坚硬顶板不等长回采工作面覆岩运动规律研究

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。关键词覆岩；关键层；RFPA；坚硬顶板；矿压观测；不等长工作面目录摘要I目录11绪论111课题研究背景及意义112国内外研究现状概述2121采场围岩控制研究概述2122坚硬顶板围岩控制研究613龙煤集团鸡西子公司顶板压力研究现状814本课题研究的内容82坚硬顶板分类及其采场矿压显现规律1021坚硬顶板分类10211国外坚硬顶板分类简述10212我国缓斜工作面的顶板分类1222坚硬顶板采场矿山压力显现特征13221周期性的破断来压步距大、动载系数高14222支架载荷高，且分布不均匀14223坚硬顶板来压具有明显的时间差和步距差143平岗矿东三采区14层顶板力学性能参数测定分析1531平岗煤矿14层1202采煤工作面概况1532岩石力学性能参数测定163314煤层1202工作面顶板岩层结构1634实验设备1635试件的加工1636实验数据的处理17361原始数据17362数据处理2137实验分析224平岗矿覆岩关键层结构分类与破断失稳特征244114煤层1202工作面覆岩关键层结构分类24411厚硬单一关键层结构24412多层关键层结构2442关键层判别方法2443平岗煤矿14煤层上覆岩层关键层分析27432平岗煤矿14层1202采煤工作面顶板关键层分析27433老顶岩层的板式结构分析2951202回采工作面矿压显现规律数值模拟研究3152回采工作面顶板破断形态数值模拟研究31521岩石破坏过程仿真原理31522RFPA系统功能与特征33523数值计算模型建立及计算方案33524数值计算结果分析3551数值模拟目的4153关键层破断形式对工作面压力影响数值模拟研究416工作面矿压显现研究4761回采工作面支护状态的现场观测47611监测目的4762观测工具及测区布置47621观测工具47622东三采区14右一面测区布置48623矿压观测内容5063数据处理及分析5064不等长工作面矿压显现规律分析56641工作面压力与工作面长度关系56642来压时工作面压力与工作面长度关系5765支护参数评价58651支护设计58652支护设计评价597结论61参考文献621绪论11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943。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3040M，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45M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125万M2，地震台测到的里氏震级为32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72M的细砂岩、25M以下的煤及薄岩层（累计厚度123M），再以上为64M厚的粉砂岩。从实验室所测得72M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72M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。12国内外研究现状概述121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KSTOCK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WHACK和前苏联吉果策尔GGIHCER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TH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“SR”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19老顶初次断裂前板的结构FIGURE19ROOFFRACTURETHESTRUCTUREOFTHEFRONTPANELFORTHEFIRSTTIME（A）BCD图110老顶支撑条件的简化FIGURE110ROOFSUPPORTCONDITIONSSIMPLIFICATION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110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。图111老顶“OX”型破断形式FIGURE111ROOFOF“OX”TYPEBREAKINGFORM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111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。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。122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。13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。14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。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。2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。21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。211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31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3L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0810M以下60年代初前苏联BT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32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32BT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33。表33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A130250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（31）DRLM016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（32）7014CRD式中RC岩体抗压强度，MPA。