薄煤层资源回收控顶支护方法研究

宋维康 张龙龙 杨 明

（通用技术集团工程设计有限公司，山东 济南 250031）

1 工程概况

薄煤层在我国广泛分布，在煤炭资源回收过程中仍有部分困难，其顶板的安全控制是最具代表性问题。邱集煤矿7 煤7809 工作面煤层走向由北东转向南东，煤层倾角3°～13°，平均煤厚1.30 m，煤层赋存比较稳定。工作面直接顶为泥岩，强度较低；基本顶为粉砂岩，较为坚硬；直接底为黏土质粉砂岩，遇水膨胀，强度低。顶底板岩性如图1。

图1 顶底板岩性柱状图

2 控顶支护参数设计

2.1 支护方法

7809 工作面采用短壁后退式采煤法，全部垮落法处理采空区。工作面循环推进度为1.2 m。工作面采煤采用炮采工艺[1]。基于工作面工程现状及回采方法，采用正悬臂齐梁齐柱支护方式支护顶板。

2.2 支护参数

1）工作面合理支护强度Pt

采用经验公式[2]计算工作面合理支护强度Pt：

式中：G为重力加速度，工程上通常取10 N/kg；h为工作面煤层平均采高，取1.30 m；r为顶板岩石容重，取2547 kg/m³；k为工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，本文工作面取8。

计算得到工作面合理支护强度Pt为264.88 kN/m³。选取工作面矿压参数参考中最大平均支护强度300 kN/m²。

2）支柱支撑能力及支护密度

支柱支撑力为：

式中：kg为支柱工作系数，取0.99；kz为支柱增阻系数，取0.95；kb为不均匀系数，取0.9；kh为工作面采高系数，取1；ka为工作面倾角系数，取1；R为支柱额定工作阻力，300 kN/根。

计算可得Rt为253.94 kN。

根据工作面所需的合理支护强度Pt及单根支柱的支撑能力Rt，可以计算出支柱支护密度n：

代入先前计算结果，得到每平方米支柱数量n为1.18 根。现场设计采用HDJB-1200 型金属铰接顶梁，据此确定排距为1.2 m，若要满足现场工作面支护强度，柱距应选为0.7 m，此时支护密度达到1.19 根/m²，大于理论支柱支护密度，满足计算要求。

3）支柱高度及柱靴直径

支柱最大及最小高度：

式中：Hmax为最大支柱高度，m；Hmin为最小支柱高度，m；Mmax为工作面最大采高，取1.4 m；Mmin为工作面最小采高，取1.3 m；a为卸载高度，取0.05 m；b为顶梁高度，取0.1 m；s为顶板下沉量，取0.1 m。

经计算，Hmax=1.3 m，Hmin=1.05 m。

式中：Φ 为柱靴直径，mm；Q为底板比压，取5 MPa。

考虑到黏土岩遇水膨胀变软，底板比压降低，铁鞋直径取系数1.1，故柱靴直径为279.4 mm。根据现有支护材料，取320 mm。

3 控顶支护方案设计

根据同煤层矿压观测结果和实践经验，决定该面采用“见四回一”的控顶方式控制顶板[3]。工作面炮道宽度850 mm，使用外注式单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护，采用正悬臂齐梁齐柱的支护形式，支柱支设在顶梁后端第5～6 个牙口内。如图2。

图2 工作面支护设计图（mm）

3.1 工作面控顶方法

3.1.1 正常工作时期顶板管理

工作面使用DW16-300/100 型单体液压支柱和HDJB-1200 型金属铰接顶梁支护[4]。由于受构造影响工作面局部煤层厚度会有变化，因此工作面还备有DW14-300/100 型、DW12-300/100 型单体液压支柱。柱爪卡在顶梁后端第5～6 个牙槽内。本面最大控顶距为5 m，最小控顶距为3.8 m，放顶步距为1.2 m。

