顶板

一、基本概念：
1.矿山压力：由于在地下进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和支护物上所引起的力，就叫做矿山压力。

2.矿山压力显现：矿山压力显现是指在矿山压力作用下所引起的一系列力学现象。

3.矿山压力控制：人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压力控制，简称矿压控制。

4. 矿山压力显现基本形式：如围岩变形、顶板下沉、岩体离层、破坏和冒落、煤体压酥、片帮和突出、支架受载、变形、折断以至大规模岩层移动、“放炮”等现象，均称之为“矿山压力显现”。

所以，矿山压力显现是矿山压力作用的结果和外部表现。

4.伪顶：在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.3～0.5m、极易垮落的软弱岩层。

随采随冒，一般炭质页岩、泥质页岩等。

5.直接顶：直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层。

通常由具有一定稳定性且易于随工作面回柱放顶而垮落的页岩、砂页岩或粉砂岩等岩层组成。

6.老顶（基本顶）：位于直接顶(有时直接位于煤层)之上对采场矿山压力直接造成影响的厚而硬的岩层。

一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。

7.孔隙度（空隙度）：指岩石中各种裂隙、孔隙的体积之和与岩石整体体积之比。

8.岩石视密度；岩石空隙中的液体全部被蒸发，试件中仅有固体和气体状态下，其单位体积的质量。

9.直接顶的初次垮落：采煤工作面自开切眼开始推进后，直接顶岩层一般并不立即垮落。

待推进一定距离后，直接顶悬露面积超过其允许值，才会大面积垮落下来，称为直接顶的初次垮落(初次放顶) 。

10.初次垮落距：工作面自开切眼推过一段距离后，直接顶悬露达到一定跨度，采空区进行初次放顶，直接顶开始垮落，此时直接顶的跨距成为初次垮落距。

11.老顶的初次来压：由于老顶第一次失稳而产生的工作面顶板压力突然增大的现象称为老顶的初次来压。

12.老顶的初次垮落（来压）步距：由开切眼到老顶初次垮落（来压）时工作面推进的距离称为老顶的初次垮落步距。

13.老顶的周期来压：老顶的初次来压以后，随工作面推进老顶岩层形成的裂隙体梁结构由稳定到失稳而导致回采工作面顶板压力周期性增大的现象。

14.周期来压（垮落）步距：相邻两次周期来压（垮落）之间回采工作面推进的距离。

15.煤矿冲击地压：煤矿冲击地压是指在矿井开采过程中，井巷或采场周围岩体在其力学平衡状态破坏时，由于弹性变形能突然释放而产生的急剧、猛烈的动力现象。

16.岩石的单向抗压强度：岩石试件在单向压缩时，单位面积所能承受的最大应力值称为岩石的单向抗压强度。

17.岩石的单向抗拉强度：岩石试件在单向拉伸时能承受的最大拉应力值，称为单向抗拉强度。

18.岩石碎胀系数：岩石破碎后与破碎前体积的比值。

19.岩石的容重；岩石的容重是指单位体积（包括孔隙体积)岩石的重量。

20.初撑力：支柱最初形成的主动力。

21.砌体梁：老顶岩层达到极限跨距以后，老顶岩层就要断裂、形成所谓的裂隙体，但断裂后的岩块由于向下回转时产生相互挤压和摩擦而不发生垮落，这是断裂岩块间形成外表似梁，实则为拱的平衡结构，这种结构称之为砌体梁。

