煤礦綜采工作面頂板支護管理分析

王強

（大同煤礦集團同生精通興旺煤業有限公司，山西大同037003）

在煤礦生產的過程中，頂板事故屬于非常嚴重的事故。當前通常選用工作面機械化綜采技術，當在掘進的過程中，工作面頂板往往會出現如下現象：第一，懸伸；第二，下沉；第三，斷裂；第四，塌落等。由于掘進工作的進行，導致巖體結構、應力以及相應的平衡力也發生了變化。假如不能對頂板進行有效地支護，那么將可能導致巖層出現不穩定的現象，從而給井下掘進工作者帶來危險。此外，為了能夠極大地提高采礦的效率，必須對頂板支護進行嚴格的管理，從而才可以有效地保護回采巷道的安全性。筆者以某礦8105工作面為例子，對頂板支護管理情況進行研究，為頂板支護提供科學的管理經驗。

1 工作面及頂板概況

該工作面選用U型布置，其運輸槽長度、回風順槽長度都設定為1137m，相應的工作面切眼長度設定為135m，煤層厚度可以達到4.8m，容重能夠達到1.54t/m3，回收率為90%。通過分析表1可以發現，工作面直接頂組成成分主要是砂巖，其厚度可以達到6.09m，薄層狀，頁理發育。按照頂板堅硬程度、工作面礦壓的影響程度可以將該頂板劃歸為Ⅱ類中等穩定頂板。由于基本頂是砂質泥巖與細砂巖，其厚度可以達到6.03m，中厚層狀，均勻層理，將其劃歸為屬Ⅱ級頂板。

表1 工作面圍巖巖性分析

2 工作面支護相關計算

經過調研發現，綜采工作面頂板支護大都采用液壓支架實施臨時支護。為了能夠有效地保證煤層不發生頂板下陷，必須對支護參數進行校驗。

2.1 礦壓參數計算

（1）當將煤采出之后，煤層頂端將出現懸臂的窗臺，當煤頂懸露過長，將可能出現垮落的現象。通過分析已經開采工作面的情況來看，直接頂首次出現垮落的步距可以達到30~40m之間，而垮落巖石填充采空巖區高度通常低于煤層采高。假如直接頂垮落之后，當頂懸露一定的時間之后，將會出現周期性斷裂的現象，所產生的作用力將會作用在煤壁以及采空區域巖石上。相應的基本頂初次垮落步距在60~80m之間，相應的周期來壓步距通常在20~30m范圍內，周邊工作回采過程中，采場所承受的最大壓強達到547kN/m2。

（2）液壓支架能夠有效地支撐直接頂，當處于周期性來壓過程時，基本頂作用力能夠直接作用在支架上，通常合力是采高頂板巖石重量的6~8倍，如下公式可以計算采場支架的最大壓強：

式中:n——相應的頂板重量系數，取值為8；

r——相應的頂板巖石容重，取r=2500kg/m3；

g——相應的重力加速度，取值為9.8N/kg；

H——相應的工作面采高，取值為3.2m。

采場對支架最大壓強:

2.2 液壓支架支撐強度校驗

通過分析工作面頂板板巖、采高等條件，在工作面設置ZZ12000/23/35型端頭支架1架，ZF7600/22/35型中間架86架，ZFG7500/20/35型過渡支架6架，數量共計93架。ZF7600/22/35型液壓支架參數介紹如下：選用林州重機集團股份有限公司生產的液壓支架。架型選用四柱放頂煤支架，型號選用ZF7600/22/35；支架長度：2200~3500mm；支架寬度：1430~1600mm；支架中心距：1500mm；初撐力：6185kN；支架工作阻力：7600kN；支 架 強 度：1.07~1.14MPa；移 架 步 距：630mm；操縱方式：手動本架控制；立柱：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：雙伸縮，4根、?250/180mm、?235/160mm、160mm；推移千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：倒裝，一根、?180mm、?120mm、700mm；伸縮梁千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：普通雙作用，2根、?80mm、?60mm、700mm；護幫千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：普通雙作用，1根、?80mm、?70mm、470mm、247kN；插板千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：普通雙作用，2根、?80mm、?60mm、600mm、158kN；拉后溜千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：普通雙作用，1根、?140mm、?85mm、700mm、485kN；頂梁、掩護梁千斤頂：型式、缸徑、桿徑、行程參數分別為：內進液式，3根、?80mm、?60mm、170mm、158kN。

