顶板灾害防治
第一部分 基础理论知识
一、有关矿山压力的基础知识
(一) 岩石的物理力学性质
1、岩石的物理性质
（1）岩石的重力密度γ（容重）：岩石所受的重力与包括空隙在内的岩石总体积之比。
如砂岩的重力密度（容重）为：γ=19.6KN/m³-27.5KN/m³
（2）岩石的孔隙率 (n):岩石的孔隙体积与其总体积之比。
沉积岩的孔隙率一般小于10%，但部分砾岩和胶结性较差的砂岩孔隙率可达标10%~20%。
（3）岩石的碎胀性:岩石破碎后体积增大的性质。
残余碎胀性系数( kp。) ：破碎岩石在矿山压力作用下，压实后的体积与破碎前的体积之比。
2、岩石的变形性质
岩石单轴压缩，应力（σ）─应变（ε）曲线。（见图1）
应力σ：单位面积上的力 ；应变=（L –L′）⁄ L
（1）压缩阶段；
（2）弹性变形阶段；
（3）塑性变形阶段，直至破坏。
岩石性质不同，应力─应变曲线各不相同。
3、岩石强度性质
（1）强度概念：抵抗外力(应力) 而不破坏的能力。
根据应力状态，强度有：抗压强度，抗拉强度，抗剪强度, 抗弯强度；
抗压强度：单向抗压强度，双向抗压强度，三向抗压强度。
（2）强度的特征
抗压>抗剪>抗弯>抗拉
三向抗压>双向抗压>单向抗压；
三向抗压强度，侧压力愈大强度愈大：
（3）岩石强度的指标: f称为普氏系数
硬石灰岩、硬砂岩，f=8；普通砂岩，f=6； 砂质页岩，f=5；砾岩，f=4；
普通页岩，f=3；软页岩、无烟煤，f=2； 煤，f=1-1.5。
4、岩体的变形与强度特性
岩体与岩块特性的差别：
（1）构造上的差别：岩体充满裂隙、层理等弱面；
（2）受力状态差别：岩体受三向应力；
（3）岩块尺寸不同，强度也不同；岩块尺寸愈大，强度愈小。
岩体被许多裂缝切割，但块度也很大。
（二）矿山岩体内原始应力分布规律
1、自重力
地下岩体处于三向应力状态。
2、构造应力（见图2）
原因：构造应力。地壳运动使岩体变形，岩体内储存弹性变形能。当应力超过岩体强度时，岩体破坏，能量全部或部分释放。未释放的能
量，变为构造应力（残余应力）。
构造应力特征：
（三）孔的周围应力分布（见图
3）
4、大小孔周围的应力
5、压力在底板内传播（见图5）
二、长壁工作面围岩运动基本规律
5倍。（见图6） 第一种情况：有老顶，直接顶不太厚；直接顶厚度小于或等于采高的
3
（1）在开切眼内开始回采；
（2）采到一定距离后，直接顶垮落，但垮落后的碎石不能充满采空区，有∆间隙；
（3）随工作面推进，直接顶一次一次地垮落，老顶岩层的跨度不断地增大，增大到一定距离，折断，给支架一个动压----初次减压；
（4）工作面继续推进，直接顶再一次一次的垮落，老顶跨度增大到一定长度后，又一次折断。这种折断随工作面推进是周期性的----周期来压。
第二种情况：直接顶厚度大于采高的5倍，垮落后能充满采空区，老顶距工作面较远或无老顶。（见图7）
直接顶上部老顶岩层，随直接顶的垮落而下沉（折断或不折断），压在采空区的已垮落的矸石上，无周期来压（或周期来压不明显）。
第三种情况：无直接顶，坚硬而厚的老顶岩层直接在煤层之上。老顶岩层悬空后，弯曲不大；在端部出现裂缝，并从两端整体切下，剪应力破坏。（见图8）
支架载荷催跨工作面。
，顶板折断时，产生很大的动压，并形成风暴，
第四种情况：直接顶为裂隙发达的石灰岩，煤层厚度不大，直接顶下
沉到底板之前，不会垮落。支架上载荷稳定。（见图9）
， ，顶板压力不大，
根据以上情况，顶板可分为五类：（∑h: 直接顶厚度；M: 采高；L8:老顶初次垮落步距）。
I 、∑h>5M 无周期来压或周期来压不明显（第二种情况）。 II 、0.3M
III 、0.3M 50m； ∑h
IV 、∑h=0，老顶坚硬而厚，来压极强烈（第三种情况）。 V 、塑性弯曲顶板，无周期来压（第四种情况）。 三、长壁工作面围岩应力分布基本规律
I 、应力降低区：比原始应力小。工作面支架，采空区矸石。 II 、应力升高区：比原始应力大。工作面四周煤体，采空区后部的矸石。
