《顶板控制及监测》PPT课件.ppt

第三章第三章 预防冒顶事故的采场控顶设计预防冒顶事故的采场控顶设计Ø概述Ø综采面的控顶设计Ø单体工作面控顶距的确定Ø单体支柱工作面控顶设计Ø初放阶段的控顶设计Ø用经验数据估算有关老顶参数第一节第一节 概述概述采场控顶设计的目标：一、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；二、所需费用最少控顶原则之一：预防压垮型冒顶控顶原则之一：预防压垮型冒顶p支架或支柱的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量（支）p支架或支柱的初撑力应能保持直接顶与老顶或下位2~3m岩层与上位岩层之间不离层（切）p支架或支柱的可缩量应能适应裂隙带岩层的下沉（让）p对厚层难冒顶板，应松动碎裂2~3倍采高顶板岩层，或在工作面前方有钻眼爆破，高压注水松动碎裂顶板，或在采空区挑顶（挑）控顶原则之二：预防漏冒型冒顶控顶原则之二：预防漏冒型冒顶p综采时，如果直接顶比较软弱，液压支架应在掩护式或支撑掩护式中选用，且端面距不宜超过340mmp单体支柱工作面，如果直接顶比较软弱，支柱必须带顶梁，顶梁上还须背板，甚至背严柱距小于0.7m，同时端面距小于200mm p综采支架的初撑力应保证端面冒高不超过300mm；单体支柱的初撑力应保证端面冒高不超过200mm。

p工作面推进过程中，若遇较大断层带，应考虑采用固结法处理碎顶控顶原则之三：预防推垮型冒顶p支架能够保证煤层上方2~3m岩层与上位岩层不离层，并沿切顶线主动切断下位2~3m岩层p单体支柱工作面，金属网下采煤时，初撑力应保证网兜高度不超过150mmp复合顶板，初撑力应能把下位软岩层顶紧到上位硬岩层，并使其间的摩擦力足以防推p摩擦支柱面，采用“整体支架”防推预防冒顶事故的控顶设计特点Ø要求支架（支柱）有一定（较高）的初撑力来防压、防漏、防推工作阻力是压出来的，而初撑力是主动支撑顶板的Ø均按最不利的条件，确定支护参数因为对于顶板事故是不允许有半点差错的 第二节 综采工作面控顶设计ü控顶设计—确定支架架型、支架工作阻力、初撑力、支架高度等ü要求防漏、防压、防推1.支撑式支架—支撑性能好，但防护与稳定性差，不适应软弱顶板或倾角大的煤层2.掩护式支架—防护与稳定性很好，但支撑性能差，不适应垮落带中有老顶的条件3.支撑掩护式支架--支撑性、防护与稳定性性能都很好，但造价较高 1. 综采漏冒型冒顶的控制措施Ø当直接顶较软时，需要考虑防漏；应选用掩护式与支撑掩护式支架Ø当直接顶较软时,如果端面距过大,易引起端面冒顶。

应选用端面距不超过340mm又能及时支护的架型（带护帮装置）Ø支架初撑力大，顶板下沉小，端面冒高小掩护式与支撑掩护式有向煤壁的推力，初撑力大，推力大，有利于控制端面冒高Ø在断层破碎带，应采用固结法处理碎顶 2. 综采压垮型冒顶的控制措施1)工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量 支架处于最不利的情况—支撑老顶断裂岩块全部重量+直接顶岩层重量支架的工作阻力支撑垮落带岩重：Lz’—直接顶岩梁的长度； L’z=Ld+Lh+LzxLd —端面距Lh —顶梁和前梁长度之和Lzx—支架后悬顶长度，页岩，1.0m，砂页岩，2.0m Llki—垮落带老顶第i分层岩块的长度 hi=1.5m, Llki=6m, hi=2m, Llki=10m, hi=2.5m, Llki=14m. Ø上述计算的差异： 垮落带中无老顶：要考虑支架后方的直接顶悬顶 垮落带中有老顶：老顶下压，仍考虑支架后直接顶的悬顶。

