矿山压力及其控制课件.ppt

2022年11月20日星期日,矿山压力及其控制,24 九月 2022矿山压力及其控制,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。,矿山压力及其控制,9.1 顶煤破碎机理与运移规律 放顶煤开采的,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。,矿山压力及其控制,顶煤的变形与破碎是一个十分复杂的过程，在支架和顶板,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。,矿山压力及其控制,9.1.1 顶煤的力学特征和应力场特征 矿山压力及其控制,（2）采动应力场与约束条件 如图9-2所示，放顶煤开采的工作面前方应力场分布与单一煤层开采具有类似的规律，即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。,矿山压力及其控制,（2）采动应力场与约束条件矿山压力及其控制,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。,矿山压力及其控制,在稳压区，使顶煤处于三向等压应力状态，此时,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。,矿山压力及其控制,进入塑性区后，顶煤破裂，煤体的强度曲线为破坏,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）。,矿山压力及其控制,由岩石力学理论，岩石处于多向压应力状态下,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。,矿山压力及其控制,当岩石处于单向压缩状态时，如无侧向约束,（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。,矿山压力及其控制,（3）顶煤的变形与位移 矿山压力及其控制,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-5。,矿山压力及其控制,观测结果表明，在工作面前方15m处顶煤开,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。如同为厚68m的煤层，在h=6m处，软煤层（f=0.30.5）中硬煤层（f=23）和硬煤层（f3.5）的顶煤始动点超前工作面的距离分别为15m、10m、5m左右。煤层的硬度系数越低，顶煤始动点超前距离越大，累积位移量越大，顶煤破碎越充分。,矿山压力及其控制,通过比较不同厚度、不同硬度煤层的实测结果,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。,矿山压力及其控制,不同高度顶煤始动点的位置不同，无论是软,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。,矿山压力及其控制,9.1.2 顶煤的破坏过程描述及分区矿山压力及其控制,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96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。,矿山压力及其控制,硬煤层顶煤破坏状况矿山压力及其控制,顶煤分区 顶煤自开始移动、破裂到冒落是一个连续的、渐进的破坏过程，随着工作面推进，这一过程也自然动态地向前推进。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97所示。,矿山压力及其控制,顶煤分区 矿山压力及其控制, 原始状态区 顶煤进入支承压力区以前未受到采动力场的影响，处于原岩应力状态，其内部只包含一些成煤及构造等作用形成的裂隙和层理等地质弱面。,矿山压力及其控制, 原始状态区 矿山压力及其控制,压缩变形区 顶煤进入支承压力以后，煤体处于加载阶段，煤体内原有裂隙和空隙受压闭合，体积收缩，顶煤开始发生小量的变形移动。随着工作面继续推进，顶煤继续受压变形，但处于塑性阶段，符合广义胡克定律，整体体积仍然处于收缩阶段，但收缩的速率逐渐减小。此区内顶煤的整体位移不大，主要是由于煤体内原生裂隙的闭合和弹性变形产生的。,矿山压力及其控制,压缩变形区 矿山压力及其控制, 拉剪破裂区 随着工作面继续推进，煤体发生剪切和拉伸破坏，煤体中原有裂隙逐渐张开，随着上部岩层压力作用和侧向约束逐渐减弱，煤体中也会产生一些纵向拉伸裂隙和与支承压力呈锐角的剪切裂隙，在原有裂隙和新产生裂隙的尖端会出现拉应力集中，导致这些裂隙扩展、张开和贯通，顶煤的整体强度逐渐失效。