1、礦山壓力和頂板災害控制措施主 要 內 容一、頂板活動及礦壓顯現規律二、頂板事故類型及控制原則三、礦山壓力觀測內容及方法概 述科學管理頂板：“合理頂板控制設計”和“支護質量與頂板動態監測”。管好頂板、最大限度地消除冒頂事故，必須：合理頂板控制設計；支護質量與頂板動態監測（礦壓觀測）。支護質量監測：支護參數是否符合合理頂板控制設計的要求。頂板動態監測：保證頂板處于良好狀態，保證采場正常而安全的生產。頂板活動及礦壓顯現規律(一)、采場頂板活動一般規律(二)、巷道周圍礦壓顯現規律(三)、采場周圍應力分布規律(一)、采場頂板活動的一般規律1、頂板：煤層上方的巖層。 2. 頂板運動方式采煤后，頂板巖層按“

2、分層”由下而上依次逐個下沉、斷裂、冒落。“分層”可能是：-同一巖性的整體巖層-同一巖性中較厚巖層中的一部分巖層-由下硬上軟不同巖性巖層組成的巖層，此時軟巖層為硬巖層的附加巖層。 3. 分層的硬(強度大)與軟(強度小)分層的硬與軟，不僅與巖性和強度有關，而且與分層的厚度有關。分層厚度小的巖層，分層強度較小。分層厚度大的巖層，分層強度較大。4. 老頂與直接頂頂板：煤層上方的巖層。老頂：厚度大于，較堅硬的分層，巖性多為砂巖、砂礫巖、石灰巖等。直接頂：直接在煤層上面，厚度小于，較軟弱、下面又無老頂的分層，巖性多為頁巖、砂頁巖等。底板：直接在煤層下面的巖層。5. 垮落帶與裂隙帶工作面工作空間與采空區；采

3、空區處理方法：全部垮落法與充填法垮落帶巖層(直接頂和老頂)：不支撐就會垮落的那部分巖層；裂隙帶巖層(主要是老頂)：在其斷裂、旋轉、下沉及觸矸過程中，巖塊間能夠互相擠緊，從而形成能夠承受載荷的平衡結構，并把自身及附加巖層的重量加到采空空間周圍的煤體及冒矸之上。6. 采動后頂板活動的一般規律(1)直接頂的初次垮落垮落厚度在以上，垮落長度達工作面長度的一半以上。垮落步距一般為620m。(2)老頂初次來壓工作面回采以來的第一次老頂大規模來壓。初次來壓步距一般2035m。如果直接頂厚度大于或等于24倍的采高，則能填滿采空區，采面無老頂活動威脅。但老頂還是要彎曲、下沉和斷裂的。如果直接頂厚度小于24倍的采

4、高，開始時老頂呈雙固支梁狀態，它把自身及上部巖層的重量都加到了工作面周圍的煤體上，工作面無老頂壓力感覺。當老頂巖梁達到極限跨距時，彎曲、下沉、斷裂。工作面頂板下沉加快、煤壁片幫、支架受力增加，甚至出現頂板臺階等老頂來壓現象。(3)老頂周期來壓老頂初次來壓后，周期性的斷裂、下沉，工作面內周期性出現頂板下沉加快、煤壁片幫、支架受力增加，以及出現頂板臺階等老頂來壓現象。周期來壓步距一般為初次來壓步距的1/21/4。(4)老頂來壓的兩個問題當初撐力較低時，老頂往往斷裂在煤壁之內。老頂，可能是垮落帶巖層懸臂梁， 裂隙帶巖層砌體梁結構。老頂往往斷裂在煤壁之內。剪切力為零點在煤壁內，對應彎矩最大點。老頂在采

5、空區受剪力時；老頂上位巖層對老頂施加力時；老頂的斷裂性質不變，而且位置更深入煤體內。(二)、采區平巷礦壓顯現規律礦山壓力顯現就是由于礦山壓力作用，使圍巖煤體和各種人工支承物產生種種力學現象。本區段工作面采完后留下供下區段工作面復用的下部運輸順槽，從巷道開始掘進到開采工作完全結束巷道被廢棄的全過程中，礦壓顯現要經歷五個階段，或分為5個不同的礦壓顯現帶五個階段：巷道掘進階段() 、無采掘影響階段() 、采動影響階段() 、采動影響穩定階段() 、二次采動影響階段() 。 工作面下部順槽頂底板移近量的全過程曲線 1移動速度曲線；2移近量曲線 巷道掘進階段() 在煤層或巖體內開掘巷道，破壞了原始應力平

