淺析煤礦頂板支護技術在回采工作面的應用

＊申子強

（山西汾西礦業集團柳灣煤礦 山西 032300）

引言

近年來，隨著煤礦頂板支護技術的不斷創新，煤礦頂板事故得到了很好的控制，但頂板事故是煤礦五大自然災害之一，其對于煤礦安全管理的危害性是很大的，所以頂板管理要作為煤礦長期的一個重要工作來抓。

1.工程概況

10501回采工作面設計為綜采放頂煤開采，設計走向長度1136m，傾斜長度180m，開采10#煤層，平均厚度5m，煤層結構簡單-復雜，一般含夾矸2層，夾矸厚度多為0.05m-0.22m。煤層顏色主要為黑色、黑灰色，條痕為黑褐色，玻璃光澤，內生裂隙較發育，斷口呈參差狀不規則狀，一般呈條帶狀、線理狀結構，均一狀結構次之，層狀構造為主，塊狀構造次之。硬度中等，一般為2～3。

10501回采工作面位于井田東北部，工作面南接10號煤3條東上山巷道，東、北方向均鄰井田保安煤柱，西為實體煤，工作面上覆為原青蒿煤礦越界開采6號煤層采空區。

2.頂板支護設計

(1)工作面頂板條件與支架適應條件對照表(見表1)

表1 ZF5000/17/32液壓支架技術參數

(2)支護強度驗算

①工作面合理支護強度

A.采用“估算法”計算液壓支架工作阻力[1]

估算法首先考慮支撐冒落帶巖層的重量。

式中：P0-支架承受的載荷，kN；S-支架支護的頂板面積，m2，為7.5m2；r-頂板巖石視密度，t/m3，為2.3t/m3；Σh-冒落帶巖石的高度（直接頂厚度），m；α-煤層傾角，（°），為1°。

式中：M-采高，m，為2.6m；K-巖石碎脹系數，取1.25-1.5。

上式可寫成：P0=（2-4）×9.8SrMcosα

一般用上限，即P0=4×9.8SrMcosα

計算中再考慮支架受力不均衡量的安全系數1.5-2，則：

則：P0=（6-8）×9.8×7.5×2.3×2.6×cos1°=2637.2-3516.2（kN）。

B.采用“老頂周期來壓步距法”計算液壓支架工作阻力

式中：PH-液壓支架設計工作阻力，t/架；M-煤層機采高度，取2.6m；L2-實測老頂周期來壓步距，取20m；Lm-控頂距，取3.6m；F-支架支護面積，為7.5m2。

則：PH=(-3.6+5.8×2.6+1.4×20+3.6×3.6）×7.5=393.3t/架=3854.30kN/架。

根據表1可以看出，選用ZF5000/17/32型支架可以滿足工作面的支護要求。

②進、回風順槽超前段合理支護強度

式中：t-工作面超前支護段每棵單體液壓支柱承受的重量（噸）；S-工作面超前支護段每棵單體液壓支柱的支撐面積m2（柱距取0.8m）；H-超前20m內的頂底板移近量（頂煤3.4m，泥巖1m）；ρ-密度、容重（10#煤容重取1.37m3/t，泥巖容重取2.5m3/t）。

根據《煤礦安全規程》第101條規定：單體液壓支柱的初撐力，柱徑為100mm的不得小于90kN。88.043＜90kN，工作面單體液壓支柱支設方式可以滿足工作面的支護要求。如遇特殊地段頂板壓力加大時，必須根據現場實際情況增設支護。

③支架密度確定

10501工作面支架需要量：

式中：N-工作面支架數目，架（取整數）；L-工作面斜長（加偽斜），m；E-架中心距，m。

N=184÷1.5≈123（架）

根據頂板與支架選型，考慮到端頭支護及工作偽斜開采，工作面共需124架支架，包括過渡6架和中部118架，支架側護間距最大不得超過200mm，最小不得低于100mm。

(3)最大、最小控頂距、放頂步距的確定

頂板相對穩定，工作面支架端面距不超過340mm。

其中：D-液壓支架頂梁長度，取3745mm；

E-端面距，取340mm；

S-循環進度，取600mm；

最大控頂距=支架頂梁長度+端面距+循環進度

=3745+340+600

=4685mm

最小控頂距=支架頂梁長度+端面距

=3745+340

=4085mm

確定最大控頂距為4685mm，最小控頂距為4085mm，放頂步距：0.6m。

(4)乳化液泵站選型、數量

根據標準要求，工作面用液量和乳化泵的供液量和供液壓力，本工作面選用BRW315/31.5型乳化泵配RX400/25型乳化液箱完全可以滿足工作面安全生產的需要；工作面共設有兩臺同型號的乳化液泵，一臺工作，一臺備用。

