采场顶板控制设计

第四章 采场顶板控制设计第一节 采场顶板的运动特征一、直接顶的运动特征前面阐述了直接顶的结构形态有10种，然而，对采场危险性最大的是悬顶距大的顶板和破碎顶板。下面详细叙述这两种类型的运动特征。1悬顶的运动特征此类顶板由于直接顶岩层厚度大、强度高，因而在工作面能产生大的悬顶。当工作面的切顶力不足时，直接顶岩梁将在工作面内断裂，造成重大事故（如图4-1a所示）；当工作面切顶力足够大时，直接顶将会在末排支柱切断，不会影响工作面生产（如图4-1b所示）。图4-1 悬顶的运动特征2破碎顶板的运动特征由于该类型顶板比较破碎，如果支护不及时，工作面内将出现大面积的漏顶，造成漏垮事故（如图4-2所示）。图4-2 破碎顶板的运动特征二、老顶的运动特征1回转失稳此类顶板岩梁强度比较高，裂断时产生很大的水平力和垂直力，各岩块之间依靠水平力相互挤压能形成铰接岩梁，达到平衡。当岩梁的垂直力大于各岩层相互间的摩擦力时，岩梁开始回转下沉失稳，继而达到新的铰接平衡。在岩梁回转下沉时，如果垂直力很大，下沉速度剧烈，则在工作面会产生冲击载荷（如图4-3a所示）。2滑落失稳此类老顶岩梁强度较低，水平分力较小，垂直分力很大，因而岩梁将滑落失稳。由于此类老顶岩梁垂直分力很大，岩梁滑落时将造成工作面台阶下沉，同时在支架上产生冲击载荷（如图4-3b所示）。图4-3 老顶的运动特征第二节 采场支护原理一、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”方案由于直接顶在采空区内已经垮落，所以顶板控制设计时，必须按最危险状态（沿煤壁处切断）考虑。理论与实践已证明，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。亦即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。其值可由下式表达： A= mzzfz （4-1）式中 A直接顶给支架的作用力；fz直接顶悬顶系数。其它符号含义同前。2支架对老顶的工作状态“给定变形”和“限定变形”老顶岩梁断裂后，在运动过程中给支架的作用力，由支架对岩梁运动的抵抗程度（或对岩梁位态控制的要求）决定。因此，岩梁运动结束时支架可在以下两种状态下工作：（1）“给定变形”工作方案采场支架对老顶岩梁的运动处于“给定变形”工作状态时，岩梁运动稳定时的位置状态（即“位态”）由岩梁的强度及两端支承情况决定。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 （4-2a）或者 QiPiLk （4-2b）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采场支架平均承载能力，N/m；Lk控顶距，m。显然，在这种情况下岩梁从运动到重新进入稳定的全过程中，都无法建立起支架受力与顶板压力之间的直接关系方程。在这种工作状态下岩梁运动至最终状态时的顶板下沉量（即岩梁无阻碍最终沉降值）为（对照图4-4）： （4-3） 式中 hA岩梁无阻碍最终沉降值，即岩梁处于最低位态条件下最大控顶距处的顶板下沉量。图4-4 hA计算图在这种工作状态下，为了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下式 （4-4）式中 max支架最大允许缩量； 支柱钻顶钻底及中间介质压缩量。 岩梁运动结束时采场支架实际受力值（RT），在不发生破顶钻底的理想条件下，将由支架的综合刚度（支架力学特性）所决定，即 RT =EThA （4-5）式中 ET支架的综合刚度。(2)“限定变形”工作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。即在支架阻力的作用下，岩梁不能沉降至最低位态。