6、衡狀態，就會引起圍巖應力重新分布，表現為巷道一旦掘出，其圍巖立即產生移動和變形。隨著巷道掘出時間的延長，圍巖應力分布較快趨向平衡，移動速度也由劇烈、衰減而趨向穩定。 隨巷道圍巖性質，采深，掘巷方法等不同，掘進階段礦壓顯現由劇烈轉向穩定所經時間差別較大，短者只有幾天，而長者可達12月，相應地掘進階段引起的頂底板移近量差別也較大。 無采掘影響階段() 這個階段的圍巖移動主要是由于流變所引起，即變形量是時間的函數。由于隨時間增長變形的增量極為微小，這個階段的頂底板移近速度比掘巷期間要小得多，故巷道基本上處于穩定狀態。采動影響階段() 因巖層運動規模大，這階段中礦壓顯現最強烈。 超前影響距離由1020

7、m至4050m不等，峰值區位于工作面后方520m范圍內。 該處頂底板移近速度很大，巷道斷面急劇縮小，支架變形折損常很嚴重，是巷道維護最困難的地段。 工作面后方4060m處，采空區上方巖層運動即逐漸趨于穩定，采動影響明顯變小，從而進入采動影響衰減區。 采動影響穩定階段() 這是巷道圍巖經受一次采動影響后重新進入相對穩定階段，故其圍巖移動基本特征上與無采動影響階段類似，這個階段中的圍巖平均移動速度一般還比無采動影響階段稍大一些。進入采動影響穩定階段的距離，少者從工作面后方5060m處開始，但多數情況是在100120m以外。二次采動影響階段() 處于采動影響穩定階段的巷道，在下區段回采時，由于開采面

8、積進一步擴大，重新引起頂板巖層失穩和運動，將再次受到采動影響。二次采動影響的時間和空間規律與一次采動影響類似，由于這種情況下巷道受到下區段工作面超前支承壓力和巷道煤體一側殘余支承壓力的疊加作用，二次采動影響的劇烈程度和影響范圍都會比一次采動影響稍大。 (三)、采場周圍應力分布規律工作面前方形成的移動超前支承壓力 。其余三邊形成殘余支承壓力。 1工作面前方超前支承壓力；2、3、4沿傾斜、仰斜及工作面后方殘余支承壓力 1. 采場周圍應力分布一般規律對于移動性支承壓力，其峰值大小可能比原巖應力H增高13倍，即應力集中系數K=24，對于固定性支承壓力一般K=23。 在離工作面一定距離的后方采空區內，也

9、可能出現峰值較小（）的支承壓力，稱為采空區支承壓力 。上區段采空區的殘余支承壓力與下區段工作面的超前支承壓力疊加 ，形成峰值很高的疊合支承壓力。 疊合支承壓力的峰值可能比原巖應力增高46倍（即57），有時甚至更高。煤層凸出角處的疊合支承壓力 2. 支承壓力的影響范圍超前支承壓力峰值位置深入煤體內的距離約為210，其影響范圍視具體情況不同，可達工作面前方2030至90100。 留區段煤柱時回采空間垂直應力等值線分布 1采動影響帶邊界；2支承壓力區；3卸載區邊界 3.煤柱及停采線下方底板巖體內的礦壓顯現 煤柱下方底板垂直應力等值線分布。煤柱載荷均布，應力集中系數為3。煤體與采空區交界處底板垂直應力

10、等值線分布上覆巖層容重；H埋藏深度：底板巖石應力升高區的擴展影響角；Z被跨巷道與上部回采煤層間的法線距；X-被跨巷道與上部回采煤柱邊緣的水平距 主 要 內 容一、頂板活動及礦壓顯現規律二、頂板事故類型及控制原則三、礦山壓力觀測內容及方法(一)、 頂板事故類型按冒頂的力源進行分類壓垮型：由垂直于層面方向的頂板力壓壞采場支架而導致冒頂。漏冒型：因已破碎的頂板沒有得到有效防護受重力作用冒落而導致的冒頂。推垮型：由平行于層面方向的頂板力推倒采場支架而導致的冒頂。綜合型：兩種或三種綜合出現。1、壓垮型冒頂老頂來壓時的壓垮型冒頂（1）垮落帶老頂巖塊壓壞采場支架。（2）垮落帶老頂巖塊沖擊壓壞采場支架。（3）

