第三讲 放顶煤工作面矿压显现规律.ppt

第三讲放顶煤工作面矿山压力及其显现规律讲课提纲）1放顶煤工作面前方支承压力的分布规律1.1塑性区支承压力分布1.2弹性区内支承压力的分布1.3相似模拟和现场实测支承压力分布状况1.4放顶煤工作面前方支承压力分布的主要影响因素2放顶煤工作面矿压显现规律,3顶煤变形规律3.1顶煤变形的现场观测3.2顶煤变形相似模拟研究3.3顶煤变形的数值分析3.4顶煤变形的基本规律4顶煤冒放结构4.1顶煤冒放结构的现场观测4.2顶煤冒放结构的相似模拟4.3顶煤冒放结构理论分析,5顶板变形及移动规律5.1相似材料模型模拟顶板活动规律5.2顶板移动结构6放顶煤工作面煤岩组合力学模型及其控制6.1拱－拱组合力学模型6.2拱－砌体梁组合力学模型6.3拱传递岩梁组合力学模型6.4台阶式悬臂砌体梁组合力学模型6.5台阶式悬臂悬梁组合力学模型,第三讲放顶煤工作面矿山压力及其显现规律放顶煤工作面与普通长壁工作面的主要区别是顶板为顶煤，相对松软易破碎；切顶线后方的顶煤，不仅能及时冒落，而且要清理出采空区，使得直接顶的冒高加大，不规则冒落带加厚，本讲将系统阐述由于这种变化造成的放顶煤工作面矿山压力及其显现的特殊性。,,1放顶煤工作面前方支承压力的分布规律之所以能够放顶煤主要是由于工作面前方支承压力对煤顶的压裂破坏，否则顶煤不能及时冒落或者呈大块状冒落，这样都会丢失在采空区而不能回收，也就失去了放顶煤开采的意义。因此了解、掌握和改善支承压力分布规律是实现放顶煤开采的基本条件。,图1为长壁工作面对覆岩的支撑系统，图1a为普通长壁工作面的支撑系统，工作面前方覆岩压力通过基本顶转加在直接顶和煤体上，工作面后方则通过基本顶压实在采空区矸石上。则前方支承压力为,,,由图1可知，由于放顶煤工作面后方采空区矸石的不规则冒落带高度大，而刚度K3’小,其后方支承压力峰值也较普通工作面小，但是覆岩的压力是恒定的，必然造成放顶煤工作面前方的支承压力分布范围大，或者说由于顶煤的压裂，支承压力的峰值点向煤体深处转移，因此煤壁前方的塑性区加大，也由于总刚度Kq的减小，而弹性区的分布范围同样也要加大，由上式可知，煤层厚度M愈大，煤质愈软，即K2愈小，这种影响就更大。,,图2弹性区受力分析,,1.3相似模拟和现场实测支承压力分布状况图3为相似材料模型模拟的阳方口矿的放顶煤和分层开采的支承压力分布图，该矿5号煤厚10m，f1.5～2.0，埋深230m，采用4个分层开采，第一分层的支承压力峰值点位于工作面前方5.2m处，应力集中系数平均2.49，支承压力分布范围在工作面前方27m内，而放顶煤一次采全厚时，支承压力峰值点位于工作面前方11.1m处，应力集中系数平均1.95，分布范围在工作面前方36m，说明放顶煤使塑性区加宽了5.9m，弹性变形区加宽了3.1m，支承压力分布范围加大了9m，而峰值点应力集中系数降低了0.54，造成这种分布特征（支承压力分布范围广、峰值点应力集中系数小）的原因有二其一是放顶煤增加了较厚的顶煤，使支撑系统的综合刚度降低，其二是采空区矸石堆的碎胀系数大了，相应的支撑刚度小了。,图3模型模拟支承压力分布,表1为放顶煤工作面实测的前方支承压力分布情况，由表可知，放顶煤工作面前方支承压力峰值点位置的变化范围7～20m，较普通长壁工作面峰值点离煤壁3～15m位置要远。