1、某矿某矿2-2煤层高产高效工作面煤层高产高效工作面控顶设计控顶设计 p 2-2煤层煤系岩层与矿压观测资料 2-2煤层为近水平厚煤层，煤质好，埋存浅，而且稳定。为掌握2-2煤层顶板活动规律，寻求合理的控顶方法，现场与有关单位对C202普采工作面、20601综采工作面以及20604高产高效工作面进行了矿压观测。C202工作面埋深平均65m，煤层平均厚度3.8m，煤系典型地层见表1-1，有伪顶。工作面长度102m，采高2.2m。爆破落煤，日进1.2m。采用HZWA摩擦支柱配合HDJA-1200铰接顶梁支护顶板。排距1.2m，柱距0.6m。最小控顶距3.6m，最大控顶距4.8m。应用全部垮落法管理顶板
2、。直接顶初次垮落步距17m，老顶初次来压步距24 m。工作面推进143.6m才开始进行矿压观测，自1990年3月14日至4月30日，历时48天，经历6次老顶周期来压，来压步距6m9.6m。来压时支柱最大载荷达到450KN/根，顶板台阶下沉量达350600mm。p 20601工作面煤系岩层与矿压观测资料 20601综采工作面埋深80120m(一般在95m左右)，煤层平均厚度4.28m，煤系典型地层见表1-2。工作面长度220m，采高4.0m。工作面装备有美国6LS03滚筒采煤机，英国LX(2A)2000/1000刮板输送机和德国WS1.7210/450掩护式液压支架（顶梁长度4030mm,架宽1
3、750mm，额定初撑力4908KN/架，额定工作阻力6708KN/架）130架。自2019年8月至9月，进行了矿压观测，历经老顶初次来压及5次老顶周期来压。老顶初次来压步距35.4m,来压时工作面中部支架工作阻力最大达到7500KN/架，没有出现顶板台阶下沉。老顶周期来压步距8.814m，来压时工作面中部支架最大工作阻力达7300KN/架，没有出现顶板台阶下沉。支架初撑力在4730KN/架上下，约为额定初撑力的96%。表1-2 20601工作面煤系典型地层层序 岩性 厚度（m）1风积沙，含水层 6.5 2粘土层，隔水层 17.0 3粗砂砾岩，含水层 14.0 4砂岩风化层 5.0 5粉砂岩层含
4、1-2煤线 30-45 6粉砂岩，砂质泥岩 5.0 72-2煤层 4.3 8砂质泥岩 2.2 p 20604工作面煤系岩层与矿压观测资料 20604高产高效工作面埋深80110m，煤厚4.5m，煤系典型地层见表1-3。工作面长度220m，采高4.3m。工作面装备有美国6LS03滚筒采煤机（循序进尺0.8m）和德国WS1.7型掩护式液压支架（额定初撑力4908KN/架，额定工作阻力6708KN/架）130架。2019年2月8日投产，随即进行矿压观测，观测工作历经近五个月。直接顶初次垮落步距24m。2月14日老顶初次来压，来压步距54.2m，来压时工作面中部支架工作阻力达6700KN/架，顶板台阶
5、下沉量为25mm左右。2月16日至2月28日出现10次老顶周期来压，来压步距10.819.5m，来压时工作面中部支架最大工作阻力达7100KN/架，顶板台阶下沉量一般在100mm以内。支架初撑力当推进速度较慢（少于每天15个循环）时，平均为4446KN/架；当推进速度较快时，由于支架采用3秒钟自动升架，平均为2886KN/架。此外，据4至7月的连续记录数据分析，当工作面推进不正常（时停时采）时，支架循环平均工作阻力为5453KN/架，来压时工作面中部大部分支架达到额定工作阻力，并出现微小台阶下沉；当工作面连续推进速度达20循环/d以上时，支架循环平均载荷为4674KN/架，来压时工作面中部仍有
6、大量支架安全阀开启，支架最大载荷达7100KN/架，顶板存在100200mm的台阶下沉。还有，在2月至7月1500m推进过程中，周期来压步距存在大小周期，小周期914m，大周期1724m，工作面连续快速推进时周期来压步距增大，一般在20m左右。表1-3 20604工作面煤系典型地层层序 岩性 厚度(m)1粉细砂岩 6.3 2亚粘土，沙土层 32.8 3沙砾石层，含水层 18.1 4粉砂岩，细砂岩 5.4 5粉砂岩，下含1-1煤层 2.6 6粉砂岩夹细粒砂岩 8.0 71-2煤层 0.45 8中细粒砂岩，岩性稳定 28.2 9砂岩及砂质泥岩 4.0 102-2煤层 4.5 11泥岩，粉砂岩 2-
