综采放顶煤采场的矿压控制.docx

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综采放顶煤采场的矿压控制

第五章综采放顶煤采场的矿压控制

放顶煤开采由来已久。

法国、原苏联、南斯拉夫等国家于二十世纪40年代或50年代初即开始应用放顶煤开采法。

1957年原苏联研制出KTY型放顶煤支架，1963年法国研制出“香蕉”形放顶煤支架，并于1964年用于法国布朗齐矿区，试验取得了成功。

之后，英国、德国、南斯拉夫等都相继引进了这一技术。

我国于1982年引进了综采放顶煤支架，并于1984年开始工业性试验。

二十多年来，这一技术在我国得到了迅速发展，目前工作面年产已超过600万t，达到世界领先水平，工作面回收率达到80%以上。

第一节放顶煤开采技术简介

一、放顶煤采煤法的分类

根据煤层及围岩的覆存条件（厚度及物理力学性质），放顶煤采煤法可分为四种不同的方式：

1．整层放顶煤采煤法。

这种采煤法是直接沿底板布置放顶煤工作面，即当采煤工作面推进一定的距离后，就将上部顶煤放出，这样一次采出煤层的全部厚度（如图5-1a所示）。

2．预采顶分层采煤法。

这种采煤法首先沿顶板在煤层中布置一个普通长壁采煤工作面（即采顶分层），然后再沿底板布置放顶煤工作面进行回采，将底分层上部的顶煤放出。

这种采煤法主要是解决三个问题：

一是直接顶坚硬或厚度较薄，不能随采随冒，需要采取人工措施处理顶板，例如我国大同矿务局的坚硬顶板，需经注水软化处理，顶板才能冒落，或是由于易垮直接顶较薄，不能满足放顶煤后充填采空区的要求，需预先使上方较坚硬的顶板产生松动破坏；二是防止在底部放顶煤时发生混矸现象，在预采顶分层时铺设隔离网，形成网下放煤；三是当煤层中瓦斯含量较大或有突出危险时，预采顶分层可起到预先释放瓦斯作用，或进行抽放工作（如图5-1b所示）。

但是，这种采煤法的煤层厚度须在8m以上，并且预采顶分层后将减弱矿山压力对顶煤的一次破碎作用。

3．预采中间分层放顶煤采煤法。

这种采煤法是先在煤层中间布置一个普遍长壁采煤工作面进行开采。

然后，再沿底板布置放顶煤采煤工作面。

中间分层工作面的位置应使底布放顶煤采煤工作面上方有0.5m以上的护顶煤（如图5-1c所示）。

对厚度大于10m，硬度较大，难以直接放落的煤层或需预疏干的煤层，可采用这种采煤法，使顶煤预先冒落松碎，然后再放煤回收。

但是，若煤层埋藏不稳定，底板起伏较大时，则无法保证下部的分层厚度，将给放顶煤工作面的开采造成困难。

此外，由于顶煤预先冒落松碎，还将增加自然发火的危险性和放煤时的煤尘量。

图5-1三种不同的放顶煤采煤方式

4．水平分段放顶煤采煤法。

对于厚度超过20m，甚至上百米的极厚煤层，可以把煤层厚度按10～20m分成若干个分段，使用放顶煤采煤法依次自上而下分段回采。

这种方法叫做极厚煤层分段放顶煤采煤法，如图5-2所示。

在急倾斜特厚煤层中，水平分段放顶煤采煤法类似于水平分层采煤法，其差别是按高度划分为分段，在分段底部采用水平分层采煤法的落煤方式（机采或炮采），分段上部的煤炭由采场后方放出运走。