（1）支架工作阻力校驗。選用如下公式計算頂板對單個支架的最大壓力：

式中:P——相應的采場對支架的最大壓強，取值為627.2 kN/m2；

A——相應的支架中心距，取值為1.5m；

L1——相應的支架頂梁長，取值為2.9m；

L2——相應的支架前梁長，取值為1.6m。

通過上述計算可以達到，采場頂板作用在單個支架最大壓力為4233.6kN，由此可以看出小于液壓支架的支護工作阻力，因此滿足支架工作的需要。

（2）支架初撐力校驗。支架初撐力不能低于0.8F=3 386.9kN。通過分析可以看出，支架的支護初撐力為5236kN，由此該值大于3 386.9kN，因此該支架能夠滿足支撐需要。

（3）支護強度校驗。通過上述計算可以看出，采場對支架所施加的最大壓強為0.6272MPa，可是通過分析可以看出支架支護強度為0.74MPa，該數值大于采場對于支架的最大壓強，其滿足支架支護的需要。由此可以看出，ZF5600/17/35D型液壓支架可以滿足支護的需要。

2.3 控頂距計算

當采煤工作面不斷推進之后，液壓支架需要不斷前移，懸伸的頂板自行垮落，可以有效地填充采空區。選用如下公式計算ZF5600/17/35D型液壓支架的最大以及相應的最小控頂距:

最大控頂距Lmax計算公式:

式中：L3——相應的支架端面距，取值為0.26m；

LD——相應的采煤機的截割深度，取值為0.8m。

因此可以得到最大控頂距為5.56m。

相應的最小控頂距Lmin:

因此，可以得到最小控頂距為4.76m，圖1為液壓支架空頂距示意圖。

圖1 液壓支架空頂距示意圖（單位：mm）

3 工作面液壓支架支護質量要求

為了在回采時保證支護的有效性，液壓支架支護質量要求如下：

（1）在現場對支架初撐力進行檢測時發現，支架立柱柱底設置的機械壓力表數值必須大于24MPa，而設置在支架位置的控制器壓力表不能低于240bar。

（2）將支架頂梁與頂板設置成為平行，同時接頂嚴密，這樣能夠有效地將最大仰角控制在±7°以內。

（3）相結合支架配合較好，間隙控制在200mm以內，不能出現較大的差錯。

4 工作面頂板管理

當位于工作面有效地支護基礎上，還必須對頂板進行有效地管理，從而可以有效地起到優化頂板支護的效果，進而降低巷道圍巖的風險，具體措施如下：

（1）加強對施工的監管力度，在回采時，工作人員必須發揮應有的作用，對產生的各種數據進行監測，加強事故多發點的檢測。對檢測到支護壓力數據進行分析，進而能夠有效地預測以及預防安全事故，進而達到科學作業的目的。

（2）對設備以及相應的技術進行更新，主要表現為兩個方面：第一，更新與改進老舊的支護設備，避免在工作的過程中存在隱患，此外，將新技術應用到機械設備中，從而能夠有效地優化工作面支護質量，最大限度地降低風險；第二，不斷進行工藝技術革新，對頂板事故進行分析，有針對性的優化工藝，逐漸改進支護工藝，從而將支護效果達到最佳。

（3）不斷健全管理機制，增強安全方面的管理。通常情況下可以構建風險風機管控機制，對頂板管理中存在的問題進行辨識，同時能夠定性或者定量地對風險程度進行評估，進而確定風險等級。對于不能直接處理的安全隱患，必須委派專人進行跟蹤調查，直至將風險消除為止。

（4）強化教育，注重深入培訓，主要從如下兩個方面入手：第一，定期對井下工作人員進行制度培訓，尤其對頂板支護人員進行培訓，在培訓的過程中必須設置相應的考核機制，只有達標者才可以上崗，反之將繼續參加培訓直至合格為止方可上崗。第二，對于設置的工作面作業流程而言，需要在開工之前做好技術交底工作，從而使得從事工作的人員充分了解各個環節的工作流程以及內容，與此同時需要強化頂板安全管理理念，進而可以有效地優化工作面頂板管理能力。

5 結論

筆者以某煤礦8105工作面選用的ZF7600/22/35型液壓支架進行分析，對頂板支護問題以及相應的解決辦法進行分析，對支護的各個支撐力進行分析發現，滿足頂板支護的需要。同時從管理頂板支護入手對支護技術與設備進行更新以及要求各個井下支護工作人員進行技術培訓，只有滿足要求者方可上崗，這些都大大加強了支護的安全性，從而保證井下作業的安全。