岩梁进入稳定时的位态（岩梁运动稳定时既定控顶距的采场顶板下沉量）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肯定的力学关系，可以建立两者间的力学方程。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。二、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。从安全角度出发，除易碎直接顶采场外，支护强度是越大越好，但从经济角度出发，应该在保证安全的前提下，尽可能减小支护强度，因为支护强度的提高是以增加材料的投入为代价的。既安全又经济的支护强度称为合理的支护强度。由此也可看出，针对不同的控制要求，支护强度是不同的，通常我们说的某一个采场的支护强度是多少，是针对一定的顶板控制状态而言的，因而不能笼统地认为该采场的顶板压力就等于测得的支护强度。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。比岩重法确定支护强度更为理性的方法，是“支架围岩”关系理论。人们通过实验室和现场的调压试验，很早就提出了顶板下沉量与支护强度之间存在双曲线关系（如图4-5所示），该关系指出：要减小顶板下沉量，就必须以提高支护强度为代价。图4-5 支架围岩的双曲线关系“传递岩梁”理论注意到上述双曲线只能定性地描述支架围岩关系，而且基于梁式结构的力学模型，提出了位态方程的概念和表达式（参见式4-6）： （4-6） 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，由岩梁参数和控顶距决定。该公式阐明了支架围岩之间双曲线关系外，还进一步指明了直接顶在位态方程中的作用。在具体采场，可计算出hA，K则不能定量计算，因为： （4-7）式中 ME，E，C分别为老顶厚度、容重和运动步距； Lk控顶距； KT岩重分配系数。式(4-7)中，只有KT是不定量的，因为KT与岩梁断裂位置、结构形式、物理性质、支架性能等都有关系，只有搞清这些关系后，KT才能定量计算，然而，要搞清这些关系几乎是不可能的。因为很多参数无法准确得到，支架、煤壁、矸石与老顶岩层之间是一种超静定关系，因此解决这个问题也只能用相应的半定量分析配合量化控制准则和现场经验相结合的方法。由于支架与多种形式老顶结构的作用原理是一致的，因此多种形式老顶结构与支架的作用关系可用一种有代表性的抽象模型表示。图4-6所示即为支架围岩的一般关系抽象模型。图4-6中，阴影部分为非法工作区，bc段为梁式结构给定变形（hA）工作段，bc段为拱梁或类拱结构分层压实时的工作段，S为离层压实量，K为直接顶与老顶的接触应力。ab或ab段为限定变形工作段。cd段表示支架不能支撑直接顶的重量，因此，是非法工作区。三、采场支护的原理1对直接顶“支”和“护”给定载荷因为直接顶在老塘已冒落，在工作面需由支架全部承担其重量，因此，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。只有这样才能保证采场安全。图4-6 支围关系图2对老顶根据采场需要选择工作方案由图4-6的支围关系图知，根据采场的需要来选择支架的工作状态，第三节 合理支护强度的确定由前述可知，支护强度的计算是一个超静定问题，企图依靠精确的力学方法几乎是不可能的，只能采用半定量的支围关系、量化控制准则和成功经验相结合的方法。下面按工作面不同推进阶段，介绍支护强度的计算方法。先介绍以“支”为准则的计算方法，后介绍以“防滑”为准则的计算方法。一、直接顶初次垮落期间（0LZ）支的准则：把直接顶安全地切落。如基本支护达不到要求，则考虑其它措施。力学保证条件：支架至少能承担起直接顶初次垮落步距一半的重力。支护强度2：P （4-8）式中 Lk控顶距； Z直接顶容重。二、老顶初次来压期间（LZC0）支的准则： 防止直接顶向采空区推垮； 让老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。