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第六章 放顶煤支护设计 第六章 放顶煤支护设计 第一节 顶煤活动规律及冒放规律 第二节 顶板结构及支架围岩关系 第三节 支架选型 第四节 顶板事故防治 第一节 顶煤活动规律及冒放规律 一、顶煤的变形、移动规律 放顶煤工作面支架—围岩关系首先表现为支架—顶煤作用关系，因此对顶板的管理直接表现为对顶煤的管理。 显然，顶煤移动、变形破坏规律不仅对顶板管理有重大影响，对放煤规律(参数、方式等)及对顶板结构亦有不同程度的影响。 第一节 顶煤活动规律及冒放规律 一、顶煤的变形、移动规律 顶煤的活动大致随着工作面推进而分为4个区域：即弹性变形区；裂隙扩展区；顶煤破碎区及顶煤冒落区，见图6-9。 当煤体由煤壁前方三向应力状态逐渐转为双向应力状态时，首先表现为水平位移加大。 阳泉一矿实验，随着工作面的推进测定其位移量，其顶板煤、岩移动曲线如图6-10所示。 阳泉一矿放顶煤工作面的观测结果 ①两种曲线类型： 一是下位顶煤、岩层处于悬梁结构，其位移由工作面前方的微增、工作面附近的急增和破碎垮落时的剧增三部分组成； 二是上位顶煤、岩层处于“煤岩”结构内，由于受块体回转时产生的水平推力作用，使位移曲线中有反向位移产生． ②随着基点离底板高度增加，开始产生位移的起始点离煤壁愈近，产生突然增大的垮落点更深入采空区内。 ③顶煤的水平位移量在煤壁附近为100mm左右，至垮落前可达250 mm。顶板内基点的位移量在正常推进期间水平位移可达170 mm，然后作反向闭合移动约100 mm，再随着结构失稳使顶板位移量达300 mm而垮落。顶煤、岩层分界面促使相对滑移、离层，使各分层独立位移、垮落。 一、顶煤的变形、移动规律 放顶煤工作面的顶煤深基点位移结果表明 —由于煤炭不断采出，顶煤的移动开始于工作面煤壁前方，但由于煤层强度、开采条件及煤层厚度的不同，顶煤初始移动点距煤壁的距离也不同，在控顶区上方的移动量差别也相当大，破坏程度各异。 由阳泉及辽源矿区对顶煤移动的观测，可总结故顶煤开采的围岩及煤的位移场如图6-11所示。 二、顶煤破碎及可放性 根据顶煤破碎情况可分为压裂、松动及放落区。 (一)顶煤压裂区 压裂区在煤壁前4m左右开始，至煤壁附近，顶煤水平移动值较大，其最大值约为垂直移动值的2-3倍，顶煤经过变形区后使其承裁能力相应降低，引起裂隙分叉与汇合，产生剪切断裂而破碎。 王庄矿实测顶煤垂直位移量达384mm，而水平位移量为643mm，在顶板明显下沉影响下，主裂隙由70°逐渐变为50°左右，另一组裂隙也发育，且有新的裂隙及水平层理裂缝产生，将煤体分割成大块状。 在进入顶煤压裂区前，老顶区断裂，使工作面煤壁压力显现迅速增高，片帮严重，强度较低的直接顶在老顶与媒体的共同作用下也断裂成间距为1~2m，形成2~3个落差较小的下沉台阶，裂缝宽度为5~20mm。 二、顶煤破碎及可放性 (二)顶煤松动区 该区位于煤壁附近支架顶梁的上方，由于底煤被采出，加之支架的反复支撑及放煤的影响，顶煤沿裂缝松散，但煤块呈规则排列，顶煤在顶粱靠采空一侧约按70°垮落角散落，在顶煤十分破碎时，此垮落角可向煤壁方向倾斜。顶煤的水平变形对其松散起很大作用。这种水平变形量随支架阻力的减小而增大。 当支架突然卸载后，不仅影响下位顶煤的水平变形，还影响到上位顶煤。支架反复卸载次数愈多，对顶煤的破坏作用愈大。 此区处于卸压区，顶煤在煤体重力作用下向液压支架放煤口方向倾斜和流动。 顶煤在上述三个阶段中的移动轨迹如图6-13所示。 此图是根据梅河三井实测值画出的，在图中同一竖直面内，位于16.5m高处的观测点水平位移值小于12.6m处的位移值，这种滞后移动将有利于减少煤矸混合。 二、顶煤破碎及可放性 (三)顶煤放落区 放煤口开启后，顶煤即由此区内放出。 放煤工作能否顺利进行，最根本的取决于顶煤的破碎质量。 被原生及采动裂隙分割破碎的顶煤产生体积膨胀、垂直变形加上顶板下沉量就形成支架顶梁尾端的下沉。 二、顶煤破碎及可放性 (三)顶煤放落区 阳泉15‘煤层放顶煤观测表明：梁长为3.05- 3.29m情况下，尾端下沉量为200 mm，周期来压时达300 mm，顶煤从端面到达后端一般要经过6.6次反复支撑，顶煤已基本破碎，破碎的顶煤同时产生水平变形，即相对支架顶梁有后移趋势，使顶煤充满掩护梁上方空间。 顶煤能够破碎且能放出是放顶煤开采成功的必要条件，顶煤破坏取决于两个主要因素；支承压力大小(破坏的外因，主要取决于采深大小及采动条件)及煤体自身强度Rc(破坏的内因，与节理裂隙、夹石层特性等有关)。 第二节 顶板结构及“支架—围岩”关系 表6.1 我国部分综放面直接顶垮落高度的模拟和实测结果 1）直接顶厚度 根据有关研究结果， SA =（