合理减少支护密度简化回采工艺

合理减少支护密度简化回采工艺

韩广友

韩广友

（龙煤七台河分公司安全监察部，黑龙江七台河154600）

摘要：新兴矿近几年来，通过对采面进行矿压观测，及时掌握矿压显现及其顶板变化规律。对回采工艺进行了改革性简化，对各采面都不同程度的、科学合理地减少了支护密度，使回采面增大了作业空间，节省支柱，减轻工人劳动强度，对增产节资有着明显的经济效益。

关键词：支护密度；回采工艺；矿压显现；支护空间

新兴矿通过对西三采区2#层/右一路工作面初次开采的矿压观测，对所掌握的矿压显现和顶板变化规律进行综合分析，对各采面根据情况不同程度地合理减少了支护密度，简化了较繁琐的四一五排支护的传统工艺，采用四一四排柱管理顶板的新工艺，论证了它的合理性和可靠性，改变了2根/平方米的大支护密度，使支护密度降到1.13根/平方米。从近几年来2#、3#层的开采实践中看，完全可以控制顶板的活动。在全矿已推广应用，它不仅扩大了工作面空间，减轻工人劳动强度，而且节省支柱，减少了每循环时间，从安全方面从没出现过大冒顶、推掌子等事故。对提高工作面单产、“节资提效”有着明显的经济效益。较适合当前煤炭生产的新形势。

1基本情况

张新矿西三采2#/左一巷工作面走向长度为400米，倾斜长l10米。煤层厚度1.6米。倾角12°，直接顶板为Ⅱ类。见表l和煤层顶底板柱状图1。

工作面支护使用DZ-18型单体液压支柱，运输机为SGW-l50C型，落煤选用MLS-170型采煤机，下巷运输：连续化运输。顶板管理：全陷法。支护为四一五排管理，后改为四一四排管理；下巷为石墙加木棚沿空留巷。

2矿压观测及初次放顶

从直观上看，当工作面采出平均10米时。采空区顶板有下沉趋势。此时为了加强切顶排的支护密度，沿倾斜方向每隔一棵柱上一棵戗柱，这样可以防止来压时扑柱伤人，当工作面推进平均l5米时，工作面由上至下开始垮落。其厚度为1.0~1.6米，又推进两个循环，全工作面基本垮落严实。见图2。

在工作面设三条矿压观测线，使用的是手持式测力计和AD-25型测杆、动态仪和刚卷尺等。观测的主要内容是支柱的载荷、顶板下沉量。目的是为取得该工作面的矿压显现数据，探讨其规律性。掌握初次垮落步距及周压步距，工作面测得的支柱载荷均值分布如下表2。

观测时测得末排柱最大值34MPa，初撑力最大值为11MPa，最小为4MPa，初撑力不足的主要原因是：（1）泵站压力不足；（2）管路损失，工人操作习惯造成。当工作面推进平均25米时，老顶初次来压开始。来压时，顶板掉渣．煤壁片帮。支柱载荷量，下沉量加大并伴有打雷的轰鸣响声，此征兆由上至下一直持续五个循环，即工作面平均推进28米，老顶初次来压结束。见老顶垮落步距示意图3和工作面老顶来压时的压力曲线及顶板下沉量曲线图4。

可以看出老顶来压步距为25~28米。来压时最大工作阻力为34mPa，最大下沉量为150mm，来压时采空区充填较为严实，工作面的支柱及戗柱没有被扑到的，支柱的工作阻力基本没有达到额定值的。

3合理减少支护密度，简化回采工艺

新兴矿189采面开始是采用四一五捧柱管理顶板，即见五翻一，排距为0.6米，其支护密度计算如下：

3.1平均采场压力：P={l/（k-1）}xh·r·k1·k2，={l/（1.5-1）}×1.6×2.5×1.5×1.24=14.9（t/m2），其中：k2=（I1+I2+I3）/I1=（3.8+0.6+0.3）/3.8＝1.24。

式中：h—采高（m）；r—岩石容重（t/m3）；K1—不均衡系数；k2—悬顶片帮系数；I1—工作面最大控顶距（m）；I2—平均工作面悬顶距离（m）；I3—平均工作面片帮深度（m）。

