浅析煤矿顶板支护技术在回采工作面的应用

＊申子强

（山西汾西矿业集团柳湾煤矿 山西 032300）

引言

近年来，随着煤矿顶板支护技术的不断创新，煤矿顶板事故得到了很好的控制，但顶板事故是煤矿五大自然灾害之一，其对于煤矿安全管理的危害性是很大的，所以顶板管理要作为煤矿长期的一个重要工作来抓。

1.工程概况

10501回采工作面设计为综采放顶煤开采，设计走向长度1136m，倾斜长度180m，开采10#煤层，平均厚度5m，煤层结构简单-复杂，一般含夹矸2层，夹矸厚度多为0.05m-0.22m。煤层颜色主要为黑色、黑灰色，条痕为黑褐色，玻璃光泽，内生裂隙较发育，断口呈参差状不规则状，一般呈条带状、线理状结构，均一状结构次之，层状构造为主，块状构造次之。硬度中等，一般为2～3。

10501回采工作面位于井田东北部，工作面南接10号煤3条东上山巷道，东、北方向均邻井田保安煤柱，西为实体煤，工作面上覆为原青蒿煤矿越界开采6号煤层采空区。

2.顶板支护设计

(1)工作面顶板条件与支架适应条件对照表(见表1)

表1 ZF5000/17/32液压支架技术参数

(2)支护强度验算

①工作面合理支护强度

A.采用“估算法”计算液压支架工作阻力[1]

估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。

式中：P0-支架承受的载荷，kN；S-支架支护的顶板面积，m2，为7.5m2；r-顶板岩石视密度，t/m3，为2.3t/m3；Σh-冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m；α-煤层倾角，（°），为1°。

式中：M-采高，m，为2.6m；K-岩石碎胀系数，取1.25-1.5。

上式可写成：P0=（2-4）×9.8SrMcosα

一般用上限，即P0=4×9.8SrMcosα

计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数1.5-2，则：

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

B.采用“老顶周期来压步距法”计算液压支架工作阻力

式中：PH-液压支架设计工作阻力，t/架；M-煤层机采高度，取2.6m；L2-实测老顶周期来压步距，取20m；Lm-控顶距，取3.6m；F-支架支护面积，为7.5m²。

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

根据表1可以看出，选用ZF5000/17/32型支架可以满足工作面的支护要求。

②进、回风顺槽超前段合理支护强度

式中：t-工作面超前支护段每棵单体液压支柱承受的重量（吨）；S-工作面超前支护段每棵单体液压支柱的支撑面积m²（柱距取0.8m）；H-超前20m内的顶底板移近量（顶煤3.4m，泥岩1m）；ρ-密度、容重（10#煤容重取1.37m³/t，泥岩容重取2.5m³/t）。

根据《煤矿安全规程》第101条规定：单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90kN。88.043＜90kN，工作面单体液压支柱支设方式可以满足工作面的支护要求。如遇特殊地段顶板压力加大时，必须根据现场实际情况增设支护。

③支架密度确定

10501工作面支架需要量：

式中：N-工作面支架数目，架（取整数）；L-工作面斜长（加伪斜），m；E-架中心距，m。

N=184÷1.5≈123（架）

根据顶板与支架选型，考虑到端头支护及工作伪斜开采，工作面共需124架支架，包括过渡6架和中部118架，支架侧护间距最大不得超过200mm，最小不得低于100mm。

(3)最大、最小控顶距、放顶步距的确定

顶板相对稳定，工作面支架端面距不超过340mm。

其中：D-液压支架顶梁长度，取3745mm；

E-端面距，取340mm；

S-循环进度，取600mm；

最大控顶距=支架顶梁长度+端面距+循环进度

=3745+340+600

=4685mm

最小控顶距=支架顶梁长度+端面距

=3745+340

=4085mm

确定最大控顶距为4685mm，最小控顶距为4085mm，放顶步距：0.6m。

(4)乳化液泵站选型、数量

根据标准要求，工作面用液量和乳化泵的供液量和供液压力，本工作面选用BRW315/31.5型乳化泵配RX400/25型乳化液箱完全可以满足工作面安全生产的需要；工作面共设有两台同型号的乳化液泵，一台工作，一台备用。