Ø选支架时，阻力值小于支架额定工作阻力的50%~65%富裕系数为1.5~2.0Ø初次来压步距大于周期来压2倍时，富裕系数应取更大Ø当顶板很大时，支架立柱需要大流量的安全阀 2. 综采压垮型冒顶的控制措施2）初撑力应能保持直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层不离层 为达此目的，初撑力应能把直接顶沿支架后端切断要使支架后端的直接顶处于固支状态，支架的初撑力必须满足三个条件：p初撑力能平衡支架上方直接顶岩重；p支架后端的初撑力能平衡采空区上方将要被切断的直接顶悬顶岩重；p初撑力产生的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩重所产生的力矩p平衡直接顶岩梁的初撑力：p平衡直接顶岩梁力矩的初撑力：说明：u为切断直接顶，初撑力取上述三者的最大值u直接顶很厚时，切断厚度<2.5~3.0mu无直接顶时，切断老顶厚度<2.0~2.5m 计算时，调整岩重；选取老顶悬顶距1.5m厚老顶，悬3m；2.0m厚，悬5m；2.5m厚，悬7m或实际数据 2. 综采压垮型冒顶的控制措施3）支架的可缩量应适应垮落带老顶的下沉最大控顶距时，顶梁末端顶板最大下沉量计算图 2. 综采压垮型冒顶的控制措施 2. 综采压垮型冒顶的控制措施采场最大控顶距处的最大下沉量 —最大控顶距（煤壁至液压支架后端的距离）； —老顶周期来压步距，一般按实际或10m；H —裂隙带老顶断块触矸处的下沉量。

 2.综采压垮型冒顶的控制措施p对厚层难冒顶板，采用钻爆或注水法，松动碎裂2~3倍采高岩层（直接顶+老顶）一般应提前进行碎裂 当厚层难冒顶板不大时，只处理下部部分厚度，余下部分转变为裂隙带岩层 将处理部分顶板岩层视为垮落带岩层 3.综采推垮型冒顶的控制措施Ø具有复合顶板，初撑力不足时，容易倒架Ø上下位岩层间的摩擦阻力防推Ø初撑力可将下位岩层紧顶到上位岩层上 4. 总结p综采顶板控制设计的主要目的是为了防推、防压、防漏顶板事故p可以设计的是支架的初撑力，应取上述三者的最大值( )p选型时，设计初撑力应小于支架额定值的80%p新研制支架的初撑力应有大于1.2 倍的富裕系数 第三节 单体工作面控顶距的确定1.控顶距—从煤壁至密集支柱（墩柱）或采空区顶梁末端的一段距离2.最小控顶距—为采煤所必须的最小空间宽度3.最大控顶距— 最小控顶距加上放顶距（一或二排） 1. 放顶距的确定ü一排放顶距—直接顶较松软，回柱放顶能立即垮落ü二排放顶距—直接顶较完整，回一排柱后较长时间不垮落，工作面顶板压力增大p顶梁长度0.8或1.0m—顶板软，放顶距0.8或1.0m。

顶板完整，放顶距1.6~2.0mp顶梁长度1.2m—直接顶完整，齐梁直线柱，顶板软，错梁直线柱放顶距均为1.2m单体液压柱—初撑力大，采用一排放顶距 2. 最小控顶距的确定I.生产要求—三排：机道、人行道和材料道II.机道宽度—一般为1.2m~1.4mIII.人行道材料道—由排距与顶梁长度有关，一般为0.8m，1.0m，1.2m并与采煤机截深相配套1.增加一排柱—老顶来压，为增加支撑力复合顶板初垮期间、工作面仰采、大采高大倾角工作面，增加稳定性、通风要求2.有平行工作面的断层或顶板台阶时，增加控顶距直接顶软碎，上部岩层硬，易出现碎顶抽冒现象需要增加支柱的稳定性，增加控顶距 第四节 单体支柱工作面控顶设计p设计的主要内容：支柱、顶梁类型、支架排距与柱距、支柱的初撑力、密集支柱距墩柱的应用等p已知量：顶梁长度与排距，与采煤进度与采煤机截深一并考虑控顶距与放顶距p设计量：支柱初撑力、支护密度 1.漏冒型冒顶的控制措施1)按顶板类型确定支护原则Ø坚硬顶板—无需护顶，支柱带帽即可Ø中等稳定—支柱带顶梁，顶梁与裂缝最好垂交Ø软弱顶板—带顶梁，顶梁上加背板特别碎的还要背严，柱距小于0.7m 。

