采場礦山壓力顯現(xiàn)

中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology采場礦山壓力主講人：方新秋教授時間：

1.礦山壓力概述

2.采場頂板活動規(guī)律

3.老頂?shù)某醮蝸韷汉椭芷趤韷?/p>

4.影響礦壓顯現(xiàn)的主要因素

5.采場頂板支護6.采場礦壓顯現(xiàn)規(guī)律實例7.總結

目錄中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology1.采場礦山壓力概述1.1掌握礦山壓力的必要性生態(tài)環(huán)境保護：水、瓦斯、地表、矸石等。保證安全和正常生產：通風、行人、生產。減少資源損失：減小煤柱等。改善開采技術：巷道支護、采煤方法。提高社會和經濟效益。1.2礦山壓力基本知識礦山壓力：由于礦山開采活動的影響，在巷硐周圍巖體中形成的和作用在巷硐支護物上的力。礦山壓力顯現(xiàn)：礦山壓力作用下引起的各種力學現(xiàn)象，以及在巖體中產生的動力現(xiàn)象。礦山壓力控制：減輕、調節(jié)、改變和利用礦山壓力作用的各種方法。中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology

回采工作面/采場：直接進行采煤或采其它礦物的工作空間稱為回采工作面或簡稱為采場。我國煤礦主要采用長壁采煤法，工作面煤壁長度通常150~200m，推進方向1000~2000m。最長的回采工作面已經達到400m，推進度最大的已經達到11km

頂板：賦存在煤層之上的巖層稱為頂板或稱為上覆巖層。

底板：位于煤層下方的巖層稱為底板。

直接頂：直接位于煤層上方的一層或幾層性質相近的巖層稱為直接頂。

直接頂指采空區(qū)已經冒落巖層的總合。中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology

偽頂：在煤層與直接頂之間有時存在厚度小于0.3～0.5m、極易垮落（隨采隨冒）的軟弱巖層，稱為偽頂。

基本頂：位于直接頂之上(有時直接位于煤層之上)對采場礦山壓力直接造成影響的厚而堅硬的巖層稱為基本頂/老頂。頂板下沉：一般指煤壁到采空區(qū)邊緣裸露的頂?shù)装逑鄬σ平?。常用s表示。

有時為了對比，把頂板下沉換算為單位采高、單位推進度的頂板下沉量，以每米采高、每米推進度下沉量表示，即：1.3礦山壓力顯現(xiàn)形式頂板下沉速度：指單位時間內頂?shù)装逡平?，以mm/h計算，它表示頂板活動的劇烈程度。某礦工作面頂板下沉速度變化情況局部冒頂：指回采工作面頂板形成局部塌落，影響回采工作的正常進行。工作面頂板沿煤壁切落（或稱大面積冒頂）：指采面由于頂板來壓而導致頂板沿工作面切落，它常嚴重影響工作面的生產。煤壁片幫：指采面運輸機前面煤體在沒有采煤機切割時，受支承壓力作用發(fā)生破壞塌落顯現(xiàn)。2.1砌體梁理論由于采礦工程涉及巖層內的原巖應力場以及巖體性質的復雜性，因而從一開始就對采場的礦山壓力提出了各種不同的解釋，這種解釋就叫“假說”。因此，礦山壓力假說對巖層控制具有指導意義。

錢鳴高院士在總結鉸接巖塊假說及預成裂隙假說的基礎上，以及在大量的生產實踐及對巖層內部移動進行現(xiàn)場觀測的基礎上，于20世紀70年代末80年代初提出了巖體結構的“砌體梁”力學模型，從而發(fā)展成了“砌體梁”理論。2.采場頂板活動規(guī)律砌體梁理論（錢鳴高，1978）砌體梁理論提出以后，很快得到煤炭系統(tǒng)廣泛認同，對采場支架選型設計與頂板管理發(fā)揮了重要的理論指導作用。

理論觀點一：采場圍巖分區(qū)性特征彎曲下沉帶裂隙帶垮落帶煤壁支承區(qū)離層區(qū)重新壓實區(qū)理論觀點二：力學簡化模型：軟硬巖分組性；

軟巖處理；

硬巖砌體梁結構；

支護—頂板相互作用上覆巖層結構的骨架是覆巖中的堅硬巖層?？蓪⑸细矌r層劃分為若干組，每組以堅硬巖層為底層，其上部的軟弱巖層可視為直接作用于骨架上的載荷，同時也是更上層堅硬巖層與下部骨架聯(lián)結的墊層。

隨著工作面的推進，采空區(qū)上方堅硬巖層在裂隙帶帶內將斷裂成排列整齊的巖塊，巖塊間將受水平推力作用而形成鉸接關系。巖層移動曲線的形態(tài)經實測呈開始為下凹、而后隨工作面的推進逐漸恢復水平狀態(tài)，由此決定了斷裂巖塊間鉸接點的位置。在直接頂上方存在厚度不等、強度不同的多層巖層，其中一層至數(shù)層在采場上覆巖層活動中起主要的控制作用。將對采場上覆巖層局部或直至地表的全部巖層活動起控制作用的巖層稱為關鍵層。前者稱為亞關鍵層，后者稱為主關鍵層。為了弄清巖層移動由下往上傳遞的動態(tài)過程，巖層移動過程中形成的采場礦壓顯現(xiàn)、煤巖體中水與瓦斯的流動和地表沉陷等狀態(tài)的變化，關鍵在于弄清關鍵層的變形破斷及其運動規(guī)律。2.2關鍵層理論關鍵層相似材料模擬關鍵層相似材料模擬關鍵層相似材料模擬煤層開采后，將首先引起直接頂?shù)目迓??；夭晒ぷ髅鎻拈_切眼開始向前推進，直接頂懸露面積增大，當達到其極限跨距時開始垮落。直接頂?shù)谝淮慰迓涓叨瘸^1～1.5m，范圍超過全工作面長度的一半，叫做直接頂初次垮落，此時直接頂?shù)目缇喾Q為“直接頂初次垮落距”。

2.3直接頂?shù)目迓渲苯禹敵醮慰迓淝埃鄬卷敹?，其變形大，容易出現(xiàn)直接頂與老頂間的離層。對直接頂初次垮落前可以簡化為“兩端固支梁”式結構，其離層與變形分析如下。直接頂老頂直接頂初次垮落前的離層分析

鉆孔攝像機直接頂和老頂間發(fā)生離層

隨著工作面自開切眼開始推進，直接頂發(fā)生初次垮落。由于老頂強度較大，因而繼續(xù)呈懸露狀態(tài)。此時，可視老頂為一懸露的“板”。2.4老頂?shù)臄嗔?/p>