11、裂隙帶老頂巖塊壓壞采場支架。難冒頂板的壓垮型冒頂直接頂的壓垮型冒頂“”垮頂事故X年3月23日9:45，X礦綜采二隊11#12#層西二盤區8913低位放頂煤工作面自切眼推進425m時發生了一起局部垮頂壓架事故，將位于工作面中部的35#64#共30架支架壓壞，雖未發生人員傷亡但致使工作面長時間停產，加之設備損壞造成了較大的經濟損失。1） 工作面概況 8913綜采工作面采用4巷布置，沿煤層底板布置兩條順槽巷道，沿煤層頂板布置兩條中間巷用以超前放頂和煤體預松動爆破。4條巷道長度平均為1032m，中間巷距膠帶順槽巷35m，中間巷距回風順槽巷35m，工作面走向長度1000米,傾向長度150m。 煤層平均。

12、工作面采用單一偽傾向長壁后退式綜合機械化放頂煤方法開采，使用采煤機落煤，循環進度，機采高度，平均放頂煤高度為。支架為ZFS6000-22/35低位綜放支架。采煤方法采用低位放頂煤開采,回采工藝為進刀、割煤、移架、推前溜、放煤、拉后溜,放煤工藝為一刀一放。2）事故經過8913工作面于上年10月15日投產，到3月23日推進425m，平均日產3000t，頂煤回收率約為60%，工作面回收率約75%。3月23日早班，機組從80#支架向機頭方向割煤，當割到40#支架時，工作面壓力逐漸增大，煤炮頻繁，煤壁嚴重炸幫，當割到16#支架時，頂板開始嚴重下沉，支架下縮，特別是前柱安全閥普遍開啟。幾分鐘后，工作面中部

13、35#68#支架被壓下，嚴重栽倒，前探梁栽到前溜子上，多數前柱斜穿頂梁腹板向后傾倒，后柱向后傾斜，個別支架前柱炸缸，頂梁穿透等，使3568#支架、擋煤板、前溜子等嚴重損壞。據統計損壞支架立柱134根，座箱6個，頂梁2個，安全閥260個。造成直接經濟損失500萬元，被迫停產處理事故55天。3）事故現場特征 (1)從33#支架前柱圓圖儀觀察到，支架工作阻力值在較短時間內迅速升至60MPa以上，說明來壓突然；(2)工作面中部位于兩條中間巷之間的35#64#共30架支架被全部壓壞，受損嚴重，機道上覆頂煤垂直下沉量達34m，說明來壓強烈；(3)工作面42#70#支架上方頂板觀測到一條裂縫，距煤壁03m，

14、說明頂板可能在此處橫向斷裂；(4)工作面煤壁出現兩組裂縫，一組位于工作面27#42#支架范圍內，另一組位于工作面51#82#支架區段內，兩組裂縫近似呈“八”字對稱，說明頂板可能在兩組裂縫處縱向斷裂。 4）事故原因分析主要原因是支架設計不合理,支架與圍巖壓力不相適應。（1）提供的頂煤垮落角為70，而現場垮落角90，使支架的支撐能力與圍巖的頂板壓力不相適應。當周期來壓時,工作面中部頂煤破碎、垮落角增大，支架受力點重心前移，頂板壓力合力與支架支撐合力偏心距大，形成強大的反轉力矩，使支架失穩破壞。 工作面進行頂板和煤體松動預爆破后，形成非均質的塊體加散體的離散介質，支架后柱的壓力隨著頂煤放出量的增大而

15、減少,使切頂線前移,頂板壓力的合力作用點前移。增加頂板沿工作面推進方向上的懸臂長度，使頂板發生斷裂的頻率和強度增加。兩硬條件下支架受力頂煤弱化條件下支架受力(2)對工作面頂板支護的強度估算不足根據頂板分類方法，并考慮該工作面放頂煤及超前采場進行預爆破的特殊情況，支護強度應為150160t/m2，本工作面選定支架支護強度為2，選定支護強度為2的支架來維護工作面頂板，顯然有點力不從心，工作面壓力顯現本來就很強烈支架支護狀況可想而知。(3)工作面實施強制放頂后采空區內所形成的矸石墊層厚度不足。(4)工作面地質構造的影響。5）其它原因：一是在頂板處理方面，目前采用的中間巷頂板預爆破弱化頂板技術參數選擇

