18层煤回采工作面顶板控制分析

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1、18层煤回采工作面顶板控制分析　　论文关键词：开采条件　支护强度　承载能力　压力分析　　论文摘要：18煤老顶初次来压步距25—30米，周期来压步距平均为13米。浅孔强制放顶的眼深应不小于直接顶厚度的1/2，眼距不大于2米。　　1.0地质开采条件　　18层煤直接顶为细砂岩，垮落性能较好，因此本工作面顶板采用全部垮落法，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为4.0m，工作面支护为四、五排管理，见五回一。　　表一18煤顶底板岩性表顶底板岩石类别厚度岩性顶板基本顶（老顶）沉积岩4.68中砂岩直接顶沉积岩2.1细砂岩伪顶沉积岩0.25泥岩底板沉积岩0.38细砂岩　　工作面采用走向长壁后退采煤法，全部垮落法管

2、理顶板。工作面沿走向推进的来压规律，直接顶初次垮落步距为8~14之间m，平均10米。老顶初次来压步距25—30米之间，平均27米，周期来压步距在11~16米之间，平均为13米。　　2.0工作面顶板压力的显现分析　　2.1支撑压力原理对煤炭开采中在工作面周围形成的附加压力，已提出的矿压理论有拱理论，塑性移动盆理论，预成裂隙理论，板理论和自然平衡拱理论等。诸多理论的出发点均采用结构力学的原理与方法，将煤层上覆岩层简化为一定结构的矿压模型，用结构力学理论分析结构及运动条件，由此确定其控制原理和方法。　　当开切眼掘出后，煤体的原始平衡应力被破坏，引起应力重新分布，如图1所示。这时在开切眼上部形成了自然

3、平衡“压力拱”。开切眼上部岩体重量Q由两帮煤壁平均分担，因此，在开切眼两帮煤体中，产生了应力集中现象，这种应力称为支撑应力，它的大小为原始应力γH的1,25~2,5倍，最大值可为原始应力的2~4倍或更大。　　根据Haack和Spruth的拱理论，开切眼处于减压状态。随着工作面推进，开切眼逐渐扩大，“压力拱”被破坏而消失，在工作面前方的煤体中同样产生支撑压力带，超前附加应力主要取决于回采空间，超前附加压力是覆岩压力的2~6倍，其范围理论上一般认为自工作面煤壁起直至10~15米。在我矿经采面观测，18层煤此段增压区在12~13米之间，此段顶板移近量在100~150mm之间。所以在开采18煤的作业规

4、程明确规定了顺槽的超前支架距离为20米。在工作面后方，当采空区充填物压实到一定程度后，也产生一个滞后的支撑压力带，前后两个支撑压力带随工作面的推进而向前移动。（图2）预成裂隙理论和自然平衡拱理论与此论述基本一致。　　3.0合理支护强度的选择　　3.1支护强度即指控顶区内对平均每单位顶板面积的支护阻力。这一指标对不稳定和中等稳定顶板具有十分重要的意义。对坚硬和稳定顶板尚需考虑工作面每延米阻力。该值反映支撑力矩的大小。　　支护强度的合理选择应使顶板下沉(包括老顶来压时的顶板下沉)控制在有限范围内，使得工作面顶板状况保持良好。合理的支护强度应以使支架一围岩处于相对平衡状态必需的最低阻力，即临界支护强

5、度为依据。　　3.2工作面支护：采用单体支柱配绞接顶梁的方式,一梁一柱走向棚布置,2/6正悬臂支护顶板。根据本矿采煤工作面顶板管理经验，18煤工作面切顶排支护采用密集支护，密集柱打在切顶排两个规格柱之间，起支护顶板及挡矸作用。　　工作面运输机机头、机尾处采用四对八根π钢支护，π钢长3.2m，二梁五柱交替向前迈步。超前的π钢尾接铰接梁，梁下打一柱，与滞后的π钢尾一齐。　　3.3按直接顶第1次垮落计算必要的支柱承载能力：P1=γz*hz*Lz/2Lk式中γz——直接顶容重，取γz=25kN／m3；hz——直接顶厚度，取hz=2.1m；Lz——直接顶初次垮落步距，根据实测取10m；Lk——工作面控顶

6、距，按最大时取4.8mP1=γz*hz*Lz/2Lk=25×2.1×10/2×4,8=54.68KPa　　3.4按基本顶来压计算必要的支柱承载能力初次来压时Ptc=q+γe*Le*C0/4Lk周期来压时Ptz=q+γe*Le*C/2Lk式中q—冒落直接顶作用力，q=γz*hzcos13=25×2.1×0.974=51.15KPaγe——断裂基本顶容重，取γe=25kN／m3；Le——断裂基本顶厚度，Le=4.68米C0——基本顶初次来压步距，实测57米。C——基本顶周期来压步距，实测13米。Ptc=q+γe*Le*C0/4Lk=51.15+25×4.68×27/4×4.8=223.99KPaP

7、tz=q+γe*Le*C/2Lk=51.15+25×4.68×13/2×4.8=209.6KPa　　综合计算结果，工作面合理承载能力为，223.99KPa　　单体支护密度确定　　选用单体支柱的额定工作阻力为250KN,取单体支柱的额定工作阻力利用系数0.8，根据公式n=P/ηrT式中：P—现工作面支护强度KPaη—支柱额定工作阻力实际利用系数rT—支柱额定工作阻力KN/根n=P/ηrT=223.9