶板才垮落，断裂与垮落都将产生两个尖峰载荷。暂时平衡时期， 支架载荷高，相对稳定。如果上覆岩层较松软，支架又有强大的切顶能力，在暂 时平衡瞬间，上覆载荷将迫使顶板垮落，这时的时间差和步距差较小。如果采场 支架整体支撑力不足，那么在暂时平衡期间有可能切落煤壁，形成台阶下沉。12 15 3 平岗矿东三采区 14#层顶板力学性能参数测定分析 3.1 平岗煤矿 14层 1202 采煤工作面概况 1.工作面边界、范围 回采工作面开采范围为北至东三采区中部右 0 巷，东至东三采区右一副巷,南 至东三采 14#中部右一巷，西至东三采区原探煤巷，平均走向长 288m，倾向长 45115m。工程范围内无积水钻孔、老巷、无民房及大型建筑，工作面与地表垂深 400480m。 2.煤层赋存状态及其变化规律： 本工作面回采煤层为城子河组14#煤层，煤层工业储量5.43万吨，可采储量 5.16万吨。该煤层结构单一，煤层厚度在本区域内1.471.65m，平均厚度1.55m ，煤层倾角510，容重1.4t/m3。煤层顶板为0.1m灰黑色页岩较破碎， 7.2 m灰白 色细砂岩，底板为0.8m黑色粉砂岩，煤层灰分19 22%,挥发份2831%，胶质层厚 度26mm，发热量62006400千卡/千克，煤牌号为焦煤，与下层15#层层间距15m。 3.地质构造情况： 本区域内地质构造较复杂，通过14#中部右0巷揭露的fe断层,该断层为逆断层， 落差在 01.6m 之间。14#中部右一副巷施工过程中发现fe断层尖灭，断层展布情 况如图3-1所示。 + + + + + + + + + + + 88-64 89-39 89-23 1 9 9 1 东 东 东 14 89-63 + + + + + + + + + + 东东东 东东 东东东 东东 东东 东 + + + + + + + + + + + + + + + + + + 2 0 1 0 1 2 0 7 + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + -140 -160 + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + + a a b b + + + + 1 8 111b 1.60 24047 5.16 c c -160 图 3-1 1202 采煤工作面系统平面图 4.水文地质条件及对工作面的影响： 16 本区域内水文地质条件较简单，在采面内无采空区、老巷和钻孔积水,水的主 要来源为岩层及断层裂隙水，涌水量不大，正常涌水量0.2m/h,最大涌水量 1m/h，对生产不构成威胁。 5.瓦斯与煤尘情况： 工作面为高沼气工作面，且煤尘具有爆炸性。14#煤层瓦斯相对涌出量为 25.1m/t，绝对涌出量为22.2m/min。煤尘爆炸指数为44.3%。 3.2 岩石力学性能参数测定 根据项目研究的需要，为平岗煤矿围岩控制与支护技术研究提供可靠的岩石 力学参数，结合平岗矿东三采区 14#煤层顶底板的岩层状况，对顶板岩层进行现场 取样及其力学参数的实验室测定工作。 该实验过程从取样、实验室测定到数据处理，严格遵守中华人民共和国原煤 炭工业部部标准煤和岩石物理力学性质测定方法 （mt38-49-87）进行。 3.3 14#煤层 1202 工作面顶板岩层结构 平岗煤矿14#煤层顶板情况如图 2-1 所示。14#煤层顶底板多为细砂岩和粉砂 岩结构，且各岩层层理或节理较发育，其余多为薄层的页岩或煤页岩组成。由研 究需要和现场的实际状况，选择有代表性 14#层顶板细砂岩作为岩样测试的样本。 为防止环境状态变化对岩样产生不良影响，将所取岩样全部进行蜡封保存。 3.4 实验设备 在实验过程中，所采用的仪器设备如下： 设备名称与型号生产单位 zs-100 型立式钻孔机 dq-4 自动岩石切割机 shm-200 型岩石标本双端面磨石机 rmt-150b 岩石力学试验系统 江苏姜堰市华能石油化工机械厂 江苏姜堰市华能石油化工机械厂 江苏姜堰市华能石油化工机械厂 中科院武汉岩土力学研究所 3.5 试件的加工 根据实验要求，分别对各分层岩样加工成抗拉和抗压标准试件，并依次对试 件进行编号，其编号情况见表 2-1。 