7、2煤层采动后，顶板岩层活动很快就会反映到地表；而且老顶岩层在其断裂，旋转，下沉及触矸过程中，岩块间不能互相挤紧，从而不能形成能承受载荷并把自身及附加岩层的重量施加到采空空间周围的岩体及冒矸之上的平衡结构。p 2-2煤层高产高效工作面控顶设计 煤层顶板 为合理进行控顶设计，对煤层顶板必须有较详细的了解。从C202面，20601面及20604面所提供的煤系典型岩层中，除C202面较详细外，其他两面均很笼统。但C202面2-2煤层至1-2煤层的距离为33.3m，而20604面2-2煤层至1-2煤层的距离为32.2m，非常接近，因而基本上可以用C202面顶板岩层的分层情况代表整个2-2煤层。即直接顶厚
8、4.0m-5.0m（有伪顶）；由下而上老顶第一分层厚1.8m，老顶第二分层厚2.4m，老顶第三分层厚4.5m，老顶第四分层厚4.2m，等等。从最不利条件出发，考虑垮落带高度时，直接顶厚度取4.0m；计算支架所需工作阻力及初撑力时，直接顶厚度取5.0m。采高 20601面采高是4.0m，20604面采高是4.3m。本设计工作面采高是4.0-4.3m。当采高比4.0m略小时，本设计的结果还可以用，更小时则可能导致垮落带老顶分层数减小，本设计的结果不能用。当采高大于4.3m时也应重新设计。设计中考虑垮落带高度时，采高应采用4.3m。p 2-2煤层高产高效工作面控顶设计 垮落带高度 由于本煤层老顶不能
9、形成平衡结构，因而应按垮落后能填满采空空间的原则来确定垮落带高度。采高为4.3m时，垮落带岩层的厚度（高度）至少为8.6m。但直接顶和老顶第一、二分层（4.0m+1.8m+2.4m）只有8.2m，故垮落带岩层还应包括老顶第三分层（4.5m），即垮落带岩层高度为12.7m（约为采高的3倍）。有关参数分析 支架工作阻力 在工作面中部，20601面周期来压期间最大达到7300kN/架，初次来压期间最大达到7500kN/架；20604面周期来压期间最大达到7100kN/架，初次来压期间最大达到6700kN/架。可见，原选用支架的额定工作阻力（6708kN/架）是不足的。支架初撑力 20601面支架平均
10、初撑力为4728kN/架，来压时没有出现顶板台阶下沉。20604面支架平均初撑力，慢速推进时为4446kN/架，来压时工作面中部出现微小（100mm以内）顶板台阶下沉；快速推进时为2886kN/架，来压时工作面中部出现100200mm的顶板台阶下沉。p 2-2煤层高产高效工作面控顶设计 支架初撑力 由上所述，联系到支架的工作阻力，可见支架初撑力愈大，支架工作阻力也愈大，而顶板台阶下沉量就愈小（必须在相同条件下才有意义，而20601面与20604面顶板条件相同，采高类似，用的是同一型号的支架，即条件是相同的）。由上所述，对2-2煤层而言，为保持顶板处于良好状态，支架实际初撑力最好能在4728kN
11、/架以上，最少也不能低于4446kN/架，从而保证不出现顶板台阶下沉，或顶板台阶下沉量不超过100mm。直接顶初次垮落步距 C202面是17m，20604面是24m（取自现场研究报告），根据实践经验，这些数据不算小。从最不利条件出发，控顶设计时取24m。直接顶最大分层厚度 直接顶岩层也是按分层由下而上逐层垮落的，4.05.0m直接顶不可能一下子都垮下来，充其量最大分层厚度不能超过3m。老顶初次来压步距 20601面为35.4m（35.7m），20604面为54.2m。同一煤层，采高类似，用的又是同一型号的支架，为什么会有如此大的差异，很是费解。p 2-2煤层高产高效工作面控顶设计 老顶初次来压
12、步距 从资料看，20601面老顶初次来压步距判定为40.9m也是可以的，但是它与54.2m的差距也是不小，若要两个面的此数据趋于接近，除非是54.2m的数据是误判的。控顶设计可取54.2m，在这种情况下，可再不必考虑支架工作阻力的富裕系数了。老顶周期来压步距 20601面是8.814.3m，20604面前10次是10.819.5m，工作面推进1500m的统计，小周期来压是914m；大周期来压是1724m。有些局矿认为初撑力大小对来压步距有影响，支架初撑力越大，来压步距越大。而20601面与20604面的情况却相反，20601面初撑力大，来压步距却越小。这会不会是由于判别来压步距不是以老顶断块长