支承压力分布范围21～50m，较普通长壁工作面范围15～40m也要大。,1.4放顶煤工作面前方支承压力分布的主要影响因素（1）煤的强度。煤质愈软，支承压力分布范围愈大，峰值点距煤壁愈远，一般峰值点软煤15～20m，硬煤5～8m，分布范围软煤40～50m，硬煤20～30m。（2）煤层厚度。煤层愈厚，支承压力分布范围愈大，峰值点距煤壁愈远。表2是对大同忻州窑矿11－12﹟层放顶煤工作面前方支承压力分布的研究，其规律是由煤层底板到顶板支承压力峰值点逐渐远离煤壁，分布范围也逐渐扩大，应力集中系数也随之减少，说明厚度对支承压力分布影响是明显的。（3）顶煤放出率。顶煤放出率愈高，采空区矸石的刚度愈低，支承压力峰值点距煤壁愈远，分布范围愈大。例如王庄矿4309工作面顶煤放出率67.6，支承压力峰值点距煤壁7m，分布范围30m，而6102工作面顶煤放出率82.3，支承压力峰值点距煤壁11m，分布范围达35m，因此采取有效的技术措施，提高顶煤放出率，也是改善支承压力分布，提高顶煤冒放性，实现高产高效的途径。,2放顶煤工作面矿压显现规律放顶煤工作面也具有采煤工作面的一般矿压显现规律，即周期性来压显现规律，但是由于它以较厚的煤层为顶煤，更具有破碎松软顶板的饿显现特征。众所周知，煤层软而脆，放顶煤又要求其在支架尾部及时破碎冒落成可放出的程度，因此顶煤由煤壁到切顶冒落线是逐渐破碎和松动的，有时即使在机道上方很少见到破断裂缝，但其上部的顶煤也已破碎，亦即控顶区上方是一种被破碎松动的顶板，这一特征给放顶煤工作面带来了以下矿压显现的特殊规律,由上式知，在覆岩运动的能量A一定的条件下，顶煤压缩量S2越大，支架压缩量Sz越小，或者Sz一定时，顶板压力越小；普通工作面S20，在Sz的条件下，顶板压力增大。顶煤愈厚，K2愈小，S2愈大，则顶板压力愈小。因此支架载荷偏低的原因是顶煤垫层的作用，它吸收了基本顶运动的部分能量。表3为我国39个放顶煤工作面的矿压观测统计，平均支架阻力仅2086kN/架，最高3712kN/架。我国27个相应普通综采工作面统计，平均支架阻力2787kN/架，最高达7782kN/架，可见支架载荷低是一个不容置疑的特征。,表3综放现场观测调研汇总表,（2）放顶煤工作面基本顶来压缓和、动载系数小，支架受力以静载为主，平均为采出煤厚的两倍岩厚重量（表3）。根据对放顶煤工作面顶煤顶板的深基点观测以及相似材料模型试验可知，控顶区上方的顶煤有明显的离层和水平运动。顶煤、直接顶与基本顶之间也均有离层，说明控顶区上方的顶煤和直接顶基本以自重加在支架上，而基本顶周期性的破断，由于通过厚的刚度较小的顶煤加在支架上所以动载系数不大，一般为1.2～1.5，平均1.3。,（3）液压支架的前柱阻力大于后柱阻力，支柱的降阻型运行特性占4～23，平均12.5，这一特征的存在是由于每循环中顶煤不断放出，有时出现超前冒落所致，尤其在软煤条件下，冒落角可达90～110，致使后柱上方顶煤传力不佳的缘故。,（4）液压支架的载荷频率分布以正态分布为主，部分为双正态叠加，即使坚硬煤层坚硬顶板条件下的放顶煤虽然有冲击载荷出现，但无双正态分布特征，也就是说，按载荷频率分布特征分类，放顶煤工作面大多数为Ⅰ级顶板，少数为Ⅱ级顶板，基本上无Ⅲ级顶板显现。表4为12个放顶煤工作面支架载荷频率分布统计，其中正态分布占75，双正态叠加占25。