工作面金属顶梁之上用3 根串杆接顶，顶板破碎处用木板梁配串杆将顶背实背严。串杆尺寸0.8 m×0.05 m×0.03 m，木板梁规格为1.2 m×0.2 m×0.1 m。7 煤底板为黏土岩及粉砂岩，硬度较小，支柱易钻底，达不到支护强度，所以施工中要在柱下穿铁鞋。工作面有水或遇底板过于松软处，要在铁鞋下加垫木垛料，保证支柱钻底量不大于100 mm/m。

工作面支架必须架设牢固，支柱要打成直线，柱距均匀，顶梁垂直煤壁，相互平行。梁头要齐，铰接率大于90%，顶板按要求背实，背顶物料要搭接使用，背顶料两端放置在顶梁上，严禁出现耷拉串杆。梁头要接顶，不得在无柱悬臂梁上再挂悬臂梁。穿鞋不偏脚，铁鞋垫于实底，支柱初撑力不得小于11.5 MPa。

3.1.2 正常工作时期特殊支护形式

1）从柱支设

工作面初采期间在工作面每隔8 m 支设一组丛柱，连续4 根对柱，柱下穿鞋，初撑力不小于11.5 MPa，随面前移。

2）密集柱支设

在放顶线两路顶梁间支设一根戴帽点柱，并挂好挡矸帘，作为切顶、挡矸密集柱。密集柱迎山有力，并拴好防倒绳，严禁支在浮煤上，密集柱初撑力不低于1.5 MPa。密集柱支设应迎山有力，支设牢固，并和切顶排支齐。回柱时，应先超前一个棚档支好密集柱后方可回柱。

3）临时柱支设

工作面放炮后，待班长、爆破工、瓦检员检查无危险后，人员进入施工地点，先用镐等长把工具敲帮问顶，找掉悬矸伞檐，然后挂梁，挂顶梁时用水平楔背紧。然后扒窝打支临时柱，临时柱要支在顶梁中间牙槽内，迎山有力，并拴好防倒绳，严禁支在浮煤上，临时柱初撑力不低于1.5 MPa。

端头处正规支柱必须穿鞋，确保支柱初撑力不小于11.5 MPa。关门支柱、密集支柱、对柱初撑力可以不穿鞋，但支柱初撑力不小于1.5 MPa。关门支柱间距不大于300 mm。

3.2 巷道及端头控顶

3.2.1 两巷超前支护

7809 探煤巷从工作面煤壁向外不小于22 m 范围内引两路金属铰接顶梁配合DW22-300/100 型单体液压支柱加强支护，顶梁平行巷道方向铰接使用，采用两块短木料接顶，柱顶正上方一块，顶梁端头一块，短木料规格：220 mm×200 mm×40 mm。两排支柱支设在刮板输送机两侧，下侧支柱距下帮距离为600 mm，支柱间、排距1000 mm×1200 mm。人行道位于巷道上帮，宽度不小于800 mm。

3.2.2 端头支护

顶梁间距不大于0.6 m 且布置均匀，覆盖工作面溜头。支柱应支到实底，并做到迎山有力，初撑力不小于11.5 MPa。铰接顶梁之间要用圆销联接好，双楔销安设牢固，成对使用齐全，反向插入打紧。通过改柱，人行道宽不得小于0.8 m，始终保持出口畅通，无杂物。跨溜头无柱悬臂梁间距不大于2.4 m。安全出口专人维护，保证无失效、变形支柱及损坏顶梁。

4 效果

7809 工作面顶板强度较低，回采期间控顶困难，给工作面回采造成极大安全隐患。通过现场调研和理论计算，设计“见四回一”的控顶方式控制顶板，使用外注式单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护。现场观测发现，支护效果良好，回采期间巷道围岩收敛变形在可控范围之内，巷道超前压力影响段围岩扰动变形小。通过合理设计和规范施工，杜绝了因控顶强度不足导致的工作面顶板漏冒，解决了顶底板软弱导致的顶板管控难题。