16、不合理，放頂的厚度不夠，在一定的時間內形不成足夠墊層，導致工作面周期來壓強度大，常常使中部支架的前柱被壓死；二是現場管理存在不足：由于泵壓不夠和升架給液時間短人為造成支架初撐力偏低；頂板預爆破施工中，存在誤差和施工質量問題，導致爆破效果下降，頂板周期來壓顯現仍然很大2）漏冒型冒頂(1)靠煤壁附近的局部冒頂。(2)單體支柱工作面兩端的局部冒頂，包括機頭、機尾處的局部冒頂，工作面與巷道交接處的局部冒頂。(3)放頂線附近的局部冒頂。（1）金屬網下的推垮型冒頂。（2）采空區冒矸沖入采場的推垮型冒頂。3）推垮型冒頂單體支柱工作面推跨冒頂事故1 事故工作面的地質和技術概況 工作面走向長110190m，平均

17、150m。煤層厚度，平均厚。事故點煤厚大于，煤層傾角2632。直接頂為的砂巖，層理發育，分層厚度為，層面光滑易冒落，基本頂為68m的砂巖。事故點處的煤壁含一層巖核，長，厚，巖性同直接頂，呈L型構造。工作面上出口向下94m處發育1條落差為的逆斷層。煤層硬度f1，煤的自然發火期為36個月，煤塵具有爆炸危險性。工作面采用DZ22-30/100型單體液壓支柱配合HDJA-1000型金屬絞接頂梁，爆破落煤，搪瓷溜槽自溜運輸，工作面運輸巷采用SGW-40T鏈板機與帶式輸送機運煤。采空區管理采用全部垮落法。工作面支護為齊梁走向棚1梁1柱，支柱排距1m，柱距，支護密度根/m2。采用35排控頂2采1準，早班為準

18、備班。最大控頂距，最小控頂距，放頂步距。人工分段回柱放頂頂板破碎、壓力大處回柱前架設順山挑棚。該面回采初期工作面長度越采越長，至事故發生時工作面面長為117m，并已沿走向推進了40m。2 事故經過 11月23日早班，班長率28人去西石門采區東翼工作面工作，安排打眼與放煤各1人，裝藥、掛溜開鏈板機各2人，支柱管理員與上下出口超前替棚各4人，回柱安排6組12人，進入工作面后因頂板需要加強管理，便從回柱人員中抽調2人去管理頂板，其余5個回柱組每組回柱距離約25m，其中有人被安排在從下往上的第2段即事故段回柱。作業開始，各組均從上往下清理余煤，有2名裝藥工協助放炮員自上出口向下順序裝藥，裝完60m藥后

19、，待工作面下段炮眼打齊又從下往上裝炮。約11時許，工作面遺煤清理完畢，各組開始回柱，此時隊長從西翼臨近收作工作面來到該面下段，向班長詢問了工作面的安排情況，查看支架與頂板情況后安排了一些具體的工作，約11時40分離開了工作面。12時50分左右，炮已裝至工作面上出口往下處，因炸藥裝完放炮員到上口取藥，班長讓裝炮工往上撤，2人未動，此時由下而上的第3組（事故點的上段）支柱已回完收工，事故點的下段已回10余米，事故段還剩78棚支架，待繼續回柱時，頂板突然垮落，將工作面上出口往下處的支架全部推垮。冒頂長度，寬4m，高，面積，造成埋壓6人，除2人被救出外，其余4人均遇難。3 事故原因3.1 地質原因（1

20、）工作面開切眼布置在F4-5斷層附近，另外工作面還有1條落差為的逆斷層，對工作面的頂板控制有一定的影響；（2）受F4-5斷層的牽引影響，直接頂的砂巖，層理發育、松軟，分層厚度為0.03005m，層面光滑易離層和冒落。3.2 技術原因（1）回柱次序不同步，在由下而上回柱到僅剩3m左右的距離時，此時上段已回完，支架與頂板的相互作用已處于極限平衡狀態，現場人員對此麻痹大意，未采取任何加強支護的情況下，冒險回收“吃勁柱”，引發了垮面事故；（2）該面煤層傾角較大，為安全起見，工作面回采應加大控頂距，但作業規程中選擇的35排管理，控頂距偏小；（3）工作面出現多工序交叉平行作業，且安全距離不夠，致使現場操作