由于回采工作面長度（200m左右）遠大于老頂懸露的跨距（40m左右）。因此可將老頂視為一端由工作面煤壁、另一端由邊界煤柱支撐的固定梁，即所謂“梁”的假說。此時，若老頂之上的巖層強度較低，則上覆巖層的重量將通過老頂巖“梁”傳遞至兩端的支承點上，即煤壁和煤柱上。中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology3.老頂?shù)某醮蝸韷汉椭芷趤韷?/p>

回采工作面從開切開始采煤，采空區(qū)范圍逐漸增大，當老頂懸露達到極限跨距時，老頂斷裂形成三鉸拱式的平衡，同時發(fā)生已破斷的巖塊回轉失穩(wěn)（變形失穩(wěn)），有時可能伴隨滑落失穩(wěn)（頂板的臺階下沉），從而導致工作面頂板的急劇下沉。此時，工作面支架呈現(xiàn)受力普遍加大現(xiàn)象，即稱為老頂?shù)某醮蝸韷骸?.1老頂?shù)某醮蝸韷河捎谥Ъ芊戳Γㄖ瘟Γ㏄形成的反力矩難以平衡由老頂初次來壓載荷Q2所形成的力矩，因而老頂巖塊的回轉在一定程度上是不可避免的，工作面頂板必然隨之發(fā)生下沉。只有當老頂巖塊在采空區(qū)觸矸形成反力后，其回轉下沉才會緩和和停止。為了不使老頂沿工作面切落，支架工作阻力應等于Q1與Q2之和。老頂初次來壓的力學模型

3.1.1老頂初次來壓力學模型P—支架反力；Q1—直接頂載Q2—老頂載荷；R—矸石反力

老頂巖塊滑落失穩(wěn)實例

老頂初次來壓前采場四周支承壓力分布3.1.2老頂初次來壓前支承壓力分布A—增壓區(qū)；B—減壓區(qū)；C—穩(wěn)壓區(qū)。老頂初次來壓前，采場頂板壓力并不大，但煤壁內的支承壓力卻達到了最大值。所以，煤幫的變形與塌落(片幫)，常常是預示工作面頂板來壓的一個重要標志。老頂初次來壓前強大的前支承壓力可能導致直接頂在煤壁前方剪切破壞，形成預成裂隙，不利于頂板管理。老頂初次來壓比較突然，易使人疏忽大意。3.1.3老頂初次來壓特征與影響因素老頂初次來壓對回采工作面的影響較大，必須掌握初次來壓步距的大小，及時采取對策（如加強木垛、抬棚、斜撐等）。老頂初次來壓步距越大，工作面來壓顯現(xiàn)越劇烈。老頂初次來壓步距與來壓強度，與老頂巖層的力學性質、厚度、破斷巖塊咬合條件、直接頂厚度、采高等因素有關。來壓的預測預報；加強支護；工作面與開切眼斜交，使老頂懸板呈梯形，根據頂板達極限跨度時破斷的原理，老頂初次來壓的破斷將不致于造成工作面全面來壓，而呈局部來壓。讓工作面呈局部來壓。3.1.4

預防老頂初次來壓期間造成事故的主要措施3.1.5幾個有益的結論老頂?shù)某醮蝸韷翰骄啵号c老頂初次斷裂步距相當。動載系數(shù)：支架來壓時載荷與平時載荷之比。老頂初次步距越大，工作面來壓顯現(xiàn)越劇烈，相應的動載系數(shù)也越大。老頂初次來壓步距是老頂巖層分類的主要依據。據統(tǒng)計，我國煤礦現(xiàn)有生產工作面中，我國初次來壓步距10～30m占54％，30～55m占37.5％。山西大同礦有的礦井有的老頂初次來壓步距達到160m左右。

老頂初次來壓后，隨著回采工作面的推進，老頂巖層將發(fā)生周期性破斷，老頂破斷巖塊形成的“砌體梁”結構的穩(wěn)定性將隨之發(fā)生周期性變化。3.2老頂?shù)闹芷趤韷?.2.1回采工作面推進對巖體結構的影響：A巖塊的受力分析（a）砌體梁結構。工作面推進一段距離（L）后，A巖塊斷裂，如圖（b），此時A、B巖塊不能形成三鉸拱平衡。A、B巖塊回轉，經過圖（b）、（c）到（d）又重現(xiàn)原砌體梁結構。如此反復。老頂結構“穩(wěn)定—失穩(wěn)—再穩(wěn)定”過程

隨著回采工作面的推進,上覆巖層的結構經歷了“穩(wěn)定－失穩(wěn)－再穩(wěn)定”的過程，這種變化將呈現(xiàn)周而復始的過程。由于A巖塊的回轉，必然導致工作面頂板的不斷下沉。從管理頂板出發(fā)，支架性能必須與之相適應。支架應具備：①一定的可縮量;②一定的工作阻力：P＝QA＋B－T·tan(ψ-θ)。對于冒落帶巖層，T＝0，P＝QA+B,即支柱阻力能承受控頂區(qū)全部巖層重量。

隨著回采工作面的推進，在老頂初次來壓以后，裂隙帶巖層形成的結構將始終經歷“穩(wěn)定—失穩(wěn)—再穩(wěn)定”周而復始的變化過程。老頂巖層的周期性破斷而引起“砌體梁”結構的周期性失穩(wěn)而引起的頂板來壓現(xiàn)象稱為采場周期來壓。周期來壓的主要表現(xiàn)形式是：頂板下沉速度急劇增加，頂板的下沉量變大；支柱載荷普遍增加；有時還可能引起煤壁片幫、頂板臺階下沉、支柱折損，甚至工作面冒頂事故。老頂周期來壓的力學模型

周期來壓時與初次來壓時一樣，支架必須保證足夠的支撐力以滿足∑Fy=0，但并不能阻止老頂巖塊的回轉。支架對老頂巖塊所具有的作用力P1應為：3.2.2周期來壓的力學模型：3.2.3周期來壓步距：老頂?shù)闹芷趤韷翰骄嗫山瓢蠢享數(shù)膽冶哿赫蹟鄟泶_定。

老頂周期來壓的力學模型3.2.4周期來壓期間頂板的控制：

直接頂傳遞老頂?shù)淖饔昧爸Ъ艿闹瘟ΑＲ虼?，保證直接頂?shù)耐暾詫享數(shù)目刂朴惺种匾囊饬x。但是，在老頂來壓期間。由于煤壁前方強大的支承壓力，使得直接頂在煤壁前方形成剪切破斷，不利于直接頂?shù)墓芾怼４送?，來壓大小與直接頂在采空區(qū)冒落矸石充滿采空區(qū)的程度直接相關。采空區(qū)冒落愈嚴實，老頂對工作面影響愈??；反之，則越大。老頂來壓時老頂控制不當，將導致工作面的垮頂現(xiàn)象。3.2.5預防老頂來壓期間造成事故的主要措施：來壓的預測預報。加強支護。工作面與開切眼斜交，使老頂懸板呈梯形，讓工作面呈局部來壓。4影響采場礦壓顯現(xiàn)的主要因素在一定地質條件下，采高是影響上覆巖層破壞狀況的最重要因素之一。