这样，各段依次自上而下，使用放顶煤采煤工艺进行回采。

急斜特厚煤层水平分段放顶煤采区水平分段的巷道布置较简单，如图5-3所示。

主要是沿煤层顶板开掘运输巷，沿煤层底板开掘回风巷。

但实际上由于顶底板的变化，回采巷道不可能完全靠近顶底板，这就需要事先加强地质资料调查，详细描述煤层切面图。

由于靠顶板的煤即使放不出来，在开采下分层时也可再放，故对运输巷的沿顶开掘要求不甚严格，要求基本按直线开掘以利于铺设输送机。

图5-2极厚煤层分段放顶煤采煤法

图5-3急斜特厚煤层水平分段放顶煤巷道布置

1—工作面运输巷；2—工作面回风巷

二、按支护方式的放顶煤技术分类

1．综采放顶煤（综放）

2．轻型综采放顶煤（轻放）

轻型综采放顶煤与综采放顶煤类似，是在综采放顶煤的基础上，将综采放顶煤支架改造，使支架结构简单，骨架变小，从而使支架重量大幅度降低，成为轻型结构。

3．悬移支架放顶煤（简放）

悬移支架是一种无底座由顶梁与双作用（支、移）液压支柱等组成，可提腿迈步前移的支架；其结构如图5-4所示，支架靠两个相邻的顶梁交错向前移动来前移。

图5-4单列节式悬移顶梁液压支架结构图

1—顶梁；2—后顶梁；3—双作用液压支柱；4—弹簧钢板；5—移架油缸；6—柱鞋

第二节顶煤冒放性

放顶煤开采要取得较好的经济效益与社会效益，首先必须是顶煤回采率要高，而回采率高低与顶煤的冒放性有关，冒放性指标是指顶煤块度及其均匀性的综合指标。

影响顶煤冒放性的主要因素

1．煤层强度

放顶煤开采顶煤破碎后主要依靠矿山压力自然破煤，而顶煤破碎程度是与顶煤强度直接相关的，煤层强度是顶煤是否破坏的内因。

综合我国放顶煤开采经验：

可用于放顶煤开采的煤层强度（单向抗压强度）RC值变化于5MPa～40MPa之间，以10MPa～20MPa的煤层强度放出效果最好。

2．采深H

采深H大小是决定顶煤是否破坏的外部因素，直接影响到破煤作用的大小，采深大小应是相对的，视煤体强度而定。

一般而言，工作面前方的最大支承压力KmaxγH值大于煤体的强度极限，则此时的采深就相对“大”，否则就相对“小”。

因此采深H与煤体强度之间有一对应关系，当H≥16.57RC时，即可认为煤层能被有效的破碎。

3．顶板岩性

顶板岩性对顶煤冒放性影响主要有两方面：

其一，岩层越坚硬、完整，岩性越好，其向煤壁前方传递力的作用越强，即煤壁前方支承压力峰值KmaxγH就越大，对顶煤破碎能力就越强；其二，岩性约松软，冒落性越好，冒落顶煤放出后顶板能及时冒落充填满采空区，为下一循环顶煤垮落后堆积在放顶煤口附近创造条件。

即此时顶煤便于放出但不利于破碎，考虑到其对顶板冒落与放出的综合影响，认为顶板属中硬，以粉砂岩、中砂岩为主最有利于顶煤的冒落与放出。

4．煤层厚度

这里所指的煤层厚度是采煤高度与放煤高度之和，研究结果表明，顶煤破碎主要是靠前方支承压力的作用，支架性能即支架阻力与顶梁长度对顶煤破碎范围仅在支架上方2m左右，当一次采出厚度加大后，支撑压力明显增大，但上部顶煤破碎块度亦相应增大，支架性能对其影响较小，因此合理的煤层厚度以采放高度比为1.2～3最适宜，按割煤度2～3m计算，即顶煤厚度4～6m最好。

5．节理裂隙发育程度

就实质而言，煤体中节理裂隙发育大大降低了顶煤的整体强度，总的来讲，裂隙发育程度高利于顶煤的再次破碎与冒落成均质松散体，顶煤放出时具有明显的规律性，回采率高。

但裂隙发育超过一定限度后，由于顶煤过分松软，架前、架间顶煤片帮，冒顶将影响放顶煤工作的正常进行，降低了工效，因此理想的节理裂隙发育程度以间距在0.3～0.4m间最好。

6．夹石层厚度

根据规定，当煤层中夹石层单层厚度大于300mm时，强度影响顶煤冒落，因此，以300mm为界，大于300mm时视顶煤可放行“极差”，越小越好。

7．夹石层强度

夹石层强度对顶煤冒放性影响取决于夹石层强度与煤层强度之比值，一般认为，只有当夹石层强度大于煤层强度时，才会对顶煤冒落性造成影响，当夹石层强度小于顶煤强度时，夹石层作为中间软弱层随其下部顶煤的冒落而冒落，不会影响顶煤自身的冒落性。

