第三章单体支柱工作面支护设计

1,第三章单体支柱工作面支护设计,顶板处理方法支护方式、控顶距支柱实际支撑能力、支护密度底板控制、事故预测和防治,2,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。,3,第一节关于顶板处理方法的选择,采面的顶板处理方法选择：根据对工作面矿压显现有明显影响的上覆岩层范围组成岩层的变形能力运动形式对工作面造成的威胁程度。顶板处理方法的要求：有利于顶板的有效管理，安全、经济。,4,常用顶板处理方法（1）留煤柱、煤垛支撑顶板（如房柱、刀柱等）；（2）缓慢下沉法；（3）自然垮落法；（4）层状坚硬顶板运动形式转换法；（5）厚层坚硬顶板特殊处理法（注水软化法和爆破法）；（6）充填方法。,5,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等原因，属淘汰之列。,6,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。它借助于顶板岩层本身的冒落特性控制和管理顶板，属既安全又经济的方法，在条件允许时，应优先选择。,自然垮落法,7,缓慢下沉法煤层顶板由石灰岩或泥质页岩组成时，顶板可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活柱所允许的缩量时，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。,8,如果因顶板下沉量太大，工作面空间过小，或超过支柱活柱缩量的限度时，就需要在采空部分充填，以减小最大控顶排处顶板下沉量，如图所示。,9,充填前后的顶板下沉量未充填：充填后：,垮落法,hA控顶距LK处的顶板下沉量，m；H采高，mhz充填高度，m；允支柱活柱的允许缩量，m；C岩层的运动步距，m.,10,采用强制放顶的方法增加采空区垫层的厚度，如图c所示。此时，顶板下沉量可用下式预计：,强制放顶后岩梁运动步距，m；强制放顶后冒落矸石碎胀系数；强制放顶的厚度，m,11,层状坚硬顶板运动形式转换法（一）岩层运动的两种形式层状坚硬顶板厚度不超过5m的坚硬顶板。强度高、初次垮落步距大，初次来压强烈。层状坚硬顶板的控制分两步进行：第一步随工作面的推进，采用顶板动态观测和判定顶板的实际运动形式，如果是呈弯沉运动形式，则无需采取任何处理措施，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。,12,13,14,（二）顶板运动形式的监测及处理措施选择1）监测机理和判据顶板岩层端部断裂线位置：工作面超前支承压力峰值附近。因此，监测超前支承压力高峰的转移情况，可以判断顶板岩层端部断裂线的位置，即端部断裂线至煤壁的距离S0。工程实践表明，根据监测得到的顶板岩层端部断裂线距煤壁的距离S0，可以判定顶板的运动形式及选择相应的处理措施。,15,2）测区及仪器布置在超前巷道中设置45台顶板动态仪（分辨率为0.01mm），仪器间距23m。随工作面推进，当仪器临靠煤壁1m时回撤，并依次向前排设。,16,3）观测资料分析按班获取仪器相对移近速度（v,mm/h）数值，与相应的时间（t/班次）或推进步距（s/m）对应，绘制成v-t(s)曲线图，寻找支承压力高峰到煤壁的距离。,17,（三）剪切运动形式向弯沉运动形式转化的处理措施根据岩梁弯拉破坏的机理，将岩层的剪切运动形式转化成弯沉运动的关键：（1）增大S0，使岩梁以煤壁为支撑具备稳固的支撑端，避免从煤壁切下。同时岩梁在端部断裂后，延长弯距向岩梁中部转移的过程，促成中部断裂，形成弯沉运动机构。（2）减小岩梁的厚度，特别是悬跨段中部的厚度，以促成中部断裂。,18,1）对顶板进行处理对顶板进行处理的主要措施是采取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。采用这种放顶放法的效果取决于顶板岩层被爆厚度和爆破步距两个参数。,19,未来取放顶措施时，按照端部拉应力超限的判断条件，岩梁的初次断裂步距L0:,人工放顶后岩粱中部拉开时的运动步距:,(2)中部拉槽放顶：,式中，Mc1，Mc2分别为循环放顶及中部拉槽后残余厚度。,(1)分循环放顶：,20,如果要求放顶后岩梁断裂步距缩短到未放顶时的1/n倍，则针对上述两种放顶方式的放顶厚度Mz分别为：,(2)中部拉槽放顶：,显然，采用中部拉槽方式放顶时，工艺简单，工程量小，效果也好，应优先选择。,(1)分循环放顶：,21,2）对煤体进行处理对煤壁进行松动放炮或注水软化。（1）松动放炮：按推进循环进行，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。