在單一煤層或厚煤層第一分層開采時，冒落帶與裂隙帶帶的總厚度與采高基本上成正比關系。采高越大，采出的空間越大，必然導致采場上覆巖層破壞嚴重。4.1采高與控頂距的影響

4.1.1采高對冒落帶、裂隙帶高度的影響4.1.2采高與控頂距對工作面頂板下沉的影響工作面開采后上覆巖層的下沉曲線按負指數(shù)函數(shù)。采場支架的支撐力一般不能改變此曲線的性質。因此從采場支護的“小結構”必須與覆巖形成的“大結構”相適應的觀點出發(fā)，工作面頂板下沉量也將基本上遵循此規(guī)律。上覆巖層移動實測曲線上覆巖層移動與工作面空間頂板下沉的關系θ-煤壁支承區(qū)的影響角，L0-移動曲線中由前最大曲率點到后最大曲率點的距離，L-控頂距，s0和sL-分別是L0和L范圍內的巖層與頂板的下沉量?；夭晒ぷ髅娴捻敯逑鲁亮颗c采高、控頂距大小成正比。

據我國50個工作面統(tǒng)計，離煤壁4m處的頂板下沉量一般相當于采高的10%~20%，即下沉系數(shù)=0.025~0.05。

采用充填法處理采空區(qū)，回采工作面頂板下沉量要比垮落法為小。根據實際統(tǒng)計，充填面控頂距為4m處的頂板下沉量僅為采高的4%~5%，即下沉系數(shù)=0.01左右。4.1.3采高對工作面煤壁穩(wěn)定性的影響

采高越大，回采工作面煤壁越不易穩(wěn)定，容易出現(xiàn)煤壁片幫等問題。片幫會增加工作面支架頂梁與煤壁之間的頂板懸露面積，可能導致冒頂事故的發(fā)生。

我國《液壓支架設計規(guī)范》（MT/T556-1996)：采高大于2.5m時一般宜設護幫裝置。

4.2工作面推進速度的影響頂板下沉量是時間的函數(shù)。

所以有人認為：“既然頂板下沉量與時間有關，若加快推進速度，縮短工作面每個循環(huán)的時間，必然可使頂板下沉量減少。這樣就能把頂板壓力甩掉”。這個想法對嗎？落煤、放頂時頂板下沉劇烈；平時頂板下沉較平緩。放頂影響范圍向上20m，向下10m；劇烈影響向上10m，向下5m

。放頂對頂板下沉的影響A——傾斜向上；B——傾斜向下。放炮影響范圍沿工作面傾斜上下15m，劇烈影響上下5m。放炮對工作面頂板下沉速度的影響1—放炮經過測點；2—測點下4m處放炮；3—測點下10m處放炮。落煤后，增大了回采工作面的控頂距,因而破壞了煤壁前方的應力平衡，使支承壓力產生一個向煤壁深處移動的過程，同時使得老頂破斷巖塊進一步回轉，從而引起工作面頂板下沉加劇。

放頂后，老頂巖層形成的結構本來由“煤壁－工作面支架－采空區(qū)已冒落的矸石”支撐體系所支撐.放頂過程就是撤除了靠近采空區(qū)一側的支架支撐力,導致“支架-圍巖”的力學系統(tǒng)發(fā)生變化，這種變化將使頂板下沉量急劇增加。

落煤與放頂工序對頂板下沉的影響，實質上是開采后老頂“砌體梁”結構在其前后支承壓力不斷推移過程中對工作面頂板所帶來的影響。加快工作面推進速度只是縮短了落煤與放頂這兩個主要生產過程的時間間隔,只能消除一部分平時的下沉量,但絕不能消除因落煤和放頂所造成的下沉量。所以,只有在原先的工作面推進速度比較緩慢的條件下，加快工作面推進速度才會對工作面頂板狀態(tài)有所改善。當工作面推進速度提高到一定程度后，頂板下沉量的變化將逐漸減小。因而想把頂板壓力“甩掉”的企圖實際上是不能實現(xiàn)的。4.3開采深度的影響開采深度影響原巖應力和支承壓力值。開采深度對礦山壓力具有絕對的影響，但對礦山壓力顯現(xiàn)的影響則不盡相同。開采深度對巷道礦壓、沖擊地壓影響顯著。

據德國統(tǒng)計，當開采深度>1400m時，巷道圍巖的變形與支架上承受的壓力都將增加，估計有30％的巷道不能采用現(xiàn)有的維護方法。巖層受重力變形所積聚的能量與深度的平方成正比。因此，對有沖擊礦壓危險的礦井，隨著深度的增加，發(fā)生沖擊礦壓的次數(shù)與強度都將顯著增加。開采深度對采場頂板壓力大小的影響并不突出，因而對礦山壓力顯現(xiàn)的影響也不明顯，尤其是對頂板下沉量的影響。在目前的開采深度條件下，實際測定表明，采場頂板下沉量與采深之間并無直接關系。

支架所受載荷的大小，與裂隙帶形成“結構”的條件有關，因而主要應視煤層采高、直接頂和老頂?shù)牧W性質、厚度等因素而定。

隨著采深進一步增加，支承壓力必然增加，從而導致煤壁片幫及底板鼓起的幾率增加，由此也可能導致支架載荷增加。4.4煤層傾角的影響

（1）隨著煤層傾角增大，頂板下沉量將逐漸變小。如圖，傾斜煤層上覆巖層的重量W分解為垂直壓力、切向壓力二個分量。煤層傾角增大，必然使沿巖層面的切向滑移力Wsinα(即Q2)增大，而使作用于層面的垂直壓力Wcosα(即Q1)減小，所以頂板下沉量變小。

（2）煤層傾角增加到一定程度可能導致冒落矸石沿底板滑移，從而改變上覆巖層的運動規(guī)律。

冒落帶、裂隙帶不對稱，兩帶在采場上部大、下部小。傾角達到80甚至出現(xiàn)底板破壞滑移。冒落矸石滑移還與h/M比值有關。1—裂隙帶；2—冒落帶。由于冒落巖塊滑移，使采空區(qū)下部充填較滿，而上部卻形成冒空。這樣必然使采場支架受力不均勻。（3）傾斜長壁工作面上覆巖層更易形成“結構”。

當厚煤層用傾斜分層開采時，可采用全部垮落法自上而下逐層回采。顯然，開采第一分層時，礦山壓力顯現(xiàn)于普通單一中厚煤層開采沒有任何區(qū)別。但是，當回采以下各分層時，工作面頂板就變成了第一分層回采時冒落得巖塊。破碎的頂板必然給頂板管理工作帶來新的困難。

