盧遠(yuǎn)成

（同煤國電同忻煤礦有限公司山西大同037001）

0 引言

煤炭資源目前在我國仍占據(jù)著較大的比例，是不可或缺的能源之一，如何針對煤炭資源進行安全高效的開采，是廣大科研學(xué)者研究的重要課題之一。尤其在工作面開采頂板巖層控制方面尤為重要，頂板巖層的活動規(guī)律嚴(yán)重制約著工作面的開采安全[1-3]，因此，需對工作面開采時的頂板運移規(guī)律及控制技術(shù)進行研究。楊敏[4]闡述了綜采放頂煤液壓支架現(xiàn)有的型號以及應(yīng)用；李剛[5]針對宏遠(yuǎn)煤業(yè)150202 工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，進行了支架選型及強度驗算?，F(xiàn)針對同忻礦8309放頂煤工作面頂板結(jié)構(gòu)特點進行研究，并采取合理的頂板控制措施，實現(xiàn)工作面的安全開采。

1 工程概況

表1 工作面頂?shù)装鍘r性表

同忻礦8309工作面所采煤層為C3～5#煤層，平均厚度為14.88 m，煤層結(jié)構(gòu)較為復(fù)雜。工作面位于三盤區(qū)西南部，東南方向為8207 回采工作面采空區(qū)，西北方向為煤體，西南方向為保護煤柱，東北方向為三盤區(qū)三條大巷。工作面頂?shù)装鍘r性如表1所示。

2 放頂煤工作面頂板控制技術(shù)

2.1 支架選型計算

根據(jù)工程經(jīng)驗，同忻礦8309工作面選用ZF15000/27.5/42型正四連桿低位放頂煤支架，下面進行驗算此液壓支架是否符合要求。

（1）放頂煤支架支護強度計算方法：

根據(jù)斷裂角確定放頂煤支架支護強度：

式中：H—對支架有直接影響的巖層厚度(m)；L—有效控頂距(m)，5.655 m；h1—頂煤厚度(m)，10.98 m；α—頂煤斷裂角(°)，一般為70°～120°，取70°；θ—頂板斷裂角(°)，一般為60°～65°，取60°；γ1—頂煤的容重，取1.43 kN/m3；γ2—頂板巖石的容重，取26 kN/m3；qz—支架的動載支護強度；k—動載備用系數(shù)，Ⅱ級以上老頂，一般取1.5-2.0，取1.6；

代入上式計算可得：H=16.86 m；qz=957.6 kN/m2（2）綜放工作面支架阻力計算：

根據(jù)斷裂角確定放頂煤支架工作阻力：

式中：P1—支架的工作阻力(kN)；Lk—梁端距0.340 m；LD—頂梁長度5.315 m；B—支架中心距1.75 m；ηs—支架的支護效率80%。

代入上式計算可得：P1=11 846 kN

根據(jù)放頂煤工作面現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)回歸公式計算：

式中：P2—工作阻力，kN；h—煤層埋深，539 m；f—煤的硬度系數(shù)3；Md—頂煤厚度10.98 m；k—安全系數(shù)為1.2～1.35代入上式計算可得：P2=（1939＋2.1×539＋471×3＋155/11.2）×1.35=6 072 kN

因此，支架的工作阻力為11 846 kN。60%＜11 846/15 000＜80%，故支架選型合理。

8309 工作面選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架，共108 架、過渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架，共9 架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42型端頭支架，共2架。支架中心距1 750 mm，最大控頂距6 455 mm，最小控頂距5 655 mm。

圖1 8309工作面支架控頂距示意圖

2.2 正常時期工作面頂板管理

2.2.1 工作面內(nèi)頂板控制

（1）工作面支護方式

采用追機移架（滯后采煤機后滾筒3～5 架）的方式對頂板進行及時支護。在采煤機割煤后，先移支架，再移運輸機，即割煤—移架—移運輸機—推前溜—放頂煤—拉后溜。

采煤機割煤并移架后，及時伸出支架的伸縮梁護頂，并及時伸出護壁板。

（2）工作面頂板控制要求

工作面液壓支架初撐力需達(dá)到額定阻力的80%，即達(dá)到12 000 kN；液壓支架中心距不可以超過100 mm；支架前梁梁端至煤壁頂板垮落高度不大于300 mm；工作面應(yīng)做到“三直一平”，液壓支架偏差不超過50 mm；工作面控頂范圍內(nèi)頂?shù)装逡平坎淮笥?00 mm/采高。

2.2.2 端頭及超前支護的頂板管理

（1）端頭支護

經(jīng)計算，本工作面端頭及超前支護選用DWX45-150/110 型單體支柱。端頭采用一組端頭支架（兩架）和2#過渡支架維護頭安全出口處頂板。尾端頭采用117#和118#過渡支架，118#支架與巷道外幫側(cè)使用帶0.8 m 長花邊梁的單體柱維護尾端頭及安全出口處頂板。端頭單體的支護形式采用“一梁一柱”，當(dāng)尾最后一架支架到巷道煤柱幫之間的距離1.6 m時，在支架與巷幫煤壁之間支一排單體柱，之后每增加0.8 m，增加支設(shè)一排單體柱，柱距1.2 m。

