工作面支架选型核验及顶板控制

时间：2024-07-28

赵亮

(山西省长治经坊煤业有限公司，山西长治 047100)

1 前言

经坊煤矿3- 807工作面煤层平均厚度6.3m，煤层倾角2°～6°，煤层稳定，煤层顶底板情况见表1。工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤工艺回采，采用全部垮落法控制顶板。工作面采高2.8m,放顶高度3.5m，采放比为1∶1.25，底煤回收率为97%，顶煤回收率为93%，“一采一放”为一循环。根据矿井周围相似工作面矿压数据，该综放工作面直接顶岩层初次垮落步距为8～14m，基本顶初次来压步距为25～30m，周期来压步距为7～16m。工作面中间架采用ZF5800—16/30型液压支架支撑顶板，支护面积4.68m2，初撑力5 236kN,支架额定工作阻力5 800kN，移架步距800mm,支架中心距1 500mm，支架高度1 600～3 000mm，支架宽度为1 430～1 600mm。

表1 工作面煤层顶底板

2 支架选型核验

2.1 按采空区的垮落岩石厚度核验

按采空区的垮落岩石厚度来计算放顶煤支架的支护强度，其计算公式为

(1)

式中：Kd——动载系数，一般取1.4；

M——综放工作面一次采全厚，取6.3m；

Kp——顶板岩石碎胀系数，取Kp=1.40；

γ——顶板岩石体积密度，γ=25kN/m3。

支护强度确定后，根据支架伸缩量、顶梁长度、支架宽度得出支架工作阻力为

P=q(LK+LD)B

(2)

式中：P——支架工作阻力，kN；

q——支架的支护强度，kN/m2；

LK——伸缩量，取0.8m；

LD——顶梁长度，取5.0m；

B——支架宽度，取1.5m。

计算得出P=4 796kN。

2.2 按覆岩载荷与煤层关系核验

覆岩载荷与煤层成正比，因此采场最大压强为

P=9.8Nhγ/1 000

(3)

式中：P——采场压强；

N——取8(按要求，支架载荷取8倍采高岩重进行计算)；

h——煤层的采高，取2.8m；

γ——顶板岩石的平均密度，取2 600kg/m3。

故采场最大压强P=9.8×8×2.8×2 600/1 000=570kN/m2。

本工作面支架的支护强度应大于570kN/m2，支架面积为4.68m2，所以得出所需支架工作阻力570×4.68=2 667.6kN，所需支架初撑力570×4.68×80%=2 314.08kN。

综上所述，通过以上2种方式计算，支架工作阻力宜大于4 796kN，矿山现有的ZF5800—16/30型液压支架可以满足支护要求。

3 工作面顶板支护方式

3.1 正常工作时期顶板支护方式

该综放工作面采用全部垮落法控制顶板，工作面支护采用ZF5800—16/30型液压支架进行及时移架支护，移架在采煤机割过10～15架后进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤。

3.2 正常工作时期的特殊支护方式

(1)如果顶板破碎，必须及时支护，即采煤机前滚筒割过煤后，必须带压擦顶及时移架。

(2)如果工作面片帮深度达到800mm，必须超前支护，即移架在割煤之前进行。

(3)工作面伞檐长度大于1m时，最大突出部分不得超过200mm；伞檐长度在1m及以下时，最大突出部分不得超过250mm。

4 工作面顶板控制

4.1 工作面两巷超前支护管理

(1)超前支护随工作面的推进不断前移,保证工作面两巷超前支护的距离不小于30m。

(2)工作面回风巷道超前支护采用4.8m的π型梁与单体液压支柱进行支护，煤壁帮单体液压支柱距离中间单体液压支柱为1m。沿工作面运输巷道走向每排单体液压支柱用硬链接进行连接，硬链接间隔成线，连接牢靠。巷道顶板破碎或有特殊地质构造时需用木料配合单体液压支柱进行支护，排距、棚距等执行如上规定。回采过程中顶板压力大或过破碎带时棚距可根据实际情况缩小[1]。

(3)超前范围内端头支架前方10～20m采用一梁三柱支护，20～30m范围内采用一梁二柱支护。上、下帮用DW4.0m单体液压支柱,棚距1m, 两帮单体液压支柱距离π型梁头150mm进行支设，煤壁帮单体液压支柱距离中间单体液压支柱为1m，柱头必须用防倒绳与顶板上的钢带或金属网进行连接，且迎山角度合格。