目前為防止下分層開采頂板破碎巖塊塌落，一般在上分層開采時在采空區(qū)側鋪金屬底網，甚至灌注適當?shù)狞S泥漿等，使冒落矸石頂板在上覆巖層重量的壓力下，重新結成一個整體頂板（叫再生頂板、人工假定）。4.5分層開采時的礦山壓力顯現(xiàn)（1）下分層開采老頂來壓步距較小、強度較低。某礦工作面老頂來壓步距實測值（2）下分層支架載荷變小。

據統(tǒng)計，無論采用液壓支架還是單體支柱，第二分層采場支架載荷要比第一分層小，有時可低40%。

其原因首先是回采第一分層時，頂板來壓表現(xiàn)的“動載荷”(即老頂折斷時對支柱形成的載荷)較大，而在第二分層則主要表現(xiàn)為“靜載荷’。其次，在第一分層回采時，“支架—圍巖”系統(tǒng)形成的剛度要比以下各分層大。

（3）下分層頂板下沉量變大。回采工作面（采場）是地下移動著的工作空間。為了保證安全生產，必須對采場頂板進行支護。直接頂板是回采工作面支護直接作用的對象，直接頂?shù)暮脡膶ιa與安全有直接影響，而直接頂?shù)耐暾杂质艿嚼享斊胶馓卣鞯挠绊?，例如工作面的初次來壓與周期來壓都是老頂?shù)幕顒佣纬傻?。從一定意義上講，控制采場礦山壓力顯現(xiàn)主要是控制老頂?shù)幕顒右?guī)律，使其不危及到工作面的安全。所以，采場支護的直接對象是直接頂巖層，通過直接頂間接地對老頂?shù)幕顒悠鹨欢ǖ目刂谱饔谩?.1采場頂板分類5采場頂板支護設計與控制采空區(qū)處理方法對老頂?shù)幕顒佑兄黠@的影響，我國煤礦目前普遍采用的是全部垮落法管理頂板，在回采工作面從開切眼回采一定寬度出現(xiàn)頂板破斷冒落以后，回采工作面便是處于一側是待采的煤壁，另一側是冒落破壞的采空區(qū)。為了選擇合適得液壓支架形式、單體支柱的支護方法、液壓支架支護強度、單體支柱的支護密度和采空區(qū)處理措施，以提高工作面的安全程度，減少頂板事故等，按照原煤炭工業(yè)部頒發(fā)了《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》（MT554-1996）行業(yè)標準進行工作面頂板管理。全部垮落法回采工作面采空區(qū)空間的演化過程回采工作面采空區(qū)處理方法回采工作面采空區(qū)常見處理方法a刀柱(留煤柱)；b頂板緩慢下沉法；c充填法

；d全部垮落法直接頂分類指標及參考要素老頂（基本頂）分級指標老頂分級IIIIIIIV老頂來壓顯現(xiàn)不明顯明顯強烈非常強烈IVaIVb分級指標pe895895<pe975975<pe10751075<pe1145pe>11455.2采場頂板控制頂板控制的目標：能最大限度地消除壓、漏、推冒頂隱患，防止發(fā)生各種類型的冒頂事故。能保持頂板移近量、臺階下沉量以及端面冒高等頂板狀態(tài)參數(shù)在一定限度之內，保證頂板處于良好狀態(tài)。所需的費用最少。頂板種類直接頂厚度與采高之比附加條件直接頂上覆巖層特征ⅠⅡⅡa老頂?shù)目迓鋷Б騜老頂?shù)牧严稁Б騝厚層難冒巖層Ⅲ非厚層難冒巖層采用垮落法控制頂板時，根據直接頂厚度與采高之比及直接頂上覆巖層破壞特征的不同可將緩斜、中斜煤層頂板分為下表所示的幾種情況。5.2.1單體液壓支柱工作面的頂板控制原則單體液壓支柱工作面的頂板控制原則：對垮落帶巖層采取“支”的原則。對裂隙帶巖層采取“讓”的原則。當直接頂厚度不足1倍采高，尤其是煤層上面直接就是厚度不大的老頂時，可用“切”的原則切斷采空區(qū)上方老頂。當直接頂厚度不足1倍采高時，可用“挑”的原則挑落1倍采高頂板。不論那一種頂板，都要針對直接頂?shù)姆€(wěn)定性考慮“護”的問題。不論那一種頂板，如果是復合頂板，應使支柱的初撐力本身就能防推。支護參數(shù)應保證頂板處于良好狀態(tài)。一般情況下，應保持工作面控頂范圍內頂?shù)装逡平棵棵撞筛卟淮笥?00mm，頂板不出現(xiàn)臺階下沉，端面冒高不大于200mm。綜采工作面的頂板控制問題突出地表現(xiàn)在支架與圍巖的適應性上，當適應性好時，頂板事故率低，工作面高產、高效。適應性主要表現(xiàn)在以下三方面：液壓支架的架型及主要參數(shù)。支架在煤層特殊賦存條件下的適應性。工作面處于特殊地點及時期的控頂技術。

5.2.2綜采工作面液壓支架控制設計

液壓支架選型不僅包括支架的架型及額定工作阻力，支護強度等參數(shù)，而且涉及頂梁、護幫、底座、側推及閥組等主要部件的選型及其參數(shù)的決定。

液壓自移支架的選型順序

目前液壓支架的選型有兩種方法：系統(tǒng)分析比較法及綜合評分法。

對液壓支架設計使用起決定作用的力學參數(shù)是工作阻力和初撐力。

決定支架合理工作阻力的方法主要有：載荷估算法、實測統(tǒng)計法及理論分析法等。載荷估算方法：

式中，、、分別為第層直接頂?shù)暮穸?、懸頂距及容重。圖8支架受力圖支架受力圖實測統(tǒng)計法：支架的時間加權平均工作阻力在每一循環(huán)是不同的，它是一個隨機變量。據一些工作面的統(tǒng)計，它服從正態(tài)分布，故支架合理工作阻力P可用下式表示：式中—標準均方差，kN；—置信度系數(shù)。若允許有3％的支架時間加權平均阻力大于額定工作阻力而使安全閥開啟，則k值約為2,故上式為：若以支架最大工作阻力Pm作為統(tǒng)計值，則k可取為1～1.3，支架合理工作阻力P為：5.3采場頂板事故的預防5.3.1

采場頂板事故分類壓垮型冒頂老頂來壓時的壓垮型冒頂厚層難垮頂板大面積冒頂漏冒型冒頂大面積漏垮型冒頂局部漏冒型冒頂大面積漏垮型冒頂局部漏冒型冒頂靠煤幫附近的局部冒頂工作面兩端的局部冒頂放頂線及其附近的局部冒頂?shù)刭|破壞帶附近的局部冒頂