,国内外研究表明，工作面支架载荷按平时和来压分别统计，其频率分布为正态分布规律，由于顶板类型不同，两个正态分布范围有所差异，因此有表2－5的几种分布类型。放顶煤工作面由于来压缓和，使载荷的频率分布类型降低一级，个别降低两级，如忻州窑矿8916工作面，由于实行了顶板预爆破弱化处理，使原来的Ⅲ级双正态分布降为Ⅰ级正态分布。但由于是坚硬顶板，它仍保持有冲击点的特征。,表5顶板分级与支架载荷频率分布类型,图5放顶煤工作面初撑力与工作阻力关系,图6临界阻力对比图,3顶煤变形规律顶煤变形是放顶煤工作面的重要矿压显现，了解和掌握顶煤变形规律，是实现安全生产，提高顶煤放出率的基础。3.1顶煤变形的现场观测图7为王庄矿4309工作面的顶层巷对顶煤变形观测。在前方支承压力的作用下，顶煤在工作面前方8～10m处开始张裂，4m处裂缝条数增多，且出现x型张裂和沿层面的张裂，随着工作面临近，裂缝宽度由10mm变为100mm，裂缝倾角由70变为50，煤壁上方顶煤呈大块状塌落。工作面前方顶煤的垂直位移达384mm，水平位移643mm，约为垂直位移的2倍。,图74309工作面顶煤变形图,图8为古书院矿13306工作面的顶煤变形深基点观测，图中3条曲线分别为顶煤由下而上0.8m、1.4m、2.8m处3个基点的位移曲线，由图可知，工作面前方顶煤呈压缩状态，由下而上顶煤位移逐渐增大，平均位移量46.3mm，始动点在工作面前方16m处，在4～10m段下位顶煤有向上隆起的位移；工作面后方1.5m开始下位顶煤破断，位移突然增大，上位顶煤至工作面后方4m处才开始破断，从工作面后方2m开始，上下位顶煤离层，下位呈松散状态，上位呈压缩状态，平均位移量为113mm。,图813306工作面顶煤变形深基点观测,图9为忻州窑矿8914工作面的顶煤变形深基点观测。图中3条曲线分别为2m、3m、4m处顶煤基点的位移曲线。3条曲线均呈幂函数规律，起始变形点在工作面前方33m处，其中2m和3m点在工作面后方7m处冒落，4m点在工作面后方9m处冒落，形成3个倒台阶，平均冒落角60。由图可知，3m点的位移大于2m点，呈压缩状态，4m点的位移很小，与3m点之间产生离层，呈悬臂状态。工作面前方水平位移45mm，垂直位移43mm，工作面后方水平位移21mm，垂直位移75mm。,图98914工作面顶煤变形深基点观测,图10为荫营矿8316工作面控顶区内顶煤深基点变形观测。由图可知，在控顶区内垂直位移平均274.3mm，水平位移平均22mm，相差约10倍，随着远离煤壁顶煤作水平方向的往复错动，但总趋势是向采空区侧移动，且由下而上水平位移逐渐增大，顶煤在距煤壁2.5m处产生离层，3.5m后各层位垂直位移近似相等，说明此时顶煤充分松动。,图108316工作面顶煤深基点观测,图11为石圪节矿2311工作面的顶煤变形基点观测，由图可知，顶煤位移起始点在煤壁前方15m，此时上位顶煤位移大于下位，呈压缩状态，工作面前方位移量平均50mm，到工作面后方2.9m，即顶梁尾3条曲线交汇，说明顶煤从上到下断裂线贯通，总位移量达96mm，之后顶煤冒落，下位顶煤位移大于上位。,图112311工作面顶煤深基点观测,3.2顶煤变形相似模拟研究3.2.1以王庄矿3号煤的顶煤的顶板条件为基础的相似材料模型试验采深300m，煤厚15m，f1.5，采用柔性加载平面应变模型，几何比1∶30。图12为模型观测的顶煤位移图（图中虚线）。