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4.8 m，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3.2 m，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 =25 kn／m3；
hz— —直接顶厚度，取hz = 2.1 m；
lz— —直接顶初次垮落步距，根据实测取10 m；
lk— —工作面控顶距，按最大时取4.8 m
p1=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=51.15 kpa
γe——断裂基本顶容重，取 γe =25 kn／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=223.99 kpa
ptz=q+γe*le*c/2lk=51.15+25×4.68×13/2×4.8=209.6 kpa
综合计算结果，工作面合理承载能力为，223.99 kpa
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kpa
η—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=223.99/0.8×250=1.11996根/m2
3.5实际作业规程使用估算法进行的工作面支架选择计算
3.51顶板压力计算
根据公式：p=9.81h×m×r/（kp-1）=9.81×2×2.0×2.5/（1.3-1）=326.673kn/m2
式中：p—单位面积顶板压力, kn/m2
m—采高（取2.0 m）
γ—岩石容重（取2.5 t/m3）
kp—膨胀系数（取1.3）
3.52支柱最大高度 hmax=mmax-b+e
式中：hmax—支柱最大高度mm
mmax—工作面最大截割高度mm
b—顶梁厚度，100 mm
e—活柱富余行程，一般取100 mm
hmax=2300 mm -100 mm +100 mm =2300 mm
由上述 计算 可知,该工作面选用dz25-25/100单体液压支柱,支柱高度符合要求,支柱最大工作阻力（查表）pc=250 kn
3.53工作面支护强度校核
选择工作面排距为0.8m,柱距为0.6m,取最大控顶距为4.8m,最小控顶距4.0m。
工作面最小控顶距时支护密度:
g小=5/(0.6×4)=2.08根/m2
工作面最小控顶距时支护强度:
p小=2.08×250×0.85=442 kn/m2
工作面最大控顶距时支护密度:
g大=5/(0.6×4.8)=1.74根/m2
工作面最大控顶距时支护强度:
p大=1.74×250×0.85=369.8 kn/m2
式中: 5一最小控顶距时支柱根数（排规格柱后）
0.85一承载系数
5一最大控顶距时支柱根数（割煤后最大控顶距）
结果对比，使用估算法得到的支护密度远远大于按矿压观测顶板压力计算所得的数值。
4.0 顶板管理
4.1人工强制放顶的理论
人工强制放顶就是在顶板岩层内进行钻眼爆破，造成顶板岩层裂隙，从而改变顶板岩体的应力状态，或使老顶岩层分成不同长度的悬臂，以后靠岩体自重使之分次冒落，从而使采空区与工作面隔断。
爆破放顶跨落的矸石碓，能起到垫层，隔离，封堵的作用，可大大减少或消除大面积冒落所产生的冲击压力和暴风现象，可避免其对工作面的危害及危及工作面支架的稳定性。
4.2 深孔强制放顶，是用深孔爆破的方法，将采空区的顶板放落下来。 “步距式” 深孔放顶，就是在顶板来压前，进行深孔放顶，沿工作面打两排深孔，孔径60~64mm，仰角60~70°，孔深按照放顶后爆破的岩石基本能充满采空区来计算。
h=
式中：h—深孔强制深孔
m—工作面采高，取2.2米。
p—岩石垫层上允许留的空隙，取0.5米。
kp—岩石碎涨系数，取1.3。
则h=5.67米，实际施工应取6~7米。
4.3浅孔强制放顶，即在工作面向采空区的顶板上打眼放炮，将顶板岩体崩成平行工作面的沟槽，从而破坏直接顶板的完整性，削弱预放顶板岩体的单轴抗压强度，在上覆岩层的重力作用下，沿沟槽及其影响的裂隙形成断口，使之加速冒落，起到干扰顶板稳定性的作用。如图3所示。
根据现场观测数据，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。崩成的沟槽不小于直接顶厚度的1/3，直接顶在上覆岩层重力及沟槽的作用下能较容易的跨落，一般爆破后4小时左右即行跨落，放顶步距在1.6米时，垮落的岩石对工作面的支架冲击微弱。
参考 文献
（1）、孟召平《沉积岩体力学理论与方法》2006年 科学 出版社
（2）、刘富《煤矿开采方法》2005年
（3）、王启广《普通机械化采煤工作面支护参数的确定》2008年
（4）、徐永圻《煤矿开采学》1999年
（5）、刘佑荣《岩体力学》1999年
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