矿山压力及其控制第九章.ppt

第九章厚煤层综放开采岩层控制,综合机械化放顶煤开采综合机械化放顶煤开采，简称综放开采。其基本原理是在厚煤层（一般煤厚5m）下部布置一个纵采工作面，高23米，支架尾部有放煤功能，在工作面前后分别布置一台刮板输送机，采煤机组切割的煤炭有前输送机运出，工作面上方的煤炭冒落放出后，由后输送机送出。,9.1顶煤破碎机理与运移规律放顶煤开采的实质是实现工作面煤炭和顶部煤炭的同时采出，顶部煤炭的开采是依靠矿山压力作用，使其自行破碎和冒落，且自行流动和放出。,顶煤的变形与破碎是一个十分复杂的过程，在支架和顶板组成的系统中，支架通过顶煤对顶板实施控制，同时顶板的压力通过顶煤传递到支架上，顶煤在传递力的过程中也要发生移动、变形、破碎、冒落和放出，因此顶煤起到了一种媒介作用。,9.1.1顶煤的力学特征和应力场特征（1）顶煤的力学特征在顶煤破碎过程中，原有裂隙扩展与贯通将会起到重要作用。因此，煤体中的裂隙发育程度和分布密度对顶煤的破碎块度有很大的影响。同时，煤体所反映出来的强度与应力状态有很大关系，不同应力状态的煤体表现出不同的强度特征，见图9-1（不同围压下煤体的应力应变全过程曲线）。从图中可以看出，随着围压升高，煤体的强度增加。,（2）采动应力场与约束条件工作面前方的支承压力（切向应力t）分为减压区（A）、增压区（B）、稳压区（C）。若按岩体性质分，可将其分为弹性区（E）和塑性区（D）（也称极限平衡区）。同时径向应力（垂直工作面方向的应力r）自煤壁向远方逐渐升高。,在稳压区，使顶煤处于三向等压应力状态，此时煤体不易破坏。随着距煤壁距离减小，顶煤所受的应力差（t-r）增大，即顶煤中的剪应力增大，当顶煤处于支承压力峰值区时，顶煤所受的主应力差达到最大值，由此时的两个主应力所绘制的莫尔园与莫尔库仑强度曲线相切，顶煤形成剪切破坏，见图9-3。,进入塑性区后，顶煤破裂，煤体的强度曲线为破坏顶煤的强度曲线，即为煤体的残余强度曲线，而由此时的t和r所绘制的莫尔圆与残余强度曲线始终处于相切状态，即顶煤处于极限平衡状态。,r的变化规律实际上也反映了沿工作面推进方向对顶煤的约束条件，即随着工作面的推进，顶煤的约束条件逐渐减弱，甚至消失，这就为顶煤的冒落提高了条件。,由岩石力学理论，岩石处于多向压应力状态下，其破坏的机理主要为剪切破坏，即破坏面上的剪应力大于该面的抗剪强度所致，且破坏面与最大主应力的夹角为锐角（=45-/2，为岩石的内摩擦角）。,当岩石处于单向压缩状态时，如无侧向约束或侧向约束很小时，岩石会发生侧向拉伸变形，当拉伸变形大于岩石的极限应变时，岩石将发生拉伸破坏：顶煤在支承压力峰值区主要以剪切破坏为主，是由于顶煤体中的采动应力场形成的剪应力大于顶煤抗剪强度所致。在支承压力峰值以后随着靠近工作面，沿工作面方向的约束减弱，顶煤的破坏逐渐以拉伸破坏为主，工作面继续推进，顶煤失去侧向约束，在顶板压力和顶煤自重作用下，顶煤将产生冒落，堆积在支架上方或掩护梁上。,（3）顶煤的变形与位移顶煤累计位移量往往反映顶煤的破碎程度和块度。位移量大说明顶煤破碎充分，破碎的块度小，具有很好的流动性，易于放出。反之，顶煤破碎不充分。图9-4是典型的顶煤位移观测曲线，其中横坐标0点为工作面煤壁位置，h为测点距煤层底板的距离。观测的平均煤厚为9.1m，割煤高2.2m，煤层硬度系数f=0.3，属于极软煤层。,观测结果表明，在工作面前方15m处顶煤开始发生移动，且随着距工作面越近，累计位移量迅速增加，上位顶煤的累计位移量明显大于下位顶煤。一般情况下可采用负指数函数拟合顶煤的累积位移量s与距工作面距离L的关系，即S=ae-hL式中a、h为回归系数。根据顶煤移动观测以及综合数值模拟计算结果，可以推测顶煤的位移场图，见图9-5。,通过比较不同厚度、不同硬度煤层的实测结果，可得到不同顶煤的移动特征：煤体的硬度不同，顶煤开始移动的位置不同。,不同高度顶煤始动点的位置不同，无论是软煤、中硬煤或是硬煤，顶煤位置越高，其始动点超前工作面距离越远，累计的位移量越大。