机头机尾采用四对八梁2）控制端面冒顶顶板松软时，应采用恰当的柱梁配合，控制端面距，必要时增设短梁，使其小于200mm3）控制单体面的端面冒高应控制在200mm以内，否则，顶板不好控制一般初撑力愈大，端面冒高愈小靠调压实验和监测来解决4）铺金属网假顶解决碎顶当直接顶板松软破碎，或下行垮落开采而冒矸又胶结不好时，应采用金属网假顶当垮落带无老顶时，网下可用支柱与II型长钢梁组成的对棚迈步支架 2.压垮型冒顶的控制措施2.1 支架的工作阻力应能支撑工作空间及采空区上方垮落带岩重①一定密度基本柱阻力支撑工作空间的垮落带②一定线密度的密集柱阻力支撑采空区的垮落带Ø工作空间上方单位面积垮落带岩重确定基本支柱的密度：支柱平均工作阻力P的选取：单体液压柱按额定的60%；微增阻摩擦柱按额定的45%；急增阻摩擦柱按额定的30%机道宽度系数末排柱后顶梁岩重系数Lg--机道宽度；Lp--基本支柱排距；Lx--最小控顶距；Lt--末排柱距密集、墩柱或顶梁末端的距离；基本支柱柱距的确定：柱距一般不大于1.0m，不应小于 0.5m当直接顶软弱时，应采用较小的柱距2）放顶线每米采空区上方垮落带岩重：Llki--垮落带中第i老顶分层岩块长度。

分层厚1.5m时，为6m，分层厚2.0m时，为10m，分层厚2.5m时，为14m确定密集支柱的线密度：密集支柱工作阻力Pm的选取：单体液压柱按额定的80%；微增阻摩擦柱按额定的65%；急增阻摩擦柱按额定的50%放顶线采用墩柱：Pc不应大于额定的80%；Lc一般为1.5m或3.0 m注意：（1）垮落带中只有直接顶时，放顶线每米采空区上方垮落带岩重为Lzx—垮落带直接顶的极限悬顶长度页岩为1.0m，砂页岩为2.0m2）垮落带中只有直接顶时，又不设密集时（无密集放顶），基本支柱的密度为：2.2支架的初撑力应保持直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层之间不离层为使不离层，支架的初撑力应能把直接顶沿放顶线切断则需：p支架初撑力能平衡直接顶岩重（包括悬顶）p放顶线支架初撑力能平衡采空区直接顶悬顶岩重p初撑力的主动力矩能平衡直接顶岩梁所产生的力矩Ø支架初撑力平衡直接顶岩梁的重量所需的初撑力为Ø放顶线支架初撑力平衡采空区上方将被切断直接顶悬顶岩重（放顶线处，直接顶岩梁内的剪应力为零，拉应力最大）Ø初撑力的主动力矩能平衡工作空间上方及采空区上方直接顶岩梁所产生的力矩•为沿放顶线切断直接顶，所需初撑力为上述三者的最大值。

•如果初撑力过大，则支柱选型困难，此时应减小柱距，加大支护密度来解决之p切断直接顶的厚度不超过2.5~3.0mp无直接顶，切断老顶厚度不超过2.0~2.5mp单体面，若需要切断下位老顶，则需要切顶墩柱初撑力计算方法同前但需要：一是调整有关岩重的计算，二是老顶的极限悬顶应采用实际数据p参考数据：1.5m厚的老顶，悬3.0m2.0m厚的老顶，悬5.0m2.5m厚的老顶，悬7.0mp所需初撑力是墩柱间距与单位密集柱初撑力的乘积2.3 支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉顶板下沉量估算图采场最大控顶距处的最大下沉量 —最大控顶距（煤壁至密集、墩柱、或末排柱的距离） —老顶周期来压步距，一般按实际或10mH —裂隙带老顶断块触矸处的下沉量设计支柱最大高度设计支柱最小高度b—顶梁高度a —卸载高度注意：顶板下沉量不是支柱可缩量因顶板下沉量由顶梁压缩量、支柱下缩量、支柱钻底量组成底板较硬时，支柱下缩量占顶板下沉量的60%左右2.4 对厚层难冒顶板，用钻爆法或注水，松动碎裂2~3倍采高顶板p顶板厚度不大时，只处理下部分，剩下的厚度转变为裂隙带（厚度小于5-6m）p考虑控顶时，已处理部分视为垮落带。