,矿山压力及其控制, 拉剪破裂区 矿山压力及其控制,随着各种裂隙的急剧产生扩展和贯通，进入到支承压力峰值后，顶煤整体强度失效，维持残余强度值，各种裂隙将煤体切割成碎裂的块状，各种裂隙就成了顶煤破碎时的煤块界面，由于支架的支托，顶煤的破裂块体中大部分仍处于原位的镶嵌状态，或以平动为主。煤体体积已经开始增大（“扩容”），顶煤的整体位移迅速增加，其原因即是由于顶煤中宏观裂隙的扩张，也有由于煤体内裂隙的产生和发育导致体积膨胀。,矿山压力及其控制,随着各种裂隙的急剧产生扩展和贯通，进入到支, 散体冒放区 在支架顶梁尾部，顶煤开始冒落，以散体形态堆积在支架掩护梁上。在顶煤位移观测中，由于顶煤的冒落或观测基点的失效或以散体形态的大位移流动，所以难以观测到此阶段的顶煤移动量。,矿山压力及其控制, 散体冒放区 矿山压力及其控制,9.1.3 影响顶煤冒放性的因素 顶煤的冒放性是指顶煤冒落与放出的难易程度，事实上，顶煤的冒放性包括两方面的含义，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。,矿山压力及其控制,9.1.3 影响顶煤冒放性的因素 矿山压力及其控制,（1）煤体强度 煤体强度是影响顶煤冒放性的主要因素。顶煤硬度系数f越大，顶煤的冒落角越小，见图98。对于坚硬煤层（f3），通常小于60；对于中硬煤层（f=13），介于6080；对于软煤层（f1），大于90；对于极软煤层（f0.5），由于顶煤在达到支架上方以前已表现出了散体流动状态，无法分辨软煤层顶煤的冒落边界，因此不能简单地用反映软煤的冒落形态。,矿山压力及其控制,（1）煤体强度矿山压力及其控制,顶煤的冒落块度也与硬度系数f密切相关 软煤（f1）最易冒落，冒落块度小，一般块径在0.20.3m以下，可放性好； 中硬煤层（f=13）次之，块径多为0.30.6m，少数可达1.0m，可放性较好； 硬煤的冒放性最差，冒落块径1.0m左右，大于1.0m的很常见，且支架后部常有悬空的顶煤。对于裂隙不发育的坚硬顶煤，由于冒落角小、冒落块径大、支架后方顶煤悬空等，生产中需采用人工方法预弱化顶煤，以改善顶煤的冒放性，提高其采出率。,矿山压力及其控制,顶煤的冒落块度也与硬度系数f密切相关矿山压力及其控制,（2）煤体裂隙分布的影响 顶煤破裂过程中受煤体中的原有裂隙影响很大，如果顶煤中贯通裂隙多，发育，则这些贯通裂隙往往就会成为顶煤破裂的块度边界。对于非贯通裂隙而言，在支承压力作用下，裂隙尖端会产生应力集中，裂隙扩展，最终成为分割块体的边界。因此裂隙密度大，在支承压力的充分作用下顶煤破裂的块度小，易于冒放。,矿山压力及其控制,（2）煤体裂隙分布的影响矿山压力及其控制,裂隙的方位和组数影响着顶煤的冒放性。一般说来，顶煤中含有平行于工作面的裂隙较含垂直工作面的裂隙更容易冒落，见图99，图（a）较图（b）跟容易冒落。如果顶煤中含有多组裂隙，则更有利于改善顶煤的冒放性，如图（c）所示。,矿山压力及其控制,矿山压力及其控制,（3）顶煤厚度 放顶煤开采中，会有一个合理的顶煤厚度，在该厚度下适宜于顶煤的放出和提高顶煤采出率。过薄的顶煤相当于一种伪顶，随采随冒，很难控制它一定在支架尾部冒落，且冒落也无规则可循，由于这种伪顶的存在，增加了出煤口的含矸率。,矿山压力及其控制,（3）顶煤厚度矿山压力及其控制,过厚的顶煤在控顶区内，尤其是上部顶煤很难的到充分松动，直至放煤过程中才开始松动，致使其冒落在采空区难以回收。因此，一般认为顶煤厚度介于210m之间会好一些，对于硬煤层，顶煤厚度应不超过6m，否则顶煤将冒落在采空区内。,矿山压力及其控制,过厚的顶煤在控顶区内，尤其是上部顶煤很难,（4）夹矸影响 对于放顶煤开采，0.3m以下的夹矸多呈片状和板状冒落，对冒放性影响不大，但大于0.4m厚的夹矸多呈大块状冒落，冒落后有时堵塞放煤口，其上的顶煤无法放出。另外顶煤中的厚层夹矸会起到悬臂支托上部顶煤的作用，以至于上部顶煤无法及时冒落。最后冒落到采空区无法收回。见图910所示。,矿山压力及其控制,（4）夹矸影响矿山压力及其控制,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。,矿山压力及其控制,9.1.4 改善坚硬顶煤冒放性的人工辅助措施 矿山压力及其,大同煤矿（集团）公司在忻州窑矿实施了顶煤预爆破技术弱化顶煤收到了良好效果。