13、度为准而是以某个压力值为准而导致的呢？控顶设计时，从最不利条件出发，老顶周期来压步距取24m，即垮落带老顶第三分层岩块长度取为24m。岩层平均容重 为简化计算，各岩层均取为24kN/m3。其它参数 设计中还需要老顶第一、二分层的岩块长度，以及直接顶岩层在支架后的极限悬顶距等，这些只能凭经验确定。p 2-2煤层高产高效工作面控顶设计 其它参数 至于支架的顶梁长度（设计为4.2m），立柱与顶梁铰点至支架顶梁末端距离（预计为1.2m），由于设计时支架未选定，也只能先预计，等支架选定后再按照实际数据反复计算。此外，顶梁端面距取0.34m，顶板下沉系数暂定为0.025。p 工作面控顶设计确定支架架型、支
14、架工作阻力与初撑力，以及支架高度等。防漏 考虑到煤层有直接顶，而且有伪顶，同时要实现高产高效，因此应选用双柱掩护式液压支架。为防止发生端面冒落，端面距应不超过340mm。生产过程中如果出现有端面冒高超过300mm的情况，应提高支架的实际初撑力至P0以消除之。防压u 支架的工作阻力应能支撑住工作空间及采空区上方垮落带岩层的重量。cos1ilkililiZaLhhLLPP支架工作阻力p 工作面控顶设计式中：La每架支架所控制的工作面长度，1.75m/架；垮落带直接顶岩层平均容重，22kN/m3；h垮落带直接顶厚度，5.0 m；Lz直接顶岩梁长度，即0.34m+4.20m+2.0m(经验)，6.54
15、m；li垮落带中第i层老顶及其附加岩层的平均容重，22kN/m3；hli垮落带中第i层老顶及其附加岩层的厚度，hli=1.8m；hli=2.4m；hli=4.5m；Llki垮落带中第i层老顶的岩块长度，Llk1=7m；Llk2=10m；Llk3=24m(经验)；a为煤层倾角，近水平煤层cosa近似为1；考虑掩护梁上有冒矸载荷及立柱不垂直顶梁的系数，90%；75859.01245.422104.22278.12254.652275.1P（kN/架）p 工作面控顶设计u 支架的初撑力P0”应能保证直接顶与老顶之间不离层。平衡直接顶岩梁重量所需的支架初撑力为P01”cos 01ZahLLP13999
16、.0154.652275.113999.0154.652275.1(kN/架)平衡直接顶岩梁所产生力矩（对煤壁）所需的支架初撑力为P03”)(2cos 0203lLhLLPZZa13709.02.154.42154.652275.1 203P(kN/架)则支架所需初撑力则支架所需初撑力P0”应是应是P01”与与P03”中的大值，即中的大值，即P0”1399 kN/架；架；Lz直接顶岩梁长度，Lz=Ld+Lh=4.54m；l0P03”作用点距顶梁后端的距离，1.2m(预计)；p 工作面控顶设计u 支架的可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉。由于裂隙带岩层与垮落带岩层之间已无自由空间，h可用经验公式求得
17、13999.0154.652275.1(m)式中：下沉系数，0.025；M煤层采高，4.3m；LD最大控顶距，为LZ+l（l为循环进尺，0.8m），即4.54m+0.8m=5.34m。DMLh6.034.53.4025.0h(m)所需支架最大高度为Hmax，则 3.4maxmax MH(m)p 工作面控顶设计13999.0154.652275.1所需支架最小高度为Hmin，则(m)35.305.06.04minminahMH式中：Mmax煤层最大采高，4.3m；Mmin煤层最小采高，4.0m；a卸载高度，0.05m。由于设计的采高为4.04.3m，因而支架选型时最大高度最好在4.5m以上，最小
