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第四章采场矿山压力显现基本规律

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第四章采场矿山压力显现基本规律第四章采场矿山压力显现基本规律第一页,共87页。4.1概述实际生产过程中,回采工作面常有下述一系列矿山压力现象,这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。回采工作面常见的矿山压力显现现象:(1)顶板下沉一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。图4-1中分别表示了顶板绝对下沉、底板鼓起及顶底板相对移近曲线。由于在缓斜及倾斜工作面底板鼓起量比较小,因而常常可以忽略不计,为此顶底板移近量简称为顶板下沉量。第二页,共87页。图4-1工作面顶底板移近曲线1—顶板绝对下沉曲线;2—顶底板相对移近量曲线;3—底板鼓起曲线第...

第四章采场矿山压力显现基本规律
第四章采场矿山压力显现基本规律第一页,共87页。4.1概述实际生产过程中,回采工作面常有下述一系列矿山压力现象,这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。回采工作面常见的矿山压力显现现象:(1)顶板下沉一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。图4-1中分别 关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf 示了顶板绝对下沉、底板鼓起及顶底板相对移近曲线。由于在缓斜及倾斜工作面底板鼓起量比较小,因而常常可以忽略不计,为此顶底板移近量简称为顶板下沉量。第二页,共87页。图4-1工作面顶底板移近曲线1—顶板绝对下沉曲线;2—顶底板相对移近量曲线;3—底板鼓起曲线第三页,共87页。实际测定时常常是在工作面煤壁刚悬露的顶板处设置测杆,随着工作面的推进,测得由煤壁到采空区放顶线处的顶底板移近量。一般以s表示。有时为了对比,常常把这个指标换算为单位采高、单位推进度的顶板下沉量, 即(L为控顶距,M为采高),以每米采高、每米推进度下沉多少毫米表示。第四页,共87页。指单位时间内的顶底板移近量。通常以mm/h计算。它表示顶板活动的剧烈程度。图4-2表示在一个工作面测得的顶板下沉速度变化情况,纵坐标为下沉速度,横坐标为时间。(2)顶板下沉速度第五页,共87页。图4-2工作面所测顶板下沉速度变化情况第六页,共87页。支柱变形与折损随着顶板下沉,回采工作面支柱受载也逐渐增加,一般可以用肉眼观察到木柱帽的变形,剧烈时可以观察到支柱的折损。顶板破碎情况常以单位面积中冒落面积所占的百分比来表示顶板破碎情况,常用来衡量顶板管理好坏的质量标准之一。第七页,共87页。局部冒顶这是指回采工作面顶板形成局部塌落,影响回采工作的正常进行。(6)工作面顶板沿煤壁切落(或称大面积冒顶)这是指采面由于顶板来压而导致顶板沿工作面切落,它常严重影响工作面的生产。第八页,共87页。其它矿山压力现象:煤壁片帮、支柱钻底、底鼓等。回采工作空间是一个小结构,它处于覆岩大结构之中。“大结构”的变形、失稳将直接影响到小结构的状态,同时“大结构”周围的支承压力分布情况也将直接影响到煤壁及底板岩层的稳定性。第九页,共87页。4.2老顶的初次来压当老顶悬露达到极限跨距时,老顶断裂形成三铰拱式的平衡,同时发生已破断的岩块回转失稳(变形失稳),有时可能伴随滑落失稳(顶板的台阶下沉),如图4-3所示,从而导致工作面顶板的急剧下沉。