22.钻屑法；钻屑法又称钻粉率指数法或钻孔检验法。

钻屑法是通过在煤层中钻小直径钻孔（直径42mm～50mm），根据钻孔在不同深度排出的煤粉量及其变化规律以及有关动力现象判断冲击危险的一种方法。

23.复合顶板；复合型顶板的一般特征是下软上硬。

下部软岩层一般是泥岩、页岩、砂页岩，上部硬岩层一般是中粒砂岩、细粒砂岩、火成岩等，在软硬岩层之间存在有弱面和光滑面，粘结力很小，极易分离。

24.应力集中系数；为支承压力与原岩应力的比值。

二、论述简答
1.矿山顶板事故防治的工程意义
安全生产，减少事故，预防顶板事故方面阐述就行了，自己发挥。

2.岩体受力后产生变形和破坏的过程（图示并说明岩石
全程应力应变曲线力学特性。

）
(1)压密阶段。

岩石受力后，首先出现的是压密阶段I。

此时，变形主要是由岩体内的结构面(节理、裂隙等)被闭合和裂隙中充填物受到压密而造成的。

其特点是：随着应力的增长，变形增长率逐渐减小，故应力一应变曲线呈上凹状。

(2)弹性阶段。

岩体经过压缩以后，即由非连续介质转化为连续介质。

在载荷的持续作用下将进入第二阶段—弹性阶段II。

在这个阶段中，结构面和结构体的性质共同起作用，但主要是结构体开始承载和产生变形，这时弹性变形是岩体变形的主要组成部分。

其特点是：随载荷增加，变形基本上按比例增长，即应力—应变曲线表现为直线型。

(3)塑性阶段。

当变形继续发展到屈服点以后，就进人岩体变形的第三阶段—塑性阶段III。

在这个阶段中，与结构体变形同时伴随有结构面的剪切滑移变形，且变形成分主要是沿结构面滑移，岩体的扩容现象也越来越明显。

其特点是：随载荷增加，其变形增长率不断增加，即应力—应变曲线呈弯曲状。

(4)破坏阶段。

当应力增加到极限强度时，使岩体沿着某些破损面滑动而导致岩体破坏，于是进入第四阶段—破坏阶段IV。

在变形全过程中，无法严格区分岩体的变形和破裂，实际上岩体在变形过程中包含着破裂的成分，破裂的出现反映着变形积累的突变。

因此，变形和破裂没有明显的界限，这是岩体变形性质区别于其他材料的最主要的特点。

画图说明
岩石全过程应力应变图3.影响矿山压力显现的因素
1．深度越大，巷道越难维护，但维护费用的增加并不与深度成正比。

浅部巷道的矿压主要表现在顶部，深部巷道的矿压则来自四周，并有冲击地压现象。

2．岩层性质的影响
岩体内摩擦角小，结构面发育，则矿压显现显著。

在缓倾斜岩层中矿山压力主要来自顶板；急倾斜岩层中矿山压力来自顶底板，在巷道中表现为两帮压力较大。

在强度较大的岩体中，顶压较明显；在强度低的岩体中，四周压力较明显，底鼓影响严重。

遇水膨胀的岩体最难维护。

3．地质构造的影响
在向斜轴、背斜轴、压应力断层或剪应力断层附近等应力集中区，矿山压力较大。

因为构造应力的最大主应力垂直于巷道轴向，平行于这些构造走向的巷道更难维护。

4．巷道尺寸和形状的影响
巷道的矿山压力与巷道尺寸成正变关系。