推垮型冒頂復合頂板推垮型冒頂金屬網下推垮型冒頂復合頂板推垮型冒頂金屬網下推垮型冒頂大塊孤立頂板旋轉推垮型冒頂沖擊推垮型冒頂綜合類型冒頂5.3.2

采場頂板事故機理及預防壓垮型冒頂?shù)臋C理及預防老頂來壓時的壓垮型冒頂機理圖11老頂初次來壓a—老頂斷裂下沉；b—頂板臺階下沉圖老頂周期來壓a—老頂斷裂下沉；b—頂板臺階下沉老頂初次來壓a—老頂斷裂下沉；b—頂板臺階下沉預防措施：合理設計采場支護，使支護具有足夠的支撐力和可縮量，當老頂來壓比較強烈時，要選用可縮量較大的支柱，有時要選用具有大流量安全閥的支柱，并加強后排支柱的支撐強度。要進行頂板斷層情況的預測預報。頂板大面積懸露后，因彎曲應力超過其強度導致頂板巖層斷裂并大面積垮落頂板大面積懸露后，采空區(qū)周邊煤柱上方巖層內的剪應力超過其極限強度，導致頂板巖層大面積冒厚層難垮頂板大面積冒頂預防措施采用煤柱支撐法(即刀柱采煤法)時，如果煤柱上方頂板需懸露大面積才垮落(煤柱上方頂板，視其巖性、分層厚度及煤柱尺寸，有時能自行沉落)，則應在刀柱之間的采空區(qū)內用鉆孔爆破法強制放頂。厚層難垮頂板大面積冒頂機理采用長壁法采煤時，或超前工作面用鉆孔爆破法、高壓注水法預先松動或弱化頂板，或在采空區(qū)用循環(huán)淺孔及步距式深孔法崩落頂板。漏冒型冒頂?shù)臋C理及預防靠煤幫附近的漏冒工作面兩端的漏冒放頂線附近的漏冒地質破壞帶附近的漏冒

局部漏冒型冒頂圖13工作面漏垮示意圖θ－自然安息角；α－煤層傾角大面積漏垮型冒頂機理選用合適的支護，使工作面支護系統(tǒng)有足夠的支撐力和可縮量。頂板必須背嚴接實。嚴防放炮、移輸送機等工序推倒支架，防止出現(xiàn)局部冒頂。

大面積漏垮型冒頂機理及防治措施端面頂板冒頂?shù)姆乐卧瓌t鑒于端面距對直接頂穩(wěn)定性有決定性影響，因而在推移支架時應盡可能縮小端面距，尤其在直接頂本身力學性質較差時更應注意端面距的控制。老頂?shù)淖冃闻c失穩(wěn)將直接影響端面頂板穩(wěn)定性，為此應根據直接頂厚度與采高的比值N、直接頂本身的力學性質選擇合適的架型。應保證支架處于良好的工作狀態(tài)，尤其應避免頂梁過分抬頭(不宜大于10°～15°)及過分低頭(不宜大于10°)的工作狀態(tài)。對于特別松軟的直接頂，在采用縮小端面距及改變支護參數(shù)均難于改變端面冒頂時，應采取固化頂板以提高直接頂自身的抗冒能力。應盡可能保證工作面具有較快的推進速度對每一工作面可進行實地觀測，而后根據統(tǒng)計規(guī)律分析所得的影響端面頂板冒落穩(wěn)定性指標，對支護質量與頂板動態(tài)進行監(jiān)測。端面頂板冒落的影響因素及監(jiān)測內容影響綜采面控頂效果的因素主要包括頂板條件、控頂技術和支護質量。監(jiān)測內容包括頂板狀態(tài)、支架工況、工作面各生產環(huán)節(jié)等。4.4綜采工作面支護質量監(jiān)測頂板支架管理水平：日進度v，反映綜合管理水平老頂直接頂穩(wěn)定性片幫深度C支架阻力增量△P

巖塊單向抗壓強度Rc裂隙間距I分層厚度h初撐力P0：反映支架參數(shù)合理性和操作的完善程度時間加權阻力Pt：反映支架支撐力的發(fā)揮情況頂梁低、抬頭角：反映頂板狀態(tài)和平衡千斤頂操作情況接頂距a：反映操作質量和頂板狀態(tài)梁端距b：反映移架是否到位頂梁傾向角：反映支架的自穩(wěn)性影響控頂效果的因素

監(jiān)測方法主要是在工作面布置監(jiān)測線，由數(shù)據自動采集儀監(jiān)測支架支護質量信息，人工取數(shù)進行分析處理，或通過在線監(jiān)測方法將監(jiān)測數(shù)據直接由井下傳輸?shù)降孛嬲{度室和各職能部門，監(jiān)測結果由分析軟件自動分析處理，實現(xiàn)了實時動態(tài)監(jiān)測。中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnology6采場礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律實例6.1大采高采場礦壓顯現(xiàn)規(guī)律實例6.1.1陽泉一礦地質特征

山西陽泉煤業(yè)一礦位于山西省陽泉境內，地理位置優(yōu)越，交通便利。井田走向長14.5km，傾斜長9.8km，面積約83.6km2一礦屬高瓦斯礦井，井田地質條件比較簡單。

一礦海拔最低點位蒙村河床，標高為605.3m，一般相對高差470m?？偟牡匦蔚孛蔡卣魇牵何鞅备邧|南低傾斜向下的地貌。中國礦業(yè)大學ChinaUniversityOfMiningAndTechnologyS8310工作面可推進長度為1023m，傾斜長度為220m。工作面工業(yè)儲量200.71萬t，可采儲量186.66萬t，煤種為WY3。該工作面內15#煤層總厚度最大6.60m，最小6.35m，平均厚度6.51m，煤層傾角1~13°，平均6°，煤層賦存穩(wěn)定，構造相對簡單。煤層結構復雜。S8310工作面直接頂厚度為12.25m，直接頂上方為11.3m厚的黑色泥巖，厚度較大，黑色致密，同時其運動空間較小，因此認為基本頂為11.3m的黑色泥巖。工作面基本頂為11.3m的黑色泥巖。S8310工作面布置圖1號測區(qū)

根據S8310工作面液壓支架立柱、平衡千斤載荷的平均值，對工作面內5個測區(qū)的實測數(shù)據進行分析，繪制出工作面支架壓力隨觀測時間的關系曲線，如圖所示：6.1.2陽泉一礦現(xiàn)場實測數(shù)據2號測區(qū)

根據以上圖分析可知，S8310工作面整面支架立柱工作阻力在10.44~36.46MPa之間，當支架達到平均額定工作阻力12000kN時，液壓支架載荷約為43.3MPa，初撐力為10548kN（37.5MPa）。

根據工作面5個測區(qū)中工作面支架載荷實測數(shù)據和相關圖形變化曲線可知，在2013年12月3日~2013年12月10日期間S8310工作面各測區(qū)內支架工阻力值普遍都出現(xiàn)增大的趨勢，其中3號測區(qū)支架平均工作阻力達到28.3MPa，在12月3日工作面推進到9.4m時，直接頂黑色泥巖出現(xiàn)局部面積的初次垮落，進而造成工作面支架工作阻力的普遍增大。6.1.3陽泉一礦實測數(shù)據分析