,22,（2）注水软化采取预注水的方法，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；在工作面推进过程中，按推进步距进行注水。采取措施后的效果判断：用前述顶板动态观测方法，监测超前支承压力高峰的位置距煤壁的距离S0，当S0=5m时，说明采取的措施是有效的。,23,3）反程序开采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煤时，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。优先考虑。4）在接近断裂线位置时，适当降低采面推进速度。,24,第二节合理支护方式的选择,一、单体支柱顶板控制的目标和原则二、基本支护方式（一）点柱（二）棚子三、特殊支护端头、放顶线等,25,一、单体支柱顶板控制的目标和原则(一)顶板控制的目标能最大限度地消除压、漏、推冒顶隐患，防止发生各种类型的冒顶事故；能保持顶底板移近量、台阶下沉量以及端面冒高等顶板状态参数在一定限度之内，保证顶板处于良好状态；所需的费用最少。(二)顶板控制的原则(1)对垮落带岩层采取“支”，采煤工作面支柱的工作阻力应能使工作空间及采空区上方垮落带岩层的力学结构处于平衡状态；采煤工作面支柱的初撑力应能平衡工作空间及采空区上方垮落带直接顶岩重。(2)对裂隙带岩层采取“让”，采煤工作面支柱的可缩量应适应裂隙带岩层的下沉。(3)当直接顶厚度不足1倍采高，尤其是煤层上面直接就是厚度不大的基本顶时，可用“切”的原则切断采空区上方基本顶。,26,(4)当直接顶厚度不足1倍采高时，可用“挑”，挑落1倍采高顶板。对厚层难冒顶板，应松动碎裂3倍采高顶板岩层；或在工作面前方用钻眼爆破或高压注水的措施进行松动弱化，或在采字区挑顶3倍采高；这些措施也可统称之为“挑”。(5)不论哪一种顶板，都要针对直接顶的稳定性采取“护”。(6)不论哪一种顶板，如果是复合顶板，应使支柱的初撑力本身就能防推。初撑强度pc(kPa)应满足下式要求：式中复合顶板下位软岩层平均容重，kNm3；h复合顶板下位软岩层厚度，m；煤层倾角，()；f复合顶板软硬岩层之间的摩擦因数。(7)支护参数应保证顶板处于良好状态。一般情况下，应保持工作面控顶范围内顶底板移近量每米采高不大于100mm，顶板不出现台阶下沉，端面冒高不大于200m。,27,支护方式一般分为基本支护和特种支护两类。基本支护要求：支架在顶板不发生特殊情况时，能支和护住顶板。特种支护要求：支架在顶板出现悬顶、滑动、冲击等隐患时，能防止顶板事故的发生。,28,二、基本支护方式的确定在单体支柱工作面，基本支护法一般分为点柱和棚子支护两类。影响支护方式的主要因素下位直接顶的完整性、成组节理裂隙的方向、倾角、顶板压力等。,29,（一）点柱点柱支护方式一般用于下位直接顶坚硬完整的采场，为了防止柱帽在顶板接触点处滑动，一般在柱冒上垫厚度小于5cm的木帽。先是由进尺确定点柱支护的排距；再根据所需的采场支护密度推算柱距。支柱的支设方向由回柱时水平楔或三用阀卸载口的方向决定。,30,31,（二）棚子支护棚子支护的基本内容：挂梁方向、挂梁方式、护顶方式。1、挂梁方向影响挂梁方向的主要因素：节理裂隙的方向和间距；煤层倾角；顶板的完整性；老顶的来压强度。挂梁方向：走向挂梁和倾向挂梁。,32,(1)采用走向挂梁的典型条件采场存在间距小于2m的倾向节理裂隙（或近乎倾向裂隙）；厚煤层下分层假顶工作面（如型长钢梁支护的工作面）；直接顶厚度较小，老顶来压强烈的工作面。走向挂梁是要将梁头抵紧煤壁，并做到“梁-梁”铰接，以增加支护结构的稳定性；破碎顶板工作面；倾角小于35且不存在成组走向裂隙或断层的采场。,33,（2）采用倾向挂梁的典型条件倾角大于25的采场（若顶板坚硬完整，则临界角度还可增大）。存在成组近乎走向方向的节理裂隙或断层。倾角大于15的木板梁炮采工作面当具体采场的条件处于两种挂梁方向判别条件的分界处时，应是采场的具体条件进行决策。一般情况下，以走向挂梁为好。,34,2挂梁方式挂梁方式是指齐梁、错梁，正悬臂、倒悬壁，单梁、双梁的布置方式，也包括挂梁时如何选用一些附加设备。一般顶板条件下，采用齐梁、正悬臂、单梁的挂梁方式,35,36,错梁方式一般在顶板较碎的机采工作面使用。目的是为了紧跟机组及时支护顶板。,37,倒悬臂现已不大使用，在金属网下禁用倒悬臂。双梁方式一般在型长梁工作面使用，型长梁成对布置，交替迈步前移。,38,39,顶板破碎的机采面，用以上介绍的挂梁方式有时也难以管住机道出的顶板。此时，可以用短托梁与铰接顶梁配合，铰接顶梁与型梁配合的方法，缩小梁间距。,40,3.护顶方式护顶方式由下位直接顶（煤层上0.5m左右的岩层）的完整性决定，为了能有一个定量的数值供现场参考，现用岩层质量指数来表征下位直接顶的完整性。