18、高度应不大于3.0m。p 工作面控顶设计 防推 在近水平煤层中，可以不用考虑用支架初撑力P0“防推。支架所需初撑力P0应是P0、P0”、P0“中的大值，由于P0只能在日常观测中才能得到，控顶设计时暂由P0”、P0“中取大值；本例中P0“可以不考虑，即设计的P0值就是P0”，即 P0 1399KN/架。p 初放阶段工作面控顶设计 直接顶初次垮落cos21 01ZDXCZaLLhLP式中：LZDXC直接顶初次垮落步距，取24m；35389.0122454.452275.1 01P(kN/架)p 初放阶段工作面控顶设计 直接顶初次垮落式中：h直接顶最大分层厚度，3m（只限这里计算P03”时用）；(k
19、N/架)(2cos21 0203lLLLhLPZZDXCZa52569.02.154.42122454.432275.12 03P初次垮落时支架所需初撑力P0”为P01”、P03”中的大值，即P0”=5256KN/架，也即P05256KN/架。p 初放阶段工作面控顶设计 老顶初次来压式中：Llki1/2Llxc(老顶初次来压步距，54.2m)，27.1m；=8182(kN/架)cos1ilkililiZaLhhLLP9.011.275.422104.22278.12254.652275.1Pp 设计总结 初放阶段所需支架工作阻力(P8182KN/架)及初撑力(P05256KN/架)比 正常生产
20、期间所需支架工作阻力(P7585KN/架)及初撑力(P01399KN/架)大，支架选型时应以大的为准。由于设计时考虑了可能不会出现的极端情况，如老顶初次来压步距为54.2m，直接顶初次垮落步距为24m等等，而本煤层构造又较平稳，因而支架工作阻力(8182KN/架)及初撑力(5256KN/架)不必再有10%左右的富裕系数。本设计的结论是：选用WS型掩护式液压支架，额定工作阻力不小于8182KN/架，额定初撑力不小于5256KN/架，最大高度在4.5m以上，最小高度不大于3.0m。由于初放阶段所需初撑力较大，工作面投产后，在老顶初次来压前，应控制工作面推进速度，不能过快，保证初撑力不小于5256K
21、N/架。此外，为保证顶板处于良好状态，日常生产期间应保证初撑力不小于4278KN/架。某矿某矿1022单体支柱工作面单体支柱工作面控顶设计控顶设计p 有关资料 地质概况 工作面上部为西风井保安煤柱及10煤层防水煤柱，下部为1024工作面，西边界为已采区边界内缩60m，东为总回风巷石门保安煤柱。工作面走向长425485m，平均455m；倾斜长110150m，平均130m。倾角520，平均13。煤层厚度为1.03.7m，平均2.7m。工作面无伪顶；直接顶为泥岩，厚1.72.5m；老顶为砂岩，厚9.5m，由下而上第一分层厚度为2.5m，第二分层厚度为4.0m。底板为泥岩，厚46m。技术概况 工作面开
22、切眼长150m；炮采，机道宽1.0m。注意到支柱的选型，当煤层厚度在1.92.3m之间时，一次采全高；当煤层厚度大于2.3m时跟顶丢底，最大采高不大于2.3m；局部地段煤厚小于1.9m时，要更换支柱，但最小采高不低于1.3m。采用外注式单体液压支柱配合HDJA-1000铰接顶梁，一梁一柱走向架设，梁柱配合为柱前800mm、柱后200mm。工作面支柱全部穿300铁鞋。三四排控顶，排距1m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶距1m。p 有关资料 参考面情况 1022面为本煤层第一个工作面，其参考工作面邻矿1029工作面的情况是：采高2.2m，直接顶厚度2m左右,老顶厚2.5m左右,初次来
23、压步距24m，周期来压步距1113m。p 1022工作面控顶设计 煤层顶板 直接顶厚1.72.5m。考虑垮落带高度时取1.7m，考虑支柱工作阻力及初撑力时取2.5m。老顶第一分层厚2.5m，第二分层厚4m（基础岩层厚2.5m）。采高 1.3m2.3m。考虑垮落带高度时取2.3m。垮落带高度 由于老顶分层可能形成平衡结构，因而需要通过验算来确定老顶哪些分层属于垮落带。验算用下面公式：2)1(110iZliiKhKHMH式中：Hi由下而上第i层老顶岩层的厚度（基础岩层），m；Hi由下而上第i层老顶分层的厚度，m；Kl老顶及其附加岩层的岩石碎胀系数，取1.5；h直接顶厚度，1.7m；Kz直接顶岩层的