3.工作面頂板控制

(1)工作面支護方式

工作面采用ZF5000/17/32型掩護式液壓支架，兩端頭采用ZFG5400/19/34型掩護式液壓支架維護工作面空間并隔離采空區，采用及時支護方式，即先移支架，后移前溜。工作面端面距340mm，最大控頂距4.685m，最小控頂距4.085m，移架步距0.6m，移架、推溜、放煤均為本架操作。如圖1所示。

圖1 10501綜采工作面最小、最大控頂距示意圖

(2)進風順槽、回風順槽、工作面及端頭頂板控制

①運輸順槽、回風順槽超前支護距離不小于20m。（頂板壓力前移支護不少于30m）

②運輸順槽、回風順槽均采用“錨桿+W鋼帶+鋼筋網+錨索＋梯子梁”聯合支護。并滿足支柱的支護質量要求。

4.工作面超前支護及安全出口的控制

(1)超前支護

兩順槽工作面外20m范圍內的超前支護在原來巷道支護的基礎上采用2.4m的π型梁配合DW3.50-200型單體液壓支柱進行加強支護。工作面超前采用“一梁三柱”進行支護。梁頭對梁頭，沿順槽走向平行支設三排單體支柱。單體液壓支柱的柱距為0.8m。進風順槽切頂線往外，靠下幫0.6m處支設一排順巷單體支柱，超前工作面靠煤壁0.6m內支設一排順巷單體支柱，沿轉載機行人側緊靠轉載機下幫位置支設一排順巷單體支柱，支設距離均不低于20m。回風順槽超前支護不低于20m，靠煤幫1m支設一排順巷單體支柱，在距煤幫2.3m支設一排順巷單體支柱，在距另一幫1m處支設一排順巷單體支柱。單體液壓支柱柱距不得超過0.8m，梁頭距不得超過0.15m，確保支設安全穩固。

(2)端頭支護及安全出口控制

端頭支護采用ZFG5400/19/34型掩護式液壓支架支護，液壓支架支護不到的空間采用π型梁+單體液壓支柱進行加強支護。

①正常情況下，在前后溜機頭、機尾減速器處加打端頭支護，端頭支護采用4mπ型梁打設跨溜抬棚，四梁邁步前移支護（支架有上、下竄現象時，根據工作面實際情況進行加梁，空頂及梁間距不得超過200mm），π型梁距端頭支架間距不大于500mm，梁間距不大于200mm，跨溜抬棚采用“一梁三柱”支設，柱距為600mm，前柱距梁頭200mm。②在頂板破碎帶或斷層帶，根據現場實際情況，進行有效的加強支護，并制定相應的安全技術措施。③巷道超高時，頂板與棚之間勾木接頂，單體柱應迎山有力，所支設的順巷支護區應與巷道中線平行。④兩順槽超前的安全出口不低于1.8m，人行側寬度不得小于0.8m。

5.支護監測

為提高頂板管理水平，準確掌握工作面的頂板來壓規律，需要及時對液壓支架和單體支柱初撐力進行定期觀測，并做好記錄和分析，為以后的頂板管理工作提供信息支持。其中工作面液壓支架每架安裝一組壓力表，并每天觀測一次；兩順槽超前支護段的單體液壓支柱配備單體壓力測試儀，每周觀測一次；兩順槽每隔50m安裝一組頂板離層監測儀和一組錨桿、錨索壓力觀測儀表，每周定期觀測一次，靠近工作面100m范圍內的每天觀測一次，并將觀測數據填寫至現場管理牌；兩順槽內每隔50m做巷道十字觀測點，每周定期觀測，靠近工作面50m范圍內的每天觀測一次；單體柱每10根抽查觀測一根，觀測數據必須真實。

6.結束語

頂板管理是煤礦生產中安全管理的重中之重，需要進行系統的管理，本文以礦井地質資料為依據，對山西呂梁中陽桃園鑫隆煤業有限公司10501綜放工作面進行了頂板支護設計，實踐證明，本設計完全能滿足頂板管理要求，希望對頂板管理工作提供借鑒。