巷道的形状对弹性状态的周边应力影响较大，对塑性区的大小影响较小，巷道形状对支架的受力情况有较大的影响，曲线形巷道断面易于维护。

5．时间影响
由于岩石不断移动，塑性区将不断扩大，岩体强度又逐渐削弱，矿山压力也将随时间而增加。

如果维护措施得当，强度较大的岩体将在短时间内趋于稳定，软弱岩体则将持续很长时间。

6. 其它采掘工程的影响
采掘工程将引起周围岩体中应力重新分布及岩体移动。

凡处于这一影响范围的巷道，矿压显现将加剧。

4.简述采煤工作面上覆岩层移动及其破坏特征
在采用长壁采煤法时，随着采煤工作面的不断向前推进，暴露出来的上覆岩层在矿山压力的作用下，将产生变形、移动和破坏。

根据破坏状态不同，上覆岩层可划分为三个带。

冒落带。

指采用全部垮落法管理顶板时，采煤工作面放顶后引起的煤层直接顶的破坏范围。

该部分岩层在采空区内已经垮落，而且越靠近煤层的岩石就越紊乱、破碎。

在采煤工作面内这部分岩层由支架暂时支撑。

裂隙（缝）带。

指位于冒落带之上的岩层。

这部分岩层的特点是岩层产生垂直于层面的裂缝或断开，但仍能整齐排列。

弯曲下沉带。

一般是指位于裂隙带之上的岩层，向上可发展到地表。

此带内的岩层将保持其整体性和层状结构。

裂隙带岩层在水平方向上可以分为3个区：煤壁支撑区、离层区和重新压实区。

(1)煤壁支撑影响区：它是由于工作面煤壁支撑而使顶板呈拉伸变形形成的。

范围从工作面前方30—40 m一直到工作面后方4—8m，该区内顶板水平移动较为剧烈，垂直移动则甚微，在有些场合垂直位移还会出现负值（即岩层上升现象）。

(2)离层区：范围从工作面后方4—8m至30m左右，该区内顶板急剧下沉、断裂，且各层下沉的速度由下向上逐渐减少，并且层间的离层现象随着距煤层距离的增加而愈多。

(3)重新压实区：位于工作面后方30 m以外，该区内已断裂的岩层又重新被采空区冒落的矸石支撑，由下向上各岩层的下沉速度逐渐增大，层间进入相互压实的过程。

5.采煤工作面前后方支承压力分布的特点
采煤工作面前后方支承压力分布形态如图所示。

可将其分为应力降低区、应力增高区(支承压力区)和应力不变区(原岩应力区)。

其分布特点是：
(1)采煤工作面前方煤壁一端几乎支承着采煤工作空间上方裂隙带及其上覆岩层大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方支承压力大。

(2)工作面前后方支承压力带随工作面的推进向前移动。

(3)由于裂隙带内形成了以煤壁及采空区垮落带为前后支承点的拱式平衡结构，所以，采煤工作空间是处于减压带范围内。

6.影响采煤工作面矿山压力显现的主要因素
一、顶板岩层组成
1．直接顶的影响
直接顶的完整程度将直接影响工作面的安全及生产效率，同时也将影响到支护方式的选择。

直接顶的完整程度取决于两个因素：一是岩层的力学性质；二是直接顶岩层内各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。