表6为各层位水平和垂直位移的拟合方程。,图12模型观测顶煤位移图,由上分析可知，顶煤位移有如下特征（1）顶煤的水平和垂直位移分量U、V与至工作面距离x分别呈指数函数关系。随着层位的增高，拟合常数呈减小的趋势。（2）工作面前方水平位移的变化速率大于垂直位移，工作面后方垂直位移的变化速率大于水平位移，总位移量相比，垂直位移大于水平位移约1.5～2.0倍。（3）层位愈低，愈临近采空区，顶煤位移量愈大。其中水平位移的最大值在顶煤的中部区域。,3.3顶煤变形的数值分析以王庄矿3号煤层的岩层柱状为依据，运用弹塑性耦合、非线性有限元分析方法、平面应变数值模型研究顶煤变形的位移分布规律。图14为采深250m，顶煤厚17m的变形位移矢量图，图中点划线为垂直位移等值线，由图可知，顶煤位移总趋势指向放煤口，即支架尾部。此处由于不断放出顶煤而产生自由空间，也就是说，顶煤都有向自由空间运动的趋势。图15为数值模型中垂直位移和水平位移关系图。由图15a可知，垂直位移总趋势由煤体向采空区方向逐渐增大，在垂直方向上，煤体内由下而上逐渐增大，控顶区内由下而上逐渐减小，说明煤体内顶煤表现为压裂压实过程，,控顶区表现为逐层离散松动的过程。由图15b可知，水平位移总趋势也是由煤体向采空区方向逐渐增大，但是在垂直方向上中部水平位移值最大，且随着顶煤厚度的增加，最大水平位移点向上移动。如顶煤厚度为4m时，最大水平位移点在3m处，顶煤厚度为7m时，最大水平位移点在9m处，相对于顶板来说，是向下移动的，因此顶煤较薄时，上位顶煤水平位移最大，顶煤较厚时，中位顶煤水平位移最大。这种规律说明顶煤在垂直高度上沿水平方向有错动趋势，尤其在控顶区内更为明显。,图14数值分析顶煤位移矢量图,图15数值分析垂直位移和水平位移变化图,3.4顶煤变形的基本规律综合以上研究表明，顶煤变形具有明显的渐进性和分区性，由煤体向采空区方向根据支承压力峰值点位置可划分为4个变形区域（图17），即明显变形区（变形区）Ⅰ、压裂强化区（压裂区）Ⅱ、松动破碎区（松动区）Ⅲ、冒落放出区（冒放区）Ⅳ，其变形破坏规律是（1）变形区Ⅰ位于峰值点向煤体一侧，呈压缩状态，压缩量较小，无明显裂隙产生，似弹性变形特征，符合广义虎克定律。（2）压裂区Ⅱ位于峰值点至煤壁处，呈水平张裂状态，水平位移大于垂直位移，由下而上垂直位移增大，位移量与至煤壁距离x呈幂函数关系，拟合常数随顶煤高度的增加而增大。,（3）松动区Ⅲ位于支架控顶区上方，由于支架的反复卸载前移，顶煤逐渐破碎松动，垂直位移大于水平位移，由下而上垂直位移减小，顶煤中部水平位移最大，位移量与至煤壁距离呈指数函数关系变化，拟合常数随顶煤高度的增加而减小。（4）冒放区Ⅳ位于支架顶梁尾部和放煤口的上方，顶煤在此冒落，下位顶煤冒块小，上位顶煤冒块大，打开放煤口下位松散顶煤首先放出，上位顶煤往往挤压成拱，摆动尾梁或破碎杆筋等破坏拱脚，可使顶煤进一步松动而放出，故有初放区Ⅳ1和终放区Ⅳ2之别。,图16顶煤变形分区,4顶煤冒放结构顶煤冒放结构是反映顶煤冒放区Ⅳ内煤体的冒落形态和放出形态。掌握顶煤冒放结构目的是使液压支架的架型更好地适应这种结构，有效地控制顶板，同时根据这一结构，进一步优化放煤参数，如放煤步距、采放比、控顶距等，提高顶煤的放出率。