24、岩石碎胀系数，取1.5；设i=1 H1=2.5 m 由于H1小于3.45m，老顶第一分层处在垮落带中。45.3215.17.13.221zKhM(m)设i=2 H2=2.5 m 由于H2大于2.2m，老顶第二分层处在裂隙带中。垮落带岩层包含直接顶与老顶第一分层。计算Lj与P0时，垮落带岩层厚2.5+2.5=5.0m。(m)2.22)15.1(7.1)15.1(5.23.22)1(11ZlKhKHM 有关参数u 支柱平均工作阻力 计算时取额定值的60%。u 支柱初撑力 一般不超过额定值的80%。u 直接顶初次垮落步距 因为没有收集到相关数据，凭经验取为8m，即LZDXC=8.0m。u 直接顶最大
25、分层厚度 因直接顶不太厚，取2.5m。u 老顶周期来压步距 参考邻矿1029面取13m（在本例也就是老顶第一分层岩块长度）有关参数u 老顶初次来压步距 参考邻矿1029面为24m，但一般应为周期来压步距的两倍以上，故取26m，即Llxc=26m。u 岩层平均容重 取为23kN/m3。u 其他参数 直接顶岩层在采空区极限悬顶距Lzx，取为1m。端面距取0.2m。顶板下沉系数取0.025。顶梁高度取0.1m。裂隙带老顶断块长度取14m(经验)。控顶设计4 防漏 本工作面直接顶板为泥岩，中稳偏下，因此柱距Lj不宜大于0.7m，而且顶梁上要插塘材；塘材长0.9m，直径30mm，每棚6根。4 防压 支架
26、的工作阻力应能支撑住工作空间上方及采空区上方垮落带岩层重量。为此选用支柱的平均工作阻力P为180KN/根（额定工作阻力的60%）再求Lj。cos)()(1321ilkililizxxmjLhLLhnnnnPL式中：n1一个柱距内第一排基本支柱数目，1；n2一个柱距内第二排基本支柱数目，1；n3一个柱距内第三排基本支柱数目，1；nm一个柱距内密集支柱数目，1；直接顶岩层容重，23kN/m3；h直接顶厚度，2.5m；Lx最小控顶距，3.2m；Lzx直接顶在采空区极限悬顶距，1m；l1第一老顶分层平均容重，23kN/m3；hl1第一老顶分层厚度，2.5m；Llk1第一老顶分层岩块长度(周期来压步距)
27、，13m；a煤层倾角，520，这里以5计算，并近似取1；73.01135.223)12.3(5.223)1111(180jL(m)取Lj=0.7m 4 防压 支柱的初撑力应能保持直接顶与老顶之间不离层(所需初撑力为P0”)。1111112.35.2237.0cos)(32101mzxxjnnnnLLhLP=42.3kN/根1115.2237.0cos 02mzxjnhLLP=40.3kN/根(kN/根)2()(2cos)(321203pgpggxmzxxjLLnLLnLnLnLLhLP39 3121112.31 2112.35.2237.0 203PP0”为P01”、P02”、P03”中的大值
28、，即P0”=42.3 kN/根 4 防压 支柱可缩量应能适应裂隙带老顶的下沉。当采高为1.92.3m时，求最大控顶距处顶板下沉量h。m式中：H裂隙带老顶断块触矸处的下沉量，m。(式中 M 为煤层采高2.3 m；KZ为直接顶岩层碎胀系数，1.5；Kl为老顶及其附加岩层的碎胀系数，1.5；h为直接顶厚度，1.7 m；i=1，hl1为垮落带老顶厚度，2.5 m；经计算H=0.2 m)；LD最大控顶距，4.2 m；Llz裂隙带老顶断块长度，取14 m(经验)。lzDLHLhillizKhKhMH111 m式中：下沉系数，取 0.025。DMLh24.02.43.2025.0h(m)当采高在2.1m及以
29、下时，H已经为零，故取h=0.24m。所需支柱最大高度为HmaxbMHmaxmax(m)式中：Mmax煤层最大采高，2.3；b顶梁高度，0.1 m。2.21.03.2maxH(m)所需支柱最小高度为Hmin(m)式中：Mmin煤层最小采高，1.9m；a卸载高度，0.05m。1.51(m)abhMHminmin05.01.024.09.1minH选用DZ22-30/100型支柱。当采高为1.51.9m 时：2.02.49.1025.0DMLh8.11.09.1maxmaxbMH(m)(m)15.105.01.02.05.1minminabhMH(m)选用DZ18-30/100型支柱。当采高为1.
