趙 亮

(山西省長(zhǎng)治經(jīng)坊煤業(yè)有限公司， 山西 長(zhǎng)治 047100)

1 前言

經(jīng)坊煤礦3- 807工作面煤層平均厚度6.3m，煤層傾角2°～6°，煤層穩(wěn)定，煤層頂?shù)装迩闆r見(jiàn)表1。工作面采用走向長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤工藝回采，采用全部垮落法控制頂板。工作面采高2.8m,放頂高度3.5m，采放比為1∶1.25，底煤回收率為97%，頂煤回收率為93%，“一采一放”為一循環(huán)。根據(jù)礦井周圍相似工作面礦壓數(shù)據(jù)，該綜放工作面直接頂巖層初次垮落步距為8～14m，基本頂初次來(lái)壓步距為25～30m，周期來(lái)壓步距為7～16m。工作面中間架采用ZF5800—16/30型液壓支架支撐頂板，支護(hù)面積4.68m2，初撐力5 236kN,支架額定工作阻力5 800kN，移架步距800mm,支架中心距1 500mm，支架高度1 600～3 000mm，支架寬度為1 430～1 600mm。

表1 工作面煤層頂?shù)装?/p>

2 支架選型核驗(yàn)

2.1 按采空區(qū)的垮落巖石厚度核驗(yàn)

按采空區(qū)的垮落巖石厚度來(lái)計(jì)算放頂煤支架的支護(hù)強(qiáng)度，其計(jì)算公式為

(1)

式中：Kd——?jiǎng)虞d系數(shù)，一般取1.4；

M——綜放工作面一次采全厚，取6.3m；

Kp——頂板巖石碎脹系數(shù)，取Kp=1.40；

γ——頂板巖石體積密度，γ=25kN/m3。

支護(hù)強(qiáng)度確定后，根據(jù)支架伸縮量、頂梁長(zhǎng)度、支架寬度得出支架工作阻力為

P=q(LK+LD)B

(2)

式中：P——支架工作阻力，kN；

q——支架的支護(hù)強(qiáng)度，kN/m2；

LK——伸縮量，取0.8m；

LD——頂梁長(zhǎng)度，取5.0m；

B——支架寬度，取1.5m。

計(jì)算得出P=4 796kN。

2.2 按覆巖載荷與煤層關(guān)系核驗(yàn)

覆巖載荷與煤層成正比，因此采場(chǎng)最大壓強(qiáng)為

P=9.8Nhγ/1 000

(3)

式中：P——采場(chǎng)壓強(qiáng)；

N——取8(按要求，支架載荷取8倍采高巖重進(jìn)行計(jì)算)；

h——煤層的采高，取2.8m；

γ——頂板巖石的平均密度，取2 600kg/m3。

故采場(chǎng)最大壓強(qiáng)P=9.8×8×2.8×2 600/1 000=570kN/m2。

本工作面支架的支護(hù)強(qiáng)度應(yīng)大于570kN/m2，支架面積為4.68m2，所以得出所需支架工作阻力570×4.68=2 667.6kN，所需支架初撐力570×4.68×80%=2 314.08kN。

綜上所述，通過(guò)以上2種方式計(jì)算，支架工作阻力宜大于4 796kN，礦山現(xiàn)有的ZF5800—16/30型液壓支架可以滿足支護(hù)要求。

3 工作面頂板支護(hù)方式

3.1 正常工作時(shí)期頂板支護(hù)方式

該綜放工作面采用全部垮落法控制頂板，工作面支護(hù)采用ZF5800—16/30型液壓支架進(jìn)行及時(shí)移架支護(hù)，移架在采煤機(jī)割過(guò)10～15架后進(jìn)行，超過(guò)此距離或發(fā)生片幫冒頂時(shí)，必須停止割煤。

3.2 正常工作時(shí)期的特殊支護(hù)方式

(1)如果頂板破碎，必須及時(shí)支護(hù)，即采煤機(jī)前滾筒割過(guò)煤后，必須帶壓擦頂及時(shí)移架。

(2)如果工作面片幫深度達(dá)到800mm，必須超前支護(hù)，即移架在割煤之前進(jìn)行。

(3)工作面?zhèn)汩荛L(zhǎng)度大于1m時(shí)，最大突出部分不得超過(guò)200mm；傘檐長(zhǎng)度在1m及以下時(shí)，最大突出部分不得超過(guò)250mm。