綜上分析可知，直接頂黑色泥巖的垮落步距在9.4~11.3m，直接頂垮落期間將導致支架工作阻力的普遍增大；基本頂初次來壓極限垮落步距為31.9m左右，周期破斷垮落步距在12.3~15.5m之間。截至2014年1月6日八點班工作面各測區(qū)內支架工作阻力值又普遍呈現(xiàn)增加趨勢，即工作面正處于第三次周期來壓階段。S8310工作面周期來壓步距平均為13.5m，平均動載系數(shù)為1.25，動載系數(shù)較小，且無沖擊載荷，說明基本頂?shù)氖Х€(wěn)對工作面影響程度較弱。這是由于大采高工作面頂板變形位移大，部分原來的基本頂變?yōu)橹苯禹?，隨支架前移及時垮落，垮落頂板的墊層加厚，使動載系數(shù)減小，且無沖擊性。

利用現(xiàn)場觀測針對大采高綜采工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性的特點,得出大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征結論如下:采場支架載荷大,較普通綜采面高10一30%。這是由于大采高工作面支架需控制的頂板巖層層位高。來壓時動載系數(shù)小,且無沖擊載荷。這是由于大采高工作面直接頂垮落空間大,頂板變形位移增大,部分原來的基本頂變?yōu)橹苯禹?垮落頂板的墊層加厚,使動載系數(shù)減小,且無沖擊性。6.1.4陽泉一礦大采高礦壓顯現(xiàn)規(guī)律總結基本頂來壓明顯,但不強烈。這是因為基本頂巖層的破斷步距不因采高的增大而變化,但因下位頂板及時垮落,研石墊層加厚而造成來壓減弱。工作面周期來壓期間支架載荷及動載系數(shù)大于初次來壓期間支架載荷及動載系數(shù)。這是由于在大采高條件下,基本頂厚度相對較薄時,承受上覆巖層的壓力弱,隨著工作面推進,基本頂層位必然上升,造成周期來壓期間支架載荷較初次來壓大。采場支架載荷以靜載為主。這是由于支架初撐力和工作阻力呈線性關系,在靜載作用下,支架的初撐力愈高,控制的頂板層位愈高,支架末阻力愈高,是正比線性關系,若是動載作用下,支架的初撐力超過其臨界初撐力后,由于基本頂結構被支架初撐力所控制,故不可能失穩(wěn),基本頂基本處于平衡狀態(tài),隨著初撐力的增大,支架阻力增長緩慢,也就是說基本頂通過自身平衡減緩了支架載荷的增加,故為對數(shù)關系。支架降阻式運行特性多,占10%以上。說明在大采高條件下,對支架穩(wěn)定性、支架操作及支護強度等的要求高。

郭家河井田設計生產能力5Mt/a，井田東西長約14.8km，南北寬約8.4km，面積94.72km2，呈不規(guī)則矩形。全井田煤炭資源量為73447萬t，其中先期開采地段29656萬t，可滿足5Mt/a礦井33a。3煤層為大部可采，為主要可采煤層。3煤層為厚煤層，厚度1.20～27.75m，平均厚度12.80m。煤層傾角較緩，一般為6°以下，部分煤層傾角為6～12°，局部煤層傾角達到16°。煤層埋藏深度為410～810m。3號煤層1301試采綜放工作面屬該礦I盤區(qū)，1301試采綜放工作面走向長度947m，工作面傾向長度為235m，回采面積約為222545m2。工作面標高為+695～+825m，均厚度10.4米，煤層傾角3～18°，平均10°。6.2綜放采場礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律實例6.2.1郭家河地質概況郭家河工作面布置圖6.2.2郭家河現(xiàn)場實測數(shù)據

通過對現(xiàn)場1301試采綜放工作面內液壓支架阻力數(shù)據的連續(xù)觀測和記錄，并通過收集數(shù)據的整理和分析。在1301試采綜放工作面正?；夭善陂g，根據每次液壓支架阻力讀數(shù)的變化，繪制出了工作面內每個測站和整個工作面內液壓支架的平均循環(huán)載荷P隨著1301試采綜放工作面的不斷推進，與距離開切眼煤壁L對應的變化曲線，如下圖所示，從而研究分析3號特厚不穩(wěn)定煤層1301試采綜放工作面正?；夭善陂g頂板的來壓規(guī)律。

根據以上1301試采綜放工作面正?；夭善陂g相關的變化曲線分析得出，郭家河礦3號特厚不穩(wěn)定煤層1301試采綜放工作面在觀測期間內液壓支架總共經歷了周期來壓4次。當1301試采綜放工作面推進距離為6.4m左右的時候，下部區(qū)域測站和中部區(qū)域測站內液壓支架經歷了基本頂?shù)牡谝淮沃芷趤韷悍逯?，其來壓的影響范圍?.8m左右；上部區(qū)域測站內液壓支架推進到距離為9.6m的時侯，液壓支架經歷第一次周期來壓的峰值，基本頂來壓時影響范圍的約為2.9m左右，由此可以得出1301試采綜放工作面經歷一次周期來壓時，支架載荷均值為25.4Mpa，動載系數(shù)1.12，來壓的影響范圍約為2.8m左右。6.2.3郭家河實測數(shù)據分析

當1301試采綜放工作面推進到距離56.8m左右的時侯，下部區(qū)域測站和中部區(qū)域測站內液壓支架經歷了基本頂?shù)牡谒拇沃芷趤韷悍逯?，影響范圍?.9m左右；上部區(qū)域測站內液壓支架推進到距離為60.0m的時侯，液壓支架經歷第四次周期來壓的峰值，基本頂來壓時影響范圍的約為2.3m左右，由此可以得出1301試采綜放工作面經歷的第四次周期來壓步距約為17.6m左右，支架載荷均值為20.3Mpa，動載系數(shù)1.32，來壓時的影響范圍約為3.1m左右。根據以上對1301試采綜放工作面基本頂來壓相關數(shù)據的整理和分析，結果見下表所示。1301試采綜放工作面基本頂來壓規(guī)律分析表隨工作面推進液壓支架俯角變化曲線

1301試采綜放工作面液壓支架的載荷數(shù)值總體不大，并且液壓支架的動載系數(shù)約在1.23左右，液壓支架的動載系數(shù)過小，使得綜放工作面液壓支架的載荷發(fā)生變化時不易被觀測，而且這也可以說明工作面基本頂?shù)氖Х€(wěn)對綜放工作面的影響在逐漸減弱?，F(xiàn)場隨著1301試采綜放工作面不斷推進，基本頂呈現(xiàn)周期性的來壓，頂煤受工作面內液壓支架的反復支撐和擠壓，加之受上覆巖層破斷下沉后的壓力作用，致使頂煤破碎較充分，從而在1301試采綜放工作面正?；夭善陂g，頂部煤層被放出較為充分。在非來壓期間，1301試采綜放工作面煤壁和頂板比較穩(wěn)定。