此时,工作面支架呈现受力普遍加大现象,即称为老顶的初次来压。 第十页,共87页。图4-3老顶断裂成岩块后的转动第十一页,共87页。老顶岩层初次破断后,老顶破断岩块回转下沉引起工作面顶板急剧下沉、支架受力普遍加大、煤壁片帮的现象。由开切眼到初次来压时工作面推进的距离称为老顶的初次来压步距。一般情况下,老顶的初次来压步距与老顶初次断裂的极限跨距相当。第十二页,共87页。当老顶岩块失稳时,形成了岩块滑落,对工作面安全造成严重威胁。图4-4即表示两个滑落失稳的实例。图4-4老顶岩块滑落失稳的两个实例第十三页,共87页。图4-5老顶初次来压的力学模型第十四页,共87页。由于支架反力(支撑力)P形成的反力矩难以平衡由老顶初次来压载荷Q2所形成的力矩,因而老顶岩块的回转在一定程度上是不可避免的,工作面顶板必然随之发生下沉。只有当老顶岩块在采空区触矸形成反力后,其回转下沉才会缓和和停止。为了不使老顶沿工作面切落,支架工作阻力应等于Q1与Q2之和。由此可知,由于老顶破断岩块回转的影响,工作面顶板必然发生下沉。这种现象也是不可避免的,是回采工作空间的地下结构物与其它构筑物的重要区别之一。第十五页,共87页。初次来压前,由于上覆岩层结构中有“梁”或“拱”式结构存在,因此整个采空区周围的岩体可以视为一个结构系统。这个系统的顶部是老顶岩层,四周则是直接顶和煤柱。回采工作面就处在这样的结构系统保护之下,其四周岩层的应力分布,沿走向及倾斜方向分别如图4-6所示。第十六页,共87页。图4-6初次来压前四周围岩支承压力分布状态A—增压区;B—减压区;C—稳压区第十七页,共87页。老顶来压前,回采工作面的顶板压力并不大,但煤壁内的支承压力却达到了最大值。所以,煤帮的变形与塌落(片帮),常常是预示工作面顶板来压的一个重要标志。老顶初次来压比较突然,初次来压时,老顶跨距比较大,影响的范围也比较广。初次来压一般要持续2~3d。由于老顶初次来压对工作面的影响较大,因此必须掌握初次来压步距的大小,以便及时采取对策。在来压期间,必须加强支架的支撑力,尤其要加强支架的稳定性。一般可以采用木垛、斜撑、抬棚等特种支架加强回采工作空间的支护。第十八页,共87页。动载(动压)系数:支架来压时载荷与平时载荷之比。老顶初次步距越大,工作面来压显现越剧烈,相应的动载系数也越大。大同矿务局坚硬顶板条件下,初次来压前每架液压支架仅测得2000kN的载荷,而当来压时达到了6000kN,动载系数达到3以上。老顶初次来压步距是老顶岩层分类的主要依据。第十九页,共87页。据大量实测资料统计,我国现有的生产工作面中,初次来压步距为10~30m的约占54%,30~55m的约占37.5%,其余为大于55m的情况。有的可达到160m左右,如大同矿务局的砾岩及砂砾岩顶板。但是,一定条件下,即使老顶初次来压步距并不十分大,回采工作面来压显现却很剧烈,甚至造成工作面支架被压死的现象。如我国神府风积沙浅埋煤层及华东部分矿井在开采浅部煤层时曾遇到这种情况。第二十页,共87页。老顶初次来压后,随着回采工作面的推进,老顶岩层将发生周期性破断,老顶破断岩块形成的“砌体梁”结构的稳定性将随之发生周期性变化.4.3.1回采工作面推进对“砌体梁”结构的影响4.3老顶的周期来压第二十一页,共87页。图4-7表示了这个变化过程。由图中(a)进入(b),A岩块将由稳定状态进入断裂状态。此时,按结构的自由度计算,结构将进入不稳定状态。同样取A岩块作受力分析也可证明这一点,如图4-8所示。第二十二页,共87页。图4-7回采工作面推进中岩体结构的变化过程第二十三页,共87页。在图4-8中,形成了A岩块的回转与B岩块的反向回转。