,岩层质量指数,的计算,41,42,抗压强度、分层厚度计节理间距关系表,43,表3-2护顶方式与下位直接顶关系,44,三、特殊支护的选择特种支护主要用来防止顶板事故，它是基本支护的“加强”和“补充”。特种支护一般用于事故多发地段，即放顶线、端头、煤壁处及局部构造地段。,1、放顶线的特种支护就目前的支护装备水平，相应的特种支护主要戗棚（柱）、密集、墩柱、木垛、丛柱、挡矸帘。,45,1）防推垮特种支护的选择情形（1）防止向倾斜推垮的特种支护典型的可能发生向倾斜推垮的条件是倾角大于10，且存在下列情况之一的采场：破碎顶板且上覆大块矸石；存在断层、破碎带等使顶板出现孤立体；老顶初次来压前复合顶下支柱钻底严重的采场；复合顶板某个部位出现漏冒空穴。支护方式：选用迎山戗棚(采高小时用戗柱)作特种支护，在采场内部如已出现了漏冒空穴，则应先堵好空穴，并在空穴附近加打四角有劲的木垛。尽可能加大支柱的初撑力。,46,情形（2）防止向采空区推垮的特种支护向采空区推垮的典型条件：老顶初次来压前的复合顶板；大块游离岩块；破碎顶板或复合顶板条件下仰采。特种支护：用戗柱(倾向煤壁)，大块游离岩块要单独处理。复合顶坚硬时用密集作特种支护，将悬顶有效切落，防止悬顶产生的附加力拉倒支架。,47,情形(3)防止向煤壁推垮的特种支护向煤壁推垮的典型条件：坚硬老顶、薄直接顶采场初次来压阶段；坚硬老顶、极松软直接顶(如煤顶、再生顶)采场且直接顶在煤壁处出现漏冒空穴(特别是松软顶煤的放顶煤工作面)；坚硬直接顶采场煤壁处空顶距大于0.5m。特种支护：向采空区的戗棚(或戗柱)。,48,2）防压垮特种支护的选择压垮型事故一般发生在坚硬顶板采场和厚层“柔性”顶板采场。特种支架：墩柱、密集或丛柱。液压墩柱一般用于倾角小于15的采场。大倾角或无条件购买墩柱的矿井可用密集或丛柱特种支护的密度由顶板控制参数和特种支架的性能决定。,49,3）防冲击的特种支护的选择冲击一般发生在大倾角长壁工作面和大采高松软直接顶工作面特种支护：密集或挡矸帘(或木板)挡矸在急倾斜工作面，也可采用走向分段密集的方法挡矸。在“切住根”工作面，初采阶段可适当将工作面拉斜(下头超前上头)，这样滑入采空区。,50,2、端头特种支护端头是事故多发地段，因此，也是支护的重点。端头特种支护要求整体性强，抗压性能好。目前，用得比较好的主要是四对八根长梁、十字顶梁。,1）四对八根长梁在采场上下端头10m范围内，用3m长的型长钢梁成对地布置在基本支护之间，两梁交替逐步前进，成对钢梁的控顶长度与基本支护相同。（图3-15）,51,52,2）十字顶梁端头支护（图3-16、3-17）,53,图3-17十字顶梁端头支护,54,3）木垛在某些压力特别大或支柱钻底严重的工作面，为防止四对八很长梁的端头支护压垮或支护钻底后压住机头、机尾及堵住安全出口。应在机头机尾处各布置1-2个木垛。4）机巷破顶掘进回采工作面下端头支护机巷破顶掘进的采场，下端头经常发生推垮型事故，在设计时应尽可能不出现破顶掘进。当煤层沿定向有较大起伏、机巷局部破顶时，应在破顶处打上防推支柱，靠采空区侧订一个木垛，木垛四角打上定位支柱(如图3-18所示)。,55,56,3、煤壁处的特种支护主要有：防止破碎顶板在机道处冒落的贴帮柱和防止大采高松软煤层煤壁片帮的背帮措施。4、关于全承载支护全承载支护是指将末排回下的支柱，支到前一排支柱的内侧，这样既可加强后排的支护，又可保护支柱。因此，应提倡采用全承载支护。全承载支护也可看成是一种最基本的特种支护。,57,5、大倾角采场的特种支护,注意防止冲矸及推堵；防止支柱自动卸载后倒柱伤人；应采用稳柱的特种支护措施。,58,第三节采场控顶距的选择,一、控顶距及基本控顶距（一）控顶距定义（二）基本控顶距根据安全生产的基本要求，采场至少必须有3硐分别供运煤、行人和堆料用。在“见四回一”的采场，基本控顶距最大4硐，最小3硐；在“见五回二”的采场，最大控顶距为5硐，最小为3硐，任何小于3硐的控顶距方式在安全方面都不允许的。,59,控顶距：Lk=机(炮)道宽度+n硐宽,式中，机（炮）道宽度一般控制在0.20.3m;n为硐数，每硐净宽一般大于0.5m，在走向挂梁时，硐宽一般由顶梁长度决定，在倾向挂梁时，硐宽一般由采煤进尺决定。一般顶板条件下，都选用34硐控顶。当顶梁长为1m时，最大、最小控顶距分别为3.2m和4.2m。,60,二、选择控顶距的因素,1.复合顶板（不同推进阶段）2.老顶的冲击3.顶板的完整性4.局部地质构造5.倾角、采高6.支架性能7.瓦斯8.工艺特点（顶梁长度、进尺、放顶距）,61,确定控顶距，一是根据支架围岩关系的基本理论，二是根据事故分析的结论，其中，有些结论是经验性的。选择控顶距的步骤：（一）考虑各类影响因素，初步确定合理控顶距；（二）控顶距的安全性验算与调整。