淺談同忻礦8309放頂煤工作面頂板控制技術

盧遠成

（同煤國電同忻煤礦有限公司山西大同037001）

0 引言

煤炭資源目前在我國仍占據著較大的比例，是不可或缺的能源之一，如何針對煤炭資源進行安全高效的開采，是廣大科研學者研究的重要課題之一。尤其在工作面開采頂板巖層控制方面尤為重要，頂板巖層的活動規律嚴重制約著工作面的開采安全[1-3]，因此，需對工作面開采時的頂板運移規律及控制技術進行研究。楊敏[4]闡述了綜采放頂煤液壓支架現有的型號以及應用；李剛[5]針對宏遠煤業150202 工作面的礦壓顯現規律，進行了支架選型及強度驗算。現針對同忻礦8309放頂煤工作面頂板結構特點進行研究，并采取合理的頂板控制措施，實現工作面的安全開采。

1 工程概況

表1 工作面頂底板巖性表

同忻礦8309工作面所采煤層為C3～5#煤層，平均厚度為14.88 m，煤層結構較為復雜。工作面位于三盤區西南部，東南方向為8207 回采工作面采空區，西北方向為煤體，西南方向為保護煤柱，東北方向為三盤區三條大巷。工作面頂底板巖性如表1所示。

2 放頂煤工作面頂板控制技術

2.1 支架選型計算

根據工程經驗，同忻礦8309工作面選用ZF15000/27.5/42型正四連桿低位放頂煤支架，下面進行驗算此液壓支架是否符合要求。

（1）放頂煤支架支護強度計算方法：

根據斷裂角確定放頂煤支架支護強度：

式中：H—對支架有直接影響的巖層厚度(m)；L—有效控頂距(m)，5.655 m；h1—頂煤厚度(m)，10.98 m；α—頂煤斷裂角(°)，一般為70°～120°，取70°；θ—頂板斷裂角(°)，一般為60°～65°，取60°；γ1—頂煤的容重，取1.43 kN/m3；γ2—頂板巖石的容重，取26 kN/m3；qz—支架的動載支護強度；k—動載備用系數，Ⅱ級以上老頂，一般取1.5-2.0，取1.6；

代入上式計算可得：H=16.86 m；qz=957.6 kN/m2（2）綜放工作面支架阻力計算：

根據斷裂角確定放頂煤支架工作阻力：

式中：P1—支架的工作阻力(kN)；Lk—梁端距0.340 m；LD—頂梁長度5.315 m；B—支架中心距1.75 m；ηs—支架的支護效率80%。

代入上式計算可得：P1=11 846 kN

根據放頂煤工作面現場實測數據回歸公式計算：

式中：P2—工作阻力，kN；h—煤層埋深，539 m；f—煤的硬度系數3；Md—頂煤厚度10.98 m；k—安全系數為1.2～1.35代入上式計算可得：P2=（1939＋2.1×539＋471×3＋155/11.2）×1.35=6 072 kN

因此，支架的工作阻力為11 846 kN。60%＜11 846/15 000＜80%，故支架選型合理。

8309 工作面選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架，共108 架、過渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架，共9 架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42型端頭支架，共2架。支架中心距1 750 mm，最大控頂距6 455 mm，最小控頂距5 655 mm。

圖1 8309工作面支架控頂距示意圖

2.2 正常時期工作面頂板管理

2.2.1 工作面內頂板控制

（1）工作面支護方式

采用追機移架（滯后采煤機后滾筒3～5 架）的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移運輸機，即割煤—移架—移運輸機—推前溜—放頂煤—拉后溜。

采煤機割煤并移架后，及時伸出支架的伸縮梁護頂，并及時伸出護壁板。

（2）工作面頂板控制要求

工作面液壓支架初撐力需達到額定阻力的80%，即達到12 000 kN；液壓支架中心距不可以超過100 mm；支架前梁梁端至煤壁頂板垮落高度不大于300 mm；工作面應做到“三直一平”，液壓支架偏差不超過50 mm；工作面控頂范圍內頂底板移近量不大于100 mm/采高。

2.2.2 端頭及超前支護的頂板管理

（1）端頭支護

經計算，本工作面端頭及超前支護選用DWX45-150/110 型單體支柱。端頭采用一組端頭支架（兩架）和2#過渡支架維護頭安全出口處頂板。尾端頭采用117#和118#過渡支架，118#支架與巷道外幫側使用帶0.8 m 長花邊梁的單體柱維護尾端頭及安全出口處頂板。端頭單體的支護形式采用“一梁一柱”，當尾最后一架支架到巷道煤柱幫之間的距離1.6 m時，在支架與巷幫煤壁之間支一排單體柱，之后每增加0.8 m，增加支設一排單體柱，柱距1.2 m。