2．老顶的影响
老顶的运动及来压强度不仅对直接顶的稳定性有
直接影响，而且对确定支护强度、支架的可缩量以
及选择采空区处理方法等都起着决定性的作用。

老顶对工作面顶板压力的影响主要决定于直接顶
的厚度。

显然，直接顶越厚，老顶离煤层越远，破
断后形成平衡结构或呈缓慢下沉式平衡的可能性
越大，来压强度也将较弱。

二、采煤工作面推进速度
采煤工作面推进速度对矿山压力的影响主要表现
为对顶板下沉量、煤壁片帮、煤壁前方支承压力的
影响。

顶板下沉量随时间的延长会相应增加。

加快推进速
度能够避免一些矿山压力现象。

加快工作面推进速度只是缩短了落煤与放顶两个生产过程的时间间隔，能够减小一部分顶板下
沉量。

但不会消除由于落煤、放顶剧烈影响所造成
的部分顶板下沉。

只有在工作面推进速度比较缓慢的情况下，加快工作面推进速度才能使顶板下沉量明显降低，
从而使支架受力减少。

当工作面推进速度达到一定
程度后，加快工作面推进速度对顶板下沉量的影响
将逐渐减少。

三、开采深度
开采深度直接影响原岩应力的大小。

开采深度对矿山压力具有绝对影响，但对矿山压力显现的
影响则不尽相同。

开采深度对巷道矿山压力显现的影响比较明显。

如
在松软岩层中开掘巷道，随着开采深度的增加，巷
道围岩的“挤、压”现象将更为严重。

随着开采深度的增加，具有岩石冲击的矿井，形成
岩石冲击的次数及强度将显著增加。

开采深度对工作面矿山压力显现的影响，尤其是对
顶板下沉量的影响，并不明显。

随着开采深度的增加，工作面前方支承压力的增加
及底板臌起等情况也可能导致工作面支架受载的
增加。

四、采高与控顶距
在一定条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的重
要因素。

采高越大，采出的空间越大，工作面上覆
岩层破坏也越严重。

在同样位置的老顶岩层取得平
衡的机会就越小，而且在支承压力的作用下，工作
面煤壁也越不稳定，易于片帮。

采高越大，工作面
中矿压显现越严重；采高越小，顶板活动越缓和，
煤壁也较为稳定。

五、煤层倾角
煤层倾角对采煤工作面的矿压显现有着较大的影
响。

急斜长壁工作面顶板下沉量比缓斜工作面要小得
多。

这主要是随煤层倾角的增大，上覆岩层作用于
层面上的压力减小，而沿层面的切向滑移力增大。

随倾角的增大，采空区冒落的矸石不一定能在原地留住，很可能沿底板滑移，从而改变了上覆岩层的运动规律。

由于采空区冒落矸石的滑移，使采空区上形成了上
部冒空而下部冒实的情况，导致工作面支架受力不
均衡。

另外，在同样生产条件下，采用沿倾斜向下推进的
长壁工作面布置与沿走向推进的工作面布置相比，
其上覆岩层更容易形成平衡“结构”。

7.初撑力定义及对顶板控制的影响
支柱最初形成的主动力称为支柱初撑力（指移架后
的支架初始阻力。

它的大小取决于泵站的工作压
力，并受管路损失和操作等因素的影响。

）
工作面；巷道分述。

初撑力是指支柱通过泵压而给予顶板的主动支撑
力，较大的初撑力能使支柱较快达到工作阻力，减
小顶板下沉量，防止顶板早期离层破碎。

等根据自
己理解详细论述。

8.影响采区巷道变形与破坏的因素
(一)自然因素
(1)岩石性质及构造特征。

在巷道掘进遇到强度较低的软弱岩层时很容易发生冒顶，但一般情况下规模及强度比较小，如泥质胶结的页岩等。

对于坚硬岩层，受力后不易变形和破坏，巷道掘进过程中也不易发生冒落，然而一旦发生冒落，其规模及强度可能较大，例如砂岩等。

岩石的构造持征对巷道变形破坏性质和规模也有影响，如巷道顶板中有弱面(煤线、弱层理面等)时，就容易引起顶板岩层的离层甚至冒顶。

(2)开采深度。

随着开采深度的增加，巷道上覆岩层重量增大，形成的支承应力较大，从而将增大巷道的变形及破坏的可能性。

此外地下岩石的温度也随开采深度的增加而增高，温度升高会使围岩由脆性向塑性转化，容易使巷道产生塑性变形。

(3)煤层倾角。

煤层倾角不同也会使巷道的破坏形式有差异。

如水平或中斜煤层巷道中多出现顶板弯曲下沉、冒落。

急斜煤层巷道多出现隘帮、底板滑落及顶板抽条冒落等形式的破坏。

(4)地质构造因素。

地质破坏带内的岩层通常是由松散的岩块所组成，在地质破坏带内开掘巷道时很容易产生巷道冒顶事故，而且冒顶规模一般较大。

(5)矿井水的影响。

矿井水容易使破碎岩块之间的摩擦系数减少而造成个别岩块滑动和冒落，也会使岩石强度降低，或促使岩层软化、膨胀，从而造成巷道围岩产生很大的变形。

(6)时间因素影响。

各种岩石的强度都有一定的时间效应，特别是矿井巷道的围岩，由于所处的自然环境较差，在时间和其他因素的作用下，岩石的强度会因风化、地下水等作用而降低。

(二)开采技术因素
(1)巷道与开采工作的关系。

如巷道是受一侧采动影响还是受两侧采动的影响，是初次受采动影响还是受多次采动的影响。

(2)巷旁保护的方法。

如留煤柱护巷还是在巷旁浇注刚性充填带护巷。

(3)巷内采用的支架类型及支护方式。

(4)巷道掘进方式。

如在前进式开采中，工作面的上下区段平巷可以来用与工作面平行掘进、滞后掘进及超前掘进等不同方式，采用滞后掘进可以使巷道躲开采煤工作面的剧烈采动影响，避免巷道产生剧烈变形与破坏。

