矿井顶板灾害防治.ppt

式中，PT为工作面支护强度（顶板压力），KN/m2；其计算方法：（有矿压观测资料）按实测结果（无矿压观测资料）：1、根据地质资料（顶底板柱状图），找出冒落带（直接顶）总厚度h，m；冒落带平均重力密度ρ，KN/m3；煤层倾角α，（°）。?????PT=ρ﹒h﹒COSα???（KN/M2）2、按经验公式估计支护强度（考虑基本顶来压）：???PT=n?∑h?γ式中n为增载系数（又称动载系数、来压强度），一般为1.5～2.5，可以取中间值2；∑h为直接顶厚度，m（复合顶板为每层相加）；γ为顶板重力密度，KN/m3（复合顶板算出平均值）。RT为支柱实际工作阻力（支撑能力），KN/根（可用支柱额定工作阻力代替）RT=KB·KZ·RB式中：KB——不同列支柱承载不均匀系数，单体液压支柱取0.8～0.9；KZ——支柱本身的增阻系数，单体液压支柱取0.9～1；RB——支柱回柱时的工作阻力，一般为支柱的额定工作阻力，N/棵；支柱平均工作阻力P的选取：单体液压柱按额定的60%；微增阻摩擦柱按额定的45%；急增阻摩擦柱按额定的30%。支柱排距、柱距的确定/（L1?L2）L1为排距，m，通常由铰接顶梁长度确定；N=1.6根/m2，选用800mm的铰接顶梁，即L1=0.8m，则柱距L2=1/（1.6×0.8）=1/1.28=0.78m，根据顶板破碎情况可以取整为0.8m或0.7m。式中，m，L2=1/（N?L1）。12345（2）放顶线每米采空区上方垮落带岩重：*云南煤矿安全监察局安全技术中心*Llki--垮落带中第i老顶分层岩块长度。分层厚1.5m时，为6m，分层厚2.0m时，为10m，分层厚2.5m时，为14m。Lzx--垮落带直接顶的极限悬顶长度。页岩为1.0m，砂页岩为2.0m。密集支柱工作阻力Pm的选取：单体液压柱按额定的80%；微增阻摩擦柱按额定的65%；急增阻摩擦柱按额定的50%。确定密集支柱的线密度：放顶线采用墩柱：Pc不应大于额定的80%。Lc一般为1.5m或3.0m.支架的初撑力应能保持直接顶与老顶或下位岩层与上位岩层之间不离层。支架初撑力能平衡直接顶岩重（包括悬顶）。放顶线支架初撑力能平衡采空区直接顶悬顶岩重。初撑力的主动力矩能平衡直接顶岩梁所产生的力矩。为沿放顶线切断直接顶，所需初撑力为上述三者的最大值。如果初撑力过大，则支柱选型困难，此时应减小柱距，加大支护密度来解决之。0102顶板下沉量估算图支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉。LD′－最大控顶距（煤壁至密集、墩柱、或末排柱的距离）Llz－老顶周期来压步距，一般按实际或10m。H－裂隙带老顶断块触矸处的下沉量，采场最大控顶距处的最大下沉量M－为采高，h－为直接顶跨落带厚度，Kz－为直接顶碎胀系数，hl－为跨落带老顶及附加层的厚度，Kl－为跨落老顶及附加层的碎胀系数。设计支柱最大高度01设计支柱最小高度－卸载高度，50mm－顶梁高度023.推垮型冒顶的控制措施*云南煤矿安全监察局安全技术中心*01.复合顶板、支柱初撑力不足，导致推垮。02.措施：提高初撑力，将下位岩层顶紧上位硬岩层，使其间摩擦力防推。金属网下、支柱初撑力不足，网兜过大（超150mm），导致推垮。措施：提高初撑力。根据调压试验或日常监测确定。摩擦支柱面防推，因其初撑力小，只能用整体支架。注：支柱的初撑力应取防推、防漏、防压中的最大值。选型时，支柱或墩柱的初撑力应为额定值的80%。为保持支柱刚度，初撑力不小于50kN。0201第二节冲击地压防治冲击地压：煤岩体突然动力破坏，释放大量能量的灾害动力现象，可摧毁巷道、引发其他矿井灾害，造成人员伤亡。冲击地压的特点*云南煤矿安全监察局安全技术中心*0504020301直接将煤岩动力抛向巷道，引起强烈震动，产生强烈声响，造成岩体的破断和裂缝扩展突发性。无预兆，过程短暂，持续时间几秒到几十秒，难于准确预报发生时间、地点和强度瞬时震动性。像爆炸强烈震动，重型设备被移动，人员被弹起摔倒，震动波及范围可达几公里甚至几十公里，地面有地震感觉巨大破坏性。大量煤体突然抛出，堵塞巷道，破坏支架；造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损失复杂性。各种条件和采煤方法均出现过冲击地压事故瞬间冲击地压和煤与瓦斯突出*云南煤矿安全监察局安全技术中心*冲击地压和突出都是发生是在一定的采矿条件和地质因素的背景下，受采掘影响的煤岩介质在发生变形的过程中产生的动力现象。冲击地压、突出发生前煤岩体的变形可视为准静态，冲击地压和突出停止后，煤岩体又处于新的平衡状态。