此时A岩块的前咬合点O有一向上运动的趋势,这种趋势使A岩块前咬合处的局部范围受拉应力。这种情况很易使A岩块的前端点破碎,导致结构的失稳。当A岩块与B岩块回转成一体时,如图4-7(c)所示,A、B岩块合为一体。第二十四页,共87页。但随着回采工作面的继续推进,A、B岩块又将在下部分开,像B、C岩块间的关系一样,如此反复。随着回采工作面的推进,上覆岩层的结构经历了“稳定—失稳—再稳定”的过程。由于A岩块的回转,必然导致回采工作面顶板的不断下沉,支架所受的载荷也随之增加。第二十五页,共87页。图4-8A岩块的受力分析第二十六页,共87页。随着回采工作面的推进,上覆岩层的结构经历了“稳定-失稳-再稳定”的过程,这种变化将呈现周而复始的过程。由于A岩块的回转,必然导致工作面顶板的不断下沉。从管理顶板出发,支架性能必须与之相适应,支架应具备:①一定的可缩量;②一定的工作阻力:P=QA+B-T·tg(ψ-θ)对于冒落带岩层,T=0,P=QA+B,即支柱阻力能承受控顶区全部岩层重量。第二十七页,共87页。4.3.2老顶的周期来压随着回采工作面的推进,在老顶初次来压以后,裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定—失稳—再稳定”周而复始的变化过程。老顶岩层的周期性破断而引起“砌体梁”结构的周期性失稳而引起的顶板来压现象称为采场周期来压。周期来压的主要表现形式是:顶板下沉速度急剧增加,顶板的下沉量变大;支柱载荷普遍增加;有时还可能引起煤壁片帮、顶板台阶下沉、支柱折损,甚至工作面冒顶事故。第二十八页,共87页。根据上述分析,可将周期来压时顶板来压状态绘成如图4-9所示的力学模型。与初次来压时一样,支架必须保证足够的支撑力以满足∑Fy=0,但并不能阻止老顶岩块的回转。支架对老顶岩块所具有的作用力P1应为A、B岩块的重量再减去断裂岩块与未断岩体间的摩擦力。后者决定于T值,T是一个变值。这样,P1应表达为第二十九页,共87页。图4-9周期来压时力学模型第三十页,共87页。根据材料力学:与老顶初次断裂时的极限跨距相比:两端固支两端简支老顶的周期来压步距相当于初次来压步距的1/2~1/2.5。老顶的周期来压步距可近似按老顶的悬臂梁折断来确定。4.3.3老顶的周期来压步距第三十一页,共87页。表4-1表示了阜新矿务局高德矿北翼九层一区二段工作面周期来压时的特征。该工作面长170m,煤厚为3m,老顶为4.5m,直接顶为3.5m厚的细砂岩,煤层倾角32°~35°。 阜新矿务局高德矿北翼九层一区二段工作面周期来压时的特征。第三十二页,共87页。4.3.4老顶来压期间的顶板控制老顶的作用力都是通过直接顶而作用于支架上,同样,支架的支撑力也是通过直接顶而对老顶进行控制。因此,保证直接顶的完整性对老顶的控制有十分重要的意义。但是,在老顶来压期间。由于煤壁前方强大的支承压力,使得直接顶在煤壁前方形成剪切破断,不利于直接顶的管理。此外,来压大小与直接顶在采空区冒落矸石充满采空区的程度直接相关。采空区冒落愈严实,老顶对工作面影响愈小;反之,则越大。第三十三页,共87页。老顶来压时老顶控制不当,将导致工作面的垮顶现象。图4-10永定庄矿8411面垮顶现象第三十四页,共87页。预防老顶来压造成的事故的措施:①来压的预测预报;②加强支护;③工作面与开切眼斜交,使老顶悬板呈梯形,根据顶板达极限跨度时破断的原理,老顶初次来压的破断将不致于造成工作面全面来压,而呈局部来压。让工作面呈局部来压。第三十五页,共87页。附图梯形悬露顶板的破断形状第三十六页,共87页。4.4顶板压力的估算目前,有两种确定顶板压力的办法。一种是估算法,即根据现有的矿山压力研究成果,对工作面可能出现的顶板压力大小进行估算;另一种是实测法,即根据对大量工作面的实测与统计数据,确定工作面顶板压力的大小。