,4.1顶煤冒放结构的现场观测4.1.1王庄矿4309工作面的观测该工作面采用的是高位放煤支架，通过距底层回风平巷水平距离15m工作面内的顶层巷道，对顶煤的冒放进行了直接的观测。其冒放形态如图2－18a所示，在顶层巷观测到顶煤的冒落点A与工作面煤壁基本在同一垂直平面内。在放煤口上向观测到的顶煤冒落角60左右，初放拱的高度1～1.5m，其上终放区的顶煤是沿着约β60～65的滑移坡度放出，亦即β45φ/2，顶梁上方的顶煤ABCD为排列整齐的块体稳定平衡结构。由此煤矸分界面（图中虚线）近似于半拱型曲面。随着工作面向前推进，顶煤放出，矸石冒落，该半拱曲面向前推移。,图17王庄矿顶煤冒放结构,4.1.2王庄矿6102工作面的观测该工作面采用低位尾梁摆动插板式放煤支架，通过过渡支架与中间支架的接触处，对顶煤冒放进行了直观观测，其冒放形态如图17b所示，支架顶梁尾部顶煤冒落角平均76，掩护梁的坡角一般为35左右。顶煤沿掩护梁的坡角滑移放出，收回插板初次放煤成拱形，拱宽和拱高各约1.5m，放出量约2/5，后部煤矸堆积角平均40，摆动尾梁补放时又可放出约1/5的煤量，移架时开动后部输送机又可放出约1/3的煤量，每次放煤结束后观测顶煤形态，类似抛物拱曲面，煤矸分界面也类似半拱型曲面，当工作面推进一个循环后，又是与上述类似的重复放煤过程。,4.1.3古书院矿13306工作面的观测该工作面采用低位尾梁摆动式放煤支架。通过顶煤多个深基点观测知（图18）上位约1m厚的顶煤在煤壁后方8m处呈悬臂冒落，下位2m厚的顶煤以55冒落角在顶梁尾部冒落，放煤口后方的煤矸堆积角约50，形成漏斗状放出，若煤块过大，则在放出过程中挤压成拱，当再次摆动尾梁时，大块煤挤碎，可继续放出，剩下的上部悬伸顶煤，往往在移架时冒落放出。,图18古书院矿顶煤冒放结构,4.1.4忻州将窑矿8914工作面的观测该工作面也采用低位尾梁摆动式放煤支架。根据深基点的观测知，上位2m厚的顶煤与下位3m厚的顶煤有明显的离层，5m厚的顶煤呈3个台阶冒落，下位2m厚的顶煤在煤壁后6m冒落，3m处顶煤在煤壁后8m处冒落，4m处顶煤在煤壁后10m处冒落，如图19所示，顶煤冒落角平均45煤矸堆积角平均40，顶煤呈漏斗状放出。在顶层中间巷（距底层回风平巷水平距离35m处）观测到顶板距煤壁13m处破断冒落，平行工作面的顶板裂缝超前煤壁3m。,图19忻州窑矿顶煤冒放结构,以上观测可知，顶煤冒放结构有两种中硬煤呈半拱式冒落，拱式或滑移式放出；硬煤呈台阶式悬臂冒落，漏斗状放出。一般均要经过初放、补放和移架放煤的2～3次放煤过程。,4.2顶煤冒放结构的相似模拟相似材料模型是在相同煤厚和相同顶板条件下不同煤层强度时的顶煤冒放形态研究。模型的基本条件煤层厚度8m，底层采高m，顶煤厚5m，直接顶为厚3m的砂质页岩，单轴抗压强度35.3MPa,基本顶为厚6m的砂岩，单轴抗压强度46.2MPa,其上为13m厚的泥岩，单轴抗压强度30MPa，模拟采深200m，模型相似比1∶30，煤层强度分别为硬煤＞20MPa，中硬煤10～15MPa，软煤4～8MPa。,表7为相似模拟试验所测冒放结构参数，图20a为硬煤模型的典型冒放形态，即为大块体铰接冒落，小范围抛物拱放出（图中虚线所示），大部分顶煤丢失在采空区，模型所测顶煤放出率仅13.4。图20b为中硬煤模型的典型冒放形态，即为半拱式冒落，滑移体放出（图中虚线所示）。所测顶煤放出率达73.1。