30、31.5m 时：(m)(m)(m)选用DZ14-30/100型支柱。从以上计算可知，当采高在1.92.3m时，应选用DZ22-30/100型单体液压支柱；采高在1.51.9m时，应改用DZ18-30/100型支柱；采高在1.31.5m时，应改用DZ14-30/100型支柱。16.02.45.1025.0DMLh4.11.05.1maxmaxbMH99.005.01.016.03.1minminabhMH4 防推 所需初撑力P0“按下式计算。sin1cos)(3210fnnnnLLhLPmzxxxxj式中：x下位岩层(直接顶)平均容重，23kN/m3；hx下位岩层(直接顶)厚度，2.5m；nm一
31、个柱距内密集支柱数目，按平时1根考虑；a煤层倾角，按20考虑。3420.03.019397.0111112.35.2237.0 0P=35.2kN/m3 这里上下岩层间的摩擦因素f，暂按无水时的0.3考虑，如果有水则应减小。设计支柱初撑力P0应是P0”与P0”中的大值，因为P0”=42.3kN/根，大于P0”，故取P0=42.3 KN/根。p 1022工作面初放阶段控顶设计 直接顶初次垮落 所需初撑力为P01”、P02”、P03”中的大值。mZDXCxjnnnnLLhLP32101cos)21(kN/根)式中 LZDXC直接顶初次垮落步距，取8m。111118212.35.2237.0 01P
32、73(kN/根)1611145.2237.0cos)21(02mZDXCjnLhLP(kN/根)p 1022工作面初放阶段控顶设计(kN/根)2()(2cos)21(321203pgpggxmZDXCxjLLnLLnLnLnLLhLP1133121112.31 2142.35.2237.02P02”过大，调整nm为1.5，重新计算，则 P01”=64 kN/根 P02”=107 kN/根 P03”=96.6 kN/根 可见，在直接顶初次垮落期间，一个柱距内应有1.5根密集。p 1022工作面初放阶段控顶设计 老顶初次来压 当支柱平均工作阻力P为180KN/根时，求柱距Lj。(kN/根)式中 L
33、lxc老顶初次来压步距，取 26m。(m)这个结果与正常生产时相同，也应取为0.7m。cos21)()(11321lxcllzxxmjLhLLhnnnnPL73.01135.223)12.3(5.223)1111(180jLp 工作面支护规格总描述 排距1m，柱距0.7m，机道宽1m，三四排控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶距1m。HDJA-1000型铰接顶梁与DZ22（采高1.92.3m时选用；采高1.51.9m时，选用DZ18；采高1.31.5m时，选用DZ14）外注式单体液压支柱配套使用，一梁一柱走向架设，梁柱配合为柱前800mm（正好保证端面距不大于200mm），柱后200mm。采用塘材背顶，塘材长0.9m，直径30mm，每棚6根。沿放顶线（顶梁末端）日常生产时每个柱距支设一棵密集，直接顶初次垮落阶段每个柱距架设1.5棵密集，工作面支柱全部穿300铁鞋。此外，泵站压力初放阶段应在17MPa以上，日常生产则保持7MPa以上即可。再者，为防止爆破落煤损伤支柱，炮眼布置及装药量应注意，同时第一排柱子放炮时应挂障保护。