现分别叙述如下。第三十七页,共87页。4.4.1估算法1)经验估算法按照前述支架承受载荷的原则,可将工作面支架受力的情况简化为如图4-11所示的形式。即支架受力,支架受力包括两部分:①直接顶的载荷Q1;②老顶通过直接顶作用于支架的载荷Q2。第三十八页,共87页。图4-11回采工作面的顶板压力第三十九页,共87页。(1)直接顶载荷Q1Q1=∑h·L1·γ(kN/m)式中∑h-直接顶厚度;L1-悬顶距;γ-容重。单位面积上载荷(支护强度):q1=Q1/L当L1=L,q1=∑h·γ(kPa)第四十页,共87页。(2)老顶载荷Q2采用直接顶载荷的倍数估算老顶的载荷。在多数矿井的测定中,一般工作面周期来压时形成的载荷不超过平时载荷的两倍。因此可得出下述关系式中p—考虑直接顶及老顶来压时的支护强度,kPa;n—老顶来压与平时压力强度的比值,称为增载系数,取2。第四十一页,共87页。取(M为采高,K为碎胀系数),则K值一般取刚破碎时的碎胀系数1.25~1.5,因而P=2(2~4)M·γ=(4~8)M·γ即顶板压力相当于采高4~8倍岩柱的重量。在周期来压不明显时应采用低倍数,而在周期来压较剧烈时应采用高倍数加以估算。第四十二页,共87页。2)从老顶形成结构的平衡关系估算(1)从老顶结构的滑落失稳估算顶板压力支架所承受的载荷仅是当老顶岩层结构失稳时才能形成。失稳的方式有两种,其一为滑落失稳,从老顶结构的滑落失稳估算顶板压力,根据老顶的平衡规律,控制老顶滑落失稳时,计算作用于支架上的力。第四十三页,共87页。式中QA+B——岩块A与B的重量及其载荷,kN;Li0——相当于B岩块(悬露的岩块)的长度,m  Qi0——相当于B岩块的重量及载荷,kNH——老顶岩层厚度,m;δ——B岩块的下沉量,m;θ、φ——岩块的破断角与内摩擦角,(°)。第四十四页,共87页。上式中的相当于由于岩块回转形成的水平推力。表示岩块间的摩擦力,当水平推力为零时,则悬露岩块的重量在断裂时全部变为顶板压力第四十五页,共87页。(2)由老顶结构的变形失稳估算顶板压力基于老顶的位移量△L与对支架形成的载荷P呈双曲线关系,提出P·△L=常数,为此,老顶对支架作用载荷为:Δh0——实测所得回采工作面顶板下沉量;Δhi——要求控制的回采工作面顶板下沉量;K0—顶板下沉量为Δh0时,老顶岩梁在控顶距范围内的作用力。第四十六页,共87页。3)威尔逊估算法鉴于载荷作用力的位置与支架可能形成的最大反力的作用位置不一定一致,从而引出由于支架与围岩相互平衡而产生的附加力的概念,最大反力作用位置引起支架与围岩相互平衡而产生的附加力其力学模型如图4-12所示。第四十七页,共87页。图4-12威尔逊计算顶板压力的力学模型图4-12威尔逊计算顶板压力的力学模型图4-12威尔逊计算顶板压力的力学模型第四十八页,共87页。直接顶的形状由垮落角α决定,因为直接顶形状不同,顶板压力Q1的作用点也就会发生变化。如图4-12中(a)作用于前方,而(b)则作用于后方,整个支架可视为一反作用力P。这样,由于P与Q1位置上的差异而形成了附加力Q3。其关系为这种计算法实际上已考虑了“支架-围岩”相互作用而导致顶板的作用力。显然,它将随支架架型(即P力的作用位置)及顶板完整状态而变化。因此,Q3是一个不定值。第四十九页,共87页。4.4.2实测法从工作面支架上测定其所承受的实际载荷。不仅含顶板压力,同时还含有支架性能的影响。第五十页,共87页。4.5回采工作面前后支承压力的分布开采后的上覆岩层所形成的结构,由“煤壁—已冒落的矸石”支撑体系来支撑,只是在下位岩层中才可能由“煤壁—工作面支架—采空区已冒落矸石”支撑体系支撑。