图20c为软煤模型的典型冒放形态，顶煤冒落呈散体，形似柱状，放出似椭球状（图中虚线所示），放出率达83.9,主要损失在放煤口的后方。模型研究可知，硬煤在没有专门预处理的情况下，放顶煤是不可行的，只有半拱式冒落和柱状冒落才能实现放顶煤开采，这两种冒放结构的顶煤冒落角一般大于60。,,图20相似模拟冒放结构,4.3顶煤冒放结构理论分析众所周知，顶煤冒落是在前方支承压力作用下，经过变形、压裂、松动后的自然冒落，因此它有三个显著特点一是冒落不均一性，表现在块度不均一和松动程度不均一；二是冒落不同时性，靠采空区侧先冒，靠煤壁侧后冒，下位先冒，上位后冒；三是周边不同一性，靠采空区侧为已冒落的散体，靠煤壁侧为松动程度不一的未冒煤体，顶部一般为完整程不一的悬伸岩体。这些特点反映了它的冒放结构有较大的随机性，但根据上述的现场观测和模拟实验认为，它主要与煤层的强度有关，在硬煤条件下，一般为台阶式悬臂冒落，冒落角40～60，未经预处理的顶煤，由于冒块大、块与块之间挤压铰接，很难放出，经过预处理的顶煤，一般可呈漏斗状放出；在中硬煤条件下，多为半拱式冒落，冒落角60～80，滑移体放出，滑移坡度45，或拱形放出；软煤情况下，虽然可冒落为散体，但由于顶板顶煤超前变形松动显著，冒落角可达80～110，故亦呈半拱式冒落，滑移体放出，在某些情况下，可视为椭球体放出。,4.3.1硬煤台阶式冒落这种冒落由于碎胀系数小，顶煤冒落后，其上部一般残留有无煤空间，因此多为漏斗状放出，放煤口的采空区侧为冒落煤矸堆的安息角，依块度不同，变化在40～60之间，漏斗口的支架侧以掩护梁的倾斜角为依托，若倾斜角小于35，则以约45左右的滑移角放出，在掩护梁上有些残留少数角煤。这种冒放结构的放煤步距，一般等于后部输送机的溜槽宽度为宜，如图21所示，若大于此宽度，则会有部分冒落顶煤（图中的阴影部分）滞留在采空区，放不出来。若放煤步距过大，如实施两刀或三刀一放，会因两三次冒落不放煤，使残留空间减小，影响上部台阶悬臂的顶煤不冒，在放煤后，才滞后冒落在矸石堆上部而丢失。,图21硬煤放煤步距,图23椭球体冒放结构,5顶板变形及移动规律放顶煤工作面与普通工作面的主要区别有二，其一是煤炭采出空间与要支护的空间不一致，前者大于后者；其二是直接施加给支架载荷的传力介质是顶煤而不是岩石，顶煤松软易碎、层节理发育、稳定性差、流动性大，在前方支承压力的作用下，垂直压缩变形并不显著，但水平膨胀破裂十分明显，这两个特点使得放顶煤工作面的顶板活动有其相应的特征，前者由于煤炭采出空间的成倍增大，要充满这个空间的顶部活动层位要增高，在直接顶垮落不能满足充满的前提下，部分基本顶要呈大块断垮落来充满，从而使形成平衡顶板结构的层位增高；后者由于顶煤大变形破裂的吸收，对支架的传力减弱，顶板的变形必然超前且增大，周期性的破断步距相应减少，高层位可形成结构的基本顶在移动中对支架的威胁相应减弱。为了掌握放顶煤工作面顶板活动变化规律，本节将从相似材料模型试验入手，说明不同的顶板组成产生的不同顶板结构移动规律。,5.1相似材料模型模拟顶板活动规律5.1.1较薄直接顶、Ⅱ级基本顶的模型试验以王庄矿4309工作面为基础条件，该工作面直接顶为3m厚的砂质页岩，基本顶为12m厚的砂岩，煤层厚度7m，模型几何比1∶30，模拟顶板层厚66m，其余84m用气囊加载。试验结果如下（1）顶板垮落来压规律。