4 工作面頂板控制

4.1 工作面兩巷超前支護(hù)管理

(1)超前支護(hù)隨工作面的推進(jìn)不斷前移,保證工作面兩巷超前支護(hù)的距離不小于30m。

(2)工作面回風(fēng)巷道超前支護(hù)采用4.8m的π型梁與單體液壓支柱進(jìn)行支護(hù)，煤壁幫單體液壓支柱距離中間單體液壓支柱為1m。沿工作面運(yùn)輸巷道走向每排單體液壓支柱用硬鏈接進(jìn)行連接，硬鏈接間隔成線，連接牢靠。巷道頂板破碎或有特殊地質(zhì)構(gòu)造時(shí)需用木料配合單體液壓支柱進(jìn)行支護(hù)，排距、棚距等執(zhí)行如上規(guī)定。回采過(guò)程中頂板壓力大或過(guò)破碎帶時(shí)棚距可根據(jù)實(shí)際情況縮小[1]。

(3)超前范圍內(nèi)端頭支架前方10～20m采用一梁三柱支護(hù)，20～30m范圍內(nèi)采用一梁二柱支護(hù)。上、下幫用DW4.0m單體液壓支柱,棚距1m, 兩幫單體液壓支柱距離π型梁頭150mm進(jìn)行支設(shè)，煤壁幫單體液壓支柱距離中間單體液壓支柱為1m，柱頭必須用防倒繩與頂板上的鋼帶或金屬網(wǎng)進(jìn)行連接，且迎山角度合格。

4.2 工作面安全出口的管理

1)回風(fēng)巷道安全出口的支護(hù)

工作面回風(fēng)巷道安全出口主要靠工作面過(guò)渡支架支護(hù)頂板,平行巷道布置，支架外幫的單體液壓支柱配合1.2m的鉸接頂梁對(duì)此處空頂空間進(jìn)行有效支護(hù)，并保證安全出口暢通。各支柱必須用防倒繩與頂板上的鋼帶進(jìn)行連接，且迎山角度合格。

2)運(yùn)輸巷道安全出口的支護(hù)

運(yùn)輸巷道安全出口使用1#端頭支架維護(hù)頂板，端頭支架與轉(zhuǎn)載機(jī)之間的空間利用4.8m的π型梁與單體液壓支柱進(jìn)行支護(hù)，工作面上、下出口的人行道寬度不得小于0.8m，凈高不低于1.8m。

根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，工作面采取密集支護(hù)切頂時(shí)，兩端密集支柱之間必須留有寬0.5m以上的安全出口。切頂線支設(shè)一排，保證足夠的支護(hù)密度，保證每米支設(shè)4根切頂點(diǎn)柱，端頭和端尾支護(hù)與工作面控頂距切齊，隨工作面推進(jìn)每個(gè)循環(huán)正常移設(shè)，確保支護(hù)齊全，擋矸有效。

4.3 采空區(qū)頂板控制

3- 807工作面采用ZF5800—16/30型液壓支架支撐頂板，全部垮落法管理頂板，“一采一放”為一循環(huán)，采空區(qū)隨著支架前移自行垮落。隨著工作面的推進(jìn)，當(dāng)遇到堅(jiān)硬頂板，采空區(qū)懸頂超過(guò)15m時(shí)，頂板無(wú)法自行垮落，要進(jìn)行人工強(qiáng)制放頂作業(yè)，使頂板垮落。

5 總結(jié)

采用兩種方案對(duì)工作面支架選型進(jìn)行核驗(yàn)，支架工作阻力宜大于4 796kN，礦山現(xiàn)有的ZF5800—16/30型液壓支架可以滿足支護(hù)要求。同時(shí)對(duì)工作面的支護(hù)方式、頂板控制進(jìn)行了研究，為綜放工作面的安全開(kāi)采提供了技術(shù)支撐。