因此煤壁一端几乎支承着回采工作面空间上方悬露岩层的绝大部分重量,而采空区后方的已冒落矸石只承受压实区的重量,因而一般只恢复到γH或有时稍大一点或甚至小一点的程度,比起煤壁前方的支承压力要小得多。第五十一页,共87页。假设采空区采用的是刚性支撑,采用刀柱法,工作面前后的支承压力分布如图4-13中曲线1所示。假设采用的是全部垮落法或充填采空区的办法,则由于上覆岩层中出现块体咬合的结构,将导致工作面前方支承压力急剧增加,采空区后方则大幅度减小,如图4-13中曲线2所示。假如工作面采高很大或顶板岩层极为坚硬,有可能在岩层悬露时,使工作面前方支承压力有所增高,如图4-13中曲线3所示。第五十二页,共87页。假如深井开采或受岩性影响,致使开采后岩层移动并未能波及到地表,则此时将出现图4-13中曲线4所示的情况,即采空区的支承压力有可能恢复不到γH值。图4-13各种采空区支撑条件下工作面前后支承压力分布第五十三页,共87页。前苏联某矿井采空区内已冒落矸石上的压力分布测定压力变化曲线如图4-14所示。图4-14(a)开采第一分层,采深163m(即γH=4070kPa)。工作面长120m,测点设在工作面推进离开切眼600m处。图中曲线1是指测点在靠近运输巷道10m处;曲线2是指测点离运输巷道30m处;曲线3是指测点处于工作面的中部;曲线4则是测点处在离风巷20m处。由图4-14可知,在工作面中部离煤壁80~85m处,冒落矸石所承受的力达到γH值,到125m处则达到1.31γH,而后又逐渐恢复到γH值。第五十四页,共87页。图4-14(b)为开采下分层时,采空区测得的压力变化曲线。测定条件为:采深174m(γH=4350kPa),采高2.2m,工作面长95m。测力计设置在离开切眼320m处。1号测力计离运输巷道5m处,2号离运输巷道20m处,3号离运输巷道45m处。此曲线的特点是稳定较快,一般在100m内就已稳定,最大值即使在工作面中部也未超过γH值。第五十五页,共87页。图4-14已采空间支承压力的分布(a)顶分层;(b)下分层第五十六页,共87页。鉴于上覆岩层的结构为半拱式结构,因此,煤壁一端几乎支承着回采工作面空间上方悬露岩块的大部分重量,因而煤壁前方支承压力较大,而在采空区后方已冒落矸石只承受其正上方岩层重量,一般只恢复到Hγ或稍大一点或稍小一点(图4-15),比煤壁前方支承压力小得多。第五十七页,共87页。图4-15工作面前后支承压力分布第五十八页,共87页。4.6影响采场矿山压力显现的主要因素影响采场矿山压力显现的主要因素是围岩性质,事实上,前述内容以及对老顶初次来压与周期来压的分析中都涉及到对围岩的分析,有关围岩的分类将在第五章叙述,此处将主要分析采深、采高、倾角及推进速度对工作面矿山压力显现的影响。第五十九页,共87页。4.6.1采高与控顶距在一定地质条件下,采高是影响上覆岩层破坏状况的最重要因素之一。在单一煤层或厚煤层第一分层开采时,冒落带与裂缝带的总厚度与采高基本上成正比关系。采高越大,采出的空间越大,必然导致采场上覆岩层破坏严重。第六十页,共87页。工作面开采后上覆岩层的下沉曲线按负指数函数变化。工作面支架的支撑力一般不能改变此曲线的性质。因此从采场支护的“小结构”必须与覆岩形成的“大结构”相适应的观点出发,工作面下沉量也将基本上遵循此规律。图4-16即表示了这种关系,由此图可导出:第六十一页,共87页。图4-16上覆岩层移动与工作面空间顶板下沉的关系第六十二页,共87页。图中θ-煤壁支承区的影响角,L0-移动曲线中由前最大曲率点到后最大曲率点的距离,L-控顶距,s0和sl-分别是L0和L范围内的岩层与顶板的下沉量。根据粗略的估算,其关系为:第六十三页,共87页。