III 、原始应力区：远离工作面前方的煤体和采空区更后部的矸石。 应力集中系数k=升高（降低）应力区的应力原始应力。
升高应力区k=2~3—5~7。
四、工作面矿山压力显现 （一）工作面顶板下沉及顶板下沉速度
1、工作面推进过程中顶板下沉量及顶板下沉速度（见图11）
曲线1，直接顶下沉量，mm ； 曲线2，直接顶下沉速度，mm/day。 C0 --- 初次来压老顶垮落步距； C1 --- 周期来压老顶垮落步距。
2、采高、控顶距离及支架阻力对顶板下沉量的影响
（1）煤层厚度（采高）大，顶板下沉量大； （2）控顶距离大，顶板下沉量大；
（3）支架阻力愈大， L愈大，顶板下沉量愈小；支架阻力不变，
不变（常数）。
L
工作面推进速度愈快，顶板下沉时间愈短。根据实际观测，工作面推进速度增大，顶板下沉速度也增大，但不是成正比例增加。因此，顶板下沉量 随工作面推进速度增大而减小。 4、开采深度及煤层倾角
根据实例，开采深度在600-800m 以内时，顶板下沉量与开采深度无关。 煤层倾角愈大，顶板下沉的垂直分量愈小，但顶板下滑力增大。 5、回采工艺对顶板下沉速度影响 落煤，放顶时，顶板下沉速度增大。 （二）支承压力显现
1、应力升高区的压力称支承压力。位于工作面前方，工作面两侧煤柱上，采空区压实的矸石上。 2、支承压力形成过程
（1）割煤后，最大压力在煤壁；
（2）随煤壁的破碎，支承压力向煤体内转移； （3）继续转移。
3、影响支承压力分布的因素
（1） 开采深度：随开采深度增大，应力集中系数增大，支承压力最 大值距煤壁距离增大；
（2）煤的强度：煤的强度愈大，支承压力的集中系数愈大，但支承压力最大值距煤壁距离愈小；
（3）煤层厚度：煤层厚度愈大，其强度愈小，支承压力最大值内移；（4）顶板岩石性质：顶板岩石愈坚硬，支承压力分布范围愈广，应力集中系数愈小；
（5）支架阻力：支架阻力大，支承压力小，分布范围小；支架阻力小，支承压力大，分布范围大。
（6）顶板控制方法：与垮落法相比采用充填法时支承压力小、分布范围小。
（三）老顶矿山压力显现：初次来压及周期来压(见第二部分) 第二部分 顶板控制与顶板灾害防治 一、顶板控制方式
工作面支架、采空区处理、工作面来压的预报与监控、工作面冒顶事故的预防与处理。 二、工作面支架 （一）单体支架 1、对支架的要求： （1）阻力：
初撑力：支架架设后顶板开始下沉时，支架对顶板产生的阻力，初撑力大可避免和减少顶板的“离层”；
工作阻力：支架的额定阻力，此阻力使支架能支撑直接顶和老顶作 用在支架上的全部载荷。
（2）可缩性：随顶板下沉而收缩的性能，根据顶板性质决定可缩量的大小。
2、工作面单体支架类型
3、工作面单体支架选择
（1）木支架：消耗木材多，可缩量小，有时加木垫（少用）； （2）急增阻磨擦式金属支柱：阻力变化大，可缩量小（少用）； （3）微增阻磨擦式金属支柱：阻力变化小，初撑力大，可缩量大； （4）恒阻式液压支柱：阻力不变化，初撑力大，可缩量大。 工作原理：
4、工作面单体支架的设计：确定工作面支架的布置 （1）工作面支架的载荷估算 a. 水平煤层：
最小控顶距＝1＋1＋1＋0.3＝3.3
最小控顶距范围内每排支柱支护面积=3.3×b
b 为支架间距
3.3×b×N=3
b=3/（3.3×1.07）=0.85m,
实际采用支架间距：b 实=0.8m
（2）工作面单体支架受载特征
a. 支架所受的载荷与支架本身特性有关；
b. 工作面不同地点，支架载荷不同，上中下、前后支架受力都不均匀； c. 由于支架架设质量，造成支架受力不均匀：
例1、支柱打在浮煤上；
单铰掩护式支架随采高的变化，顶梁尖端（铰点）围绕支架的后铰点作圆弧运动，因此支架的空顶距随采高的变化而变化，使支架前端无支护增大，不利于顶板控制。
采用带四连杆的掩护式支架（双铰式），随采高的变化顶梁尖端的运动曲线为双纽线，在设计中可以使顶梁尖端在采高范围内呈近似垂直层面的直线运动。