在基本頂周期來壓期間，老頂來壓時煤壁片幫和頂板破碎較為嚴重，加之受煤層厚度、傾角變化等因素的影響，致使綜放工作面礦壓顯現(xiàn)比較強烈，伴隨著綜放工作面煤壁出現(xiàn)局部的片幫并伴有劇烈的破裂聲，支架的安全閥先后打開，而且1301試采綜放工作面內液壓支架的壓力數(shù)據呈現(xiàn)出急劇增大的現(xiàn)象，液壓支架上方出現(xiàn)大量的淋水等礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象。

根據3號煤層1301試采綜放工作面的實際開采條件，工作面從500m處向前推進時為俯斜開采，隨著工作面推進到6～25m左右時，煤層的厚度和傾角都逐漸增大，工作面頂板上覆巖層和煤層呈現(xiàn)出現(xiàn)“凸”狀。當工作面基本頂破斷后，破斷后的巖塊之間不能形成相互鉸接的結構，致使工作面基本頂破斷后滑落失穩(wěn)，使第一次周期來壓步距偏小。

當1301試采綜放工作面推進到20～42m時，3號煤層的厚度和傾角呈現(xiàn)出逐漸減小狀態(tài)，工作面頂板上覆巖層和煤層呈現(xiàn)“凹”狀。當工作面基本頂破斷后，破斷的巖塊之間由于形成了鉸接結構而保持相對穩(wěn)定的狀態(tài)，從而稍微延緩了工作面基本頂破斷和冒落的來壓步距，進而致使周期來壓步距稍大，1301試采綜放工作面經歷的第二次周期來壓步距約18.1m左右；當工作面推進至40～70m時，3號煤層的厚度和傾角呈現(xiàn)逐漸增大的狀態(tài)，工作面頂板上覆巖層和煤層呈現(xiàn)“凸”狀，使工作面基本頂更容易破斷回轉并失穩(wěn)，而且受3號煤層厚度和傾角變化的影響，致使來壓步距進一步減小，1301試采綜放工作面基本頂?shù)谌沃芷趤韷翰骄嗉s14.7m左右。

由此可以看出，麟北煤田郭家河礦區(qū)1301試采綜放工作面在正?；夭善陂g，工作面基本頂?shù)钠茢嗪兔奥涫?號煤層厚度和傾角變化的影響，致使破斷巖塊反復的形成鉸接結構和失穩(wěn)，對工作面基本頂?shù)钠茢嗪兔奥洳骄喈a生一定程度的影響，從而導致1301試采綜放工作面的基本頂來壓步距呈現(xiàn)一定范圍內變化，在來壓期間綜放工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈。

利用現(xiàn)場觀測針對綜合放頂煤工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性的特點,得出綜放工作面礦壓顯現(xiàn)特征結論如下:

綜放面來壓強度緩和、周期來壓不明顯、來壓步距減小、動載系數(shù)不大;綜放面支架載荷不大,支架受載并不因開采煤厚的增加而加大,反而減小:支架前柱工作阻力普遍大于后柱工作阻力,一般高10%-15%,支架后柱在放煤后有相當比例呈阻力下降,甚至降為零。工作阻力較小,初次來壓步距有所增加,周期來壓步距與分層炮采工作面的來壓步距相當,礦壓顯現(xiàn)不明顯。6.2.4郭家河綜放采場壓顯現(xiàn)規(guī)律總結破碎度與生產工序和工作面推進度有關,推進度大時,工作面頂板破碎度測氏。片幫與漏頂往往與周期來壓的時間吻合,說明周期來壓不明顯,但對工作面現(xiàn)場管理有較大的影響。煤壁片幫和架前冒頂與回采工藝有較大的相關性,加快推進速度是減少煤壁片幫的有效手段。

常村礦S5-5綜放工作面，是S5采區(qū)第一個回采工作面，S5-5工作面地面位置位于王莊南部，張家莊村東部。地面標高為926.5～937.3m，工作面底板標高為518～564.6m，埋藏深度為327.2～419.3m。該工作面北接S5回風下山，東臨S5-3綜放工作面（未布置），西鄰S5-6工作面（未布置），南至KF22斷層防隔水煤柱邊界?；夭珊髮⒃斐晒ぷ髅嫔喜康孛娓厮荨?/p>

工作面采用走向長壁后退式、一次采全高、開后窗低位放頂煤、全部垮落的綜合機械化采煤方法。工作面采高為采高3.2m，放頂煤高度為2.88m，采放比為1.11。循環(huán)進尺0.8m，循環(huán)產量1609.1t；日推進4m，日產量8045.5t。

6.3.1常村煤礦地質概況6.3大采高綜放采場礦壓顯現(xiàn)規(guī)律實例

放煤工藝采用一刀一放，多輪順序不等量的作業(yè)方式。初采10m（過切眼）不放頂煤。過切眼后可逐步調整放煤量，待頂煤全部壓在尾梁上時，方可正常放煤，放煤步距0.8m。放煤做到隔架見矸即止。

采用端部割三角煤的斜切進刀方式，采煤工序為：割煤、裝運煤→移架→推前溜→放頂煤→拖后溜，當工作面局部地段出現(xiàn)頂板破碎，片幫達到（超過）循環(huán)進度時采煤工序為：拖后溜→移架→割煤、裝運煤（掃底煤）→推前溜→放頂煤。

工作面推進20m后，工作面上下兩端頭的液壓支架承載情況依然處于初撐階段，支架內加權阻力曲線值30MPa左右；工作面中部的液壓支架明顯有了增阻變化，說明工作面采空區(qū)上方部一直懸露的頂板中“O-X”形裂隙開始發(fā)育并造成液壓支架工作阻力增加，工作面中間局部來壓，這就是工作面初次來壓。6.3.2常村煤礦現(xiàn)場實測數(shù)據90號支架工作阻力隨工作面推進的變化150號支架工作阻力隨工作面推進的變化

在工作面推進至大約35m時，工作面煤壁呈現(xiàn)片幫、頂板多處冒落及淋水較大的現(xiàn)象，基本頂大面積垮落，可以確定工作面基本頂初次來壓，初次來壓步距約為35m，基本頂初次來壓持續(xù)時間較短，強度較大。工作面初次來壓期間30號、75號、135號支架原始壓力與工作阻力變化曲線如圖所示。30號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律75號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律135號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律