3.工作面顶板控制

(1)工作面支护方式

工作面采用ZF5000/17/32型掩护式液压支架，两端头采用ZFG5400/19/34型掩护式液压支架维护工作面空间并隔离采空区，采用及时支护方式，即先移支架，后移前溜。工作面端面距340mm，最大控顶距4.685m，最小控顶距4.085m，移架步距0.6m，移架、推溜、放煤均为本架操作。如图1所示。

图1 10501综采工作面最小、最大控顶距示意图

(2)进风顺槽、回风顺槽、工作面及端头顶板控制

①运输顺槽、回风顺槽超前支护距离不小于20m。（顶板压力前移支护不少于30m）

②运输顺槽、回风顺槽均采用“锚杆+W钢带+钢筋网+锚索＋梯子梁”联合支护。并满足支柱的支护质量要求。

4.工作面超前支护及安全出口的控制

(1)超前支护

两顺槽工作面外20m范围内的超前支护在原来巷道支护的基础上采用2.4m的π型梁配合DW3.50-200型单体液压支柱进行加强支护。工作面超前采用“一梁三柱”进行支护。梁头对梁头，沿顺槽走向平行支设三排单体支柱。单体液压支柱的柱距为0.8m。进风顺槽切顶线往外，靠下帮0.6m处支设一排顺巷单体支柱，超前工作面靠煤壁0.6m内支设一排顺巷单体支柱，沿转载机行人侧紧靠转载机下帮位置支设一排顺巷单体支柱，支设距离均不低于20m。回风顺槽超前支护不低于20m，靠煤帮1m支设一排顺巷单体支柱，在距煤帮2.3m支设一排顺巷单体支柱，在距另一帮1m处支设一排顺巷单体支柱。单体液压支柱柱距不得超过0.8m，梁头距不得超过0.15m，确保支设安全稳固。

(2)端头支护及安全出口控制

端头支护采用ZFG5400/19/34型掩护式液压支架支护，液压支架支护不到的空间采用π型梁+单体液压支柱进行加强支护。

①正常情况下，在前后溜机头、机尾减速器处加打端头支护，端头支护采用4mπ型梁打设跨溜抬棚，四梁迈步前移支护（支架有上、下窜现象时，根据工作面实际情况进行加梁，空顶及梁间距不得超过200mm），π型梁距端头支架间距不大于500mm，梁间距不大于200mm，跨溜抬棚采用“一梁三柱”支设，柱距为600mm，前柱距梁头200mm。②在顶板破碎带或断层带，根据现场实际情况，进行有效的加强支护，并制定相应的安全技术措施。③巷道超高时，顶板与棚之间勾木接顶，单体柱应迎山有力，所支设的顺巷支护区应与巷道中线平行。④两顺槽超前的安全出口不低于1.8m，人行侧宽度不得小于0.8m。

5.支护监测

为提高顶板管理水平，准确掌握工作面的顶板来压规律，需要及时对液压支架和单体支柱初撑力进行定期观测，并做好记录和分析，为以后的顶板管理工作提供信息支持。其中工作面液压支架每架安装一组压力表，并每天观测一次；两顺槽超前支护段的单体液压支柱配备单体压力测试仪，每周观测一次；两顺槽每隔50m安装一组顶板离层监测仪和一组锚杆、锚索压力观测仪表，每周定期观测一次，靠近工作面100m范围内的每天观测一次，并将观测数据填写至现场管理牌；两顺槽内每隔50m做巷道十字观测点，每周定期观测，靠近工作面50m范围内的每天观测一次；单体柱每10根抽查观测一根，观测数据必须真实。

6.结束语

顶板管理是煤矿生产中安全管理的重中之重，需要进行系统的管理，本文以矿井地质资料为依据，对山西吕梁中阳桃园鑫隆煤业有限公司10501综放工作面进行了顶板支护设计，实践证明，本设计完全能满足顶板管理要求，希望对顶板管理工作提供借鉴。