3、液压支架的阻力
（1）工作阻力：液压支架的主要参数，决定支架结构尺寸，支架的支撑能力。两种观点：
a. 加大工作阻力：支架适应性强，可靠性强，使用寿命长，减少使用过程中维修，安全，但制造费用高；
b. 支架工作阻力必须与顶板条件相适应，只要支架能控制住整个工作面的顶板下沉与压力，保持控顶区内顶板的完整与可靠即可。加大工作阻力，使支架重量大、造价高、装运使用都不方便。
两种观点各有道理，有逐渐增大的趋势，要设计“支架系列”。目前，工作阻力高达400t-800t ，甚至超过1000t 。
（2）初撑力：初撑力大，立柱能很快达到工作阻力，减少顶板下沉量，避免顶板的离层，改善支护性能。但初撑力过大易破坏直接顶。
3、支架的附属装置
（1）掩护式与支撑掩护式：侧护板，护壁装置，支柱复位装置；
（2）支撑式：挡矸帘，支柱复位装置。
4、液压支架选型
（1）顶板压力合力的大小与作用点
根据直接顶岩石性质，将直接顶破坏分为三种情况：
第一种情况：直接顶岩石中硬，在采空区无悬顶，合力作 用点在前后柱之间：（见图26a ）
Q=P1+P2
Qq=P1L1+p2L2
P2=Q-P1
∴P1=(q-L2)Q/(L1-L2)
P2=(L1-q)Q/(L1-L2)
第二种情况：直接顶岩石坚硬或有老顶，在采空区有悬顶，合力作用点在后柱之后：（见图26b ）
Q= P1+P2
P1应为负值，但不可能，P1只能为0
Q+R= P2 ，R= P2-Q
Qq+Rr= P2L2
∴P2=(q-r)Q/(L2-r)
P1=0
式中R 为附加力
第三种情况：直接顶岩石松软，在工作面控顶区内有破坏，合力作用点在前柱之前：（见图26c ）
Q= P1+P2
P2 应为负值，但不可能，P2只能为0
Q+R= P1 , R= P1-Q
Qq+Rr= P1L1
∴P1＝(r-q)Q/(r-L1)
P2=0
式中R 为附加力
（2）支架特征与选型
a. 支撑式支架：顶梁长，控顶距离大（4m 左右），立柱在后部, 立柱合力作用点靠后，支撑力大；顶板覆盖面积小，支架之间的空隙，易漏矸。
适用于第一种情况，直接顶岩石坚硬。
b. 3m），并有掩护梁将工作面与采空区隔开；支柱合力作用点靠支架前部，且有平衡千斤顶调整合力作用点位置，支撑力较小；架与架之间有侧护板，防止漏矸。 掩护式支架：顶梁短（2
适用于第三种情况，直接顶岩石松软。
c. 支撑掩护式支架: 顶梁长度大于掩护式，小于支撑式；掩护梁克服支撑式的缺点，四柱都在顶梁与底座之间，克服掩护式支撑力较小的缺点；架与架之间有侧护板；适应于中硬顶板，对于硬和软的顶板也有一定的适应性。
三、老顶来压（初次来压与同期来压）的控制
（一） 老顶来压的意义
（二） 老顶来压的规律
初次来压步距（L ₀）与周期来压步距（L ₂）
1、影响因素
（1）老顶岩石的力学性质：老顶岩石坚硬，L ₀、L ₂大；
（2）老顶岩层的厚度：老顶岩层厚度大，L ₀、L ₂大；
（3）地质构造：老顶岩层构造面平行于工作面，易折断。
2、初次来压步距（ L ₀）与时间
初期来压步距（ L ₀）：
厚度较小的砂岩： L₀=15-25m
厚度大于4 m的砂岩：L ₀=20-30m
厚度4~5 m的砂岩： L₀=35-45m
厚度大于8~10 m的砂岩：L ₀=60-70m
石灰岩（裂隙质育）：L ₀=20-25m
初次来压延续时间： 2-3天
3、周期来压步距（L ₂）
（三）老顶来压征兆
1、顶板下沉速度突然增大，金属支柱大量沉缩；
2、支柱发出声响；
3、支柱钻底、钻顶；
4、支柱倾倒；
5、 片帮；
6、直接顶破碎。
（四）顶板来压的监测与预报
1、建立监测系统
工作面内观测 ：顶板下沉量，顶板下沉速度（利用动态仪），支柱载
荷（利用压力盒）。
工作面两侧巷道观测站：巷道顶底板移近速度（利用动态仪）。
2、老顶运动过程监测
（1）老顶岩梁相对稳定阶段（曲线OA 段），即老顶跨度未达到极限跨度之前，超前平巷内顶底板移近速度平缓，工作面顶板下沉速度稳定。