,三、合理控顶距的选择,62,（一）合理控顶距的确定1）当采场各方面条件无特殊变化和特殊要求时，一般选用34硐控顶，控顶距按Lk的表达式计算2）复合顶初次垮落的控顶距为了增加控顶区的稳定性，根据现场经验，此阶段一般采用45硐控顶。尤其在下位直接顶厚度1.5m以下且比较坚硬的采场。,63,3）松软顶板采场的控顶距煤壁到顶板超前冒落起始点之间，至少有2硐的安全空间，考虑到一次回一硐的作业方式，最大控顶距为：LK=3硐宽Mctg式中：M松软顶板厚度；超前冒落角，在放顶煤（顶煤松软）及厚煤层下分层采场，=4050,64,特破碎顶板下的控顶距,65,4）仰采时的控顶距支柱本身也有向采空区滑动的趋势。此时，除了支柱沿走向要有一定的迎山角外，适当扩大控顶距也是防止事故的有效方法。当顶板松软时，可按条目3计算控顶距。当顶板为复合顶时，可在原控顶距的基础上扩大1硐,66,5）坚硬直接顶采场的控顶距回柱前，煤壁到断裂线之间必须有23硐的安全空间，否则不准回柱。控顶距的具体大小视顶板断裂块度决定.另外，回柱时，先加强断缝至采空区一侧的支护，然后用替柱、戗棚等方发回出基本支柱。,67,6）特松软底板的控顶距在遇水膨胀底板及厚煤层下分层特别松软底板的工作面有时穿铁鞋也无济于事，此时一般采用铺地梁或一次性荆笆鞋、料石鞋的措施，由于柱鞋易压扁或压裂，质量不易保证，如控顶距过大，顶板来压时支柱易压入底板而压跨工作面，此类采场应尽可能缩小控顶距,68,7）复合顶板（包括“夹心”顶板）采场调面时的控顶距当复合顶板（包括“夹心”顶板）采场的走向方位发生变化时，煤壁走扇形的路线。此时采场上部顶板稳定性很差，故应在采场上部扩大控顶距，扩大的程度视采空区充填及拐弯程度而定。,69,）团块状顶板下的控顶距当采场直接顶为中等以上的砾岩时，它可能呈“团块”状垮落回柱前要保证煤壁到断裂线之间有2-3硐的安全空间，并在“团块”顶板下打四角有劲的木垛。在断线的煤壁侧打上戗棚。,70,71,）大采高、大倾角采场的控顶距当采高大于2.2m、倾角大于25后，后排矸石冲击支柱的危险性增大为了安全起见，除加强后排支柱的稳定性外，扩大硐以防冲垮工作面也是很有效的措施。,72,（二）控顶距安全性检验,1）支柱不被压死；maxhA2）支护强度pT满足要求；3）瓦斯安全性检验。,73,第四节支柱实际支撑能力评价,用好单体支柱的前提，是要清楚地了解支柱性能和井下实际的工作状况，因此，本节将首先阐述支柱性能及支柱井下的工作状况，最后进行实际支撑能力的评价。一、单体支柱的性能目前，我国煤矿使用的单体支柱主要有木支柱、金属摩擦支柱和单体液压支柱三类。,74,木支柱属刚性支柱，在达到其极限缩量后，将折断，失去全部支撑能力，特性曲线如图a所示。摩擦支柱分急增阻（HZJA）和微增阻（HZWA）两类急增阻极限缩量100200mm，终工作阻力350KN，其工作特性曲线如图b所示。微增阻极限缩量400mm，终工作阻力350KN，其工作过程分初撑阻和微增阻三个阶段，其工作特性曲线如图c所示。,75,液压支柱分内注式（NDZ）和外注式（DZ）两大类液压支柱工作过程分初撑、增阻和恒阻三个阶段，100mm缸径的液压支柱恒阻阻力（额定工作阻力）一般为300KN，80mm缸径的支柱恒阻阻力为250KN，其工作特性如图d所示。,在下缩量8-14mm时，达到额定工作阻力,从工作特性上，液压支柱是最优越的，应尽量选用液压支柱。,初撑力大，90-110KN。,工作阻力大。,76,二、支柱井下的工作状况1）工作系数Kg：衡量支柱能力发挥程度的系数采用支柱特性曲线与坐标轴围成的面积（即为支柱做的功）作为支柱支撑效能的指标。支柱的工作系数：支柱井下实际缩量对应点的理论特性曲线的面积与特性曲线的极限面积之比。,77,例如，一木支柱的理论特性曲线为：R=10+1.5式中，R支柱阻力，KN；支柱缩量，mm。若测得该支柱实际缩量为10mm，则其做的功为,R1=10KN，,R2=25KN,78,若该支柱极限缩量为100mm，则Rmax=160KN，则其极限功为：,则该支柱的工作系数Kg为：,即该支柱仅发挥其能力的2%。,79,液压支柱kg（DZ22型）,急增阻支柱Kg（HZJA）,微增阻支柱Kg（HZWA）,80,2）kz增阻系数：衡量支柱实际工作过程与理论工作过程差别的系数支柱实际的工作特性曲线与理论曲线之间存在差别，故定义：同缩量条件下支柱实际做功W1与理论做功W2之比为增阻系数Kz。实线表示缩量为时的理论曲线，点划线表示实际工作特性曲线Kz=W1/W2,W1由实测得到，,W2由理论特性曲线计算获得。,81,3）不均匀系数Kb：衡量全工作面支柱阻力分布不均匀的系数全工作面地质条件、工人操作质量的不同等都将导致全工作面支柱阻力的不均匀，该系数在数学上是一组数据的离散程度，因此，只能通过实测得到。