17 3.6 实验数据的处理 3.6.1 原始数据 对各岩层的试件分别进行单轴抗压、抗拉及剪切实验，其中抗拉实验方法是 采用间接拉伸即劈裂法。实验采用 rmt-150b 岩石力学试验系统（如图 2-2 所示） ， 部分试件实验后的状态如图 2-3 所示。 东东东东东东东东东东东东东东 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 0.10 1.55 0.30 0.15 1.40 0.33 6.00 0.10 1.50 0.80 0.30 0.10 0.10 1.65 1.95 2.10 3.50 3.83 9.83 9.93 11.43 12.23 12.53 12.63 东 东东东 灰白色,致密块状 东 东东东 东东东 东 东东东 14#东东东东,东东 东东 东东东东 东东东东 东东 暗煤，顶部夹矸 暗煤与页岩互层 灰黑色，层节理发育 暗煤 灰白色，层节理不发育 灰黑色，较破碎 灰黑色，致密，层理 发育 灰黑色，节理发育 东东 图 2-1 14#煤层顶底板柱状图 表 2-1 岩层分层取样、岩样编号及加工试件编号一览表 岩层分层编号岩样编号试件编号试件用途取样地点取样单位 1411 1412141 1413 抗压、拉、 剪实验 平岗煤矿矿压 观测组 1421 1422 14#煤层顶板 142 1423 抗压、拉、 剪实验 14#层顶板 平岗煤矿矿压 观测组 为研究岩石的浸水性，专门对部分岩样进行了浸水实验研究。 18 图 2-2 rmt-150b 岩石力学试验系统 (a) 单轴压缩试件实验后破坏状态 (b)间接拉伸试件实验后破坏状态 图 2-3 试件破坏状态 实验所得岩石力学性能参数见表 2-2、表 2-3。 表 2-2 单轴抗压实验数据统计表 试件尺寸（ mm） 试件 编号 直径高 极限压 力kn 抗压强 度mpa 弹性模 量gpa 变形模 量gpa 泊松 比 横向应 变10- 3 横向变 形mm 纵向应 变10- 3 纵向变 形mm 141150.4898.80218.250109.0520.29413.9460.3842.9960.1516.7190.664 141250.4699.40242.000121.01330.16716.3410.1531.0780.0545.5210.549 141350.5099.1095.00047.43014.85811.2561.4141.25424.8274.4000.436 19 表 2-3 抗 拉 实 验 数 据 统 计 表（劈裂法） 试件尺寸（mm）试件 编号直径高度 抗拉强度 mpa 横向变形 mm 横向应变 10-3 142150.4025.425.180-0.001-0.012 142250.4426.302.8910.0170.335 142350.5025.406.9240.0240.470 岩石力学测试系统给出的部分岩石试件的抗拉强度实验和抗压强度实验曲线 如下所示： 岩样 1421 劈裂试验曲线 岩样 1422 劈裂试验曲线 20 岩样 1423 劈裂试验曲线 岩样 1411 单轴抗压试验曲线 21 岩样 1412 单轴抗压试验曲线 岩样 1413 单轴抗压试验曲线 3.6.2 数据处理 根据实验所获得的数据，经数据处理得到部分岩层力学性能参数，参见表 2- 4、表 2-5。 对实验数据处理过程说明如下： 同类岩石性能测试数据之间差别很大，其原因主要是由于岩石试件中节理弱 面方向不同造成的，同时，增加了浸水实验。 表 2-4 14#层顶板抗压实验数据统计表 指 标最小值最大值平均值 22 抗压强度（mpa）47.430121.01392.498 弹性模量（gpa）14.85830.16721.773 变形模量（gpa）11.25616.34113.848 泊 松 比0.1530.3840.2685 注：由于试验数据单轴抗压岩样 1413 测得泊松比为 1.414，不合常理，其原因是岩样破 裂时迸射冲击探头所致，故而泊松比的均值由岩样 1411 和 1412 的均值代替。岩样 1413 单轴 抗压强度为 47.43mpa，与前两个岩样相比有很大的差距，其原