（2）老顶岩梁端部断裂(曲线AB 段) ：老顶岩梁开始断裂、折折，超前平巷内顶底板移近速度增大、达到峰值、减小（按动态仪1、2、3顺序），并确定煤壁前方老顶岩梁断裂线位置（根据动态仪4的无变化）。工作面顶板下沉速度无显著变化。
（3）老顶岩梁显著下沉（曲线BC 、CD 段）：超前平巷内顶底板移近速度再次变化，减小、增大、达到峰值、减小（按动态仪3、2、1
顺序）工作面前方支承压力值和范围均增大，煤壁的破坏范围扩大，可能出现片帮；但工作面顶板下沉速度仍比较平缓或有所增加。 顺序）；支柱载荷增大；直接顶岩石进一步被破坏，平行于工作面出现裂隙、台阶下沉，并产生巨响，有掉矸现象。'、2'（4）老顶岩梁继续显著下沉、开始触矸（曲线EG 段）：老顶岩梁折断后下沉并开始触矸，超前平巷内顶底板移近速度减小、趋于平缓，但工作面顶板下沉速度增大、达到峰值、减小（按动态仪1
的GH 段曲线），老顶岩梁一但触矸后，超前平巷顶底移近速度、工作面顶板下沉速度、支架载荷趋于正常。'、2'（5）老顶岩梁触矸（曲线GH 段）：老顶岩梁触矸，工作面和超前平巷顶底板移近速度减小（动态仪1、2、3、1
3、老顶来压预报内容
（1）来压时间预报
老顶岩梁显著运动，失去平衡，压力显现移近煤壁附近，经现场实践证明，一般在20小时后，工作面来压。
c. 临场预报(曲线EG 段)
8小时内的全面来压。 工作面顶板下沉速度、支柱载荷突然增大，一般经过0.5
（2）来压强度预报
来压十分明显：加强支护，撤出人员；
来压明显：针对性加强支护，可不撤出人员；
来压不明显：只需在来压时加强支护，不撤人员。
四、工作面冒顶事故的预防与处理
（一） 工作面大面积冒顶
1、老顶来压时的大面积冒顶
（1）产生条件
Ⅱ类或Ⅲ类顶板，周期来压明显或周期来压强烈，支架的初撑力或工作阻力较低，或支架架设质量差。
（2）产生致因
老顶岩梁下沉时由于重力作用压垮支架，导致工作面大面积冒顶； 老顶岩梁下沉时由于冲击作用，支架被压死、压坏或压入底板，导致工作面大面积冒顶。
（3）预防措施
a. 支架要有足够的初撑力和工作阻力；
b. 支架要有足够可缩量；
c. 工作面遇断层或裂缝时，在断层、裂缝范围内加强支护（如用木朵）。
2、厚层难垮顶板的大面积切顶
（1）产生条件
Ⅳ类顶板，厚而坚硬的老顶岩层剪切破坏，导致顶板岩梁大面积冒落。
（2）预兆
a. 顶板断裂声响的频率和音量均增大；
b. 严重片帮；
c. 底鼓或煤柱附近产生裂缝；
d. 上、下平巷超前支承压力明显增大；
e. 工作面支柱载荷和顶板下沉速度明显增大；
f. 工作面或采空区淋水加大。
（3）预防处理措施：
a. 顶板的高压注水，软化顶板、扩大岩层的裂隙；
b. 打眼放炮强制放顶。
（二） 工作面局部冒顶
1、工作面端头局部冒顶
机头、机尾处以及与工作面相连的一段巷道。顶板暴露面积大、支承压力集中，易冒顶。
措施：加强端头支护（如四对八梁支护、抬棚子、十字铰接顶粮等）。
2、工作面煤壁附近的局部冒顶
工作面煤壁附近无支柱，顶板被密集的裂隙切割，形成游离的岩块而冒落；煤壁片帮增大了无支护顶板的面积。
措施：放炮时，炮眼布置及装药量合理，避免崩倒支柱；采用正悬臂交错顶梁支护、正倒悬臂交错顶梁支护；尽量使工作面与煤层的主节理方向垂直或斜交，避免片帮。
3、工作面放顶线附近的局部冒顶
工作面放顶线处支柱受力不均匀，在回撤“吃劲”的支柱时顶板会立即冒落；顶板被断层、裂隙、层理等切割成大块游离岩块时，回柱后游离岩块推倒其他支架，导致局部冒顶。
措施：在大块游离岩块范围内用木朵加强支护；在大块游离岩块范围内用木支架替换金属支架。
4、地质破坏带附近的局部冒顶
断层、裂隙、破碎带附近顶板易发生局部冒顶；有垂直或斜交于工作面的断层，断层附近的岩块可能顺断层面下滑而推倒支柱，造成工作面的局部冒顶。
措施：采用木朵或迎岩块下滑方向架设戗棚或戗柱；用锚杆或注浆（水泥或树脂类浆液）加固裂隙或断层破碎带。
作者：于润桥