4）采高系数Kh和倾角系数Ka：衡量支柱稳定性的两个系数井下支护的操作质量受到采高和倾角的影响，采高越大，支柱的稳定性就越差。倾角的影响也是如此。,82,三、支柱实际支撑能力计算支护设计时，决不能用支柱的额定工作阻力计算支护密度，应该考虑到以上5个方面的影响因素，,R支柱额定工作阻力，kN；,以上5个系数的确定，最好是由实测得到。,83,支柱阻力影响系数表1,84,支柱阻力影响系数表2,85,三、支柱实际支撑能力计算,实际支撑能力计算的简化公式,（1）支柱不钻底、支护质量正常时,（2）支柱钻底时（考虑底板抗压入能力）,86,第五节底板控制设计,一、概述（一）底板在支撑系统中的地位控顶区内的支撑系统：“顶板-支架-底板”组成。顶板和底板是支架能够发挥支撑力的两个基础，任何一个出现问题，支撑系统就不能正常工作，任何一个的刚度发生变化，就会影响整个系统的支撑刚度，这是一个串联系统(如图3-26所示)。由底板引发的顶板事故已发生过多起，因此，“控顶必先控底”是顶板控制的一条重要原则。,87,支护体系刚度,N立柱数；k立柱的刚度；立柱和竖直方向夹角,E直接顶弹性模量；m直接顶高度和实际承载宽度的比值。,88,（二）底板事故分析由底板引发的事故主要有钻底和滑底两类（图3-27）所示：支柱钻底后，整个支护系统的刚度就等于底板的刚度。在底板为软岩或煤的采场，钻底量能达到1m以上，每根支柱能发挥的最大支撑能力仅等于底板比压乘以柱底面积，一般每柱支撑力只有50-70kN。因此现场不得不增加支护密度以提高支护强度，造成工作面支柱林立，顶板下沉量很大，作业环境恶化，支柱不稳(发飘)，稍受一点动压，就容易扑倒支柱而发生顶板事故。滑底事故一般发生在倾角大于25软岩底板采场，当底板上有水或机巷破底掘进时，发生事故的可能性更大。另外，当煤层倾角大于45后，底板在重力的沿层面分力作用下，已有下滑的趋势，当底板存在向下倾斜的断层或弱面时，就可能引发滑底事故。,89,90,（三）底板事故控制现状,柱鞋：目前有铸铁鞋、钢板鞋、尼龙鞋和塑料鞋等，圆形球磨铸铁鞋的使用效果较好，有的煤矿根据自身的条件出发，就地取材，选用石料木板刷笆条等材料作柱鞋；在非常松软底板的采场，也有用半圆木作底帮的这些材料一般难以回收，所以成本是相当高的。大底座支柱和折页式底座：回柱时靠人力不易抽出支柱，使用效果不理想。为了使现场在柱鞋选型时有个依据，煤炭科学研究总院与徐州矿务同等单位合作，推出底板分类的试行方案。表3-4是徐州矿区的底板分类表，其它矿区可参照该表的形式，根据本矿区的底板强度，建立各自矿区的底板分类表。,91,柱鞋直径大于350mm后，回柱就相当困难了，此时要采取铺底梁等方法才能有效地防止钻底。,92,底板分类表,93,二、底板控制设计,保证支柱不钻底的护底原则是：支柱底板的压强小于底板的比压。如果不满足这一准则，则将发生钻底。以圆形铁鞋为例柱鞋的直径为：,柱鞋直径，mm；Rt支柱有效支撑能力，kN/柱；Q底板比压，MPa。,94,三、滑底事故的防治,1.滑底事故机理滑底事故：局部滑底和整体滑底事故两类。局部滑底事故主要发生在复合底板(伪底软、直接底硬及分层明显的软底板)采场，若某一部位出现与底板层面斜交的弱面且支柱产生的摩擦力不足以抵抗底板的下滑力时，底板即沿弱面滑出(如图3-29所示)。,95,96,整体滑底事故主要发生在下顺槽破底掘进的采场，当支柱阻力产生的摩擦力不足以抵抗下滑力时将发生大面积滑底事故(如图3-30所示)。两种滑底事故的机理都是一样的，即当沿层面向上阻抗力小于底板的下滑力时，将发生底板事故。受力状况如图3-3l所示。,97,98,R1F1+F2+2F3,99,2事故防治根据滑底事故的机理，防治这类事故的方向是增加摩擦力F2和阻抗力F1。局部滑底的主要措施有：增加支柱的阻力(通过穿鞋等措施实现)；在厚度较小的软底采场打深柱窝支柱；当软底厚度大且底板有水时，可铺底梁(沿倾向)，一粱二柱，并做好疏水工作。整体滑底主要措施有：在机巷破底处打木垛和戗柱(增加F1)，在工作面内增加支柱阻力。,100,第六节合理的支护密度计算,一、顶板支和护的关系顶板支护（“支”和“护”）（1）“支”的对象：重点是老顶和坚硬直接顶；（2）“护”的对象：重点是煤层上0.5m内的直接顶和伪顶。合理的支护设计应遵循的“支”“护”关系：在给定支护装备（包括护顶材料）的前提下，支护设计应既能保证“支”住顶板压力，又能保证“护”住下位直接顶的“棚间”破碎岩体，即合理的支护密度应该取支密度和护密度中的最大值。,101,二、合理支护密度的计算（一）支密度的计算基本支柱的支密度n1由式给出：式中n1支密度，根/m2；Pt采场各推进阶段的顶板压力，kN/m2；Rt支柱实际支撑能力，kN/柱。