力学保证条件： 增加支柱初撑力和工作阻力，使直接顶和老顶紧贴（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，承担起老顶的部分作用力和全部直接顶的作用力。支护强度用式(4-9)计算2。 （4-9）式中 ME，E，C0分别为老顶厚度、容重和初次来压步距；KT岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N的控制。 大量研究证明，采空区充填得越实，支架承受的老顶作用力越小。根据现场控制的经验，一般条件采场的KT可按表4-1选取4。表4-1 KT选取表NN11N2.52.55KT22N38(N-2.5)+5N1时，表明直接顶很薄，坚硬老顶来压猛烈，支架必须承担初次来压步距内的岩重。如基本支护达不到要求，则采取特种支护或其它措施。1N2.5时，表明采空区充填一般，顶板下沉量和来压强度随N的增加而线性减小，需承担的老顶作用力也越来越小。2.55时，表明垮落直接顶与老顶接实，支架可完全不考虑老顶的作用力。式(4-9)中，直接顶作用力A的计算由式(4-10) 、式(4-11)给出。当悬顶距LS1。以i所表示的Ri为 （0i1） （4-24）初工作阻力为 （4-25）第三阶段：自动夹紧过程完成后，由于活柱摩擦表面的斜度（1/1250）胀开锁箍，使得支柱的工作阻力缓慢上升。在该阶段内任意时刻阻力增值为 （4-26）式中 t活柱每下缩1mm阻力增值，N/mm； RB支柱额定工作阻力，N；B支柱最大允许缩量，mm；i水平楔转正后的活柱缩量，mm。 i =i-1 （4-27）如果支柱按设计标准工作，即RB-RA=10KNB =400mm；1 =10mm表4-3增 阻 阶 段阻力(KN)活柱缩量(mm)自动夹紧距(mm)始动阻力增阻值(R0)阻力值R0初工作阻力增阻值(R1)阻力值RA= R0+ R1801000000终工作阻力增阻值(R2)阻力值RB= RA+ R2150250301=10151=10159191100 2=400-1400B=4009191如表4-3所示，则t250，N/mmR2250(i-1)，NR2250(B-1)，N任意时刻工作阻力及实际工作阻力分别为Ri= RA+ R2=R0+250(i-1) (1iB) （4-28）RB= RA+ R2= R0+250(B-1) （4-29）综上所述，HZWA型支柱工作阻力Ri随活柱缩量i的变化规律可归结为式（4-30） (4-30) 特性曲线如图4-12所示。图4-12 HZWA型支柱工作特性曲线3单体液压支柱单体液压支柱按注油（液）方式分为内注式（图4-13）和外注式（图4-14）两种。图4-13 内注式单体液压支柱 图4-14 外注式单体液压支柱1柱体；2活柱；3活塞头； 1顶盖；2三用阀；3活柱体；4泵；5安全阀及卸载阀； 4油缸；5复位弹簧；6活塞；6上顶盖；7下柱座； 7底座；8卸载手把；9注液枪；8支柱底腔；9通道 10泵站供液；11注液时操纵手把方向 12卸载时动作方向内注式液压支柱事先已罐好了工作液，通过摇动手把操纵支柱内的液压泵，把工作液从低压腔压入高压腔使支柱升起（见图4-15）。图4-15 内注式液压支柱示意图 图4-16 单体液压支柱工作特性曲线外注式液压支柱的工作液是从外部供给的。一般是通过顺槽内的泵站经高压软管上的注液枪向支柱内供液，在高压液作用下使支柱升起并支撑顶板。单体液压支柱的工作特性曲线如图4-16所示，支柱架设时，内注液式依靠手工操作，一般能产生5070 KN的初撑力（液压支柱初撑力与始动阻力相等）。外注式支柱初撑力取决于泵站及升柱质量。图中工作点A对应初撑力R0。顶板下沉时，支柱下腔工作液受压缩而呈弹性变形，大约压缩620mm（DZ-22型支柱试验得H为1518mm，对应于额定初撑力），工作阻力急剧上升到额定工作阻力RB，即特性曲线中的B点，此时安全阀开启卸液，工作阻力略有下降，降到图中C点，安全阀重新关闭。