21、人員過于集中，增加了傷亡人數； （4）作業規程針對性不強，措施亦未隨現場開采技術條件的變化而及時補充完善。3.3 裝備原因（1）工作面回采逐漸伸長，單體支柱和絞接頂梁數量補充的不及時，工作面整體支護強度不足；（2）單體支柱漏液、卸載、失效損壞的較多。事故發生后調查組人員現場隨機抽檢了7棵單體支柱，其中就有3棵單體支柱不合格；（3）特種支架不齊全，工作面未設木垛且順山挑棚不齊全；（4）無支架防倒防滑設施，支架穩定性極差。3.4 管理原因（1）單體支柱初撐力不足，事故現場調查支柱的初撐壓力大多在5MPa以下；（2）掉/缺柱較多，工程質量低劣；（3）由1個隊回采2個工作面，管理人員并未相應增加，造成

22、了精力不集中，管理難以到位；（4）貫徹落實規程措施不力。3.5 認識原因（1）該面在頂板組合結構上與其鄰近的西翼收作面相比，存在較大差異，有關技術和管理人員對此認識不足，仍按老套路進行管理；（2）職工思想麻痹，對工作面存在的問題以及頂板事故隱患洞察力低，反應不敏感，技術素質差；（3）重生產輕安全，因臨近年底拼產量任務，而忽視了工作面的工程質量和安全檢查工作。4 防治措施 （1）弄清地質資料，確切掌握回采工作面的頂板的巖性、結構、厚度、構造、傾角等，分析其頂板組合結構，并在此基礎上編制有針對性的作業規程；嚴格工程規格質量；嚴格按章作業；在生產過程中，應分析研究現場情況，及時修改完善作業規程或措施

23、。（2）煤層傾角大于20的工作面應架設特種支架，如木垛和順山挑棚，并要編制防止支架傾倒、下滑的安全技術措施并落到實處。（3）嚴格回柱操作程序，應力集中區以及危險支柱要采取遠距離的方法進行回柱，堅持做到工作面基本支架不合格不回收；特種支架不齊全不回收；與回柱無關的人員不撤至安全地點不回收。（4）強化安全監察力度，強制性地對職工進行安全意識教育，擺正安全與生產的關系，安全上所需的材料要保障供給，堅決做到不安全不生產。（5）嚴格按采煤質量標準化標準施工，想方設法采取措施提高支柱初撐力，要始終堅持礦壓觀測工作，掌握其頂板垮落規律。另外對其支護系統的受力狀態亦要做到心中有數。4）其他類型的冒頂（1）厚層

24、難冒頂板導致的大面積冒頂。（2）斷層帶附近的冒頂。（3）直接頂中出現游離巖塊導致的冒頂，包括復合頂板推垮型冒頂、旋轉推垮型冒頂、游離巖塊的壓垮型冒頂等。(二)、 對采場支架的基本要求1）根據上述分析，采場冒頂又壓、漏、推事故。2）則要求支架又支、護、穩來治理冒頂。壓垮型推垮型漏垮型支護穩(三)、頂板控制原則采場控頂設計的目標：一、能最大限度地消除壓、漏、推冒頂隱患，防止發生各種類型的冒頂事故；二、所需費用最少。控頂原則之一預防壓垮型冒頂采場支架或支柱的工作阻力應能支撐住工作空間及采空區上方垮落帶巖層的重量（支）。采場支架或支柱的初撐力應能保持直接頂與老頂或下位23m巖層與上位巖層之間不離層（切

25、）。采場支架或支柱的可縮量應能適應裂隙帶巖層的下沉（讓）。對厚層難冒頂板，應松動碎裂23倍采高頂板巖層，或在工作面前方有鉆眼爆破，高壓注水松動碎裂頂板，或在采空區挑頂（挑）。控頂原則之二預防漏冒型冒頂綜采時，如果直接頂比較軟弱，液壓支架應在掩護式或支撐掩護式中選用，且端面距不宜超過340mm。單體支柱工作面，如果直接頂比較軟弱，支柱必須帶頂梁，頂梁上還須背板，甚至背嚴。柱距小于，同時端面距小于200mm 。綜采支架的初撐力應保證端面冒高不超過300mm；單體支柱的初撐力應保證端面冒高不超過200mm。工作面推進過程中，若遇較大斷層帶，應考慮采用固結法處理碎頂。控頂原則之三預防推垮型冒頂支架能夠