直接顶初次垮落步距18m，基本顶初次来压步距32.4m，平均周期来压步距12.6m，分别与4309工作面实测的17m、35m、11.9m相吻合。,（2）基本顶垮落结构。初次来压的顶板结构如图24a所示，由于顶板超前工作面8m变形，所以基本顶两固支点的实际长度为41m，其破断中点在工作面后方12m处，形成了后搭桥式结构。周期来压的顶板结构如图24b所示，基本顶破断位置在工作面后方10m处，由于直接顶垮落后，残留空间大，故形成前搭桥式结构，此时支架除承受顶煤直接顶的重力外，还承受基本顶破断岩块重量的1/2。,图24基本顶垮落结构,（3）顶板变形规律。总起来看顶板的垂直位移大于水平位移，位移的拟合方程为yAeBx，式中y为水平或垂直位移，x为到位移始动点的距离，A、B为与岩层岩性和高度有关的拟合常数。岩层移动由下向上的始动点逐渐向采空区转移，始动点的连线方程为y8.150.047x2（图25），距底板11m以下的岩层呈压缩状态，14.5m以上的岩层垂直位移逐渐减少，产生明显离层，离层缝宽0.5m，模型上岩层冒落厚度13.5m，为采厚的1.93倍。,图25顶板变形曲线,5.1.2厚直接顶、Ⅱ级基本顶的模型试验以古书院矿13306工作面为基本条件，该工作面直接顶为厚8m的砂质泥岩，基本顶为厚12m的砂岩，煤层厚6m，模型几何比1∶30，模拟顶板厚60.5m，其余158m用气囊加载。试验结果如下（1）顶板垮落来压规律。直接顶初次垮落步距为15m，基本顶初次来压步距38m，平均周期来压步距11m，分别与13306工作面实测的11m、33m、12m基本吻合。（2）顶板垮落结构。直接顶分层分次垮落，垮落步距2.6m，一次垮落厚度2.7m，碎胀系数1.37，垮落后矸堆高度11.5m，基本顶一次垮落厚度6m，垮落长度8.4m，可形成砌体梁式平衡，如图26所示。,图2－27顶板垮落结构,5.1.3坚硬顶板的模型试验以忻州窑矿8911工作面为基本条件，该工作面煤层厚8m，直接顶为1.3m厚的细砂岩，基本顶为16.5m厚的中粗砂岩，模型几何比1∶30，模拟顶板厚度36m，其余244m气囊加载。试验结果如下（1）顶板垮落来压规律。直接顶初次垮落步距20m，基本顶初次来压步距34.2m，周期来压步距平均2.5m，分别与8911工作面实测的18m、37m、20m基本相似。平均破断角56，平均一次冒厚6.2m。（2）顶板变形规律。图27为6.9m高处顶板下沉曲线，除曲线1为未冒落曲线外，其余均为悬臂式的下沉曲线，顶板悬长平均15m，平均下沉量448m，其中煤壁处下沉130mm，悬臂顶板断裂位置一般在煤壁前后2m内，说明下位7m户的顶板断裂对工作面有明显影响。图2－29为16.5m高处的顶板下沉曲线，多为较完整的下沉盆地曲线，仅推至84m时该顶板冒落，此时采空区基本充满，上位基本顶和下位基本顶在7m厚处有明显的离层，上位顶板的破断垮落在工作面后方25m以外。,图276.9m处顶板下沉曲线,图2816.5m处顶板下沉曲线,（3）覆岩移动特征。不规则垮落带高度6.5m，规则垮落带高度11.3m垮落岩层总厚度17.8m，相当于2.2m倍采高，碎胀系数1.21。典型的顶板顶煤冒落结构如图29所示。,图29顶煤顶板冒放结构,5.2顶板移动结构根据现场观测和相似模拟研究认为，放顶煤工作面的顶板移动结构有以下四种（1）砌体梁半拱式结构。