3.2理论支护密度：nl=P/R·C=14.9/（30×0.9）=0.55根/平方米。

3.3实际支护密度：n2=A/E·I1=4/（0.6x3.8）=1．75根/平方米。

3.4安全倍数：K=n2/n1=1.75/0.55=3.2倍。

式中：A—最大控顶距时的四排柱数；P—采场平均压力：F—单体柱的额定工作阻力；C—支柱性能系数；E—支柱的柱距（m）。

经过几年的实践证明，具有增阻一恒阻性单体液压支柱的支护密度过大，根据观测依据和现场的实际情况，首先改进了回采工艺．柱距由原来的0.6米改为0.7米，排距不变，支护由原来四一五排管理改为四一四排管理。见图5。

图5四一四排柱管理图

四一四排柱支护密度计算如下：

（1）采场平均压力：P={l/（k-1）}×h·r·k1·k2={1/（1.5-1）}×1.6×2.5×1.5×1.24=14.9（t/m2），其中：k（I1+I2+I3）/I1=（3.8+0.6+0.3）/3.8=1.24。

式中：h—采高（m）；r—岩石容重（t/m3）；k—岩石碎胀系数k,—不均衡系数；K2—悬顶片帮系数；I1—工作面最大控顶距（m）；I2—平均工作面悬顶距离（m）；13—平均工作面片帮深度（m）。

（2）理论支护密度：nl=P/R·C=14.9/（30×0.9）=0.55根/平方米。

（3）实际支护密度：n2=A/E·I1=3/（0.7×3.8）=1.13根/平方米。

（4）安全倍数：K=n2/nl=1.13/0.55=2.1倍。

式中：A—最大控顶距时的瞬间三捧柱数；B—采场平均压力；C—单体柱的额定工作阻力；D—支柱性能系数；E—支柱的柱距（m）。

从而使原支护密度1.75根/平方米降为1.13根/平方米。安全倍数由3.2倍降低到2.1倍，而从工艺上原四一五排柱管理，它的工序繁琐，劳动强度大，作业空间小，即主机割煤时要提前将五捧柱翻掉打在二捧柱外侧。采煤机下推时，再将此柱打在新一捧柱位置．也就是每一循环必须得翻打两次顶子，支柱捧列紊乱且多占用一捧支柱，当工作面五排柱时，控顶距加大．悬臂梁加长形成了支柱载量增大。

改进后的四一四排柱管理方法是：主机上行割煤时无需翻打柱。当采煤机下推时。滞后主机20米分段式移涸后；边翻柱边打柱。即瞬间三排柱支护。翻一根打一根，工序简单，减轻了工人的劳动强度，节省一排支柱，使控顶距始终控制在3.8米，从改进工艺到采完，从没出现过大冒顶和推掌子等事故，从矿压观测方面看支柱的载荷平均为21.5mP，基本没有达到额定工作阻力的，从顶板下沉量来看，最大平均值在30~50mm，所以从本工作面看，合理减少支护密度，四一四排柱管理是成功的，也是切实可行的。

几年来四一四排柱管理顶板分别在我矿西部采区2#、3#层中的6个工作面推广应用，支护密度也根据采场情况不同程度的合理减少，产量也有大幅度的提高并做到了安全生产。

4结论

（1）四一四排柱管理适用于没有冲击地压的Ⅱ、Ⅲ类直接顶板。（2）它的支护密度为1.13根/平方米比四一五排柱管理的1.75根/平方米降低0.62根/平方米，安全系数由原来3.2倍降低为2.1倍。（3）节省单体柱。减轻劳动强度．扩大作业空间，减少一道工序。（4）合理组织生产，提高单产。（5）合理减少支护密度虽然能带来较好的效益，但不能随意减，首先必须是在合理的前提下。根据现场实际情况，顶板变化规律和理论依据，计算出最佳的支护密度。（6）随着煤炭工业的发展。普采面的合理减少支护密度简化回采工艺已势在必行，将不断研究探讨它的规律性、合理性应用于煤炭工业。