26、保證煤層上方23m巖層與上位巖層不離層，并能沿切頂線主動切斷下位23m巖層。單體支柱工作面，金屬網下采煤時，初撐力應保證網兜高度不超過150mm。復合頂板下，初撐力應能把下位軟巖層頂緊到上位硬巖層，并使其間的摩擦力足以防推。摩擦支柱面，采用“整體支架”防推。(四)、預防冒頂事故的控頂設計特點1.要求支架（支柱）有一定（較高）的初撐力來防壓、防漏、防推。-工作阻力是壓出來的，而初撐力是主動支撐頂板的2.均按最不利的條件，確定支護參數。-因為對于頂板事故是不允許有半點差錯的。主 要 內 容一、頂板活動及礦壓顯現規律二、頂板事故類型及控制原則三、礦山壓力觀測內容及方法礦山壓力觀測內容和方法(一)、巷

27、道礦壓觀測(二)、單體面礦壓觀測(三)、綜采（放）礦壓觀測(一)、巷道礦壓觀測觀測目的：隨時掌握巷道圍巖活動規律，一旦發現異常，可及時采取措施，保證安全生產。通過監測，獲得圍巖穩定狀態的信息，為修改、完善巷道支護設計提供依據。觀測考慮的問題：巷道圍巖的穩定狀態。從觀測數據直接判斷圍巖是否穩定。支架錨桿的工作狀態。判斷巷道支護參數是否合理。便于觀測，現場數據易于量測。觀測內容：觀測內容；變形位移觀測和壓力觀測。觀測位置：巷道表面觀測（包括巷道頂底板移近量、巷道兩幫移近量、巷道支架受力大小等）和巷道周邊深部圍巖觀測（ 包括深部巖層變形和離層量、錨桿的受力大小等）。1.巷道表面觀測（位移和載荷）表面

28、位移觀測：兩幫收斂、頂板下沉、底鼓等。支架載荷觀測：支架周圍的受力狀況。作用：分析巷道周圍相對位移變化速度、變化量、支架的受力大小及增阻等。掌握這些量與工作面的關系、與掘巷時間的關系判斷巷道支護的效果和圍巖穩定狀態。表面觀測站的布置表面位移觀測：兩幫收斂、頂板下沉、底鼓等。表面相對位移觀測方法表面相對位移測量儀器鋼卷尺、測桿；測槍：量測巷道周邊任意方向兩點間距變化；收斂儀：用機械傳遞的方法，將兩個基準點的相對位移轉化委數顯位移計的兩個讀數差（煤科院）；斷面量測儀：可量測巷道的寬、高、長度等（山東科大）。表面相對位移測量儀器表面相對位移測量儀器表面相對位移測量儀器支架受力測量儀器液壓枕2.巷道深

29、部觀測（位移和載荷）圍巖深部位移觀測：判斷圍巖塑性區范圍及穩定狀態分析錨桿與圍巖錯動情況等；頂板離層狀態：判斷頂板錨固區內外圍巖的穩定性以及錨桿支護參數的合理性。錨桿受力狀態：判斷錨桿的工作狀態，從而確定頂板是否穩定，錨桿支護參數是否合理等。1.巷道深部位移觀測KDW-1多點位移計（中國礦大）觀測情況絕對位移觀測圍巖破碎圈范圍判斷根據曲線斜率判斷（范圍為松動圈）深部位移規律邢臺顯德汪礦1725綜采切眼錨桿支護深部位移結果DW機械式多點位移計（煤科院）聲波多點位移計（Australia）2.頂板離層觀測ZLZ-1頂板離層儀（中國礦大）ZLZ-1頂板離層儀安裝鉆孔直徑：2832mm鉆孔深度：56m

30、堅硬老頂第一個固定在鉆孔孔底第二個固定在2m左右LBY-1頂板離層儀(煤科院)3.錨桿受力觀測KDL-1測力錨桿（中國礦大）錨桿受力觀測結果MLJ-10型錨桿拉力計ML-10型錨桿拉力計、MYJ-10錨桿液壓枕(二)、單體面礦壓觀測1、頂板狀態參數1）頂板處于良好狀態：不增加附加措施仍能保證工作面正常生產。2）不同頂底板與煤層，保證頂板處于良好狀態的頂板狀態參數是不一樣的。3）頂板狀態參數有：頂底板移近量、端面冒高、及頂板臺階下沉量。網下開采時，有端面及工作面內網兜高度等。1）頂底板移近量（對單體面）按煤層采高及控頂距估算。依據上覆巖層移動規律M為煤層采高， 為最大控頂距，為下沉系數。，是根據