见图911所示，在工作面顶煤中沿顶板掘进两条平行煤巷，在巷内钻进平行于采面的深孔，在工作面支承压力区前方利于深孔实施顶煤预爆破，在顶煤中形成爆破裂隙和扩展煤体中的原有裂隙，增大裂隙密度，从而在整体上改变了顶煤的性质，衰减了顶煤整体强度，然后再支承压力作用下，对顶煤进行压裂和破碎，使之具有较好的冒落形态和冒落块度，易于顶煤放出。,矿山压力及其控制,大同煤矿（集团）公司在忻州窑矿实施了顶,在产量较低的工作面，也可在支架间向顶煤钻孔进行爆破，破碎支架上方顶煤。采用注水软化顶煤时，可在顶煤中开掘专用注水施工巷道，向两侧顶煤中钻进注水钻孔，也可利用工作面两巷施工注水钻孔。,矿山压力及其控制,在产量较低的工作面，也可在支架间向顶煤钻孔,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。因此采场上覆岩层及其结构所形成的载荷再通过直接顶（包括顶煤）传递到支架上时，将引起支架与围岩力学体系特征的改变。,矿山压力及其控制,9.2 放顶煤开采矿山压力显现的基本规律 矿山压力及其,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912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,矿山压力及其控制,老顶活动对采场及支架的影响程度取决于直接,老顶，由于综放开采一次采出煤厚大于分层开采，因而形成稳定的砌体梁结构层的高度必将高于分层开采。 直接顶，不仅直接顶的厚度要大于分层开采情况，而且其结构的损伤程度也严重。 支架，不仅综放支架结构较分层综采支架复杂，而且，由于受放煤等影响，综放支架更加复杂，并受动载影响严重。 底板，综放采场底板的完整性较分层要好。,矿山压力及其控制,老顶，由于综放开采一次采出煤厚大于分层开采,根据综放采场支架围岩整体力学模型中各单元的受力状态和结构特征，可将其简化为相应的受力体。 老顶，为刚体，在整体力学模型中起主动力作用，给定整个系统转动和滑移变形。 直接顶，可简化为损伤或破碎体，其作用有两个：给支架加载；传递老顶给支架的作用。 支架，可作为弹性滑移体支架为采场矿压控制的主体。 底板，为弹性体或刚体，如用数学方法分析力学模型，可将其视为弹性体，如做理论分析，可将其简化为刚体。,矿山压力及其控制,根据综放采场支架围岩整体力学模型中各单元,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. 对于直接顶单元,在综放开采条件下,考虑到顶煤的可放性,其部分介质必将进入破碎状态,破碎状态直接顶的力学特征对于综放采场支架与围岩体系具有重要影响.,矿山压力及其控制,在综放采场围岩整体力学模型分析中,老顶,(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.直接顶成为具有一定刚度的可变形介质,而非完全刚性体.起作用一方面是作为施力介质将其自身的重量作用在支架上。,矿山压力及其控制,(1)直接顶(包含顶煤)的整体力学特征矿山压力及其控制,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.直接顶传递老顶回转产生的作用力的能力取决于其承载特性.根据对采场直接顶承载特性的研究结果,直接顶的承载具有区域性,由煤壁向采空区方西分为弱承载区、承载区和非承载区,直接顶越软,区域性越明显.根据直接顶承载的区域性特征和刚度特征,从便于分析支架和围岩关系出发,可将直接顶按刚度分为似刚性直接顶、似零刚度直接顶和中间型刚度直接顶三类.不同类型刚度的直接顶表现出不同的力学特征,对支架与围岩关系的影响机制不同.,矿山压力及其控制,另一方面作为传力介质,传递老顶回转变形产,(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.因此,支架的工作状态与直接顶的刚度特性有关。当直接顶处于似刚性条件下时,顶板的下沉量与老顶的位态有关,并不取决于支架的工作阻力.而老顶的位态取决于采空区矸石的充填程度和压实程度,由于老顶的回转变形为给定变形,因此,支架此时处于给定变形工作状态。,矿山压力及其控制,(2)综放采场支架的工作状态矿山压力及其控制,当直接顶为似零刚度条件时,老顶回转作用于直接顶的回转变形压力为零,因此支架的载荷与老顶的位态无关,只取决于直接顶的重量.此时支架处在给定载荷工作状态,顶板的下沉量取决于支架的刚度.当直接顶为中间型刚度时,其在老顶回转过程中的变形量介于似刚性和似零刚度直接顶之间,支架的载荷由直接顶的重量和老顶的回转变形压力分两部分组成,后者则取决于直接顶的刚度.此时,支架工作阻力与顶板下沉量呈近似双曲线关系.,矿山压力及其控制,当直接顶为似零刚度条件时,老顶回转作用于,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.