9.采区巷道变形与破坏的基本形式
(一)巷道顶板冒落
(1)顶板规则冒落。

其特点是顶板冒落后，冒落面比较圆滑、规整。

这类事故一般发生在泥岩、砂质页岩或含有泥质夹层的松软岩层。

(2)顶板不规则冒落。

其特点是冒落形状很不规则。

这类事故多发生在断层等地质构造破碎带。

(3)顶板弯曲下沉。

这种情况是在上覆岩层重量的作用下，顶板岩层弯曲下沉，岩层底部受拉而出现裂缝或断裂。

这种事故多发生在近水平或缓斜煤层的层状顶板岩层结构中以及巷道跨度较小的情况下。

(二)巷道底板变形与破坏
(1)底板塑性膨胀。

这种情况多发生在巷道底板为强度较低的粘土质岩石中。

其变形特点是，巷道底板呈塑性臌起。

(2)底板臌裂。

这种情况发生在层状结构的中硬粘土质岩石中。

其变形特点是巷道底板发生明显的裂隙及臌起。

(三)巷道两帮变形
(1)巷道臌帮。

这种事故在整体结构或层状结构的岩层或煤层中均可能发生。

其变形特点是，巷道两帮出现比较规则的臌出。

(2)巷帮开裂或破坏。

这种情况发生在整体结构的厚岩层或块状岩体中。

其变形特点是巷道两帮出现开裂破坏。

(3)巷帮小块危岩滑落或片帮。

这种事故多发生在地质构造破坏带、岩层中有软弱夹层的地段等。

其变形特点是巷道帮发生岩石滑落破坏
10.巷道顶板事故的预防措施
(1)坚持敲帮问顶。

敲帮问顶应由有经验的工人操作，同时要有专人观看。

(2)检查支架架设质量。

支架的架设质量必须符合作业规程的要求，发现背顶封帮不严及变形损坏的支架必须处理好后再施工。

(3)严格控制掘进迎头的空顶面积。

当空顶面积超出规定的要求，或顶帮岩层比较破碎时应及时架设支架进行支护，切忌空顶作业。

(4)及时整理放炮崩倒或崩歪的支架。

11.巷道过断层等构造变化带的安全措施
(1)加强构造变化带的地质调查工作，查清地质资料，及时制定具体的施工方法与安全措施。

(2)减小空顶距离，缩短围岩暴露时间。

及时架设临时支架，尽可能快地架设永久支架。

永久支架滞后距离一般不能大于2—4m，采用砌碹支护时，每次掘砌宽度不得超过1m。

(3)改变巷道支护方式。

巷道穿越地质破碎带时，可缩小棚距或改用砌碴及U型可缩性金属支架支护。

(4)减少放炮装药量，降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动。

如果放炮法难以控制与管理顶板，可改用手镐方法掘进。

(5)采用超前探梁支护不稳定顶板，绝对禁止在空顶条件下作业。

(6)施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度，随时注意围岩稳定状况的变化，一旦发现异常要及时处理。