第三节放顶煤采场顶板结构形式及支架围岩关系

搞清放顶煤采场的顶板结构形式及支架围岩关系，是进行采场科学支护设计和提高放顶煤开采综合效益的前提。

一、放顶煤采场的顶板结构

（一）需控岩层范围

放顶煤采场的需控岩层，主要指直接顶和顶煤，由于顶煤的存在，老顶的运动效应将被顶煤“弱化”，变为次要的控制对象（仅对采场内部的顶板控制而言）。

因此，这里重点讨论直接顶厚度与放出率、采高、煤岩破碎后的碎胀状况的关系。

1．直接顶厚度

表5-1是我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测结果。

工作面

煤层

厚度

直接顶垮落高度

不规则垮落高度

规则垮落高度

高度H

H/M

高度H1

H1/M

高度H2

H2/M

三河尖矿7131

9.00

20.32

2.31

10.49

1.17

10.33

1.13

扎局11#井综放面

12.00

32.00

2.67

11.90

1.00

20.10

1.67

三河尖矿7121

6.50

13.34

2.05

6.53

1.01

6.77

1.04

旗山矿3119

4.50

10.50

2.33

4.50

1.00

6.00

1.33

大屯徐庄矿综放面

5.50

15.13

2.76

5.95

1.08

9.23

1.68

王庄矿4369

7.02

14.20

2.02

7.60

1.08

6.60

0.94

鹤壁六矿2503-2

5.20

10.79

2.08

6.26

1.20

4.53

0.88

扎局灵北矿综放面

12.00

22.00

1.83

12.00

1.00

10.00

0.83

阳泉一矿8603

6.38

13.20

2.04

7.80

1.22

6.64

1.04

兴隆庄矿5306

7.88

17.56

2.24

11.40

1.46

6.27

0.80

平均

2.23

1.12

1.11

根据现场实践及模拟研究结果，对直接顶的厚度有以下两点认识：

①直接顶的厚度在不同的开采阶段有变化，老顶初次来压前直接顶厚度较小，正常推进阶段直接顶厚度增大到一个基本稳定值，约为2倍左右采出厚度；

②稳定的直接顶厚度可按运动特性分为上位直接顶MZ2及下位直接顶MZ1两部分。

其中下位直接顶（约1.0～1.2倍采高）由于断裂后回转空间大，冒落形态为不规则垮落带，而其上位直接顶岩层断裂后回转空间小，冒落形态为规则垮落带。

现场观测和实验模拟结果还表明，只有当采空区被煤和矸石充填满后，覆岩的不规则垮落才停止。

我们定义直接顶时，规定了“不能永久地向煤壁前方和老塘矸石传递力”是直接顶的一个特征，在放顶煤采场，由于煤从垮落到放完是一个动态过程，显然，此过程中直接顶的厚度是变化的，亦即老顶的厚度与位态也是变化的。

因此，直接顶厚度可用式（5-1）表示（状态如图5-5所示）。

（5-1）

式中MZ——直接顶厚度；

H——采高；

T——顶煤厚度；

C——残煤厚度；

SA——老顶在触矸处的沉降量。

图5-5直接顶厚度计算图

根据有关研究结果，SA=（0.15～0.25）h，在放顶煤采场，h=H+ηT（η为顶煤放出率）；在一般顶板的采场，SA=0.2H。

回收率η与C的关系是η=1-C/T·km（km为顶煤垮落后的碎胀系数）。

由式（5-1）可估算放顶煤采场的直接顶厚度。

例如，郑州矿务局顶煤碎胀系数为1.2，SA=0.2H，则直接顶厚度为：

（5-2）

由上式可知，kA在一定的顶板条件下是常数，直接顶厚度由采高、顶煤厚度和放出率控制。

例如，芦沟矿某工作面采高2.0m，kA=1.3，直接顶厚度为：

MZ=5.3+3.33T（η-0.2）（5-3）

显然，在顶煤厚度一定时，直接顶厚度与顶煤放出率成正比。

2．老顶结构及断裂形态

由于放顶煤开采的特殊性，老顶活动的矿压显现是通过直接顶及顶煤介质传导到工作面煤壁及支架，因此，一般说来大多数采场老顶运动在工作面的矿压显现并不十分明显。

（二）放顶煤采场的顶板结构

我们从煤层往上逐次分析可能的顶板结构。

1．“煤—煤”结构

在顶煤较厚、煤层结构复杂的情况下，很可能出现支架上方未冒顶煤与老塘已冒顶煤之间的拱式平衡结构，且这个结构人为不易破坏，我们简称其为“煤—煤”结构，其状态如图5-6所示。

容易出现这种结构的采场条件是：

①顶煤中存在较厚、较硬的夹矸，大块夹矸形成“煤—煤”结构的基底岩层；

②上部顶煤坚硬，呈大块状垮落，或煤中含有粘土成分，呈团块状垮落。

在这种结构下，由于下部顶煤已在采空区内放出，采空区内形成空洞，空洞上方是“煤—煤”结构，尽管在老塘侧用矿灯能看到它，但又很难破坏它，因此，在这类采场，除特殊情况外，最好不采用放顶煤开采。