式中(K0是指在L0处冒落矸石的碎胀系数,一般相当于裂隙带岩层在采空区与冒落矸石基本接触处的冒落矸石的碎胀系数)。第六十四页,共87页。式中KP为冒落矸石未承受压力时的碎胀系数。第六十五页,共87页。令即为每米采高、每米推进度的顶板下沉量,称为下沉系数。工作面顶板下沉量计算 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:SL=η·m·LSL-工作面顶板下沉量;η-下沉系数,一般为0.025~0.05;m-煤层采高;L-控顶距。第六十六页,共87页。可见,采高越大或控顶距越大,顶板下沉量相应越大,老顶结构越不易平衡。因此,采高大的工作面矿压显现也越严重。小采高工作面顶板活动缓和,煤壁也较为稳定。上述顶板下沉量的估算是从老顶形成结构的形式出发估算的,对于回采工作空间的顶板下沉量,假若直接顶与老顶之间无任何离层而且直接顶本身也不碎胀,则上述关系式存在;否则,工作空间的下沉量将大于上述估算的下沉量。第六十七页,共87页。4.6.2工作面推进速度的影响实测表明,顶板下沉量是时间的函数。因而有人认为:“既然顶板下沉量与时间有关,若加快推进速度,缩短工作面每个循环的时间,必然可使顶板下沉量减少。这样就能把顶板压力甩掉”。落煤与放顶时,顶板下沉表现最为剧烈。落煤后,增大了回采工作面的控顶距,因而破坏了煤壁前方的应力平衡,使支承压力产生一个向煤壁深处移动的过程,同时使得老顶破断岩块进一步回转,从而引起工作面顶板下沉加剧.第六十八页,共87页。放顶后,老顶岩层形成的结构本来由“煤壁-工作面支架-采空区已冒落的矸石”支撑体系所支撑.放顶过程就是撤除了靠近采空区一侧的支架支撑力,导致“支架-围岩”的力学系统发生变化,这种变化将使顶板下沉量急剧增加.第六十九页,共87页。附图放炮对工作面顶板下沉速度的影响1——放炮经过测点;2——测点下4m处放炮;3——测点下10m处放炮第七十页,共87页。附图放顶对顶板下沉的影响A——倾斜向上;B——倾斜向下第七十一页,共87页。由上述分析可见,落煤与放顶工序时顶板下沉的影响,实质上是开采后老顶“砌体梁”结构在其前后支承压力不断推移过程中对工作面顶板所带来的影响。加快工作面推进速度只是缩短了落煤与放顶这两个主要生产过程的时间间隔,只能消除一部分平时的下沉量,但绝不能消除因落煤和放顶所造成的下沉量。第七十二页,共87页。所以,只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下,加快工作面推进速度才会对工作面顶板状态有所改善。当工作面推进速度提高到一定程度后,顶板下沉量的变化将逐渐减小。因而想把顶板压力“甩掉”的企图实际上是不能实现的。第七十三页,共87页。4.6.3开采深度的影响开采深度直接影响着原岩应力大小,同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值。从这个意义上讲,开采深度对矿山压力具有绝对的影响,但对矿山压力显现的影响 则不尽相同。开采深度对巷道矿压、冲击地压影响显著。随着深度的增加,巷道围岩的“挤、压、鼓”现象将更为严重。据德国有关材料统计,当开采深度 达1400m以上时,巷道围岩的变形与支架上承受的压力都将增加。估计有30%的巷道不能采用现有的维护 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。第七十四页,共87页。随采深增大,冲击矿压的次数与强度都将明显增加。根据第二章的分析可知,岩层受重力变形,它所积聚的能量与深度的平方成正比。因此,对有冲击矿压危险的矿井,随着深度的增加,发生冲击矿压的次数与强度都将显著增加。