,102,（二）护密度的确定护密度主要由直接顶(包括伪顶)的完整性指数和护顶材料的强度决定。由于不同材料的强度差别很大，因此，同样顶板条件的采场，护密度可能因护顶材料的不同而不同。护顶的准则：所选棚距应保证不因护顶材料强度不足而发生冒顶事故及金属网下不出现网兜。力学保证条件：护顶材料能托住两棚间破碎岩体的重量。,103,1、护顶强度的计算模型（1）伪顶类模型伪顶类模型指下位直接顶薄而碎，上位直接顶厚而硬的顶板。下位直接顶可看成是伪顶，它极易与上位直接顶分离，在两棚之间也极易冒落。,104,此类顶板的护顶压力来自下位直接顶，因此，护定强度可按下式计算。,式中Hs护顶强度，kN/m2;岩石密度，kN/m3;b下位破碎直接顶厚度，m。显然，笆片、杂木棍等护顶材料必须达到要求的强度，才能护好此类顶板。,105,（2）拱式计算模型在厚层破碎直接顶采场，两棚之间的破碎岩石在两边支柱阻力的支撑下，依靠其自身的残余强度，将形成拱式平衡，护顶材料只需托住拱内岩体的重量。根据成拱理论，拱体方程：,式中，b最大拱高，m；a棚间距之半，m。,106,107,最大拱高在处且,式中，f岩石固定性系数。,例子：岩石抗压强度为6MPa，棚距1m。,a=0.5m，b=a/f=0.5/6/10=0.833m,护顶强度Hs为：,108,（3）结构控制类模型有些采场顶板貌似坚硬，但岩层结构面发育，棚间岩体容易沿结构面滑动（如图所示）。图中示意的是两组节理面的情况，当只有一组节理面且间距小于棚距时，也会出现滑动，也可按上述模型考虑。,109,（4）坚硬完整类模型坚硬完整顶板采场可不考虑护顶强度，支护强度完全由顶板总压力决定。,110,根据上述护顶强度Hs和护顶材料的强度，可以计算出安全棚距e，设支柱排距为g，则护密度为：,式中：n2护密度，根/m2g排距，m；e棚距，m,111,112,三、合理支护密度的确定合理支护密度n应取支密度n1和护密度n2中的最大值，即n由下式给出：必须指出，n为基本支柱的支护密度，临时支柱和特种支护支柱不计之内。,113,四、按照煤炭行业标准规定计算单体支柱支护强度,（一）单体支拄的支护强度选择单体支柱的支护强度如下限按式(5-31)计算pH=Ck(39H+2.4C0-6.9N+134)式中，Ck备用系数，一般取1.21.4；表512为不同采高下单体支柱工作面支护强度下限。,114,（二）单体支柱的支柱密度选择1按直接顶稳定性确定支拄密度直接顶稳定性对支柱密度的要求见表5-13。,115,2按必需的支护强度验算支柱密度由公式(5-32)算P=NsQ(5-32)式中，Q单体支柱工作阻力，kN柱；P支护强度，kPa；Ns支柱密度，根m2。验算支柱密度，按式(5-33)计算NsP/Q(5-33)支柱密度的选取应考虑所采用的支柱系列，国产单体液压支柱的工作阻力系列见表5-14。,116,实测井下单体支柱实际工作阻力与额定初撑力相近，故式(5-33)中Q可用Q0代替，而必需的初撑支护强度p按式(5-34)中p0确定。p0=38.4H+6.75C+19.8Lk-78.3(5-34)验算支柱密度，按式(5-35)计算NsP0/Q0(5-35),117,第七节事故的预测和防治,在设计阶段，根据采场的自然条件和生产技术条件，要对可能发生的顶板事故类型作出判断，并指出防治的措施。防治措施包括：一是在设计阶段提出正确的方案；二是在生产过程中根据实际情况，实施具体的措施。,118,119,表3-6事故预测表,120,续表3-6事故预测表,121,表3-7事故防治表,122,续表3-7事故防治表,123,表3-8特种支护选择表,124,续表3-8特种支护选择表,周期来压期间的特种支护：和初次来压期间相同，第六种不用特种支护。放顶煤工作面：容易发生的事故：片帮、顶板冒漏、后排放顶煤后矸石冲倒支架等。措施：及时护顶、护帮，注意多次均匀放煤。,125,第八节特种顶板的控制设计,一、特坚硬顶板的控制设计（一）墩柱工作面的支护设计（静压）（二）坚硬顶板冲击荷载（动压）（三）坚硬顶板处理技术和措施二、破碎顶板管理,126,一、特坚硬顶板的控制设计(一)墩柱工作面的支护设计在特别坚硬的顶板条件下，依靠基本支护一般难以安全地支撑顶板有条件的矿井应选用切顶墩柱，否则应选用后排密集等加强支护措施。1合理顶板压力计算在特坚硬顶板采场，顶板压力主要来自直接顶。从直接顶的外部形态看，其剖面为一“菱形”，特征参数为断裂角厚度M及长度L(如图3-35所示)。,127,1合理顶板压力计算计算合理的直接顶压力基于下述三个原则：当断线在煤壁处时，支架承受的压力最大，以此状态为计算依据；当岩块重心落在2/3控顶距内时，合理的顶板压力等于岩块的重量；当岩块重心落在专控顶距外时，认为支架应采取让压的方针，让顶板回转一定角度，使其采空区端与已冒落矸石接触(在层厚大于采高时完全能实现)，使支架承受岩块的部分作用力。