若用放顶煤开采，应在开采前用软化（注水、松动爆破）方法对顶煤进行预处理。

2．“岩—矸”结构

“岩—矸”结构是指未垮落岩层与已垮落矸石挤压而形成的半拱结构。

这种结构是最常见的，为了能说明这种结构的形成及变化过程，坚定在上一放煤循环中垮落的顶煤已全部放出，且空穴被矸石全部充满，此时老塘内煤岩的状态，如图5-13所示，下位岩层呈不规则垮落，上位岩层呈大块状较规则地垮落。

图5-6“煤—煤”结构示意图图5-7“岩—矸”结构示意图

移架后顶煤和直接顶垮落，充满采空区。

随着放煤的进行，矸石上表面高度逐渐下降，上位大块矸石下降、再破碎，导致拱结构上移，图5-8表示出了当放出率为η时的岩层状态。

图5-7是图5-8的极限状态，即图5-7所示的是最高拱结构位置。

3．岩梁结构

当煤层上存在大厚度坚硬岩层且直接顶厚度较小、顶煤较薄时，可能存在如图5-15所示的梁式结构，且岩梁的断裂长度为周期来压步距。

图5-8放出率为η时的“岩—矸”结构状态图5-9岩梁结构示意图

图5-15所示结构能否存在的近似判别依据是：

M>H+T+Mz（1-kA）-C（5-4）

式中，M为坚硬岩层厚度（一次同时运动的厚度，有时不是岩层的总厚度），其它符号含义同前。

由上式可知，反映回采率的参数C对老顶和直接顶的相互转化起控制作用，亦即顶煤放出率不同，采场支架的载荷也不同。

（三）放顶煤采场的支架围岩关系

1．“煤—煤”结构下的支架围岩关系

根据实测，该结构下不来压时，支架仅以支住下位顶煤的作用力，即可保证采场安全。

来压时，需同时支住上位顶煤的作用力。

支护设计时，应考虑到最危险的状态，并有一定的安全系数。

因此，对照图5-6，支架应能同时承担下位和上位顶煤的作用力，并同时考虑老顶的作用，因此，此种结构下支架围岩关系可用下式表示：

PT=（PT2+T1）γt+Pc（5-5）

式中PT——支护设计时支架的合理支护强度；

P——状态系数，平时为0，来压时为1；

T2，T1——分别为上位和下位顶煤厚度；

γt——顶煤平均密度；

Pc——直接顶和老顶间的接触应力。

Pc=0时的PT为合理支护强度的最小值，但这种采场是不适合放顶煤的。

2．“岩—矸”结构下的支架围岩关系

与图5-7对应的支架围岩可用下式表示：

PT=Tγt+Mz1γz+Pc（5-6）

式中Mz1——直接顶厚度，该厚度随着顶煤放出率而变化；

γt——直接顶密度。

其它符号含义同前。

在现场实测中，如测得来压后的最小支架载荷PT，则根据式（5-6），令式中Pc≈0，近似地反推直接顶的厚度Mz1，以此确定“岩—矸”结构的位置。

3．梁式结构下的支架围岩关系

与上述过程相类似，与图5-9对应的支架围岩关系可用下式表示：

PT=Tγt+Mzγz+Pc（5-7）

式中Mz——直接顶的厚度。

其它符号含义同前。

上述三种结构下的Pc值均为老顶与直接顶间的接触应力。

大量的实测表明，老顶的运动对工作面矿压显现的差异较大，其动载系数一般在1.05～1.8之间，由于梁式结构运动时压力显现明显，因此选择Pc即选择老顶来压时的动载系数时应比其它两种结构下的大，以避免老顶来压时对支架产生大的冲击。

由于各矿煤层及顶底板情况差异较大，因此选择老顶来压时的动载系数最好通过矿压观测来定。

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复习思考题：

1．试计算距地表1000m处岩体自重应力，当侧应力系数为0.5时水平应力值。

已知平均岩层密度为2.5Kg/m3。

2．推导公式1-9，即σ1=σ3tg2α+σ3。

3.试述岩体与岩块的异同。

4．什么是直接顶、老顶，并叙述其运动规律？

5．直接顶的形态及其特征。

6．什么是岩层质量指数及其计算方法？

7．直接顶运动参数如何确定？

8．什么是直接垮落步距、直接顶厚度、垮落方式和护顶指数？

9．直接顶初次垮落步距的确定。

10．什么是周期来压、矿山压力、支承压力和矿山压力显现？

11．矿山压力与矿山压力显现的关系？

12．采场顶板控制设计的原则是什么？

13．什么综采放顶煤，放顶煤支架类型有哪些？