随后工作阻力又有所增加，安全阀重新打开。如此反复，在活柱下缩过程中，形成图4-16所示的恒阻工作特性。 （二）液压支架1综采支架1）支撑式液压支架指在结构上没有掩护梁，对顶板的作用是以垂直支撑为主的支架。这种支架具有较大的支撑能力，靠立柱和顶梁直接支撑顶板，维护工作空间，顶板在顶梁后部切断垮落。由于支撑力集中在顶梁的后部，而在煤壁附近无立柱支护区由支撑力较弱的前探梁维护，顶梁上力的分布状态如图4-17中a、b所示。这种支架一般适用于支撑稳定和坚硬的顶板。按支架结构与动作方式的不同，支撑式又可分为垛式（六柱和四柱两种）和节式两种。图4-17 不同架型顶梁上载荷分布a、b垛式；c、d支撑掩护式；e掩护支撑式；f纯掩护式图4-18 BZZZC型垛式液压支架1 支柱；2前梁千斤顶；3复位千斤顶；4推移千斤顶；5操纵阀；6控制阀7底座箱；8前梁；9主梁；10挡矸帘；11钢丝绳柱销；12加长段；13碰头图4-19 节式支架1铰接顶梁；2支柱；3底座；4千斤顶；5阀座；6弹簧钢带2）支撑掩护式这种支架对顶板兼有支撑和掩护两种作用（见图4-20、4-21）。支架支撑部分作用力大于掩护部分，适合于在较稳定的顶板条件下使用。图4-20 道梯4/550型支撑掩护式支架1 顶梁；2护帮装置；3支柱；4掩护梁；5前连梁；6后连梁7操纵阀；8推移装置；9底座3）掩护式支架支架顶梁较短，支撑能力较弱，顶梁上支撑力集中靠近煤壁附近（如图4-17中e）。主要靠掩护作用维护工作空间，适用于松软顶板。依据支架结构特点和顶梁移动轨迹，这类支图4-21 G320-13/32型掩护式支架1主梁；2前梁；3掩护梁；4前连梁；5底座；6推移装置；7护帮装置；8前梁千斤顶；9平衡千斤顶；10支柱；11侧护板；12后连杆架又分圆弧形、双纽线形和椭圆线形等几种型式。2综采放顶煤支架1）单输送机高位放顶煤支架这类支架现有两种，支护强度在0.520.89MPa之间，一种为轻型，一种为重型。适用于急斜特厚煤层和缓斜软煤层。此类支架型式如图4-22所示。该支架结构特点是短托梁加内伸缩梁及护帮板。其立柱两根用于支撑，两根用于控制放煤槽，底座有插底及非插底式两种，支架稳定性好，掩护梁与底座是单铰连接，铰接点高0.92.02m。2）双输送机中位放顶煤支架这种类型支架是当前应用架数较多、分布较广的一种放顶煤支架。按支架结构不同可以分为两类，支架的区别特征主要有两个：按底座与掩护梁连接方式分单铰接及四连杆两种，单铰接方式的支架稳定性好，抗扭能力强，后输送机放顶空间大，但端面距易变化，且因后铰点较高，易导致增加架后丢煤。双输送机中位放顶煤支架形式见图4-23。图4-22 单输送机高位放顶煤支架 图4-23 双输送机中位放顶煤支架3）双输送机低位放顶煤支架这类支架较长，一般有铰接前梁与手套式伸缩梁，支护强度在0.440.72MPa之间，适用于急斜特厚煤层和缓斜中硬煤层。这类支架的架型如图4-24所示。4）“三软”煤层的放顶煤支架所谓“三软”是指顶板软、煤层软和底板软。改善支架对顶板控制的能力是“三软”煤层工作面岩层控制的主要任务，我国目前长壁工作面液压支架的支撑能力一般都很高，每架支架支撑能力（支护宽度1.5m时），很少低于3200KN，支护强度在0.50.75 MPa 之间。根据经验，垂直支撑有足够的能力，但往往由于顶板破碎而不能正常发挥能力，为此，改善支护状况，主要从改善支架性能和充分发挥支撑能力两方面入手。图4-24 双输送机低位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4-25是一种经过改进的ZFS 3600-16/28新架型，在河南省郑州煤业集团米村矿“三软”煤层放顶煤工作面使用获得成功。