在顶煤移动初期，以水平移动为主，随着工作面推进，垂直位移逐渐增大，在工作面支架上方垂直位移量超过水平位移量，具体位置根据煤层的硬度系数不同而变化，软煤在煤壁前方附近，而硬煤在煤壁后方0.51m处。,9.1.2顶煤的破坏过程描述及分区软煤的内部结构不致密，且含有大量微裂隙；中硬煤的内部结构致密，微裂隙较少，但裂隙的延展性较好。因此可认为软煤层的变形、破碎是由众多微裂隙和不致密（强度低）的煤块共同完成的，所以，软煤层累计的位移量大，破碎的块度小且均匀。对硬煤层而言，由于煤体致密，强度大，在采动应力场作用下，应力水平难以达到破坏致密煤块的程度，因此，硬煤的变形、移动、破碎主要由煤体内部的裂隙完成，致使破碎的硬煤块体带有明显裂隙分割的迹象。,硬煤层顶煤破坏状况开采中硬煤层是顶煤的破坏状况如图9-6所示。由图可知，顶煤的裂隙始于煤壁前方支承压力峰值区内，在支承压力作用下，顶煤发生剪切和拉伸破坏，出现裂隙或扩展煤体内的原有裂隙。随着工作面推进、顶板的回转下沉，顶煤裂隙进一步发展，这些被裂隙和层理等弱面切割成块体的顶煤由于受到约束和积压作用，整体处于塑性状态，可视为“似连续体”。随着工作面继续推进，当顶煤进入到支架上方后，将逐渐冒落，并堆积在支架掩护梁上形成散体。,顶煤分区为了对顶煤的破坏过程有一清晰认识，可将顶煤自原始状态至冒落这一连续渐进过程进行划分，称为顶煤分区，即根据顶煤裂隙发育和破坏程度，沿工作面推进方向，一般可划分为四个区，见图9-7所示。,原始状态区压缩变形区拉剪破裂区散体冒放区,9.1.3影响顶煤冒放性的因素一是顶煤冒落的形态，二是放出特性，放出特性与顶煤冒落的块度分布密度有关。影响顶煤冒放性的因素很多，如煤层自身强大、各种弱面（裂隙、层理等)的发育与分布情况、夹矸情况、开采深度、顶煤厚度、顶板岩型、工作面长度、支架的架性与开采工艺等。,（1）煤体强度（2）煤体裂隙分布的影响（3）顶煤厚度,（4）夹矸影响见图910所示。,9.1.4改善坚硬顶煤冒放性的人工辅助措施对于裂隙不发育的坚硬厚煤层（f3.5），实施综放开采时，通常需采用顶煤爆破或注水方法改善顶煤的冒落形态和冒落块度。,9.2放顶煤开采矿山压力显现的基本规律9.2.1综放采场支架与围岩力学系统模型综放开采与单一煤层开采在围岩性质方面的差异就是支架上方存在着一层破碎的、强度低的顶煤，该顶煤的存在，不仅增大了直接顶（包括顶煤）的厚度，而且改变了直接顶的整体力学特征。,老顶活动对采场及支架的影响程度取决于直接顶和顶煤的性质、顶煤破坏的发展程度以及支架的刚度。根据支架与围岩体系各组分的力学性质和作用影响程度，建立如图9-12所示的综放采场支架与围岩力学系统模型。构成综放菜场支架围岩整体力学模型的基本单元与一般长壁开采工作面是相同的，即,老顶。直接顶。支架。底板。,在综放采场围岩整体力学模型分析中,老顶单元和直接顶单元是关键,老顶单元作为覆岩中的第一关键层,要形成稳定的砌体梁结构,它的刚性转动量是有一定范围的,作为直接顶,即称为给定变形。,(1)直接顶(包含顶煤)的整体力学特征综放采场条件下,把顶煤和其上的直接顶岩层统一视为直接顶.在经历工作面前方超前支承压力作用后,该直接顶一般进入塑性状态,因此,处在采场支架上方的直接顶其力学状态是处于全程曲线的峰后区.另一方面作为传力介质,传递老顶回转变形产生的回转变形压力。,(2)综放采场支架的工作状态支架受力的大小及载荷分布取决于直接顶的整体力学特性以及与支架的相互作用.,9.2.2工作面矿压显现的基本规律放顶煤工作面也具有单一煤层采面的一般矿压显现规律,如初次来压,周期来压等.但由于一次采高增大,煤炭开采对直接顶岩层和老顶的扰动范围增大,加之直接顶力学特征的变化,势必引起采面矿压显现的新特点.,(1)支承压力分布我国关于综放面的支承压力分布规律进行了许多观测和研究.所得到的基本规律是与单一煤层开采相比,在顶板以及煤层条件力学性质相同情况下,综放开采的支承压力分布范围大,峰值点前移.