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×n n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÷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
论文作者:李正祥
论文发表刊物:《基层建设》2015年18期
论文发表时间:2015/11/6
标签：工作面论文; 支柱论文; 顶板论文; 液压论文; 效能论文; 砂岩论文; 压力论文; 《基层建设》2015年18期论文;