图4-25 ZFS 3600-16/28三软煤层放顶煤支架5）急斜特厚水平分段放顶煤支架急斜特厚煤层水平分段放顶煤工作面使用的支架架型与缓倾斜煤层放顶煤支架类似，同样有高位、中位及低位放顶煤支架三种： YFY 160(200)16/26轻型掩护式单输送机放顶煤支架，顶煤是由高位掩护梁上放煤口放出，底座采用插底式。 FYC 400及ZFS 3000型为双输送机中位放顶煤支架。这类支架重量较大，一般在较长的工作面内使用。 FY 28014/28型双输送机低位插板式放顶煤支架，其特点是支架后部放煤空间大，煤尘小。三、支架的实际支撑能力评价（一）单体支柱实际支撑能力的计算方法1影响单体支柱支护能力的因素支柱在井下的工作条件复杂，有许多主客观、直接或间接的因素影响支柱工作性能和支撑能力正常发挥。其中包括：（1）直接顶底板强度 顶底板承载能力越高，越利于提高支柱实际支撑能力；底板软，特别是当底板上有浮煤时，会引起支柱钻底，使阻力上不去。如图4-26a所示，通化松树矿采厚煤层下分层时，由于支柱钻底，阻力几乎为零，失去了支撑作用。图4-26 松树矿与林西矿支柱工况测定（2）辅助支护结构压缩 从开滦局林西矿柱顶垫厚板支柱实际工况（图4-26b）中可以看到，由于柱帽压缩致使支柱工作阻力降低。（3）支设质量 对摩擦支柱来说，水平楔打不紧（图4-27）或支柱表面有煤粉、生锈，均会明显影响阻力正常发挥。单体液压支柱在进入恒阻阶段之前，要经过一段增阻过程。升柱时间不足，初撑力越小，增阻段活柱缩量越大，都会对支柱在整个支护过程中的支撑能力产生一定的影响。图4-27 不同紧楔程度支柱工况1水平楔打的紧；2水平楔未打紧（4）支柱承载不均 由于支柱支设质量、浮煤压缩量以及辅助支护结构的差别等原因，造成不同列支柱在同一循环支护过程中阻力不均，结果使整体支撑能力降低。图4-28为兴隆庄矿4309工作面观测结果，其中第观测线支柱因底板浮煤影响，压力上升到27MPa时支柱钻底，两观测线平均阻力明显降低。图4-28 浮煤对支柱工况的影响第一观测线；第二观测线（5）支柱本身的工作特性 金属摩擦支柱的工作阻力是靠活柱下缩来实现的。控顶范围内各排支柱顶板下沉量不同，活柱缩量及工作阻力也不相同，这是使用增阻支柱不可避免的。2单体支柱实际支撑能力计算方法在综合了各种影响因素的基础上，单体支柱在井下工作过程中的实际支撑能力应按下式计算 RT=KBKZRB，N/棵 （4-31）式中 RT支柱实际支撑能力；N/棵；KB不同列支柱承载不均匀系数；KZ支柱本身的增阻系数；RB支柱回柱时的阻力 (RBRB)；N/棵各项影响因素的确定：1）不同列支柱承载不均匀系数 (KB)KB反映了不同列支柱因支柱质量、辅助结构压缩等影响造成的各排之间承载能力上的差别。确定该值是以任一观测循环线内几条观测线的阻力平均值R平作为比较的基准，将每一条观测线在同一循环内的载荷平均值R测平与R平相比，可得每一条观测线的承载不均匀系数，即 （4-32）从安全角度出发，一般选取每一循环几条观测线中KB的最小值KBmin。取各个阶段（相对稳定阶段、来压等）KBmin的平均值可得本工作面的承载不均匀系数为 （4-33）式中 n所选观测循环数。根据在开滦、平顶山、兖州等局的实测结果，由式（4-33）计算出的KB值范围如表4-4所示。具体工作面应结合具体条件进行计算。表4-4不同支护类型KB急增阻支柱工作面微增阻支柱工作面单体液压支柱工作面0.750.850.650.750.80.92）微增阻系数（KZ）KZ反映了支柱本身的增阻特性。对于金属摩擦支柱，由于每个控顶排（处）顶板下沉量不同，支柱工作阻力是不一样的。每棵支柱在整个支护过程中的实际支撑能力，只能是从第一控顶排开始，到最末控顶排回撤时载荷的平均值（Rp），该值小于与回撤时活柱缩量 （B）对应的工作阻力（RB）。这种差别用增阻系数KZ表示为 （4-34）（1）急增阻支柱（参见图4-10） （4-35）（2）微增阻支柱（见图4-29）微增阻支柱的平均值Rp为 （4-36）增阻系数为 （4-37）式中 RB=R0+250(B -1) （4-38）图4-29 微增阻支柱特性曲线由上述可知，微增阻支柱的KZ是C和B的函数。