支承压力集中系数没有显著变化.,.煤层愈软,支承压力分布范围愈大,峰值点距煤壁愈远.软煤层,峰值点为1525m,分布范围4050m；对于硬煤层，峰值点为58m，分布范围2030m。,煤层愈厚，支承压力分布范围愈大，峰值点距煤壁愈远。放顶煤工作面支承压力峰值点前移的原因是由于顶煤强度较低引起的。,如果顶煤中存在一层较厚的强度较大夹矸层，夹矸层除了影响到顶煤冒放形态外，还会影响到支承压力分布，使其显现出较硬煤层的支承压力分布特征。,由于顶煤强度较低，因此在直接顶与老顶载荷作用下，靠近工作面的顶煤首先发生破坏，进入塑性区，破坏的顶煤刚度迅速降低，顶煤变成弹塑性介质，当载荷继续增大，大于顶煤残余强度时，顶煤不再具有抗载能力，致使顶板载荷向远处逐渐逐渐转移，煤体内形成塑性区的范围大，载荷向前方转移的距离较远。煤层强度越低，转移的距离越大，所以支承压力峰值处越远离工作面，见图9-13。,（2）实测资料表明，工作面支承载荷不大，说明离工作面不远的高处就形成平衡结构。支架受载并不因采高增大而增加，仅与煤的强度有关，煤的强度大，则顶煤的完整性愈好，支架载荷较大。放顶煤工作面仍有周期来压现象，但不明显，初次来压强度也不大。这是由于破断岩板离工作面较高的原因。,（3）放顶煤工作面的煤壁及端面顶板的维护显得特别重要。因为顶板容易破裂，尤其当煤壁片帮、煤顶节理和裂隙比较发育、遇有局部断层、褶区结构，老顶来压时，加上放顶煤工作面推进速度较慢，容易产生端部冒顶。因此，改善端部支架结构，加大支架的实际端面初撑支护强度就十分重要。,（4）放顶煤工作面，端头压力和工作面两端平巷压力并不大，虽然由于一次采高增加引起支承压力增加，但由于一次采全厚，故回采巷道的矿压显现较分层多次开采缓和，在兖州、郑州及石炭井等局的测定均是这样。,（5）支架前柱的工作阻力大于后柱阻力。放顶煤工作面综放支架前柱的工作阻力普遍大于后柱，一般为1015，最高可达37。,(6)下分层综放时的矿压显现规律.有些情况为了排放瓦斯的需要,或是由于煤层厚度过大,不利于提高煤炭采出率等,采取了先用综采方法预采顶分层,然后剩余的下部煤层采取综放开采技术.下分层综放开采时的矿压显现仍然具有一般开采的矿压规律,但矿山压力显现程度有所减弱.,9.2.3支架的合理工作阻力直接顶跨落高度与采高有关.放顶煤支架因一次采高在6m以上,甚至更高,支架必须支撑住由此产生的静压和动压.支架工作阻力的增加,可有效地控制顶板.但如果阻力过大,往往阻力利用率不高还增加支架重量、造价,经济效益会降低.因此必须合理选择支架的工作阻力.,(1)估算法估算支架阻力的力学模型(图9-14)可按下列原则考虑:采场上方顶板在靠煤壁一侧为顶板破裂线,即顶煤及顶板断裂线一般超前发生在煤壁内,当断裂线移至煤壁附近时为支架受载最大的时刻,应作为计算基础.采空区一侧顶煤、岩层按跨落角上伸,其侧面有跨落后的矸石支承,且对顶煤、岩层的下沉具有相应的摩擦阻力.,老顶载荷Q3,或称为裂隙体梁结构失稳形成的载荷,对顶煤及直接顶的破坏跨落起重要作用,但由于放顶煤开采跨落带较高,此平衡结构有可能在下位裂隙带中,即使岩块间有剪切滑移的情况下仍能保持横撑力而形成裂隙体梁式平衡结构,而此结构以上的载荷对支架的影响可忽略不计.,可按建立下列方程式中P支架合理支承力,KN/架Q1顶煤重,Q1=M2LmQ2直接顶重,Q2=hL2K砌体梁失稳时附加力的动载压系数,取1.8;R顶板在煤壁断裂线处的摩擦阻力;N碎矸和部分规则跨落带的摩擦力;F块矸和顶煤、岩石间的摩擦力,F=Ntan.考虑到支架阻力处于极限情况,R=0.,碎矸支撑力可表示为支架外载形成的力矩一般靠液压支架阻力的分布来平衡.设tan=0.8,=200,m=2.5,L=5m,当采放高为6、8、10及12m时,支架阻力分别为3504kN/架,4229kN/架,4566kN/架,4560kN/架,相应的支护强度为467609kPa.,(2)实测统计法据实测结果统计所得