（2）運輸巷、回風巷的超前支護：

8309工作面由于采用放頂煤開采方法，因此超前支承壓力較大且范圍較廣。根據工作面具體實測及理論分析可以得到2309巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m 需進行超前支護。超前支護方式為“三梁三柱”，兩幫側單體液壓支柱距巷道中線1 400 mm，中間排液壓支柱沿巷道中線布置，排距1 400 mm，柱距1 200 mm。支柱采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m 長花邊梁，梁與巷幫垂直；2309 巷超前支護形式為“三梁三柱”，兩幫側單體柱排距4 400 mm，中間排單體柱在轉載機采煤側支設，與采煤側排單體柱間距0.9 m，柱距1 200 mm，采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m長花邊梁，梁與巷幫垂直。

2.3 特殊時期工作面頂板管理

2.3.1 來壓及停采前的頂板管理

1.來壓時的頂板管理

（1）工作面要提前做好來壓預防支護工作，確保支架初撐力合格。

（2）支架必須升緊達到規定初撐力，防止工作面老頂周期來壓和沖擊性壓力摧前支架而損壞支架部件。

2.停采前頂板管理

（1）確定停采線要參照設計和工作面實際，停采線里部15 m范圍內兩巷頂板完整。

（2）停采時根據工作面周期來壓步距，確定停采前不放煤距離，一般定為30 m。

（3）停采前兩巷要采取補強支護措施。

（4）停采前工作面鋪網、支護要編制收尾專項措施，明確規定鋪網位置、支護方式等內容。

2.3.2 頂板破碎時的頂板管理：

（1）頂板破碎時，移架滯后采煤機前滾筒2個支架并擦頂帶壓移架,移架后及時伸出伸縮梁和護幫板進行機道及時護頂；由于煤壁松軟或片幫深，機道頂板超前暴露時，超前二次移架使前伸梁前端頂住煤幫，同時采煤機前滾筒降低不割頂煤。

（2）漏頂處的活煤要提前放下，片幫要提前用長柄工具處理掉。

（3）由于漏頂支架上方空頂時，升架不能超過正常采高的5%，前后柱高差不能超過±100 mm。沒有空頂的支架要全部升緊達到額定初撐力。相鄰支架高低要一致，不能有明顯的錯差，以防大塊煤、矸石從架間漏下。

（4）要加強各機電設備和各支架的檢修，保證設備運轉正常，保證支架支護有效。

（5）機組要停放在漏頂區上部。漏頂區附近移架時要停采煤機后進行，不準平行作業。

（6）漏頂區移架時如有煤、矸石漏下，每移一架處理完漏下的矸石并拉空溜子后再移下一架，不準多架同時操作。

（7）漏下的矸石要用溜子拉到距漏頂區10 m以外頂板完好的地點進行破碎，不準在漏頂區處理。

2.3.3 應力集中區的頂板管理：

（1）通過應力集中區時必須保證支架的初撐力符合要求。

（2）加快應力集中區的推進速度，適當減少放煤量。

（3）如遇應力集中區，另行制定專項措施。

3 礦壓觀測

圖2 工作面液壓支架工作阻力

同忻礦8309 工作面采用如上支護方式針對工作面開采后頂板巖層進行支護，為了進一步驗證液壓支架選用合理性，針對工作面回采期間液壓支架受力進行監測，通過記錄工作面第40#、80#液壓支架受力情況可知，液壓支架工作阻力均未超過額定阻力，可以保證工作面的安全回采。

4 結束語

（1）針對同忻礦8309 工作面具體地質條件，選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架，共108 架、過渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架，共9架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42 型端頭支架，共2架。并針對支架支護強度及支架工作阻力進行了驗算，均滿足工作面要求。

（2）8309 工作面端頭及超前支護選用DWX45-150/110 型單體支柱；分析得到2309 巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m需進行超前支護。5309巷超前支護為“三梁三柱”，2309巷超前支護形式為“三梁三柱”。

（3）分析了工作面來壓、停采、通過破碎區及應力集中區時的頂板控制技術措施。最后通過現場40#、80#支架監測數據，液壓支架工作阻力未超過額定阻力，可以保證工作面的安全回采。