根据式（4-37）作出不同C下KZ随B变化的一组曲线如图4-30所示。对于某一具体工作面，只要已知C和B，就可以从图4-30中方便地查出KZ。图4-30 不同C下KZ-B关系曲线（3）单体液压支柱（参见图4-16）单体液压支柱进入恒阻工作段之前要经过一段增阻过程，考虑这段增阻过程的影响KZ一般在0.91之间。3）RB是指处于最末控顶排支柱回撤时的阻力。单体液压支柱的RB就是其额定工作阻力RB。金属摩擦支柱活柱下缩量到某一缩量时的阻力是0和缩量两者的函数。根据0和支柱回撤时活柱缩量B（顶板比较破碎、易离层；或来压有动压冲击现象时取来压前夕的值，否则取来压时的值），可确定RB。当支柱支设在假底上或底板上有浮矸、浮煤时，支柱会发生钻底，影响支柱实际支撑能力发挥。此时B应当按下式选取。 B=h-d-i （4-39）式中 h顶板下沉量，mm； d支柱钻底量，mm。 i背板等辅助结构压缩量，mm。（二）液压支架实际支撑能力液压支架在井下使用过程中，受直接顶底板稳定情况、升架质量以及液压支架本身对顶板的支护特性等多种主观和客观因素影响，使支撑能力得不到充分发挥。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），如图4-31所示。支架在井下工作过程中，由于受临近支架卸载移架和顶底板中裂隙扩展或浮矸浮煤压缩的影响，多数是处在多增阻状态下工作（4-32所示），整个支护循环中的平均阻力小于终工作阻力，更小于额定工作阻力。 图4-31 液压支架特性曲线 图4-32 实测支架循环工况R01高初撑力；R02底初撑力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。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4-33），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4-33 沿煤壁方向支架受力分布由于存在上述几方面因素影响，液压支架对顶板的实际支撑能力只能按下式考虑。 RT = KYB KYZ RB，N/架 （4-40）式中 RT液压支架的实际支撑能力，N/架；KYB液压支架承载不均匀系数； KYZ液压支架增阻系数；RB液压支架额定工作阻力，N/架。公式中的几个参数应结合具体情况进行计算，计算方法与单体支柱类似。第五节 支护设计一、单体支柱工作面支护设计目前我国单体支柱工作面数量仍占工作面总数的60%以上，由于单体支柱性能较差，容易发生顶板事故，所以要求支护设计具有更高的针对性和可靠性。（一）关于顶板处理方法的选择实践证明，采煤工作面的顶板处理方法选择，应根据对工作面矿压显现有明显影响的上覆岩层范围及其组成岩层的变形能力、运动方式，以及对工作面可能造成的威胁程度等来决定。所选择的顶板处理方法既要有利于顶板的有效管理，又要安全、经济。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。其中，留煤柱、煤垛法由于容易造成大面积区域性顶板垮落，煤柱还导致应力集中，给下部煤层开采带来困难，以及不利于采煤机械化的发展原因，属淘汰之列；厚层坚硬顶板特殊处理法主要有注水软化法和爆破法等。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冒落性控制和管理顶板，属既安全又经济的方法，在条件允许时，应优先选择。2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。在采高不大，最大控顶排处顶板下沉量不超过支柱所允许的缩量时，采用缓慢下沉法管理顶板，采煤工作面一般可以不采用特殊支护。如果因顶板下沉量太大，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部分充填，以减小最大控顶排处的顶板下沉量，如图4-34b所示。