（33）321KCM式中K1强度比例系数，砂岩K1033；粉砂岩K1042；泥岩K1050；K2岩石的时间弱化系数，砂岩K207；粘土岩和泥岩K206；K3湿度弱化系数，取值0309。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。212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34，按来压强度将基本顶分为四级见表35，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36。表34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308中等3170918稳定顶板71121925坚硬顶板1225表35老顶分级主要分类指标分类参考指标级别级别名称MHN初次垮落步距（M）1来压不明显顶板352来压明显顶板0305至3525503来压强烈顶板0305至35035025504来压极强烈顶板0550直接顶厚度，M；M采高，M。H表36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、软化顶板局部充填这种分类方法中的强度指数为。21CRDC式中RC岩石单轴抗压强度，MPA；捣碎法测定时，按表37计算。C1节理裂隙影响系数C2分层厚度影响系数表37捣碎法测定RC的计算表岩粉高度L（MM）RC计算式L20L70L80或L2080的砂质页岩18CL2080的煤或软页岩LR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035的N值变化范围很大，其中2550M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10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92040828821CRDC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72M的细砂岩，充填系数N取04,基本定为来压明显类的较坚硬顶板。9806521LN324MLPK式中基本定初次垮落步距（40M）。KL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。22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。221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1500M2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。222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35M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。223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。123平岗矿东三采区14层顶板力学性能参数测定分析31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543万吨，可采储量516万吨。该煤层结构单一，煤层厚度在本区域内147165M，平均厚度155M，煤层倾角510，容重14T/M3。煤层顶板为01M灰黑色页岩较破碎，72M灰白色细砂岩，底板为08M黑色粉砂岩，煤层灰分1922,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016M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31所示。864893892319东东东148963东东东东东东东20117140160AABB18B6024751CC160图311202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02M/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251M/T，绝对涌出量为222M/MIN。煤尘爆炸指数为443。32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（MT384987）进行。3314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21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。34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ZS100型立式钻孔机DQ4自动岩石切割机SHM200型岩石标本双端面磨石机RMT150B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35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21。36实验数据的处理361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RMT150B岩石力学试验系统（如图22所示），部分试件实验后的状态如图23所示。东东东东东12345678910205013053169589426东灰白色,致密块状东东东14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，节理发育东图2114煤层顶底板柱状图表21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141114121411413抗压、拉、剪实验平岗煤矿矿压观测组1421142214煤层顶板1421423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。图22RMT150B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23试件破坏状态实验所得岩石力学性能参数见表22、表23。表22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103横向变形MM纵向应变103纵向变形MM1411504898802182501090520294139460384299601516719066414125046994024200012101330167163410153107800545521054914135050991095000474301485811256141412542482744000436表23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103142150402542518000010012142250442630289100170335142350502540692400240470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劈裂试验曲线岩样1423劈裂试验曲线岩样1411单轴抗压试验曲线岩样1412单轴抗压试验曲线岩样1413单轴抗压试验曲线362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24、表25。