p超前工作面松动顶板时，工作面上方将有大块，故放顶线要有足够大的支撑能力 3. 推垮型冒顶的控制措施3.1 复合顶板、支柱初撑力不足，导致推垮 措施：提高初撑力，将下位岩层顶紧上位硬岩层，使其间摩擦力防推hx—下位软岩层厚度（一般小于2.5~3m)f —软硬岩层间的摩擦系数，0.33.2 金属网下、支柱初撑力不足，网兜过大（超150mm），导致推垮措施：提高初撑力根据调压试验或日常监测确定3.3 摩擦支柱面防推，因其初撑力小，只能用整体支架注：支柱的初撑力应取防推、防漏、防压中的最大值选型时，支柱或墩柱的初撑力应为额定值的80%为保持支柱刚度，初撑力不小于50kN第五节 初放阶段的控顶设计1、直接顶的初次垮落关键：沿放顶线切断直接顶需放顶线；另增初撑力的主动力矩平衡采空区上方直接顶垮落带岩重（岩梁处于极限跨距时重量的一半）产生的力矩切断采空区上方直接顶最大冒落分层垮落带所需初撑力为 —垮落带直接顶最大冒落分层极限跨距，按实际或页岩8m,砂页岩12m —最小控顶距放顶线另增支柱的密度： —已有密集支柱的初撑力老顶初次来压关键：沿放顶线支撑住垮落带老顶。

放顶线密集柱的工作阻力平衡采空区上方老顶垮落带岩重（岩梁处于极限跨距时重量的一半）初次来压时，垮落带老顶最上分层岩重为 —垮落带老顶最上分层及其附加岩层厚度 —极限跨距，取实际或1.5m厚为20m，2.5m厚为20m放顶线另增支柱的密度 —已有密集支柱的工作阻力3、初放阶段顶板控制注意的问题p切直接顶、支老顶的密集，应在预计极限跨距前若干米处就应架设p当达到预计步距而未垮，或未来压时，应采用增加密集柱初撑力或阻力的方法应按1~2天的推进距重新设计计算p老顶来压前放顶线支撑老顶密集的线密度与正常生产的密集线密度不必叠加，取最大值即可p对于综采面，因不能随意增加初撑力与工作阻力，故设计时应取较大的富裕系数若极限跨距太大，则需要挑顶等其他辅助措施第六节 用经验数据估算有关老顶参数当h<(2~3)M（直接顶厚度小于2~3倍采高）时，如果老顶分层不是厚层难冒顶板，则设计的有关数据有：Ø垮落带中老顶分层数目及其厚度（计算支撑力）Ø由第一裂隙带老顶导致的顶板下沉量（算支架可缩量）当老顶分层情况不清楚时，如果有 （第i层老顶分层的厚度）与 （第i 层老顶分层断块的长度）关系的经验数据，通过下列方法，可以把这两者估算出来，而且是该条件下的最大值（最不利情况）。

 与 关系的经验公式 =1.5m时，时， =6m =2.0m时，时， =10m =2.5m时，时， =14m上式在 =1.5m~5.5m范围内的应用 当 =5.5m时， =38m若倾角等于零，则综采支架上所受的顶板力为 P=800t/架，考虑富裕系数1.2，则P=1000t/架，这正是大同支架设计吨位当直接顶厚度小于2~3倍采高，而上面老顶分层厚度又小于5~6m时，判断老顶分层带别的方法：p老顶分层厚度大于其下自由空间高度2m时，该老顶分层已进入裂隙带p判断进入裂隙带老顶分层的公式Hi—由下而上第I层老顶的厚度(右边包括附加岩层，左边不包括)M—煤层采高K1—老顶及附加岩层的碎胀系数，1.15~1.33H—直接顶厚度Kz—直接顶岩层的碎胀系数，1.33~1.5老顶数据的估算方法条件：α<45°，M=2.0m，h=5.0m， =25.0m，按最不利条件，Kz=1.33, Kl=1.15一、设H1=1.5m（H1即为 ,是为了对应（1-1）1.设H1=1.5m, 2.0m, 2.5m, 3.0m.利用(1-1)判断.i=1时,右边=2-5(1.33-1)+2=2.35m H1<2.35m，H1 在垮落带。