根據現(xiàn)場觀測，當S5-5工作面推進至35m左右時，隨著工作面后方采空區(qū)的巖石破斷，支架上方淋水，煤壁局部片幫并伴有破裂的聲音，工作面中部支架壓力數(shù)據突然急劇增大，液壓支架的安全閥先后打開。因此可以判斷此時工作面來壓?；卷斠呀涢_始垮落，主要發(fā)生在工作面中部。當工作面推進至約40m時，兩端基本頂開始垮落，伴隨有前述來壓預兆，兩端頭也開始來壓，工作面開始大面積來壓，由此可確定S5-5工作面初次來壓步距為40m左右。工作面中部初次來壓超前兩端來壓1～2d，但端頭來壓持續(xù)時間比工作面中部持續(xù)時間長。初次來壓期間礦壓顯現(xiàn)較為明顯，支架最大工作阻力6990kN，占額定工作阻力的99.86%。

工作面推進至約58m時，工作面煤壁呈現(xiàn)片幫，中部頂板多處淋水，底板積水較多，工作面大面積來壓，且呈現(xiàn)出中間大、兩端小的特點。可以確定是工作面第一次周期來壓，來壓步距約18m，周期來壓持續(xù)時間較短，強度較初次來壓小。工作面第一次周期來壓期間30號、75號、135號支架工作阻力變化曲線。

由圖可知，第一次周期來壓支架工作阻力與初次來壓時強度相當，局部區(qū)域礦壓顯現(xiàn)強烈，工作面老頂周期來壓的動力現(xiàn)象很明顯，具體表現(xiàn)為伴隨支架上方一聲悶響，多架液壓支架安全閥同時開啟。30號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律75號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律135號液壓支架的支護阻力隨工作面推進的變化規(guī)律

在工作面推進至約78m時，工作面呈現(xiàn)大面積來壓現(xiàn)象。比較明顯的現(xiàn)象主要有：21號~24號架處煤壁上方頂板淋水嚴重；33號~44號處煤壁大面積片幫；52號~56號架煤壁片幫特別嚴重，刮板機上堆滿冒落的大塊煤與頂板巖石；57號~79號架處煤壁上方頂板淋水，但不是太大；62號~76號架煤壁片幫嚴重，大塊冒落的煤與有巖石堆滿支架通道；88號~104號架處刮板機機道中積水嚴重；119號~143號架頂板冒落也很嚴重，大部分支架處于懸頂狀態(tài)；114號~160號架處煤壁片幫嚴重，采煤機上方堆滿了冒落的大塊的煤與巖石；工作面呈現(xiàn)大面積來壓態(tài)勢，這就是工作面第二次周期來壓。

根據第一次周期來壓以及推進度，并結合第一次周期來壓以后支架工作阻力數(shù)據，可以確定工作面第二次周期來壓，其來壓步距約20m。本次周期來壓工作面煤壁片幫程度大，

也有所增大強度比第一次周期來壓強度大，來壓持續(xù)時間較長。工作面第二次周期來壓期間30號、75號、135號支架工作阻力變化曲線如圖3-25至3-27所示。由圖2-19至圖2-21可知，第二次周期來壓期間支架壓力顯現(xiàn)整體上較第一次周期來壓強烈，其。第二次周期來壓期間位于工作面中間的液壓表讀數(shù)最大值達到58.83MPa，非來壓期間支架工作阻力5825kN（36.22MPa），是額定工作阻力的66.01%。30號液壓支架初撐力與工作阻力曲線75號液壓支架初撐力與工作阻力曲線135號液壓支架初撐力與工作阻力曲線

通過對S5-5工作面支架支護阻力觀測，結合不同時期的來壓特征，分析來壓規(guī)律如下：在工作面割三角煤過程中，工作面上方煤層頂板初次垮落，然后工作面中部、下部順序垮落，平均垮落步距18m；工作面繼續(xù)推進，頂板活動又趨于激烈，有明顯頂板斷裂響聲，支架壓力明顯增大，頂板冒落度加大，這說明基本頂開始斷裂，根據工作面支架載荷觀測數(shù)據和曲線分析可知，工作面（全長）基本頂板大面積來壓步距為40m，中部來壓強烈，兩端由于端頭未放頂煤礦壓顯現(xiàn)相對緩和，且超前兩端支架礦壓顯現(xiàn)1d左右。6.3.3常村煤礦現(xiàn)場實測數(shù)據分析基本頂初次來壓后，頂板活動又趨于穩(wěn)定，然而隨著工作面的推進，支架壓力開始變化，在非來壓期間，工作阻力均小于其額定工作阻力。各架均能接近支架的額定工作阻力；S5-5工作面各部位支架工作阻力主要分布在6500~7000kN之間，可見所選支架富余系數(shù)不是很大，有時工作面來壓期間非常強烈，應加強防護工作；S5-5工作面推進初期或者是工作面推進較慢時（小于3m/d），工作面來壓步距比較大，平均超過了20m，在工作面推進較快的情況下（大于6m/d）來壓步距較小，平均為15m左右，工作面正常開采推進速度為4m/d，老頂周期來壓步距平均為18m左右。

利用現(xiàn)場觀測針對綜合放頂煤工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性的特點,得出綜放工作面礦壓顯現(xiàn)特征結論如下:

與大采高工作面和普通綜放工作面一樣,大采高綜放工作面在推進過程中也會產生頂板初次來壓和周期性來壓,而且來壓現(xiàn)象比較明顯。大采高綜放工作面隨著頂煤厚度增加,工作面初次來壓步距隨之增大。但周期來壓歩距變化較小。大采高綜放工作面液壓支架的工作阻力隨采高增加而增大。6.3.4常村煤礦大采高綜放采場壓顯現(xiàn)規(guī)律總結大采高綜放工作面液壓支架的工作阻力隨頂煤厚度的增加而增大。大采高綜放工作面液壓支架的工作阻力要大于普通綜放工作面液壓支架的工作阻力。大采高綜放工作面液壓支架的工作阻力要大于機采高度相同的大采高工作面液壓支架的工作阻力。6.4卸壓開采下被保護層礦壓顯現(xiàn)規(guī)律實例6.4.1沙曲礦煤層地質條件

沙曲煤礦隸屬于華晉焦煤有限責任公司，其地理位置在山西省柳林縣西部，工業(yè)場地距縣城約5km。井田走向長22km，傾斜寬4.5~8km，面積約135km2。全井田地質儲量2252.28Mt，生產能力為5.0Mt/a。礦井水平水平標高+400m。主要煤層為2號、3號、4號、5號，其中北翼3號、4號煤層合并，稱為3+4號煤層。

沙曲礦井北翼山西組2、3+4、5號煤層間距較近，2號煤層賦存于山西組中部，可采厚度0.70～1.46m，平均厚度1.1m，下距3+4號煤平均14m，下距5號煤平均22.1m，下距6號煤39.7m。3+4號重疊煤層厚度合并厚度平均4.62m，5號煤平均3.6m。綜上所述，礦井北翼2、3+4、5號煤層屬于近距離煤層群，煤層群剖面圖如圖所示。近距離煤層群剖面圖6.4.2沙曲礦現(xiàn)場實測數(shù)據及分