关于提高煤矿采煤工作面单体液压支柱支撑效能的分析

关于提高煤矿采煤工作面单体液压支柱支撑效能的分析

李正祥

李正祥

雅安市荥经县煤矿安全技术指导站四川雅安625000

摘要：煤矿采煤工作面单体液压支柱未能有效发挥支撑效能的主要原因：支柱初撑力偏低、支护密度偏大、围岩（顶、底板）抵抗力低。

关键词：单体液压支柱支撑效能措施

一、前言

雅安市荥经县现有煤矿企业37家，目前37家煤矿的采煤工作面都采用单体液压支柱支护。然而，因煤矿技术方面的原因，大部分采煤工作面的单体液压支柱未能有效发挥支撑效能。

二、单体液压支柱支撑效能的分析（以荥经县五家田煤业有限公司1122采煤工作面）

（一）1122采煤工作面概述

荥经县五家田煤业有限公司是生产矿井，核定生产能力9万吨∕年，系高瓦斯矿井。1122采煤工作面系开采五连炭煤层（复合煤层），煤层平均厚0.76m，平均倾角3°，煤层的普氏系数f=3～5；老顶由深灰色中厚层状砂岩和薄层状粉砂岩组成，其厚度2m以上；直接顶由中厚层状砂岩、粉砂岩组成，厚约3m；伪顶由泥质粉砂岩组成，厚300至400mm，岩石普氏系数f=4～6，采动后极易垮落；伪底由薄层状泥质粉砂岩组成，厚约0.3m；直接底由中厚层状砂岩组成，厚约1至1.8m，岩石普氏系数f=5～7。该采煤工作面采用单体液压支柱支护，支护密度为20-25根/10m2。

（二）支撑效能低的原因之一--支柱初撑力偏低

1、初撑力的计算及测定

初撑力是指升柱结束的瞬间，支柱靠泵压对顶板产生的主动撑力，可用公式计算

F初=KP/4πD2

式中P-泵站的工作压力，MPa;

D-支柱活柱内径；一般为Φ100mm；

K-泵站有效利用系数。

经实测，1122采煤工作面支柱初撑力一般为50-60kN，远远低于《采煤工作面工程质量标准及检查评分办法》中的规定值。

2、支柱初撑力偏低的原因分析

（1）管路系统压力损失偏大

根据现场实际测定，在泵压10MPa的情况下，采用注液枪注液口压力一般为4-6MPa(测定时注液枪全部停止使用），即管路压力损失为40％-60％。

（2）工人操作质量低

工人在架设支柱时，经常是支柱顶盖刚一接触顶梁（或顶帽）就停止注液，导致支柱不能获得足够的初撑力。

（3）采面注液枪同时使用较多

实际测定发现，采面使用1把注液枪时，注液枪口压力最高；

由于上述原因导致采煤工作面支柱初撑力偏低，支柱不能有效发挥支撑效能，导致1122采煤工作面顶板移近量增大，上覆盖层离层或冒（漏）顶。

（三）支撑效能低的原因之二--支护密度偏大

1、采煤工作面支柱压力的来源

采煤工作面支柱压力的来源一是直接顶的载荷；二是老顶通过直接顶作用于支柱的载荷，一般按4-8倍采高岩重估算。

工作面支柱的支撑力与顶板压力是一对作用力与反作用力，顶板压力越大就需要相应大的支护密度，反之亦然。即对于一个具体的工作面支护密度有其合理值，密度过大就会制约支柱效能的发挥。

2、1122采煤工作面的实际支护密度

目前，1122采煤工作面使用的单体液压支柱为Φ100mm的外注式支柱，其额定工作阻力为300kN。经实测采面支柱实际最大工作阻力大多介于100-150kN之间，即支柱的支撑效能目前只发挥出1/3-1/2。目前1122采煤工作面单体液压支柱实际支护密度为20-25根/10m2，导致支柱支撑效能不能充分发挥。

（四）支撑效能低的原因之三--围岩（顶、底板）抵抗力低

因1122采煤工作面直接顶由中厚层状砂岩、粉砂岩组成，厚约3m；直接底由中厚层状砂岩组成，厚约1至1.8m，岩石普氏系数f=5～7，直接顶、底硬度不足，致使围岩（顶、底板）抵抗力低，导致支柱支撑效能降低。

三、提高单体液压支柱支撑效能的措施

（一）减小管路压力损失

1、因管路压力损失与管长、流速成正比，与管径成反比。目前1122采煤工作面使用XRB2-200的泵站，管径与流速随之而定。因此，为减小管路压力损失，应尽量管路长度。