为此我国进行了大量的现场观测和理论研究,基本结论如下。,矿山压力及其控制,9.2.2 工作面矿压显现的基本规律 矿山压力及其控制,(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.,矿山压力及其控制,(1)支承压力分布.矿山压力及其控制,综放面支承压力的分布同时受到煤层强度煤层厚度等影响.煤层愈软,支承压力分布范围愈大,峰值点距煤壁愈远.一般说来,对于软煤层,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。,矿山压力及其控制,综放面支承压力的分布同时受到煤层强度煤层,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913。,矿山压力及其控制,由于顶煤强度较低，因此在直接顶与老顶载荷作,（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。,矿山压力及其控制,（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,在正常回采阶段，采空区已由跨落矸石充满。上覆岩层规则跨落带中形成的砌体平衡结构，离采场较远，不规则跨落带悬梁周期性跨落以及采空区内矸石对悬岩侧向挤压形成的供式平衡，在跨度增加时也要失稳而引起小规模的压力波动。,矿山压力及其控制,在正常回采阶段，采空区已由跨落矸石充满。,（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。,矿山压力及其控制,（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,（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。,矿山压力及其控制,（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,（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。受放煤工序的影响,支架后立柱在放煤后有相当比例的呈现阻力下降,甚至降为零,造成支架支护强度下降,稳定性和可靠性降低.具体情况与顶煤的硬度和冒落形态有关.对于软煤而言,顶煤破碎和放出较充分,支架顶梁后部上方的顶煤较少,不利于传递上覆岩层的作用,因此相对与硬煤而言,支架前柱工作阻力大于后柱工作阻力这一特点表现的更加明显.同时,支架承受冒落煤矸冲击造成的动载荷影响明显.,矿山压力及其控制,（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,(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,见表91.,矿山压力及其控制,(6) 下分层综放时的矿压显现规律.有些情况为了排放瓦,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.,矿山压力及其控制,9.2.3 支架的合理工作阻力 矿山压力及其控制,(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.,矿山压力及其控制,(1)估算法 矿山压力及其控制,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.,矿山压力及其控制,老顶载荷Q3,或称为裂隙体梁结构失稳形,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=M2Lm Q2直接顶重, Q2=hL2 K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.,矿山压力及其控制,可按 建立下列方程矿山压力及其控制,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.,矿山压力及其控制,碎矸支撑力可表示为 矿山压力及其控制,(2)实测统计法 据实测结果统计所得,随着采放煤厚增加,顶板来压时支架的循环末支护强度随之升高,但增加幅度很小.如以煤层厚度与岩石体积力的乘积表示支架支护强度,可写成: q=knM 式中 q支架支护强度, kPa; k安全系数,取k=1.21.5; n折算系数; M煤层全厚,m; 岩石体积力,取25kN/m3;,矿山压力及其控制,(2)实测统计法 矿山压力及其控制,