(7)巷道接近断层构造带时，放炮前还必须检查掘进工作面瓦斯等有害气体的积存情况，做好断层水的探查工作，有异常情况要及时处理。

12.巷道局部冒顶时的处理方法
(1)先加固整理好冒顶区前后的完好支架，支架间用拉杆或绳子连好，背顶封帮要严密。

(2)及时封顶、控制冒顶范围的扩大。

一般情况下可采用木垛法进行处理。

处理人员站在安全一侧，处理掉冒顶区顶部活动矸石块，确认无危险后抓紧安设支架，砌好护顶木垛，并逐步加高护顶木垛使其托住顶板。

(3)在具备锚喷支护条件时，可考虑使用锚喷支护法处理冒顶区域。

13.巷道大面积冒顶的处理方法
如果冒顶范围较大(如冒顶区长6—8m、冒高3m左右)时，可以采用从冒落区两边相向修理、利用绞架控制顶板的方法。

(1)加固冒落区附近的支架。

可在巷道两帮打木板拾棚，以提高支架稳定性与支撑能力。

(2)架设绞架前要用长杆工具站在有支架掩护的地方
敲下松动浮歼，确认无危险时再进行工作，并随时注意顶板变化情况。

(3)架设绞架地点至少要有2m左右高、1m以上宽的安全出口，如果顶板破碎、冒高过大时，则禁止架设绞架。

(4)如果巷道内冒顶高度与范围都很大，用绞架方法进行处理可能要消耗大量坑木，而且也不安全时，可另开绕道，绕过冒顶区。

14.采煤工作面冒顶预兆
1、局部冒顶的预兆（直接顶）
由于局部冒顶预兆不明显，易被人忽视，但只要仔细观察，也可以发现一些征兆。

（1）响声；（2）掉渣；（3）片帮；（4）裂缝；（5）离层；（6）漏顶；（7）瓦斯涌出量突然增大；（8）顶板的淋水明显增加。

试探有没有冒顶危险的方法：（1）木楔法；（2）敲帮问顶法；（3）震动法。

2、大面积冒顶的征兆（老顶或直接顶）
（1）顶板的预兆：顶板连续发出断裂声；岩层破碎下落，掉渣逐渐增多，由稀变密；顶板裂缝增加、裂隙张开，顶板产生大量下沉。

（2）煤帮的预兆：煤质变软变松，片帮增多。

（3）支架的预兆：木支架、摩擦柱被压弯、折断，楔销有时会弹出或挤出，金属支柱破顶、钻底，活柱迅速下缩，发出“咯咯”声响。

（4）瓦斯涌出量突然增加，顶板淋水增加。

15.减少工作面顶板事故的关键（或顶板事故的预防措施
有哪些？）
(1)进行矿压观测，掌握顶板的活动规律，预测顶板的活动范围、方向及时间。

(2)对不同的煤层和顶板条件，正确选择工作面的支护方式。

如果煤层倾角大或工作面仰斜推进时，为防止顶板沿倾斜方向滑动推倒支架，可通过架设抬棚、木垛和打斜撑等特殊支护增强支架的稳定性。

(3)改善开采技术，提高支架的初撑力和支架的稳定性，采用正确的支护手段。

木支柱、摩擦式金属支柱都存在着初撑力小、可缩量小等缺点，应大力推广单体液压支柱、滑移顶梁支架和自移式液压支架。

16.综采工作面在破碎顶板条件下的顶板控制措施
(1)采用带压移架法。

如煤壁片帮深度达到未割煤先移架也不影响采煤机割煤时，应采取超前移架法。

(2)在移架时有可能出现冒顶的情况下，应采取先移顶板完整的支架，并在顶梁上放平行于工作面的长木梁护住附近不完整的顶板，然后再移相邻支架。

如遇到破碎漏矸顶板，还要在平行于工作面长木梁上铺金属网片、荆笆或木板等护顶材料(图)。

(3)当工作面顶板在割煤后很快垮落，并且垮落面积较大时，可在相邻支架间超前架设一梁二柱或一梁三柱的走向棚。

在走向棚下面再架设l一2架平行于工作面的临时抬棚。

当前移支架托住抬棚，即可撤除抬棚的支柱，相邻支架即可在平行于工作面棚梁和走向棚保护下前移，最后拆除走向棚支柱。

(4)当煤壁易于片帮，支架又没有护帮设施时，可靠近煤帮打临时柱。

(5)当支架顶梁上方冒顶时，可采用在支架顶梁上方架设木垛接顶。

(6)控制工作面局部破碎顶板，可垂直工作面在顶梁上铺金属网，网与网之间的搭接长度为200 mm，每隔100 mm 连一扣，特别注意新网片应放在旧网片下面。

顶板破碎范围较大时，宜选用平行于工作面铺网的方法。

(7)破碎顶板的综采工作面支架选型应尽可能采用掩
护式液压自移支架。