i=2时,右边=2-[1.5(1.15-1)+5(1.33-1)]+2=2.125m H2<2.125m，H2 在垮落带i=3时,右边=2-[(1.5+2.0)(1.15-1)+5(1.33-1)]+2=1.825m H3>1.825m，H3为第一个进入裂隙带① （ 垮落带岩层厚度） （代表垮落带老顶岩重）（第一个进入裂隙带老顶厚度）（进入裂隙带老顶岩块长度）（第一个进入裂隙带老顶触矸点下沉高度H值为右边数值减去2—这里是I=3时右边数值减2，为负值，因而取0）（代表工作面顶板下沉量）2.设H1=1.5m, 2.5m, 3.0m，…i=1时,右边=2-5(1.33-1)+2=2.35m H1<2.35m，H1 在垮落带i=2时,右边=2-[1.5(1.15-1)+5(1.33-1)]+2=2.125m H2>2.125m，H2为第一个进入裂隙带②②②②3.设H1=1.5m, 3.0m, 3.5m，…i=1时,右边=2-5(1.33-1)+2=2.35m H1<2.35m，H1 在垮落带。

i=2时,右边=2-[1.5(1.15-1)+5(1.33-1)]+2=2.125m H2>2.125m，H2为第一个进入裂隙带③③③③再再再再估算下去，估算下去，估算下去，估算下去， 不会再大，不会再大，不会再大，不会再大， 只会更小，故不必再算只会更小，故不必再算只会更小，故不必再算只会更小，故不必再算总结：一、一、一、一、 ①①①① ②②②② ③③③③5+1.5+2=8.5m 5+1.5=6.5m 5+1.5=6.5m5+1.5+2=8.5m 5+1.5=6.5m 5+1.5=6.5m 29 9 9 29 9 9 2.5m 2.5m 2.5m2.5m 3.0m 3.0m 14m 14m 14m14m 18m 18m 0 0 0.1250.125 0.125 0.125 0 0 0.010.01 0.007 0.007二、设H1=2.0m. 1. 设H1=2.0m，2.5m，3.0m… 2. 设H1=2.0m，3.0m，3.5m…一、 ① ② 5+2=7.0m 5+2=7.0m5+2=7.0m 5+2=7.0m 2×10=20 2×10=20 2×10=20 2×10=20 2.5m2.5m 2.5m 2.5m 14m 14m 14m 14m 0.050.05 0.05 0.05 0.0040.004 0.003 0.003三、设H1=2.5m. 1. 设H1=2.5m，3.0m，3.5m…一、 ① 5.0m 5.0m 0 0 2.5m2.5m 14m14m 0.35 0.35 0.0250.025无须再估算。

下面是一、二、三最大值汇总标 一 二 三 8.5m 7m 5m8.5m 7m 5m 29 20 0 29 20 0 2.5m 2.5m 2.5m 2.5m 2.5m2.5m 14m 14m 14m 14m 14m14m 0.125m 0.05m 0.125m 0.05m 0.35m0.35m 0.01 0.004 0.01 0.004 0.0250.025可见：1、考虑支架（支柱）工作阻力时，应考虑1.5m与2.0m 两个垮落带老顶分层。

2、考虑支架（柱可缩量）时，应考虑直接顶上部直接就是2.5m的裂隙带老顶说明：p直接顶愈薄，计算次数愈多p当M=2.0，h=0，Kl=1.15时，要计算到六步p煤层愈厚（采高愈大），计算次数愈多p 的公差愈小（以上是0.5 m ，再小为0.25m），计算次数愈多p计算过程与计算结果，可编制相应的计算机程序进行。