充填后的顶板下沉量可用下式预计：未充填： （4-41）充填后： （4-42）式中 hA控顶距LK处的顶板下沉量，m；H采高，m；hZ充填高度，m；支柱活柱的缩量，m；C岩梁的运动步距，m；在这类顶板条件下，也可以采用强制放顶的方法增加采空区垫层的厚度，如图4-34c所示。此时，顶板下沉量用下式预计： （4-43）式中 C强制放顶后岩梁的运动步距，m；KA强制放顶后冒落矸石碎胀系数，KA一般取1.251.35；mz强制放顶的厚度，m。图4-34 缓慢下沉顶板采空区充填与强制放顶(a)缓慢下沉；(b)采空区充填；(c)采空区内强放 3层状坚硬顶板运动形式转化1）岩层运动的两种形式层状坚硬顶板是指厚度不超过5m的坚硬顶板（包括在厚层坚硬顶板中的下部，由于层理和弱面的存在，可分离出独立运动的岩层组），这类顶板强度较高，初次垮落步距一般达25m以上，初次来压强烈，需认真对付。层状坚硬顶板的初次垮落一般存在两种运动形式：一是弯沉运动形式，如图4-35所示。其特点是顶板达到初次垮落步距时，端部先断，断裂线位置深入到工作面煤壁前方，然后中部断裂而垮落。在该运动形式下，由于顶板能得到煤壁的支撑，来压时顶板以煤壁为支承端回转运动，顶板压力显现平缓，只要支护设计得当，顶板可以得到有效的控制。二是剪切运动形式，如图4-36所示。其特点是顶板达到初次垮落步距时，端部先断，断裂线在煤壁处或煤壁附近，在其中部未发生断裂时就整体切下。在该运动形式下，由于顶板得不到煤壁的支撑而整体切下，顶板压力显现强烈，往往会切垮工作面。图4-35 弯沉运动形式 图4-36 剪切运动形式通过北京矿务局门头沟矿五槽煤、二槽煤，木城涧矿千军台坑十槽煤及广东四望嶂矿务局一矿七层煤的顶板控制实践表明，在实际工程中，对于层状坚硬顶板的控制一般进行以下两步工作后，会取得良好的控制效果：第一步，随工作面的推进，采用顶板动态观测法监测和判定顶板的实际运动形式，如果是呈弯沉运动形式，则无需采取特殊处理措施，可以选择自然垮落法管理顶板。第二步，通过监测，如果顶板是剪切运动形式，则可以采取一些简单易行的处理措施，促使顶板由剪切运动形式向弯沉运动形式转化，从而实现自然垮落法管理顶板。2）剪切运动形式向弯沉运动形式转化的处理措施（1）岩梁弯拉破坏机理岩梁的弯沉运动形式是由其弯拉破坏过程决定的，此过程可视嵌固梁向简支梁的转化过程。如图4-37所示，从开切眼推进起，岩梁具有嵌固梁的特点，最大弯距在端部，达到极限跨度时，首先在端部拉断；在端部裂断过程中，端部弯距逐步向中部转移，发展到中部断裂后，具备运动的机构而形成弯沉运动。图4-37 岩梁的支承条件与弯距(a)嵌固梁；(b)简支梁（2）剪切运动形式转化措施根据岩梁弯拉破坏的机理，将岩梁的剪切运动形式转化成弯沉运动形式应抓住如下关键： 扩大岩梁端部断裂线位置至煤壁的距离，使岩梁以煤壁为支撑具备稳固的支承端，避免从煤壁处切下。同时岩梁在端部断裂后，延长弯矩向岩梁中部转移的过程，促成中部断裂，形成弯沉运动机构。 减小岩梁的厚度，特别是悬跨度中部的厚度以促成中部断裂。对顶板进行处理的主要措施是采用人工放顶的办法来减小岩梁的厚度，通常采用分循环放顶和中部拉槽放顶。通常采用对煤体进行松动放炮或注水软化的方法。对于松动放炮可以按推进循环进行，也可以按推进步距进行。按推进步距进行松动放炮，就是根据预计的情况，当岩梁悬跨度达到初次断裂步距前夕时采取措施。对于注水软化可以采取预注水的方法，即在采煤工作面顺槽准备出来以后，在顺槽中对煤体进行预注水；也可以像松动放炮一样，在工作面推进过程中，按推进步距进行注水。在厚煤层分层开采或近距离煤层开采的条件下，当先采上分层或上层时，顶板具有剪切运动的危险时，可以考虑改变程序，采用反程序开采，即先采下分层或下层煤。采用反程序开采时，原来具有剪切运动特征的顶板，经历一次采动影响的破坏后，其强度有明显的降低