第三章 顶板控制
第三章 顶板控制
第一节 支护设计
１． 工作面名称：11105片回采工作面。
工作面支架布置方式说明：工作面选用DW12型单体液压支柱配合“Π”型钢梁与铰接钢梁结合进行支护，工作面支架布置方式为正悬臂错梁齐柱支护。DW22型与DW25型单体支柱分别使用在前后头超前支护 。
工作面支架布置如附图所示。 工作面前、后出口的特殊支护说明:
11105进风巷、11105回风巷超前支护采用1.8米长钢梁或木梁配合两棵单体液压支柱进行棚式支护，棚距1.0米，超前支护的距离不小于20米。
工作面的特殊支护说明:
工作面的前后端头支护采用3.2m长“Π”型钢梁铰接结合与单体液压支柱配合，每两组为一对，“一梁三柱”交错排列，迈步前移。
支柱时应穿抗压木鞋规格：木鞋长50㎝，宽20㎝，厚度6㎝。 ２．工作面的支护设计，一般采用以下方法。
１）采用顶底板控制设计专家系统时，应根据系统要求，合理选取有关参数。 2）采用类比法时，应根据本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。
(1)参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考表1。
（2）合理的支护强度，可以采用下列方法计算（一般可以采用前两种方法，取其中最大值既为工作面合理的支护强度pt）。
A．采用经验公式计算：
pt=9.81hγk
式中：pt—工作面合理的支护强度，kN/m2；
五九煤炭集团作业规程 15 第三章 顶板控制 h——采高，m；
γ——顶板岩石容重，t/m3，一般可取2.5t/m3；
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时， 应选用低倍数；反之则采用高倍数。
B．选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度pt。 C．采用工作面不同推进阶段（顶板来压、正常推进）按“支护原则”和“防滑的原则”要求计算支护强度，取其中最大值。
表1 矿压参数参考表
序号 顶底1 板条件 2 初3 次来压 周4 期来压 5 6 7 平直接顶初次垮落步距 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 最大平均支护强度 m m kN/m2 mm m mm kN/m2 m kN/m2 m m Mpa 直接底厚度 m 项 目 直接顶厚度 基本顶厚度 单位 m m 同煤层实测 本面选取或预计 时 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 五九煤炭集团作业规程 16 第三章 顶板控制 8 9 10
直接顶类型 基本顶级别 巷道超前影响范围 类 级 m （3）支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算：
Rt=kgkzkbkhkaR
式中：R—支柱额定工作阻力，kN；
k—支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中（表2）查得。
表2 支柱阻力影响系数表
项目 工作系数kg 增阻系数kz 不均匀系数kb 采高系数kh 液压支柱 0.99 0.95 0.9 <1.4m 1.0 <10o 1.0 微增阻支柱 0.91 0.85 0.8 1.5～2.2m 0.95 11o～25o 0.95 急增阻支柱 0.5 0.7 0.7 1.5～2.2m 0.95 26o～45o 0.9 木支柱 0.5 0.7 0.7 >2.2m 0.9 >45o 0.85 倾角系数ka 注：表中系数根据矿压观测结果统计，适应一般工作面条件。
（4）工作面合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算：
n=pt/Rt
式中:n—支柱密度，根/m2；
Rt——支柱实际支撑能力，kN/根。
（5）根据合理的支柱密度，确定排距、柱距。
（6）合理控顶距的选择：在满足安全生产的前提下，可以根据工作面的实际条件选择控顶距。坚硬顶板控顶距可适当增大，松软、缓慢下沉顶板控顶距可适当缩小，一般应采用“见四回一”的管理方式。
（7）柱鞋直径的计算：柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。
五九煤炭集团作业规程 17 第三章 顶板控制 ??20式中：Ф—铁鞋的直径，mm；
10Rt ?Q Q—底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，Mpa。
3.根据上述有关参数，结合采高等因素，选取合适的支柱并确定选用的顶梁的型号。
4.选用金属摩擦支柱进行支护时，应明确升柱器的型号、数量。
5．综采工作面的支护设计，需要根据工作面合理的支护强度（pt），选取液压支架，并参考表3的内容进行适应性比较。
表3支架参数对照表
项目 采高/m 倾角/（o） 煤厚/m 硬度f 支护强度/（kN·m-2） 底板比压/（kN·m-2） 顶板类（级）别 工作面实际条件 支架参数 工作面单体液压支柱数量：1466棵，备用单体10%数量146棵。共计1612棵。选择单体液压支柱技术特征：
规格型号：DW12—300/100X 支柱高度：1200mm 最小高度：700mm 工作行程：500mm 初 撑 力：108.5—144.7KN 重 量：36㎏ 最大工作阻力：30t 支护密度设计：
1）根据经验公式计算支护强度，采用8倍采高顶板岩石重量：
五九煤炭集团作业规程 18 第三章 顶板控制 G＝8×m×γ=8×1.0×2.45=19.6吨/m2
G—顶板岩石重量，吨/m2 M—采高，米。γ—顶板岩石容重，吨/米3。 2）实际支护强度：
F＝工作面实际单体数×单体工作阻力/工作面长度×最大控顶距 F=1466×30/148×3.4=87.4吨/m2 计算结果：F>G，满足支护强度要求。 6.乳化液泵站设计应包括以下内容。
1）泵站及管路选型。
2）泵站设置位置需在相关图纸上明确标明。
3）泵站使用规定：泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度、检查方式等。
第二节 工作面顶板控制
1. 确定工作面回采时顶板控制方式。描述控制方法、控制距离、放顶要求、
支柱支设要求、伞檐规定、铺网要求、护顶方式及要求等。 ①、采空区处理方法： 采用全部跨落法处理采空区。 ②、最大、最小控顶距及放顶步距：
工作面正常回采时采用“三、四排”管理顶板，最大控顶距3.4米，最小控顶距2.8米，放顶步距为0.6米，支柱排距为0.6米，柱距0.75米。
2.确定工作面正常回采时特殊支护形式。描述密集支柱、抬棚、戗柱（棚）、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。
1.工作面前后出口20m范围内必须架设好超前支护。随工作面的推进，必须打够超前支护。
2.工作面前、后出口只有当形成最小控顶距时，方可进行割煤，及时将铰接顶梁挂好。割煤结束后，及时移溜，及时回撤端头大棚。
①回撤端头大棚时，必须由两人配合作业，安监员及班、队长进行监护，其他所有人员必须撤到距作业地点10m以外的安全地点，并设置警戒防止他人进
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