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2414层顶板抗压实验数据统计表指标最小值最大值平均值抗压强度（MPA）4743012101392498弹性模量（GPA）148583016721773变形模量（GPA）112561634113848泊松比0153038402685注由于试验数据单轴抗压岩样1413测得泊松比为1414，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4743MPA，与前两个岩样相比有很大的差距，其原因主要有两点一是层节理发育，二是该岩样为浸水实验结果。表2514层顶板抗拉抗实验数据统计表指标最小值最大值平均值抗拉强度28916924500037实验分析根据我国工程岩体分级标准（GB5021894），依据岩石单向抗压强度，将岩石的坚硬程度划分为五级（表26），结合岩石完整程度分级（表26），将岩体基本质量分成五级（表28）。表26单向抗压强度与岩石坚硬程度的对应关系坚硬级别坚硬程度单轴抗压强度（MPA）1坚硬602较坚硬60303较软30154软1555极软0752较完整0750553较破碎0550354破碎0350155极破碎550坚硬岩，岩体较完整；较坚硬岩，岩体完整550451坚硬岩，岩体较破碎；较坚硬岩或软硬岩互层，岩体较完整；较软岩，岩体完整450351较坚硬岩，岩体破碎；较坚硬岩，岩体较破碎破碎；较软岩或软硬岩互层，且以软岩为主，岩体较完整较破碎；软岩，岩体完整较完整350251较软岩，岩体破碎；软岩，岩体较破碎破碎；全部极软岩及全部极破碎岩250从实验所测得的各岩层的力学性能指标可以看出，14顶板岩石单轴抗压强度均值超过90MPA，质地坚硬。岩样浸水实验后其强度明显降低。通过现场勘察和实验室力学性能测定结果，对比26表至28表可以看出，14层顶板岩层的质量级别为级，即较完整、较坚硬顶板。其在开采过程中的矿山压力显现很大程度上受层理、节理发育程度、围岩中水的影响较大。结合顶板岩石试样力学参数与顶板浸水后的力学参数，根据原煤炭工业部煤层顶板分级标准，14煤层顶板定性为直接顶为类的稳定顶板，基本顶为类较坚硬的顶板，顶板来压较明显。4平岗矿覆岩关键层结构分类与破断失稳特征4114煤层1202工作面覆岩关键层结构分类工作面覆岩关键层对回采工作面压力有重要的影响，是决定顶板压力大小、支架选型等的依据。基本顶关键层结构可分为两类，第一类为单一关键层结构，第二类为多层关键层结构。411厚硬单一关键层结构单一关键层结构指回采工作面上覆岩层仅有一层坚硬厚岩层，其厚度和强度较大，距离煤层较近，对顶板的来压步距、强度有较大影响。该层硬岩层为覆岩中唯一关键层，即为主关键层。该主关键层的破断失稳对工作面矿压显与地表沉陷都有直接的显著影响，尤其是对工作面矿压会造成严重的影响。412多层关键层结构多层关键层结构是指开采煤层上覆岩层有多层关键层，分亚关键层和主关键层，见图41所示。图41深部工作面多层关键层结构对于采深较大，上覆岩层较厚的煤层，覆岩关键层结构一般为多层关键层结构。42关键层判别方法关键层判别方法主要分为以下3个步骤进行第一步，由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置。此处的坚硬岩层非一般意义上的坚硬岩层，它是指那些在变形中挠度小于其下部岩层，而不与其下部岩层协调变形的岩层。假设第1层岩层为坚硬岩层，其上直至第M层岩层与之协调变形，而第M1层岩层不与之协调变形，则第M1层岩层是第2层坚硬岩层。由于第L层至第M层岩层协调变形，则各岩层曲率相同，各岩层形成组合梁。23由组合梁原理可导出作用在第1层硬岩层上的载荷为5133111MIIIXHEHQ式中为考虑到第M层岩层对第1层坚硬岩层形成的载荷；X，分别为第I岩层的厚度、容重、弹性模量I1，2，M。IHIE考虑到第M1层对第1层坚硬岩层形成的载荷为5211331MIIMIXHEHQ由于第M1层为坚硬岩层，其挠度小于下部岩层的挠度，第M1层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的载荷，则必然有（53）1MX1MX将式51，52代人式53并化简可得（54）31MIIEH211MIIH式54即为判别坚硬岩层位置的公式。具体判别时，从煤层上方第1层岩层开始往上逐层计算及，当满足式54则不再往上计算，此31MIIH21MIH时从第1层岩层往上，第M1层岩层为第1层硬岩层。从第M1层硬岩层开始，按上述方法确定第2层硬岩层的位置，以此类推，直至确定出最上一层硬岩层设为第N层硬岩层。通过对坚硬岩层位置的判别，得到了覆岩中硬岩层位置及其所控软岩层组。第二步，计算各硬岩层的破断距离。坚硬岩层破断距离是弹性基础上板的破断问题。但为了简化计算，坚硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算，则第K层岩层破断距LK可由下式计算（55）21,2KKLHNQ式中HK为第K层硬岩层的厚度，M；为第K层硬岩层的抗拉强度，MPA；QK为第K层硬岩层承受的载荷,MPA。由式51可知，可按下式确定KQ（56）3,0,3,01,2KMKJJKJKJEHN由于表土层的弹性模量可视为0，设表土层厚度为H，容重为，则最上一层硬岩层即第N层硬岩层上的载荷可按下式计算573,0,03,0KNMKJKJKJJEHHQ在式56、57中，下标K代表第K层硬岩层，下标J代表第H层硬岩层所控软岩层组的分层号，MK为第K层硬岩层所控软岩层的层数。EK,J,HK,J，分别为第K层硬,J岩层所控软岩层组中第J层岩层弹性模量、分层厚度及容重，单位分别为GPA,M,MN/M3。当，J0时，即为硬岩层的力学参数，例如,分别为第1层硬岩层的弹性10EH0模量、厚度及容重，分别为第1层硬岩层所控软层组中第1层软岩弹1,E,H,性模量、厚度及容重。第三步，按以下原则对各硬岩破段距比较，确定关键层位置。1、第K层硬岩层若为关键层，其破断距应小于其上部所有硬岩层的破断距，即满足（K1,2,N1）58KL1KL2、若第K层硬岩层破断距大于其上方第K十1层硬岩层破断距，则将第K1层硬岩层承受的载荷加到第K层硬岩层上，重新计算第K层硬岩层的破断距。若重新计算的第K层硬岩层的破断距小于第K1层硬岩层的破断距，则取LKLK1，说明此时第K层硬岩层破断受控于第K1层硬岩层，即第K1层硬岩层破断前，第K层硬岩层不破断，一旦第K1层硬岩层破断，其载荷作用于第K层硬者岩层上，导致第K层硬岩层随之破断。L1L2重算第1层硬岩层破断距若计算结果L1L2，则取L1L2L1L2第1层岩层为主关键层，3层同步破断第1层硬岩层为亚关键层第3层硬岩层为主关键层第1,2层硬岩同步破断L2L1第1层硬岩层为亚关键层1第3层硬岩层为亚关键层2第3层硬岩为主关键层重算第二层硬岩破断距，若计算结果L2L3，则取L2L3L1L2第1层硬岩层为亚关键层第2层硬岩层为主关键层第2，3层硬岩同步破断是是