单体液压支柱工作面顶板管理浅谈.docx

单体液压支柱工作面顶板管理浅谈单体液压支柱工作面顶板管理浅谈摘要：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。自 85 年起矿井才开始使用单体液压支柱,目前,矿井共三个回采工作面,全部都使用单体液压支柱配型钢梁支护顶板。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矿各类顶板的变化规律,煤层顶饭得到了控制,解决了多种采煤方法的顶板管理问题,收到了比较好的安全效果和经济效果。2采面顶板支护设计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：、工作面的初次垮落步距为 1120m 左右，垮落前支柱最大工作阻力为 161.7KN，活柱最大压缩量 13mm。、初次来压步距为 1822m，顶板下沉量为 100200mm，147mm/h，支柱工作阻力为 123.2KN。、周期来压步距为 1015m，顶板下沉量为 60100mm，55mm/h，支柱工作阻力为 120.5KN。、超前压力影响范围 1220m，最强烈为 812m。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.H9.8102（ N/ m2 ）K1顶板压力系数，一般为 K=48取 4r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 KNK 2安全系数，一般为 1.051.10取 K=1.05P - 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型钢梁长度，确定排距 1.0 m，验算柱距： =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1.41.6）， 取1.4由公式：P=k1rH9.8103S=F 平/（k2.P） =S/（k3b）可推得a = F 平 /K1K2k3Hrb9.8103a =235.2/41.051.41.82.51.09.8103=0.91 式中：F 平（平均工作阻力）=294（额定工作阻力）0.8=235.2 KNH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 23，沿走向方向往老塘迎 12。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 2.4，梁间隔 0.2m。梁端至煤壁不得大于 300 ；初撑力不小于 90KN（11.47），(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、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。、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（25）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。、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，顶板用 4 组杂棒和木板皮接实。、戗柱：对于回采工作面大面积未来顶及俯斜开采地段则架设戗柱，其支护方式为液压支柱配圆木，靠近切顶线架设，沿倾斜方向一梁三柱，支柱间距 0.8 米。3.3运输巷、回风巷及端头顶板控制3.3.1 采面上、下端头支护：工作面刮板运输机头尾处使用“四对八梁”支护一梁三柱，交替迈步前移，固定专人负责，超前回采工作面一排，倾斜长度不低于 4