31、50個工作面的實測數據而得，主要是摩擦柱工作面。根據頂板下沉與支護阻力的雙曲線關系，初撐力越高，阻力越大，下沉越小。因此，液壓柱面， 應取小值（0.025)。 按裂隙帶老頂的下船量估算采場最大控頂距處的最大下沉量 -最大控頂距（煤壁至密集、墩柱、或末排柱的距離） -老頂周期來壓步距，一般按實際或10m。H -裂隙帶老頂斷塊觸矸處的下沉量。生產證明，控頂范圍內，頂底板移近量每米采高不超過100mm時，頂板狀態時好的，也容易控制。2）端面冒高端面冒高與直接頂巖性、支護強度、支護方式等有關。單體面的端面冒高應在200mm以內。綜采面的端面冒高應在300mm以內。德國研究認為：大于300mm的端面冒高

32、與支護強度有關，小于300mm的端面冒高與直接頂巖性有關，與支護強度無關。并提出，大于300mm的端面冒高不超過面長的10%，則頂板管理是好的。3）頂板臺階下沉臺階下沉與工作面支護強度等有關。實踐證明，工作面內無臺階，則頂板管理是好的。出現臺階下沉，說明支護強度不夠。2、采場支護參數（支護強度）單體支柱工作面的支護參數。支護參數：支柱初撐力、支柱密度、支護系統剛度（單位頂板下沉量的工作阻力增量）。關系：初撐力越大，支柱密度越大，支護系統剛度越大，采場支護強度就越大。頂板壓力的大小是通過支護強度的大小來表示的。因此支柱初撐力高，支護強度大，頂板壓力也大。頂板壓力是變化的。1）支柱初撐力初撐力與工

33、作阻力有關。初撐力大，工作阻力也大。而工作阻力是由頂板下沉壓出來的。初撐力越大，就越能夠及時控制頂板，達到主動控頂的目的。要采用支柱初撐力來防漏、防推、防壓。按經濟觀點，初撐力越接近額定值越好。2）支柱密度支柱密度是根據頂板巖重、選取的初撐力或平均工作阻力計算出的。支柱密度有：基本柱密度、放頂線密集的線密度、考慮基本柱及放頂線的采場支柱密度。密度確定后，計算柱距。柱距應大于，小于1m。在碎頂和網下，柱距不宜超過。3）支護系統剛度單位頂板下沉量所對應的支柱工作阻力的增量。支護系統的高度越大，阻力上升的越快，對頂板的控制越及時。支護系統的剛度取決于頂梁于背頂材料的剛度、支柱本身的剛度、底板巖層的剛

34、度。背頂材料，可壓縮50%，在阻力達到50KN時就以完成。因此初撐力不宜小于50KN。底板剛度：砂頁巖、砂巖等中硬、堅硬巖層，其“剛度”較大，而煤、泥巖、頁巖等軟弱巖層，“剛度”小，此時需穿鞋，保證鉆底量小于100mm。綜采工作面的支護參數。初撐力就是支護參數。因支架密度一定，支護系統剛度也不能調整。軟底時，應選擇底座大的液壓支架，保證支架的鉆底量不超過一定值。提高支護強度，就只能提高支架的初撐力。液壓支架的額定初撐力與額定工作阻力的比值比單體支柱的大。3. 老頂來壓的預測預報當初撐力低，老頂常斷在煤壁內。可以在兩巷及工作面布置儀器，預報來壓時間和來壓的具體位置。以及來壓強度。頂板來壓：可用末前排支柱平均工作阻力的變化情況來預報老頂來壓，其判斷指標值為 來壓判斷指標值。 末前排支柱平均工作阻力。均方差。K 方差系數。預報：若某測線，其前排末阻力超過 ，就預報該測線處來壓。保證安全生產，要求“全方位”、“全過程”的監測。全方位：面內、兩端、特殊地點。全過程：裝面、初放、日常、拆面監測。具體做法：測線布置、數據量測、日常監報。4. 礦壓觀測與支護質量監測做法1）測線布置自工作面上口往下5 m左右開始，自上而下沿工作面每10m左右設置一條觀測線。在上下平巷，自切眼開始每10m設置一個基點，按順序編號，以便量測工作面推進距。2）數據量測與記錄在各測線測第一排和末前排支柱初撐力