设沿顶板倾向每米长度支架需要的阻力为E，合力作用点在2/3控顶处，岩块重力为G(GLM)、岩块重心距煤壁的距离为R，则：,128,129,130,解之得：当R2/3Lk时，EG。E折算成支护强度pT时，pTE/Lk。,131,2墩柱工作面的支护设计选用墩柱后，一般采用23排基本柱的支护方式。主要的顶板压力由墩柱承担，基本支护：200kNm左右的压力。则墩柱受的压力为：ppT-RTn式中：pT顶板总压力；n基本支柱实际的支护密度；RT液压支柱实际支撑能力。设墩柱每根柱额定阻力为T，考虑0.9的不均匀系数，则实际阻力为0.9T，墩柱密度为DpLk0.9T（根/m）当墩柱为一柱一架时，架间距为1/D，当两柱一架时，架间距为2/D。若不用墩柱，应配合强制放顶管理顶板，注意后排挡酐。,132,(二)坚硬顶板冲击荷载坚硬顶板断裂后迅速下沉，短时间内给支架以巨大的冲击载荷，往往造成支架折损，甚至发生恶性的顶板事故。因此，在有些采场，考虑冲击载荷是必须的。冲击载荷的计算结果，可以应用于坚硬顶板采场的综采支架选型、单体支架工作面的支护设计以及预计采场的来压强度；对于采用“让压”方案的综采支架，可以通过顶板运动的分析，确定大流量卸载阀的安全流量。,133,1坚硬直接顶运动产生的冲击载荷坚硬直接顶有单层、多层迭合及带有软载层等多种形式，为分析方便起见，均以单层坚硬直接顶为分析对象，其它形式下可以通过迭加、折合等方法应用单层分析的结果。一般说来，能产生冲击载荷的直接顶存在以下三种运动形式：直接顶悬顶部分在切顶线切下，产生“负冲击载荷”；直接顶在煤壁附近断裂，沉降过程中被支架反力顶住时在支架上产生冲击载荷；直接项悬顶很长，支架阻力无法使其停止沉降，悬顶端在采空区触矸时，在支架上产生冲击载荷。,134,(1)直接顶在切顶线切下时的冲击载荷这种情况经常出现在爆破强放悬顶和用密集支柱切顶的采场悬顶断裂时的状态如图3-36所示，力学模型如图3-37所示。图3-37中，悬顶简化成一个一端简支、另一端自由的杆，控顶区内的支架简化成铰支座，悬顶在自重作用下绕支座旋转，旋转开始后，支座上将承受动载荷(支座此时即为支架)。,135,136,在悬顶断裂瞬间，设以角加速度向下回转，此时悬顶受支座反力R，重力Q及惯性力F的作用，三个力在运动方向必须平衡，因此，只要求出惯性力F后、支架上受的力就可方便地求出。根据质点系的动量矩定理，刚体对定轴的转动惯量与角加速度的乘积，应该等于作用于刚体上的主动力对该铀的力矩的代数和，即式(3-31)必须成立。Io=QC/2（3-31）,137,138,139,即悬顶断裂瞬间，支架仅承受其1/4的重力，而没断时，支架必须承受其全部重力，外加附加力矩。设冲击后与冲击前支架载荷之差为冲击量Q：Q=Q/4Q=-0.75Q负号表示冲击量Q的方向相背于支架受压力方向，即为负冲击载荷，此时动载系数将小于1。由以上计算可知，悬顶断裂瞬间，支架首先承受0.75Q的负冲击量。在综采面，表现为支架载荷突然下降和立柱的回升；在单体面，则有可能发生倒柱或柱头与顶梁错位。这种情况在坚硬顶板采场时有发生。,140,(2)直接顶在煤壁附近断裂时的冲击载荷直接顶在煤壁处断裂后，在重力作用下迅速下降，而顶板控制要求采场不产生很大的下沉量。因此，支架将付出很大的反力使之停止运动，这个过程在极短的时间内完成，其结果是在支架上产生冲击载荷。,141,直接顶的运动分成两个阶段：断裂后的加速和支架反力作用下的减速。由于支架不能让直接顶下沉很大的角度，它必须在顶板没有发生很大下沉前使之停止运动，因此，我们假设顶板的下沉角中(如图3-39的虚杆位置)，前一部分1以加速，后一部分2在支架反力作用下以-减速(因很小，我们近似认为减速过程与加速过程中在量值上相等，方向相反)。断裂时的角加速度可由动量矩定理求得。,142,N支架合力作用点到煤壁的距离；R0顶板运动过程中支架的平均合力(有时可用韧撑力代替，该力可实测得到，也可根据支架性能参数估计)。支架停止运动时，角速度=0，此时支架受的作用力最大，且惯性力F的方向与Q的方向相同，F=MC/2。根据O点的力矩平衡方程，最大冲击载荷R为：,143,顶板停止运动时的下沉角。将F和式(3-33)代入式(3-34)得(因较小，故令cos1）,冲击量Q：Q=R-R0=(7QC14R0N)/8N要使支架不承受冲击荷载，只要令Q=0，可得R0=QC/2N,144,3.计算实例某综采工作面坚硬直接顶厚度4m，最大悬顶长5m，密度25kN/m，控顶距4m，支架合力作用点距煤壁3m。顶板在支架处于初撑状态时在煤壁处断裂，实测初撑力沿倾斜合800kN/m，求支架沿倾向每米承受的最大冲击载荷及动载系数。由式(335)得最大冲击载荷为：,145,最大冲击载荷为：,146,由此可见：沿倾斜方向该采场支架对付直接顶的工作阻力不应小于762.5kN/m，否则支架将被直接顶摧垮。