单体液压支柱工作面顶板管理浅析.doc

湖南华润煤业唐洞煤矿有限公司 摘要：近几年来，单体液压支柱的推广使用,大大改善了采煤面的顶板管理,减少了顶板事故的发生,促进了生产的发展。本文就我矿多年来使用单体液压支柱的情况,肤浅地谈一谈这种支护装备对顶板控制效果的思考。 关键词：单体液压支柱；顶板管理；安全效果；分析 1. 概况 矿井在八十年初采煤工作面都是使用金属摩擦支柱支护顶板。开始使用单体液压支柱,目前单体液压支。经过年多的生产实践及矿压观测证明,单体液压支往的支护性能基本上适应我各类顶板的变化规律,煤层顶饭得到了控制,解决了顶板管理题,收到了比较好的经济效果 依据顶板压力确定支护的强度、密度进行计算，来确定采面支护的排、间柱，再按直接顶破碎与否，确定顶梁类型，背顶要求。 2.1 矿压显现参数 根据矿井多年对采煤工作面顶板压力观测,矿压显现规律如下： ⑴、工作面的初次垮落步距为11～20m左右，垮落前支柱最大工作阻力为161.7KN，活柱最大压缩量13mm。 ⑵、初次来压步距为18～22m，顶板下沉量为100～200mm，147mm/h，支柱工作阻力为123.2KN。 ⑶、周期来压步距为10～15m，顶板下沉量为60～100mm，55mm/h，支柱工作阻力为120.5KN。 ⑷、超前压力影响范围12～20m，最强烈为8～12m。 2.2 支护设计 2.2.1顶板压力的确定：其计算公式为 P = k1.r.H×9.8×102 （ N/ m2 ） K1 顶板压力系数，一般为K=4～8 取4 r 岩石容重 2.5t/m3。 H 工作面采高 1.8 米； 2.2.2每根支柱支护面积的确定： S=F平/（k2.P） S— 每根支柱支护面积（m2 ） F平（平均工作阻力）=294（额定工作阻力）×0.8=235.2 KN K 2 安全系数，一般为1.05～1.10 取K=1.05 P — 单位面积顶板压力（ N/ m2 ） 2.2.3支柱排距、柱距及迎山角的确定： 根据工作面顶板岩性、控顶方式、邻近煤层顶板活动情况及工作面π型钢梁长度，确定排距1.0 m，验算柱距： ａ = S/（k3.b） a — 柱距 S— 每根支柱支护面积（m2 ） b — 1.0 m（排距） k3—— 柱距安全系数（一般为1.4～1.6）， 取 1.4 由公式： P=k1·r·H×9.8×103 S=F平/（k2.P） ａ = S/（k3×b）可推得 a = F平 / K1×K2×k3×H×r×b×9.8×103 a = 235.2/4×1.05×1.4×1.8×2.5×1.0×9.8×103=0.91 ｍ 式中： F平（平均工作阻力）=294（额定工作阻力）×0.8=235.2 KN H 工作面采高 1.8米； K1 顶板压力系数，取K=4。 r 岩石容重2.5吨/m3。 K 2 安全系数，取K=1.05。 k3—— 柱距安全系数 1.4。 b — 1.0 m（排距） a — 柱距 根据顶板管理有关规定及采面顶板压力显现规律，工作面支柱的柱距取0.8m。支柱迎山角沿倾斜方向向上迎2～3，沿走向方向往老塘迎1～2。架设时支柱必须成排、成行、成直线，其偏差不超过±100毫米。 3. 工作面顶板支护要求 3.1工作面支护.根据工作面采高，顶底板岩性及顶板下沉量,选用外注式系列单体液压支柱配л型梁支护,一梁三柱走向棚,二根一组，组间距0.8m，交替迈步前移，梁长2.4ｍ，梁间隔0.2m。梁端至煤壁不得大于300㎜；初撑力不小于90KN（11.47ＭＰａ），(工作面底板松软时必须下好底梁和穿好铁鞋并随工作面推进而循环使用，回采工作面放炮前后要实行二次注液)；煤层底板较坚硬时,单体液压支柱脚眼必须找毛,确保护效果.支护顶板正常情况下，每架棚背顶4组（两根一组）1.2米长的杂棒；顶板破碎时，每架棚背顶1.2米长木板皮4块。 3.2 特殊支护 ⑴、密柱：采用单排密集支柱切顶，每空两根密柱，支柱应打紧、打牢、打对山，严禁打在浮煤、矸上，并保证有足够的初撑力。 ⑵、丛柱：初次放顶或正常放顶时，放顶局部悬顶或冒落高度不充分[﹥（2×5）m2]，必须架设丛柱，每5m一组，每组三根支柱呈“品”字型架设，且必须打紧、打牢、打对山。 ⑶、靠帮支柱：断层处、破碎带及工作面压力大，造成煤壁片帮，炮道超过规定的地段及采高大于1.6米处都必须打好靠帮临时支柱，其间距为0.8米，煤壁用木板皮卡紧