国内外的经验都已证明,在一般条件下,一定的开采深度是出现冲击矿压的一个必要条件。第七十五页,共87页。开采深度对采场顶板压力大小的影响并不突出,因而对矿山压力显现的影响也不明显,尤其是对顶板下沉量的影响。这显然是由于采场顶板的挠曲情况及支架所受载荷的大小,与裂隙带形成“结构”的条件有关,因而主要应视煤层采高、直接顶和老顶的力学性质、厚度等因素而定。而开采深度对这些参数的影响不会太大。在目前的开采深度(600~800m)条件下,实际测定表明,采场顶板下沉量与采深之间并无直接关系。随着采深进一步增加,支承压力必然增加,从而导致煤壁片帮及底板鼓起的几率增加,由此也可能导致支架载荷增加。第七十六页,共87页。4.6.4煤层倾角的影响随着煤层倾角增大,顶板下沉量将逐渐变小。上覆岩层的重量W,如图4-17所示。由于倾角增大,必然使沿岩层面的切向滑移力Wsinα(即Q2)增大,而使作用于层面的垂直压力Wcosα(即Q1)减小。图4-17倾角对矿山压力的影响W—上覆岩层的重力;Q1—垂直于岩层的分力;Q2—平行于岩层的分力第七十七页,共87页。由于倾角增加,采空区顶板冒落的矸石不一定能在原地滞留,很可能沿着底板滑移,从而改变了上覆岩层的运动规律。根据对不同倾角的两带(冒落带、导水裂隙带)观测(图4-18),也可以证明岩层移动是不均匀的,尤其在急倾斜煤层,基本上改变了原来的规律性。第七十八页,共87页。图4-18各种倾角情况下导水裂隙带与冒落带的分布1—导水裂隙带;2—冒落带第七十九页,共87页。由于倾角增加,采空区顶板冒落的矸石不一定能在原地滞留,很可能沿着底板滑移,由于冒落岩块滑移,使采空区形成了如图4-19(a)所示的情况,即下部充填较满,而上部却形成冒空。这样必然使回采工作面支架受力不均匀。图4-19(b)表示了各种不同倾角时工作面支架载荷的分布情况。第八十页,共87页。图4-19采空区冒落矸石滑移及其造成的后果第八十一页,共87页。当回采工作面沿倾斜方向推进时,开采后上覆岩层破断岩块间的相互咬合状况如图4-20所示。图4-20沿倾斜方向开采时岩块的咬合关系第八十二页,共87页。①工作面沿倾斜方向向下推进时(俯采工作面)老顶岩块不滑落失稳的条件为:②沿倾斜方向向上推进时(仰采工作面)老顶岩块不滑落失稳的条件为:第八十三页,共87页。4.6.5下分层开采时矿山压力显现下分层的矿压显现与上分层相比有以下特点:老顶来压步距小,强度低;表4-2南屯煤矿73上40工作面老顶来压步距实测值分层初次来压步距/m周期来压步距/m上6039.4下33.819.4第八十四页,共87页。支架载荷小统计表明,无论采用液压自移支架还是单体支柱,第二分层的支架载荷要比第一分层小,有时可低40%左右。其原因首先是回采第一分层时,顶板来压表现的“动载荷”(即老顶折断时对支柱形成的载荷)较大,而在第二分层则主要表现为“静载荷’。其次,在第一分层回采时,“支架—围岩”系统形成的刚度要比以下各分层大。第八十五页,共87页。③ 顶板下沉量大表4-3列出了在部分矿井中得到的顶板下沉量统计值。下分层顶板下沉量均比上分层大。其中,再生顶板又比矸石顶板增长的幅度大。最下分层,因底板是岩石,则下沉量又稍小些。表4-3倾斜分层开采单体支架工作面顶板下沉量变化表第八十六页,共87页。4.7本章小结本章用顶板下沉、顶板下沉速度、支柱变形与折损、顶板破碎情况、局部冒顶工作面顶板沿煤壁切落等现象作为衡量回采工作面矿山压力显现程度的指标。依据岩体结构的“砌体梁”力学模型,详细分析了老顶的初次来压、老顶的周期来压发生的机理和显现特征。第八十七页,共87页。
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