在支架选型时，必须考虑到直接顶动载的作用。已知顶板的几何参数和断裂前支架的工作阻力(在现场可方便地测到)，支架的动载系数是可预先计算，亦即采场来压的强度是可以预报的，这为现场有效控制动压提供了理论依据。增加支架的初撑力可以减小冲击载荷，降低动载系数。,147,(三)技术措施1预测预报首先预计顶板的运动步距，若出现岩层变薄、溶洞、断层、遇水软化等情况，顶板的运动方式可能发生较大的变化，故应做好构造预测预报工作。来压预报分成三部分：两顺槽中用动态仪进行远期预报；工作面内用动态仪近期预报，并在采空区打45棵信号柱作临近预报；根据煤壁变软、瓦斯浓度剧变、顶板出水、发出响声等现象作出宏观预报。若具体情况做法不祥时，可请科研单位协助。,148,2关于强制放顶及软化处理岩层厚度大于10m后，小厚度强放作用不大，有条件时可沿采空区打一排深孔进行爆破，若工作面较短或岩层较薄。则无此必要。必要时，进行顶板煤层注水或松动爆破。3加强支护大厚度顶板一旦切落，支架只能让压。要有45m的控顶距，软底工作面一定要穿鞋。后诽要有切顶支柱或向采空区的抬棚。尽量采用走向正悬臂挂梁，梁头要紧顶煤壁。实际的支护强度至少要大于2倍采高的岩层压力。,149,4安全技术措施把工作面拉成伪倾斜，上下错距1015m，造成分段来压以减弱来压强度严格控制采高，严禁支柱超高使用。两道要有至少能支一诽的备用支柱。清理好撤退路线，两道100m范围内设12处躲避洞如出现来压征兆，要切断工作面电源。如工作面前方煤壁出现顶扳断裂线，则要将工作面拉成与断裂线成2030交角，方能推进；实在危险时可在断裂线前方重开切眼；如工作面内出现断裂线，煤壁和断裂线间要有23m的安全空间才能回柱，井先打好戗柱，最后的吃劲支柱要远距离操作，严禁站在断裂线附近回柱。,150,二、破碎顶板管理的注意事项炮采面严禁放大炮，顶板出露后要及时支护，打好贴帮柱(片帮严重时要背帮)。中下分层采场在煤壁处若发现锈网或缺网，要及时补上背顶材料。顶板破碎时，应采取超前掏槽挂粱等措施，也可在机采面随机挂短托梁。煤壁处一旦出现漏冒，要及时处理支柱初撑力要大，尽可能使用型长钢粱和11.2m的铰接顶粱，严格控制柱距，假项下防止出现网兜。,151,假顶下注意尾梁撕网，涌矸严重时用柱子挡住网墙。软底面把好穿鞋关，才能保证支护质量。上分层要把好铺网、连网、灌浆关，为下分层开采创造条件。工作面推进速度不宜过馒(最好大于1.5m/d)。极破碎顶板也可采用固结顶板或打长锚杆的措施。大采高工作面片帮严重时，可能导致顶板冒落，可采取固结煤壁以控制顶板的措施。,152,第九节单体支柱顶板设计实例,徐州矿务局张集矿7501工作面1地质及生产技术条件七层煤系张集煤矿主采煤层之一。7501工作面位于西翼采区、水平标高为-510-550m，工作面上部为7307采空区，下部末开采，东部为回风上山，西部以F2断层为界。工作面走向长500m，斜长96m，煤层倾角25，采高1.8m，顶底板岩性如下页图所示。2顶板控制设计下面是用“徐州矿务局采场支护设计专家系统”咨询的结果(由于各个矿务局顶底扳的性质不同，预计步距的方法等有一些差别)。,153,中细砂岩,中砂岩,中细砂岩,154,二、顶板控制设计数据,II直接顶初次垮落步距Lz,Mz=(H-SA)/(KA-1)=(1.8-0.251.8)/(1.25-1)=5.4m；,I直接顶厚度Mz,1.顶板运动参数（1）直接顶,III直接顶悬顶距Ls,155,强度中等以上的岩层，当厚度变化时，必然影响到悬顶距，必须用厚度进行修正。修正时采用悬臂梁模型，悬臂梁跨度与厚度的平方根成正比，因此悬顶距的表达式为：,156,IV完整性指数u,III类：稳定直接顶。,VI直接顶分类,求得：uR=0.703；uD=1.09=1；uF=0.666。u=0.82,V直接顶结构,分层型顶板：中厚分层、中等强度以上。,157,直接顶分类表,158,第九节单体支柱顶板设计实例,C1=0.2255(d+1)+0.0503=0.61C2=0.1541(f+1)+0.0697=0.35D=C1C2c=0.610.3555=11.7,159,II老顶初次来压C0,ME+MZ=(68)H=10.814.4m；ME=4.86.4m；4.5m+1.55m=6.05m,I老顶厚度ME,1.顶板运动参数（2）老顶,III老顶周期来压步距C,C=C0/2.5=10.112.5m,160,V老顶分级,IV老顶结构,梁式结构：若干中厚度（25m）坚硬岩层拱梁结构？小分层中硬岩层,pe=241.3ln(C0)-15.5N+52.6hmpe1=241.3ln(25.731)-15.56.0/1.8+52.61.8=826.4871.6，按计算