当直接顶较厚时，顶煤放出后，顶板可及时垮落，采空区残留空间小于基本顶一次垮落厚度，故可形成砌体梁式的铰接平衡，如古书院矿13306工作面的结构形态（图26）。（2）搭桥式传递岩梁结构。当直接顶较薄、基本顶较厚时，顶煤放出后直接顶垮落，采空区残留空间大于基本顶一次垮落厚度，此时基本顶破断难以实现铰接平衡，其前端搭在工作面上方的直接顶上，后端触矸，压在采空区矸石上，该岩梁仍可传递其上松软岩层的重力。如王庄矿4309工作面的结构形态（图24）。,（3）悬臂岩梁结构。无直接顶，或直接顶较薄的坚硬顶板，顶煤放出后采空区残留空间很大，其上的坚硬顶板悬伸在采空区15～25m内，呈周期性破断垮落，垮落时有冲击载荷，垮落后该悬臂岩梁不能再传递其上岩层载荷。如忻州窑矿8911工作面的结构形态（图29）。（4）压力拱结构。在厚煤层松软顶板条件下，随着顶煤的放落，顶板也及时冒落，由于顶煤超前变形破碎，顶板也成预裂隙破碎，在顶煤呈滑移或椭球放出的同时，顶板可形成拱式平衡结构，前拱脚在前方煤壁深处，后拱脚在采空区矸石上。,6放顶煤工作面煤岩组合力学模型及其控制根据本讲各节所述放顶煤工作面的矿山压力及其显现规律、顶煤冒放结构、顶板移动结构等的研究，结合我国厚煤层赋存状况，提出以下五种力学模型及其控制计算公式，供实践中参考。6.1拱－拱组合力学模型顶煤为半拱式冒落，滑移体或椭球体放出，顶板为压力拱结构，两者的组合力学模型如图30所示。这种模型适用于顶煤中硬以下，顶板为厚层松软岩层的条件。,图30拱－拱组合力学模型,例如魏家地110工作面，煤厚12m，Ⅰ2类松软顶板，H16m，M29.5m，P414kN/m2，实际观测支架阻力408kN/m2。荫营矿8316工作面为预采顶分层网下放顶煤工作面，煤厚4.6m，计算H8.3m,M22.4m,P211kN/m2,实际工作面观测的支架阻力为186kN/m2，计算与实际基本一致。,,例如石圪节矿2311工作面，煤厚6.5m，直接顶为厚10m的页岩，基本顶为砂岩，计算50kN/m2，∑h240kN/m2，基本顶一次垮落厚3m，残留空间1m，则Pq72kN/m2，故P364kN/m2，实测支架阻力为383kN/m2，计算与实测基本一致。,,6.5台阶式悬臂悬梁组合力学模型顶煤和下位顶板为台阶式悬臂，基本顶为悬臂岩梁结构两者着的力学模型，如图34所示。这种模型适用于坚硬煤层和坚硬顶板条件下，为了计算出坚硬顶板破断瞬间的冲击载荷，利用悬梁破断暂时平衡控制理论建立悬梁破断瞬间的力学模型（图34b），P’为支架通过顶煤和直接顶在基本顶破断时承受的阻力，近似为三角分布，作用点位置在直接顶悬长的1/3处，Q为基本顶破断瞬间的附加力，q为悬梁自身的单位长度重力及其上的均布载荷。,图2－34台阶悬梁－悬梁组合力学模型,例如忻州窑矿8914工作面，煤厚7.9m，预处理下位顶板厚4m，基本顶中粗砂岩抗压强度10.8MPa，一次垮落厚度4m，计算Pm84kN/m2，Pz190kN/m2，P‘546kN/m2，故支架阻力P820kN/m2，实际观测支架受冲击载荷为785kN/m2，且有5的支架超过额定值830kN/m2。在实践中根据工作面具体条件分析使用以上五种力学模型，则可求得较合理的支架工作阻力，同时根据力学模型，合理地选择支架合力作用点位置与顶梁上合理的载荷分布，从而实现支架对顶板控制的针对性。,