（2）運輸巷、回風(fēng)巷的超前支護：

8309工作面由于采用放頂煤開采方法，因此超前支承壓力較大且范圍較廣。根據(jù)工作面具體實測及理論分析可以得到2309巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m 需進行超前支護。超前支護方式為“三梁三柱”，兩幫側(cè)單體液壓支柱距巷道中線1 400 mm，中間排液壓支柱沿巷道中線布置，排距1 400 mm，柱距1 200 mm。支柱采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m 長花邊梁，梁與巷幫垂直；2309 巷超前支護形式為“三梁三柱”，兩幫側(cè)單體柱排距4 400 mm，中間排單體柱在轉(zhuǎn)載機采煤側(cè)支設(shè)，與采煤側(cè)排單體柱間距0.9 m，柱距1 200 mm，采用3 根DWX45-140/110 型單體液壓支柱配0.8 m長花邊梁，梁與巷幫垂直。

2.3 特殊時期工作面頂板管理

2.3.1 來壓及停采前的頂板管理

1.來壓時的頂板管理

（1）工作面要提前做好來壓預(yù)防支護工作，確保支架初撐力合格。

（2）支架必須升緊達(dá)到規(guī)定初撐力，防止工作面老頂周期來壓和沖擊性壓力摧前支架而損壞支架部件。

2.停采前頂板管理

（1）確定停采線要參照設(shè)計和工作面實際，停采線里部15 m范圍內(nèi)兩巷頂板完整。

（2）停采時根據(jù)工作面周期來壓步距，確定停采前不放煤距離，一般定為30 m。

（3）停采前兩巷要采取補強支護措施。

（4）停采前工作面鋪網(wǎng)、支護要編制收尾專項措施，明確規(guī)定鋪網(wǎng)位置、支護方式等內(nèi)容。

2.3.2 頂板破碎時的頂板管理：

（1）頂板破碎時，移架滯后采煤機前滾筒2個支架并擦頂帶壓移架,移架后及時伸出伸縮梁和護幫板進行機道及時護頂；由于煤壁松軟或片幫深，機道頂板超前暴露時，超前二次移架使前伸梁前端頂住煤幫，同時采煤機前滾筒降低不割頂煤。

（2）漏頂處的活煤要提前放下，片幫要提前用長柄工具處理掉。

（3）由于漏頂支架上方空頂時，升架不能超過正常采高的5%，前后柱高差不能超過±100 mm。沒有空頂?shù)闹Ъ芤可o達(dá)到額定初撐力。相鄰支架高低要一致，不能有明顯的錯差，以防大塊煤、矸石從架間漏下。

（4）要加強各機電設(shè)備和各支架的檢修，保證設(shè)備運轉(zhuǎn)正常，保證支架支護有效。

（5）機組要停放在漏頂區(qū)上部。漏頂區(qū)附近移架時要停采煤機后進行，不準(zhǔn)平行作業(yè)。

（6）漏頂區(qū)移架時如有煤、矸石漏下，每移一架處理完漏下的矸石并拉空溜子后再移下一架，不準(zhǔn)多架同時操作。

（7）漏下的矸石要用溜子拉到距漏頂區(qū)10 m以外頂板完好的地點進行破碎，不準(zhǔn)在漏頂區(qū)處理。

2.3.3 應(yīng)力集中區(qū)的頂板管理：

（1）通過應(yīng)力集中區(qū)時必須保證支架的初撐力符合要求。

（2）加快應(yīng)力集中區(qū)的推進速度，適當(dāng)減少放煤量。

（3）如遇應(yīng)力集中區(qū)，另行制定專項措施。

3 礦壓觀測

圖2 工作面液壓支架工作阻力

同忻礦8309 工作面采用如上支護方式針對工作面開采后頂板巖層進行支護，為了進一步驗證液壓支架選用合理性，針對工作面回采期間液壓支架受力進行監(jiān)測，通過記錄工作面第40#、80#液壓支架受力情況可知，液壓支架工作阻力均未超過額定阻力，可以保證工作面的安全回采。

4 結(jié)束語

（1）針對同忻礦8309 工作面具體地質(zhì)條件，選用了ZF15000/27.5/42 型正四連桿低位放頂煤支架，共108 架、過渡支架選用ZF13000/27.5/42H 型支架，共9架、端頭支架選用ZTZ20000/30/42 型端頭支架，共2架。并針對支架支護強度及支架工作阻力進行了驗算，均滿足工作面要求。

（2）8309 工作面端頭及超前支護選用DWX45-150/110 型單體支柱；分析得到2309 巷超前工作面煤壁25 m、5309工作面巷道超前工作面煤壁50 m需進行超前支護。5309巷超前支護為“三梁三柱”，2309巷超前支護形式為“三梁三柱”。

（3）分析了工作面來壓、停采、通過破碎區(qū)及應(yīng)力集中區(qū)時的頂板控制技術(shù)措施。最后通過現(xiàn)場40#、80#支架監(jiān)測數(shù)據(jù)，液壓支架工作阻力未超過額定阻力，可以保證工作面的安全回采。