目前，泵站距采面上口长度在100m左右，有时达到200m以上，严重降低了乳化液泵站压力。因此，采用移动泵站，使泵站与采面之间距离不超过50m。

2、现场注液枪支管与供液管之间均为90?“T”形三通联接，其局部阻力系数偏大，为减小局部损失，采用图1所示的两种方式连接支管和供液管。

3、现场的工作面高压油管有时沿底板乱放，将高压油管沿巷道上帮悬挂平直。

（二）加强现场管理和工人技术培训

首先在安排采煤工作面工作时，应尽量使各工序衔接合理，避免多枪同时作业。其次，班前会时向工人讲解有关注液的理论知识和操作中的注意事项，使工人们从理论上理解支柱获得足够初撑力的必要性和操作方法。并加强作业现场的监督检查，使之形成一种制度。

（三）合理确定支护密度

1、回采工作面支护密度设计就是合理确定支柱的排距和柱距。

2、采煤工作面排距的确定

采煤工作面柱、排距的确定，要综合考虑采煤工作面循环进度、顶梁长度等因素。目前，采用单体液压支柱工的作面，匹配的有600mm，1000mm,1200mm三种铰接顶梁；高档普采工作面选用的采煤机，匹配的有500mm,600mm,800mm,1000mm四种截深。若单体液压工作面使用1m的铰接顶梁，采煤机截深为500mm，则确定排拒为1000mm。

3、采煤工作面柱距的确定

A、顶板下沉量的估算与支架规格的选定。

(1)顶板下沉量SL与采高M及控顶距L的大小成正比关系。

SL=M×L×nn取0.03

SL=1.3×4.8×0.03=0.19(m)。

(2)支架高度的选择：支柱的最大高度Hmax等于回采工作面最大采高Mmax及顶梁厚度b(b取0.085m)

Hmax=Mmax-b

=1.4-0.085=1.315(m)

(3)支柱的最小高度hmix与最小采高Mmin要满足工作空间和回收支柱的必要的卸载高度a。

hmin=Mmin-b-a-SL

=1.1-0.085-0.05-0.19

=0.775(m)

式中a取0.05m

(4)支护强度的选择(采用经验公计算)

Pt=9.81×h×r×k

式中：Pt护强度、h-最大采高m、r-岩石重力密度取2.3t/m3、k取7。

Pt=9.81×1.2×2.3×7

=189.5(KN/m2)

(5)支柱实际支撑能力

Rt=KBKzKGRB

①单体液压支柱最大理论支撑力Rb

工作面采用DW12型单体液压支柱Rb=300KN

②支柱的工作系数KG

KG=1.007-5.023/∑=1.007-5.023/50=0.907

式中：∑---支柱可伸缩量，取50mm

③支柱承载不均匀系数Kb

经查表取Kb=0.9

④增阻系数KZ

经查表取KZ=0.95

故Rt=KBKzKGRB=0.907×0.9×0.95×300=232.65KN

(6)根据上式计算支护密度

n=Pt/Rt

=189.5&pide;232.65=0.81(根/m2)，

(7)根据支护密度确定支护间距

A=1/(n×B)

式中：A—基本支柱间距

B—基本支柱排距，取1.2m

A=1/(0.81×1.2)=1.03

B、以顶板一次冒落高度理论验证工作面的支护强度

H=M/(Kp-1)=1.4/(1.3-1)=4.66m

式中：H-顶板一次冒落高度;M-采高；Kp-岩石初始碎涨系数。

P=H×L×a×R×C=4.66×100×4.8×2.5×1.3=7269.6

式中：P-顶板压力；

H-顶板一次冒落高度;

L-工作面长度；

a-工作面最大控顶距；

R-岩石容中；

C-动压系数。

P1=P/Z=7269.6/444=16.37/根；

式中：P1-平均每根支柱承受的压力；

P-顶板压力；

Z-工作面支柱根数。

安全系数检验：K=N/P1=30/16.73=1.79(安全可靠）

式中：K-安全系数；

N-支柱的额定工作阻力；

P1-平均每根支柱承受的压力；

根据以上计算，确定1122采煤工作面选用DW16型单体液压支柱，金属铰接梁选用HDJA-1200型；采煤工作面支柱柱距1m，排距1.2m，即支护密度控制在0.81根/m2，符合相关规定。

（四）提高支护系统刚度

支护系统刚度主要表现在底板抗压入特性方面。对于软顶、底板工作面，目前采用用加大支柱接触顶、底板的面积来解决，即为支柱“穿鞋和戴帽”方式解决该问题。

四、结束语

荥经县五家田煤业有限公司1122采煤工作面液压支柱的支护改进后，采煤工作面支柱支撑效能提高了，为荥经县其它煤矿采煤工作面液压支柱的正确使用、支护方面发挥了示范带动作用。

参考文献：

[1]液压支柱特性及支护原理《煤炭科学技术》-北京.煤炭工业出版社

[2]采煤工作面顶板支护设计《煤炭科学技术》-北

京.煤炭工业出版社

[3]矿山压力及分析《煤炭科学技术》-北

京.煤炭工业出版社